автореферат диссертации по металлургии, 05.16.02, диссертация на тему:Разработка экологически чистых технологий комплексного извлечения благородных и цветных металлов из электронного лома

На правах рукописи

/5—

ЛОЛЕЙТ СЕРГЕЙ ИБРАГИМОВИЧ

РАЗРАБОТКА ЭКОЛОГИЧЕСКИ ЧИСТЫХ ТЕХНОЛОГИЙ КОМПЛЕКСНОГО ИЗВЛЕЧЕНИЯ БЛАГОРОДНЫХ И ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ ЭЛЕКТРОННОГО ЛОМА

Специальность - 05.16.02 -Металлургия чёрных, цветных и редких металлов

Автореферат диссертации на соискание учёной степени доктора технических наук

Москва 2010

□□3432140

003492140

Работа выполнена на ОАО «Щёлковский завод вторичных драгоценных металлов» и в ФГОУ ВПО «Национальном исследовательском технологическом университете «МИСиС».

Официальные оппоненты:

доктор технических наук, профессор

доктор технических наук, член-корреспондент РАН

доктор технических наук, профессор

Быстрое В.П. Бурханов Г.С. Карелов С.В.

Ведущая организация: ГНЦ ОАО «Государственный научно-

исследовательский и проектный институт редкометаллической промышленности «Гиредмет»

Защита состоится «17» марта 2010 г. в 1430 на заседании диссертационного совета Д.212.132.05 при ФГОУ ВПО «Национальном исследовательском технологическом университете «МИСиС» по адресу: 119049, г. Москва, Крымский вал, д. 3, ауд. К-214.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке ФГОУ ВПО «Национального исследовательского технологического университета «МИСиС».

Автореферат разослан «11» февраля 2010 г.

Учёный секретарь диссертационного совета Лобова Т.А.

Общая характеристика работы

В последние десятилетия в горнорудной промышленности практически во всех странах мира сформировались устойчивые тенденции роста затрат при добыче руд и производства из них цветных и драгоценных металлов. Основными причинами наблюдаемого удорожания являются:

- уменьшение запасов руд цветных и драгоценных металлов, необходимость добычи и переработки более бедных руд;

- быстрый рост цен на источники сырья и энергию;

- необходимость ориентироваться лишь на собственные источники сырья, особенно стратегического;

- выполнение международных соглашений и государственных требований по охране окружающей среды, в связи с чем удаление и захоронение отходов производства становятся экономически всё более затратными.

Особая роль драгоценных металлов обусловлена местом, которое они занимают в финансовой системе отдельных государств и мирового сообщества в целом. Использование вторичного металлсодержащего сырья в современном мировом производстве металлов быстро и неуклонно растёт. Причём из-за роста цен на сырьё и энергию рецикл отработанных техногенных продуктов может рассматриваться даже более эффективным, чем использование первичного сырья. В ряде промышленно развитых стран производство вторичных металлов составляет 30-40 % от общего объёма первичного производства.

Одним из массовых и ценных видов комплексного вторичного металлургического сырья является электронный лом (ЭЛ). Суммарная масса образующегося электронного лома в России в настоящее время составляет несколько миллионов тонн в год. В последние годы были остановлены и ликвидированы тысячи нерентабельных предприятий, образовался огромный парк оборудования и техники, подлежащей утилизации и переработке. Образовавшиеся отходы, с одной стороны, наносят огромный вред окружающей среде, но с другой, представляют ценнейшие ресурсы, по содержанию полезных компонентов превосходящие природные источники. Всё это создаёт реальные предпосылки для развития в России крупномасштабного производства вторичных и, в частности, драгоценных металлов.

Экономические оценки возможных процессов переработки электронного лома с извлечением только драгоценных металлов указывают на недостаточную эффективность такого производства из-за низкого содержания драгоценных металлов в ломе, несмотря на их высокую стоимость. Только комплексная переработка электронного лома с извлечением из него не только драгоценных, но и цветных и даже чёрных металлов позволит сделать указанный технологический процесс экономически целесообразным. Учитывая то обстоятельство, что металлы в электронном ломе обладают существенно различными физико-химическими свойствами, находятся в различном структурном состоянии и в комбинациях с различными неметаллическими составляющими, реализация комплексной и полной переработки электронного лома

является, безусловно, актуальной, но крайне сложной научно-технической проблемой.

Для решения указанной проблемы необходимо создание научных основ переработки многокомпонентных материалов электронного лома и на их базе - разработка эффективных экологически чистых технологий, предусматривающих комплексное дифференцированное извлечение драгоценных и цветных металлов из электронного лома, а также создание современного специализированного оборудования для их практической реализации.

Цель и задачи работы

Целью диссертационной работы является создание научных основ комплексной переработки электронного лома, и на этой базе разработка технологических процессов и оборудования для извлечения из электронного лома различных драгоценных и цветных металлов. Для достижения указанной цели в работе сформулированы и решены следующие задачи:

- анализ современного состояния отечественного и зарубежного опыта по переработке отходов электронной, радио- и электротехнической промышленности;

- изучение состава различных видов электронного лома и его компонентов и на основе статистически обоснованного анализа данных о структуре и химическом составе электронного лома различных видов разработка классификации различных видов электронного лома.

- определение интервалов усреднённых концентраций содержащихся в электронном ломе металлов: драгоценных (Аи, П, Рс1), цветных и чёрных и их дифференциация по классам (группам) лома;

- исследование физико-химических процессов (гидрометаллургии, обжига, плавки), протекающих при переработке различных видов электронного лома и разработка технологий комплексного извлечения драгоценных и цветных металлов из электронного лома различного типа;

- исследование технологических характеристик процессов обжига электронного лома, его гидрометаллургической переработки и плавки электронного лома с использованием медного коллектора с целью оптимизации условий проведения указанных процессов и промышленного освоения переработки электронного лома;

- разработка технологических регламентов для проектирования печей для обжига электронного лома и печи для плавки электронного лома с использованием медного коллектора.

Научная новизна

1. На основании анализа существующих отходов, образующихся в различных отраслях промышленности предложена классификация различных видов электронного лома по 6 группам, в основу, которой положены сочетания ме-

таллических компонентов, содержащихся в электронном ломе и концентрационные интервалы для каждого металла.

2. Изучены кинетические характеристики процессов совместного растворения серебра, золота, меди, олова и свинца в растворах сильных кислот (HCl, HNO3, H2SO4) в зависимости от концентрации раствора, температуры и продолжительности процесса. Установлено взаимное влияние компонентов в отдельных продуктах.

3. Исследован механизм процессов, происходящих при обжиге электронного лома с целью удаления органических компонентов. Установлено, что после воспламенения органических материалов, содержащихся в ЭЛ, процесс переходит в автогенный режим, поддерживаемый скоростью загрузки лома в печь.

4. На основании изучения фазовых превращений материалов в процессе плавки электронного лома в окислительной и восстановительной атмосфере показано, что 10 %-ного содержания меди в исходном сырье достаточно для наиболее эффективного использования ее как коллектора золота.

5. На основе анализа физико-химических свойств многокомпонентных шлаков системы СаО - SiCh - FeO - №20, образующихся при плавке электронного лома на коллектор, установлено соотношение компонентов при котором обеспечивается низкая величина вязкости шлаков, снижаются потери меди до 0,4 % и золота до 0,5 %.

6. Разработана математическая модель процесса переработки различных видов электронного лома, позволяющая снизить себестоимость переработки, увеличить производительность и процент загрузки оборудования.

Практическая значимость

1. Разработана технология комплексной переработки различных видов электронного лома и ее промышленное освоение в ОАО «Щелковский завод ВДМ».

2. Разработана технология гидрометаллургической переработки электронного лома с селективным выделением драгоценных металлов (золота, серебра) и цветных металлов (меди, олова, свинца) и снижением экологической нагрузки на окружающую среду, которая внедрена в ОАО «Щелковский завод ВДМ» и в ОАО «Красноярский завод цветных металлов им. В.Н. Гулидо-ва».

3. Разработан технологический регламент для проектирования элек-трообогреваемой трубчатой вращающейся печи для обжига электронного лома, спроектирована, изготовлена и внедрена в производство в ОАО «Щелковский завод ВДМ» печь для обжига электронного лома производительностью 75-80 кг/ч.

4. Разработан технологический регламент для проектирования плавильной дуговой печи с системой воздушного дутья для плавки электронного лома на медный коллектор, спроектирована, изготовлена и внедрена в произ-

водство печь ЭПЗ-1,5 непрерывного действия мощностью 1,5 МВт в ОАО «Щелковский завод ВДМ»;

5. Внедрена в ОАО «Щелковский завод ВДМ» комплексная пирометал-лургическая переработка электронного лома, которая позволила повысить извлечение золота, серебра, металлов платиновой группы, меди и других цветных металлов, а также повысить производительность оборудования;

Достоверность полученных результатов и выводов

Научные результаты, обоснования и выводы базируются на большом объёме опытных данных, подтверждаются результатами многочисленных экспериментов, выполненных как на лабораторном, так и на промышленном оборудовании. Достоверность представленных результатов подтверждена применением современных физико-химических методов исследования, приборов, методик, их метрологического обеспечения, математических методов моделирования, планирования и анализов результатов исследований. Подтверждается реализацией комплексных технологических процессов переработки сырья и выпуском опытных и промышленных партий продукции заданного качества в условиях промышленного производства.

Основные положения, выносимые на защиту

1. Система классификации различных видов электронного лома по группам, отличающимся формой нахождения металлических компонентов в электронном ломе и концентрацией, позволяющая предложить рациональные и соответствующие для каждой группы технологические схемы переработки электронного лома.

2. Результаты исследований и установленные закономерности взаимного влияния компонентов при их селективном выделении в процессе гидрометаллургической переработки электронного лома.

3. Результаты исследований параметров технологии обжига электронного лома и конструкция вращающейся трубчатой печи для его осуществления.

4. Технология плавки электронного лома с медным коллектором с использованием меди, содержащейся в электронном ломе, и конструкция дуговой печи для реализации процесса с контролируемой атмосферой рабочего пространства.

5. Математическая модель выбора технологии переработки различных видов электронного лома с целью минимизации суммарных затрат на получение 1 кг золота.

Личный вклад автора.

1. Автору принадлежат инициатива изучения состава электронного лома и выбор новых технологий его переработки, основанный на анализе опыта

работы отечественных и зарубежных предприятий по переработке электронного лома.

2. Автор обосновал направление исследований по разработке нового оборудования, необходимого для осуществления процесса переработки электронного лома.

3. Автору принадлежит идея классификации сырья на 6 групп и разработки 9 технологий, по которым могут перерабатываться эти виды сырья. В основу оценки эффективности выбора технологических процессов он положил себестоимость получения 1 кг золота и экологическую безопасность.

4. Автор принимал активное и непосредственное участие на всех этапах выполнения работ по исследованию физико-химических процессов гидрометаллургической переработке электронного лома, процесса обжига и плавки.

5. Автор непосредственно принимал участие в исследованиях и обсуждении результатов по разработке технологических регламентов, проектирования, промышленного освоения трубчатой обжиговой печи и печи для плавки на коллектор с регулируемой атмосферой.

6. Автор руководил и проводил консультации по внедрению разработанных им технологических процессов и оборудования в ОАО «Щёлковский завод вторичных драгоценных металлов», ОАО «Красноярский завод цветных металлов им. В.Н. Гулидова», ЗАО «Научно-экспериментальный центр ДИЭМ-21».

7. Автором разработана математическая модель выбора рациональной технологии переработки электронного лома. Только хорошо зная технологию и оборудование, можно было разработать такую систему, которая бы прогнозировала результаты переработки и могла компоновать группы сырья для переработки его по одной из девяти предложенных схем.

Апробация работы

Материалы диссертации доложены на 8 международных и отечественных научно-практических конференциях и совещаниях:

- Международная научно-практическая конференция «Металлургия цветных металлов. Проблемы и перспективы». - Москва, 2009 г.;

- 9-10-11 Международные научно-технические конференции «Моделирование, идентификация, синтез систем управления». - Донецк, 2006, 2007, 2008 г.;

- 10-я национальная конференция по металлургии с международным участием. - Болгария—София, 2007 г.;

- VII-VIII -международные конференции «Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и природоохранные технологии освоения недр» - Москва— Ереван, 2008 г., Таллин (Эстония), 2009 г.;

- Международная конференция «Ресурсно-экологические проблемы в XXI веке: инновационное недропользование, энергетика, экологическая безопасность и нанотехнологии» - Алушта (Украина), 2009 г.

Публикации. Основные научные положения работы, методики и экспериментальные результаты изложены в 40 публикациях, в том числе в 2 монографиях, 14 статьях в журналах из перечня ВАК и 15 патентах.

В первой главе рассмотрены вопросы существующей классификации электронного лома (ЭЛ). Подробно изучено состояние вопроса гидрометаллургической и пирометаллургической переработки ЭЛ в России и за рубежом. Сформулированы недостатки в области переработки ЭЛ и намечены пути проведения исследований.

Во второй главе проведен анализ состава ЭЛ, поступающего на переработку за последние 14 лет, определен его элементный состав и предложена классификация его на 6 составов. Разработаны и определены 9 технологических схем, пригодных для переработки предложенных 6 составов лома. Предложена методика и рассчитана себестоимость 1 кг золота при переработке каждого вида сырья по 9 технологиям, что легло в основу выбора эффективной технологии.

В третьей главе на основании анализа 9 технологических схем представлены результаты исследований по извлечению благородных и цветных металлов гидрометаллургическими методами. Представлены результаты физико-химических исследований по извлечению свинца, олова, серебра и меди из ЭЛ. Изучена кинетика и представлены результаты растворения свинцово-оловянного припоя в растворе соляной кислоты, извлечения серебра из печатных плат. Представлены результаты по изучению кинетики сернокислотного выщелачивания меди с печатных плат в присутствии различных окислителей.

Приведены результаты исследований и термодинамических расчетов и представлены основные технологические параметры гидрометаллургической переработки ЭЛ, разработана и предложена схема поэтапного извлечения благородных и цветных металлов.

Четвертая глава содержит результаты исследований по обжигу и плавке ЭЛ и данные по разработке, проектированию, изготовлению и внедрению нового оборудования для осуществления процесса. Приведены результаты физико-химических исследований по обжигу ЭЛ. Представлена конструкция установки для проведения исследований и результаты по удалению органических веществ в зависимости от времени и температуры процесса. Приведены результаты термодинамических расчетов, которые позволили разработать режимы работы печи. Представлены результаты по изучению поведения

цветных и благородных металлов в процессе обжига. Проанализирован состав газовой фазы и предложены мероприятия по полному дожиганию газов. На основании исследований и разработанного регламента описана новая обжиговая печь, даны ее технологические параметры, отработанные на производстве, и чертеж.

Представлены результаты физико-химических исследований плавки электронного лома с медным коллектором. В качестве коллектора используется медь, находящаяся в ломе. Приведены данные результатов исследования по выбору шлаков. Представлены результаты по изучению вязкости различных шлаков системы СаО—БЮг—РеО—Иа20 в зависимости от температуры, состава и др., которые обеспечивают низкую вязкость и малую растворимость в них золота и меди. Представлены результаты извлечения золота, серебра и платиноидов из ЭЛ с предложенными шлаками. Проанализирована зависимость извлечения благородных металлов из ЭЛ в зависимости от соотношения лом-коллектор, температуры плавки, количества восстановителя и др.

Представлены результаты термодинамического анализа реакций, проходящих при плавке. Представлены результаты физико-химических исследований по поведению цветных металлов при плавке ЭЛ и определены условия их более полного перевода в шлак (кроме меди). Приводится характеристика разработанной и внедренной плавильной печи ЭПЗ-1,5 и результаты ее промышленного применения.

Пятая глава содержит результаты разработки математической модели выбора рациональной технологии переработки ЭЛ в реальных производственных условиях. Приводятся результаты разработки содержательной формулировки задачи планирования переработки ЭЛ. Рассмотрены граничные условия для разработки математической модели. Определены основные базовые компоненты модели. Представлены табличные формы исходных данных и переменных и взаимосвязи между ними, выраженные в ограничениях и целевой функции. Разработаны таблицы для решения задач выбора рациональной технологии переработки ЭЛ. Сформулированы вопросы, на которые должна отвечать модель в процессе исследования моделируемой ситуации. Определены вопросы, по которым можно оценивать модель на чувствительность. Приводятся данные по построению двойственной задачи и ее численное решение. Рассмотрены вопросы по формированию оборотных средств и совершенствования управления ими. Приведены результаты расчета целевой функции минимизации затрат и максимизации прибыли. Приведены результаты расчетов задачи в М8-Ехсе1 и формы отчетов как средство дополнительной информации о построенной модели. В работе приведены данные по построению двойственной задачи и ее численном решении. Показано, что с помощью двойственных оценок можно определить оптимальные условные затраты и результаты переработки ЭЛ.

Сформулирован экономический смысл двойственных оценок в задаче минимизации суммарных затрат на получение 1 кг золота из ЭЛ.

Структура и объём диссертации. Диссертация включает введение, 5 глав, выводы и приложения. Основное содержание работы изложено на 234 страницах машинописного текста. Содержит 37 таблиц и 72 рисунка.

Библиография включает 101 наименование отечественных и зарубежных источников.

Основное содержание работы

Во введении выполнен анализ современного состояния проблемы переработки вторичных драгоценных и цветных металлов и, прежде всего, отходов электронной, радио- и электротехнической промышленности. Показаны основные направления и сформулированы задачи, реализация которых должна обеспечить решение проблемы повышения эффективности производственных процессов по переработке электронного лома как ценнейшего сырья для комплексного извлечения драгоценных и цветных металлов.

Обоснована актуальность работы. Определены цели и задачи её постановки. Доказательно представлены элементы научной новизны.

1. Современное состояние теории и практики переработки электронного лома

В настоящее время для производства вторичных металлов расширяется использование комплексного по составу и трудно перерабатываемого электронного лома (ЭЛ). В связи со сложностью переработки ЭЛ появилась необходимость разработки новых, более совершенных технологий, позволяющих наряду с драгоценными металлами извлекать и сопутствующие металлы, содержащиеся в ЭЛ. Извлечение и обогащение попутных металлов существенно повышает рентабельность производства и получение наряду с драгоценными достаточно дорогих цветных металлов.

За рубежом большое внимание уделяется разработке различных методов обогащения вторичного сырья с последующей пиро- и гидрометаллургической переработкой полученных концентратов. В этом отношении до последнего времени на отечественных предприятиях переработка вторичного сырья, содержащего драгоценные металлы, в основном была ориентирована на медеплавильные комбинаты, где драгоценные металлы извлекались попутно. При этом необходимо отметить, что переработка вторичного сырья на медеплавильных предприятиях имеет ряд существенных недостатков, к основным из которых следует отнести:

- неоправданно большие потери цветных и драгоценных металлов;

- значительный объём незавершенного производства из-за большой длительности цикла переработки;

- отсутствие технологий, обеспечивающих комплексное извлечение металлов;

- отсутствие технологий для переработки сложного по составу сырья с извлечением и разделением компонентов.

Многостадийность технологий медного и медно-никелевого производства, наличие значительных количеств отвальных продуктов приводит к снижению сквозного извлечения металлов в конечный продукт. Кроме того, существуют виды вторичного сырья, переработка которых в медно-никеле-вом производстве нежелательна из-за присутствия в них олова и свинца. К этим видам материалов относятся в основном отходы электронной, радио- и электротехнической промышленности, в которых олово и свинец находятся в виде припоев и добавок. При этом в процессе обжига отходов электронной и электротехнической аппаратуры происходит загрязнение атмосферы неизвле-каемыми компонентами (образуются токсичные и трудно поддающиеся утилизации соединения в составе дымовых газов, выбросы которых существенно загрязняют окружающую среду).

Гидрометаллургические схемы переработки вторичного сырья, применяемые в настоящее время, также имеют ряд недостатков, в частности, является некорректной практика выполнения расчетов (как материальных, так и энергетических) практически всех технологических процессов, исходя из очень грубого допущения об однородности сырья.

Практически открытым остается вопрос переработки отработанных растворов, что, с одной стороны, снижает экономические показатели производства из-за потерь ряда металлов, а с другой, - создает дополнительные экологические проблемы.

Таким образом, создание научных основ переработки многокомпонентных материалов различных видов ЭЛ и разработка на их базе эффективных экологически чи&гых технологий и специализированного оборудования для комплексной переработки ЭЛ с дифференцированным извлечением из него драгоценных и цветных металлов является актуальной задачей.

2. Разработка классификации видов электронного лома и возможных технологических схем его переработки

В настоящее время необходимость решения проблемы разработки эффективных способов переработки многокомпонентного трудноперерабатыва-емого ЭЛ приобрело особую остроту в связи с рядом причин, к основным из которых следует отнести:

- резкое увеличение на предприятиях оборонного комплекса и министерства обороны объема электронного, радио- и электротехнического лома, содержащего цветные и драгоценные металлы, связанное со значительным сокращением вооружений;

- рост затрат на себестоимость золота, получаемой при переработке ЭЛ;

- сокращение разведанных запасов, вызванное уменьшением инвестиций в геологоразведку, оценку запасов и развитие минерально-сырьевой базы страны;

- содержание драгоценных металлов во вторичном сырье может значительно превышать его содержание в первичном, что делает выгодным его переработку.

На основании анализа существующих видов вторичного сырья, в частности ЭЛ, содержащего благородные металлы, и оценки возможных и существующих технологий его переработки, изучения физико-химических процессов, составляющих основу этих технологий, была разработана классификация различных видов ЭЛ - основного сырья вторичной металлургии благородных металлов.

Основными видами сырья, поступающего на переработку в ОАО «Щёлковский завод вторичных драгоценных металлов»в период с 1992 по 2006 г., являются: лом электронных систем военной техники, печатные платы, смешанный лом электронных приборов, ЭВМ, элементы переключения, транзисторные и стеклянные изоляторы. Основные элементы, содержащиеся в ЭЛ: Аи, Ag, Си, А1, Ре, №, РЬ, БЬ, металлы платиновой группы, а остальные металлы объединены под рубрикой «прочие».

На основании детальных исследований состава различных видов ЭЛ и анализа полученных статистических данных об их составе и структуре были сформированы 6 групп по признакам происхождения сырья, которые и легли в основу классификации трудноперерабатываемого ЭЛ (таблица 1).

Таблица 1. Классификация электронного лома по видам сырья

Металл, % (мае.) Группа

1 2 3 4 5 6

Лом электронных систем военной техники Печатные платы Смешанный лом электронных приборов ЭВМ Элементы переключения Транзисторные и стеклянные изоляторы

Золото 0,08 0,27 0,02 0,31 0,01 1,00

Серебро 0,43 2,50 0,18 2,89 0,20 0,20

Медь 21,11 23,04 18,60 12,00 33,00 1,31

Алюминий 15,20 15,40 14,60 17,61 13,70 32,78

Железо 7,15 12,30 10,20 7,45 35,26 22,50

Никель 2,14 3,25 2,85 2,20 1,05 1,25

Свинец 3,15 2,80 2,25 0,85 3,97 0,96

Олово 12,41 1,40 4,70 1,23 4,00 1,25

Металлы платиновой группы 0,70 0,90 0,02 0,15 0,00 0,11

Прочие 37,63 38,14 46,58 55,31 8,81 38,64

Рассмотрим характеристики каждого из указанных видов сырья. Лом электронных систем военной техники. Высокое содержание в них олова - 12,41 % перестраивает всю технологию на извлечение этого металла. Содержание золота низкое - 0,08 %, поэтому следует рассмотреть вопрос получения попутных цветных металлов, в частности меди, содержание которой более 20 %.

Печатные платы. В сырье высокое содержание никеля - 3,25 % - необходимо решать вопрос о его выделении в обогащенный продукт, пригодный для продажи. Данное сырьё по образуемому объёму занимает второе место (23,04 %) после элементов переключения. Содержание железа составляет 12,30 % и является достаточно интересным для его извлечения, занимая третье место по содержанию после изоляторов и элементов переключения. Содержание золота высокое — 0,27 %.

Смешанный лом электронных приборов и элементы переключения. Содержание золота в этих видах сырья крайне низкое (0,01-0,02 %), а содержание меди и железа - высокое. Поэтому такое сырьё следует перерабатывать помимо золота на медь и железо, что вносит существенные изменения в технологию.

ЭВМ. Содержание золота в ЭЛ ~ 0,3 %, серебра ~ до 3 %, что делает его выгодным для извлечения серебра.

Транзисторные и стеклянные изоляторы. В данном сырье золота до 1 %, а серебра ~ 0,2 %, что делает нерентабельным его извлечение. Содержание по алюминию ~ 33 %, поэтому его необходимо удалять на стадии подготовки. Никеля в сырье -1,3 %, он также должен выделяться на стадии подготовки.

На основе детального анализа физико-химических и термодинамических свойств компонентов различных видов ЭЛ, состава химических реагентов и оценок поведения компонентов ЭЛ в возможных химических и пироме-таллургических процессах с целью выделения конкретного металла или группы металлов был разработан ряд принципиальных технологических схем (приведены лишь основные операции) для переработки различных видов ЭЛ. Технологические схемы переработки ЭЛ с применением:

- воздушной и магнитной сепарации (№ 1);

- криогенного охлаждения (№ 2);

- криогенного охлаждения с воздушной сепарацией (№ 3);

- воздушно-магнитной сепарации и последующего обжига (№ 4);

- магнитной и электростатической сепарации с последующей плавкой на медный коллектор (№ 5);

- криогенного охлаждения и магнитной сепарации (№ 6);

- обжига, плавки на медный коллектор (№ 7);

- обжига, плавки на медный коллектор и прокалка осадка (№ 8);

- кислотно-солевого метода извлечения драгоценных металлов (№ 9). Краткая характеристика каждой из указанных схем переработки различных видов ЭЛ изложена ниже.

Технология № 1 включает двукратное измельчение лома в молотковой дробилке, воздушную сепарацию, магнитную сепарацию в слабом поле для

выделения железа и в сильном поле - для выделения латуни, грохочение, воздушную сепарацию и магнитодинамическую сепарацию. Ферромагнитные металлы выделяются с помощью магнитного сепаратора, лёгкая фракция - с помощью воздушной сепарации, а дальнейшая обработка немагнитной фракции с помощью вихревых токов позволяет отделить неметаллы от металлов.

В результате механической обработки сырья получают фракцию на основе чёрных металлов, алюминиевую смешанную металлическую фракцию, концентраты с высоким содержанием драгоценных металлов и лёгкую фракцию. Последующими операциями проводят извлечение золота из гранул с высоким его содержанием путём плавки на медный коллектор и процессы гидрометаллургии с получением золота в слитках после первого осаждения и фильтрации, а также осадка после второго осаждения и фильтрации для повторного сброса вместе с царской водкой на стадию растворения гранул.

Технология № 2. Исходное сырьё , содержащее драгоценные металлы, переводят в измельчённую форму путём криогенного охлаждения с последующим дроблением и классифицикацией на ситах. Для получения высококачественного концентрата с содержанием драгоценных металлов не ниже 95 % дополнительно проводят выщелачивание концентратов в неорганической кислоте. После этого металлы растворяют в азотной кислоте, фильтруют с получением золотосодержащего осадка и раствора, направляемого на электролиз серебра. Золотосодержащий осадок направляется на царсководоч-ное растворение с последующим получением золотосодержащего раствора. Золотосодержащий раствор направляется на первое осаждение и фильтрацию для последующего получения золота в слитках, а раствор, полученный после фильтрации, направляется на второе осаждение и фильтрацию для получения золотосодержащего осадка.

Технология № 3 предусматривает криогенное охлаждение сырья, несколько циклов его измельчения, воздушную и магнитную сепарацию. В качестве измельчителей на начальных стадиях используют молотковые дробилки, а на последующих стадиях для измельчения ковких материалов - роторные измельчители-грануляторы. Затем проводят плавку измельченного сырья. Выплавленный металл состоит в основном из меди с примесями драгоценных металлов. В последующем из него электролитическими методами выделяют сначала медь, затем серебро, золото, платину и палладий.

Технология № 4 также является многооперационной и включает: двух-стадийное дробление, воздушную сепарацию с отделением органических компонентов сырья, электростатическую сепарацию. После обжига осуществляют плавку материала и растворение в азотной кислоте для отделения серебра. Далее - фильтрация с получением золотосодержащего осадка и раствора, направляемого на электролиз серебра.

Технология №5 ориентирована главным образом на переработку отдельных видов лома (печатных плат, электронно-вакуумных приборов, блоков телевизоров и др.). Переработка печатных плат и их ценность как вторичного сырья предопределяется значительным содержанием в них золота, платины, палладия, но в основном серебра, а также меди, оловянно-свинцо-

вого припоя. Основной стадией является плавка на медный коллектор. Выплавленный металл состоит в основном из меди с примесями драгоценных металлов. В последующем из него электролитическими методами выделяют сначала медь, затем серебро и остальные драгоценные металлы.

Технология № 6 ориентирована в основном на переработку такого сырья, как бракованная радиоэлектронная аппаратура. Вначале выполняется ручная дифференцированная разборка крупногабаритной техники. Далее сырьё переводят в разрушающуюся форму путём криогенного охлаждения, после чего его дробят. Отделяют цветные металлы со стальными элементами конструкции в сильном магнитом поле и материал, направляемый на магни-тодинамическую сепарацию с получением тяжёлых цветных металлов и органических материалов. Тяжелые цветные металлы направляют на плавку на медный коллектор. Выплавленный металл состоит в основном из меди с примесями драгоценных металлов. Медь направляется на рафинирование с последующим получением шлама драгоценных металлов и черновой меди.

Технологии № 7 и № 8. Исходное сырьё измельчают, затем обжигают и направляют на плавку на медный коллектор и гранулируют. Извлекают золото из гранул, богатых золотом, растворением в царской водке, после чего золотосодержащий раствор идёт на операцию осаждения золота. Данные технологии отличаются тем, что после операций растворения гранул и фильтрации в технологии № 8 с целью увеличения извлечения золота выполняется операция прокалки осадка, растворение осадка в царской водке и осаждение золота.

Технология № 9 ориентирована на переработку такого сырья, как изоляторы с оловянным покрытием и без него. Основой способа является растворение сырья в растворе из смеси серной, азотной и соляной кислот. В результате растворения получают раствор и осадок. Степень извлечения металлов в раствор составляет 99 %. Серебро отделяется от стекла в виде хлопьев и выделяется затем из раствора методами сепарации.

Из анализа рассмотренных технологических схем переработки различных видов ЭЛ можно заключить, что практически каждая из рассмотренных технологий принципиально могла бы быть применена для переработки каждого из 6 видов ЭЛ, рассмотренных выше. Однако очевидно, что такой упрощённый подход при выборе технологии был бы экономически нецелесообразным и далёк от оптимального по материальным, энергетическим и временным параметрам. На основании лабораторных исследований, опытно-промышленных и промышленных испытаний были выполнены работы, позволившие конкретизировать выбор технологии по переработке электронного лома для каждого вида сырья из 6 групп.

В рамках каждой из технологических схем были определены расходные коэффициенты основных материалов, состав и виды технологического оборудования, показатели выхода продукции (извлечения металлов). На основании этих данных была рассчитана себестоимость получения золота при применении различных технологических схем переработки 6 видов ЭЛ. Результаты расчётов приведены в таблице 2.

Таблица 2. Оценка себестоимости* 1 кг драгоценного металла (единицы продукции) при получении его переработкой различных видов ЭЛ по различным технологиям_

Технологическая схема переработки сырья Вид электронного лома (группа)

5 |3 |1 12 14 |б

Содержание золота, % (мае.)

0,01 10,02 0,08 10,27 10,31 | 1,0

Себестоимость переработки, тыс.руб.

1 124 98 77 74 69 65

2 53 64 55 50 85 70

3 97 56 47 50 40 94

4 191 178 188 175 201 204

5 54 63 52 51 84 72

6 98 88 148 72 91 75

7 248 241 239 236 234 222

8 288 263 246 223 236 224

9 374 264 242 220 202 169

* Условно-постоянные расходы были оценены как равные для всех рассмотренных технологий и видов лома и в значениях себестоимости не учитывались.

Анализ технологических схем переработки ЭЛ, постадийное рассмотрение технологического цикла позволяет выделить следующие основные стадии: гидрометаллургические процессы, окислительный обжиг, плавка на медный коллектор. Именно эти металлургические процессы являются ключевыми в любой из рассмотренных технологических схем, и их корректное проведение в конечном счёте определяет эффективность технологии в целом. Действительно, гидрометаллургические процессы выделения металлов из электронного лома позволяют на первой стадии извлечь и отделить металлы, присутствие которых может осложнить дальнейшую переработку лома. Это, прежде всего, относится к извлечению серебра, олова и в некоторых случаях основной части меди. Данные об исследованиях гидрометаплургических процессов применительно к многокомпонентным системам с участием драгоценных металлов нам не известны.

Окислительный обжиг необходим для удаления из сырья перед плавкой органических материалов (полистирола, гетинакса, полиэтилена и др.), содержание которых по массе может составлять до 30 % и при сгорании которых образуются неулавливаемые ядовитые вещества, выбрасываемые в атмосферу и наносящие вред окружающей среде. Информация по процессам об-

жига ЭЛ с комплексным изучением поведения материала крайне ограничена (например, группы 2 и 5).

Плавка на медный коллектор достаточно часто встречается в технологических схемах и в литературе известны работы по плавке на медный коллектор гравитационных концентратов, содержащих драгоценные металлы, поскольку медь является хорошим коллектором драгоценных металлов. Однако при плавке ЭЛ большое влияние на процесс извлечения драгоценных металлов могут оказывать металлы, содержащиеся в ломе (олово, свинец, алюминий, железо) (группы 1, 2, 5). В связи с изложенным были проведены исследования по изучению извлечения драгоценных и цветных металлов из многокомпонентного ЭЛ с учётом взаимного влияния компонентов.

3. Исследование гидрометаллургических процессов и разработка технологии на их основе по переработке электронного лома

Данная глава посвящена разработке новой, экологически чистой технологии переработки различных видов ЭЛ, содержащего цветные металлы (олово и свинец - в виде припоя, медь - в виде контактов и медной сетки внутри печатной платы, медных покрытий на поверхности органических материалов) и драгоценные металлы (в основном серебро - в виде покрытия на медных контактах), способом поэтапного выщелачивания в различных растворах кислот с получением солей серебра, олова, свинца и меди и разделением их на отдельные продукты, из которых получали чистые металлы по известным технологиям. Необходимость разработки технологии гидрометаллургической переработки многокомпонентного ЭЛ обусловлена рядом причин и, в частности, пассивацией медного анода в присутствии свинца в процессе электролиза меди вплоть до прекращения процесса. Установлено, что концентрация свинца и олова в электролите не должна превышать 0,2 и 0,1 мг/л соответственно.

С этой целью для проведения исследований были выбраны виды электронного лома (группы 1-3) с небольшим содержанием золота и серебра и значительным содержанием неблагородных металлов - меди, олова и свинца.

Первый этап гидрометаллургической переработки лома направлен на удаление, в частности, с печатных плат оловянно-свинцового припоя. Было показано, что для этой цели оптимальные условия процесса достигаются при применении растворов соляной кислоты. Соляная кислота хорошо растворяет олово и свинец и очень слабо реагирует с серебром, медью, железом и др.; растворение этих металлов крайне незначительное и не мешает основному процессу - растворению оловянно-свинцового припоя. Более того, присутствие в реакционной зоне ионов трехвалентного железа, которые являются хорошим окислителем, даже ускоряет основной процесс.

В процессе выщелачивания оловянно-свинцового припоя раствором соляной кислоты образовывались твердый хлорид свинца РЬСЬ, а олово (в присутствии ионов железа) переходило в раствор в виде хлорида олова - БпСЬ. Полученные соли металлов поступали на дальнейшее извлечение металлических олова и свинца. В ходе исследований по изучению растворения метал-

лов в зависимости от продолжительности, температуры выщелачивания и от концентрации раствора кислоты были установлены оптимальные условия процесса. Определена температура выщелачивания - 70 °С. При продолжительности выщелачивания, равной 5 ч, температуре 70 °С и концентрации соляной кислоты 6 н. извлечение олова и свинца составляло 95-96 %. Увеличение параметров выщелачивания по отношению к указанным на извлечение металлов практически не влияло.

Показано, что снижение скорости растворения олова и свинца при высоких концентрациях соляной кислоты обусловлено процессом пассивации поверхностного слоя растворяемого металла, на который может дополнительно накладываться процесс адсорбции водорода, который также экранирует поверхность металла.

В результате растворения оловянно-свинцового припоя от основной платы отделялись посеребренные медные контакты. Удаление этих контактов осуществлялось обработкой их в растворе азотной кислоты. Задача исследования в данном случае состояла в разработке режима, при котором в раствор переходило бы только серебро. В процессе исследования было установлено, что такой режим может быть реализован при растворении серебра с поверхности медных контактов печатных плат в 1,5 н. растворе азотной кислоты при температуре 40 °С и продолжительности 2,5 ч.

Удаление меди из ЭЛ (медных контактов, остатков плат) проводили методом сернокислотного выщелачивания в присутствии окислителя. Было установлено, что выщелачивание меди при повышенных температурах протекает без наложения кинетических ограничений. В зависимости от начальной концентрации кислоты и окислителя скорость процесса возрастает пропорционально повышению концентрации кислоты. Была выполнена оценка энергии активации процесса выщелачивания меди в растворе серной кислоты; ее величина составляла 18,57 кДж/моль. Полученное значение подтверждает диффузионный характер растворения меди и хорошо согласуется с литературными данными.

На основании исследований были определены основные технологические параметры гидрометаллургической переработки ЭЛ (печатные платы) методом поэтапного выщелачивания металлов:

для олова и свинца - температура - 70 °С; продолжительность -5 ч; концентрация соляной кислоты - 6 Н;

для меди - температура - 50 °С; продолжительность - 3 ч; концентрация серной кислоты - 2 н. и окислителя - 0,048 моль/л; для серебра - температура - 40 °С; продолжительность - 2,5 ч; концентрация азотной кислоты - 1,5 н.

На основании результатов лабораторных исследований была разработана технологическая схема переработки многокомпонентного ЭЛ, содержащего благородные и цветные металлы (рис. 1), и в условиях производства ОАО «Щелковский завод ВДМ» проведены ее опытно-промышленные испытания. В качестве сырья использовали виды ЭЛ 1, 2, 3, включающие отработанные печатные платы, медную фольгу на текстолите, медь в виде сетки внутри

платы обрезки проводов с медной жилой, медных контактов, олово и свинец в виде припоя.

Среднее содержание металлов в сырье составило: серебра - 2 %; меди -25 %; олова - 28 %; свинца - 23 %; золота - < 0,1 %.

Лом электронных приборов

Рис.1. Схема переработки электронного лома

С использованием данной технологической схемы было переработано более 1000 кг ЭЛ, содержащего цветные и драгоценные металлы. Результаты опытно-промышленных испытаний подтвердили корректность лабораторных исследований по созданию технологии комплексной переработки данного вида сырья с раздельным выделением серебра, олова, свинца и меди в виде хлорида серебра, хлоридов олова и свинца и сульфата меди. При этом извлечение металлов составило 95-96 %.

В условиях рассмотренного технологического цикла и по результатам химического анализа золото не растворяется и на 81-84 % остается на органической основе ЭЛ. До 10 % золота находится в серебросодержащем осадке, остальное поровну распределено между медными и свинцовыми осадками.

Таким образом, исследованы процессы гидрометаллургической переработки ЭЛ и разработана технология, имеющая ряд преимуществ перед существующими в настоящее время способами переработки лома, содержащего цветные и драгоценные металлы, из которых можно выделить следующие:

технология позволяет перерабатывать бедное сырье, которое в настоящее время направляется на медеплавильные комбинаты, где существенно ниже показатели сквозного извлечения цветных и драгоценных металлов;

технология позволяет поэтапно извлекать цветные и драгоценные металлы и выделять их в отдельные продукты; технология обеспечивает высокую степень извлечения серебра, меди, олова и свинца - 95-96 %;

технология характеризуется простотой аппаратного оформления, применением невысоких температур и высокими экологическими показателями.

4. Физико-химические основы пирометаллургической технологии переработки электронного лома

В данной главе изложены результаты исследований, направленных на разработку научных основ и технологии пирометаллургической переработки ЭЛ. Изучены вопросы обжига и плавки ЭЛ на медный коллектор. На основании результатов исследований выполнена разработка специализированного технологического оборудования для реализации этих процессов.

4.1. Обжиг электронного лома

На основании данных по изучению состава различных видов ЭЛ было установлено, что в ломе содержатся органические материалы (полистирол, гетинакс, полиэтилен, полистирол, поливинилхлорид и др.) в количестве от 5 до 27 %. С учётом высокой скорости горения органических материалов, значительного объёма образующихся при этом газов и существенных трудностей при их улавливании и очистке является очевидным необходимость предварительного (до проведения плавки лома) удаления органических материалов из ЭЛ.

В связи с изложенным ЭЛ, содержащий драгоценные металлы, подвергают подготовительному металлургическому переделу - обжигу. Обжиг ЭЛ, как уже отмечалось, осуществляют с целью удаления органических составляющих, отгонки при высокой температуре летучих металлов (мышьяка, свинца, цинка, олова и др.), перевода примесей в оксидную форму для селективного отделения их при последующей переработке.

Была изучена зависимость степени удаления органических материалов из электронного лома от температуры и продолжительности обжига (рис. 2), а также был определён состав образующихся при горении газов. Из рис. 2 следует, что степень удаления органических материалов из ЭЛ возрастает с увеличением продолжительности и температуры обжига. Полное сгорание органических материалов (степень удаления ~ 100 %) достигается при обжиге электронного лома в течение 2 ч при 700 °С.

100 90

§ 80 5 о° 70

I з' 60

« в 50

5 £ 40

5 §• зо

6 20 10 о

0 70 140 210 280 350 420 490 560 630 700

Температура обжига, °С Рис. 2. Зависимость степени удаления органических материалов из электронного лома от температуры и продолжительности обжига. Продолжительность обжига, ч: • - 0,5 ;■ - 1,5 ; х - 2,0

Таблица 3. Состав газов, образующихся при обжиге электронного лома

Вещество Содержание от общего количества вредных выбросов, мг/м3 ПДК рабочей зоны, мг/м3 Класс опасности

1,4 Диоксан 0,080 0,100 1

Ацетонитрил 7,000 10,000 2

Этилбензол 0,400 1,000 -

Стирол 0,500 5,000 -

Хлор 0,030 0,100 2

Фосген 0,008 <0,010 1

Пыль неорганическая, содержащая БЮг 0,450 0,500 3

Оксид углерода 4,700 5,000 4

Свинец 0,002 0,003 1

Олово 0,100 0,050* 5

* Временно допустимая концентрация

Основными реакциями процесса обжига ЭЛ являются реакции горения полиэтилена, полистирола, поливинилхлорида. При обжиге происходит окисление олова, свинца, цинка и углерода. Перечень наиболее токсичных веществ, образующихся в процессе обжига, представлен в таблице 3. Концентрация свинца и олова в отходящих газах составляет 0,002 и 0,1000 мг/м3 соответственно. Согласно расчётам, при 700 °С концентрация олова в газах не должна превышать 4 10"5 мг/м3. Повышенное содержание олова в отходящих газах, возможно, связано с их частичным механическим захватом потоком продуктов сгорания органических материалов.

4.2. Разработка обжиговой печи и оптимизация условий обжига

На основе результатов исследований была спроектирована промышленная вращающаяся электропечь непрерывного действия для обжига электронного лома. Технические характеристики печи представлены в таблице 4.

Таблица 4. Основные технические характеристики печи для обжига электронного лома__

Характеристика Значение

Скорость вращения барабана, мин'1 0,09-2,15

Угол наклона барабана печи к горизонту, ° 1-3

Установленная мощность, кВт 328

Потребляемая мощность, кВт 269

Напряжение питания, В 380

Число тепловых зон 2

Температура по зонам печи, °С 0-900

Длина барабана, мм 5400

Диаметр, мм 890

Масса печи, т 17,92

Габариты, мм 9400x2310x3040

Данная печь была изготовлена и были проведены её промышленные испытания с целью определения оптимальных условий ведения обжига с учетом состава перерабатываемого на заводе сырья. Было изучено влияние температуры и продолжительности обжига на убыль массы ЭЛ. На рис. 3 приведены данные по убыли массы электронного лома в зависимости от вида сырья и температуры процесса обжига. Было установлено, что резкая убыль массы обжигаемого материала наблюдается в интервале 460-500 °С и обусловлена тем, что при этих температурах происходит воспламенение полимеров, входящих в со-

став органической фазы ЭЛ, и затем активное горение всего органического материала. Наиболее полное сгорание органических материалов происходит уже при 700 °С в течение 2 ч, что хорошо согласуется с результатами лабораторных исследований. Дальнейшее повышение температуры процесса обжига или увеличение его продолжительности нецелесообразно, так как практически не влияет на степень удаления органических материалов, но приводит к существенному увеличению расхода электроэнергии.

Был проведён расчет теплового баланса обжиговой печи, который показал, что для нагрева 1 кг перерабатываемого материала до 700 °С требуется (с учётом потерь) 87358,68 кДж, а при обжиге 1 кг смешанного ЭЛ с учетом тепла окислительных реакций выделяется 129382,53 кДж тепла. Благодаря этому обстоятельству вывод печи на полую мощность необходим только в начальный период обжига.

Таким образом, были определены условия обжига ЭЛ различных видов, разработана технология этого процесса, спроектирована и изготовлена вращающаяся электрическая печь мощностью ~ 330 кВт. Печь для обжига ЭЛ прошла программу необходимых испытаний и введена в эксплуатацию в ОАО «Щелковский завод ВДМ».

Температура обжига, "С

Рис. 3. Зависимость убыли массы различных видов электронного лома от температуры процесса обжига; продолжительность обжига -2ч Виды электронного лома:

х - ЭВМ (состав 4); О - смешанный лом электронных приборов (состав 3); А - лом приборов самолётов (состав 1); В - платы электронные (состав 2); в - стеклянные изоляторы (состав 6); □ - элементы с функциями переключения (состав 5)

4.3. Плавка электронного лома с использованием медного коллектора

4.3.1. Состав и свойства шлаков

Плавка с медным коллектором ЭЛ после его обжига позволяет консолидировать в сплав все металлы, прежде всего драгоценные и цветные. Технологичность и эффективность плавки с медным коллектором в значительной степени зависит от состава и физико-химических свойств шлаков, в частности от вязкости шлаков.

На основании предварительных экспериментов и оценки состава основных фазовых составляющих шлаков, образующихся в реальных условиях при плавке ЭЛ, было установлено, что состав шлаков в значительной степени предопределен составом применяемых для плавки флюсов и содержит преимущественно оксидные соединения, входящие в состав последних - SiO^, СаО, Na20, В2О3, FeO. Для получения корректных данных о вязкости шлаков и влиянии на вязкость состава шлаков и температуры были выполнены исследования, в которых объектом изучения являлась система на основе SiOz—FeO—Na20— СаО—В20з, составленная из индивидуальных (100%-ных) материалов и моделирующая состав и свойства шлаков, образующихся в условиях реальной плавки ЭЛ. Такие шлаки, полученные при переплавке практически чистых флюсов, т. е. в отсутствие сырья, в так называемых «холостых» плавках, в тексте указаны как Х-шлаки (таблица 5). Измерение вязкости Х-шлаков проводили на ротационном вискозиметре при максимальной температуре 1350 °С и через каждые 25 0 снижали температуру до тех пор, пока из расплава не выпадали кристаллы тугоплавких компонентов, о чем свидетельствовало резкое повышение вязкости. В рассматриваемых экспериментах кристаллизация фаз на основе тугоплавких компонентов происходила в интервале 1100-1150 °С.

Таблица 5. Состав Х-шлаков, % (мае.)

Шлак FeO Si02 Na20 В203 СаО

1 29,8 33,6 6,4 14,6 15,6

2 30,5 31,2 7,6 17,4 13,3

3 32,3 28,7 9,3 21,1 8,6

4 10,1 40,4 31,5 - 18,0

5 15,0 38,2 29,7 - 17,1

6 19,9 36,5 27,4 - 16,2

7 25,2 33,7 26,0 - 15,1

Результаты экспериментальных исследований вязкости Х-шлаков в зависимости от состава и температуры приведены в таблице 6.

Из рассмотрения представленных данных следует, что температурная зависимость вязкости Х-шлаков подчиняется экспоненциальному закону. До 1250-1275 °С происходит резкое снижение вязкости Х-шлака, далее с увеличением температуры снижение вязкости незначительное. Для Х-шлака с со-

держанием оксида железа 19,9 % вязкость при 1150 °С составляет 0,675 Па с, а при 1250 °С вязкость равна 0,282 Па с. Повышение температуры до 1300 °С снижает вязкость этого шлака до 0,184 Па с. Для Х-шлаков с содержанием 25% тетраборнокислого натрия (Na2B407 ЮН2О) вязкость при 1150 °С составляет 3,611 Па с и снижается до 0,917 Па с при 1250 °С. Увеличение содержания Na2B4C>7 IOH2O до 30 % снижает вязкость шлака до 0,513 Па с при 1300 °С. Полученные результаты позволяют заключить, что для получения более жидкотекучих шлаков с вязкостью до 0,1-0,2 Па с следует увеличивать содержание ЫагВЮ? ЮН20, однако из-за резкого увеличения при этом агрессивности шлака концентрацию NaiBiO? ЮН2О следует ограничивать 30-35 %.

Таблица 6. Вязкость Х-шлаков на основе системы вЮг-РеО^агО-СаО в зависимости от состава и температуры_

Температура, °С

Шлак 1150 1175 1200 1225 1250 1275 1300

Вязкость, Па с

1 - 4,725 3,185 1,912 1,317 1,123 1,027

2 3,611 2,000 1,373 1,143 0,917 0,853 0,687

3 2,592 1,709 0,961 0,753 0,610 0,520 0,513

4 0,842 0,712 0,515 0,393 0,308 0,226 0,184

5 0,866 0,642 0,463 0,375 0,308 0,248 0,221

6 0,675 0,552 0,471 0,348 0,282 0,226 0,184

7 0,667 0,510 0,387 0,304 0,226 0,147 0,123

Содержание оксида железа в шлаках оказывает слабое влияние на изменение их вязкости. С увеличением содержания оксида железа в шлаках от 10 до 25 % его вязкость при 1300 °С снижается с 0,184 до 0,123 Па с. Незначительное снижение вязкости при увеличении содержания оксида железа объясняется сохранением химической связи компонентов в расплаве шлака из-за отсутствия легкоплавких соединений железа в расплаве. На основании исследований для плавки ЭЛ, содержащего драгоценные металлы, предпочтительно использовать натриевосиликатные шлаки, так как они обладают меньшей вязкостью и менее агрессивны. И в этом отношении оптимальным является состав шлака 7 (табл. 5), так как он обладает наиболее низкой вязкостью и при этом содержит до 25 % оксидов железа.

В работе были проведены исследования по изучению феррит-кальциевых шлаков. Установлено, что введение в шлак до 25 % СаО резко снижает температуру плавления шлака. Поэтому феррит-кальциевые шлаки предпочтительнее по сравнению с обычными железосиликатными шлаками. Эти шлаки в определенной области составов обладают более низкой температурой плавления и вязкостью, отличаются избирательным растворением различных цветных металлов. Показано, что в процессе извлечения из элек-

тронного лома меди допустимо изменение состава шлака в следующих пределах: 30-40 % БЮ2; 25-30 % — Ыа20; 10-30 % СаО.

С учетом полученных данных о составе и свойствах шлаков в работе было изучено влияние количества коллектора при плавке ЭЛ на извлечение из него золота. Было установлено, что с повышением количества коллектора с 1 до 25 % происходит увеличение извлечения золота с 55 до 98,5 %. Коэффициент распределения золота в меди одинаков, но если масса коллектора значительна, то большее количество золота успевает в нем раствориться. При этом не следует увеличивать количество меди, так она начинает теряться со шлаком, что приводит к потере золота. Поэтому оптимальным соотношением лом-коллектор следует считать 100 : 14-20. При малом количестве коллектора можно повысить извлечение золота, но для этого необходимо увеличить продолжительность плавки и отстаивания до 1,5-2,0 ч. При этом следует учитывать, что коллектор может использоваться многократно, до достижения определённой концентрации золота в нём.

Содержание золота в ЭЛ достаточно низкое и составляет 100 г/т, и за одну плавку с медным коллектором концентрация золота в меди может составить 0,08 %. Сплав с таким содержанием золота экономически нецелесообразно перерабатывать с целью извлечения золота. Как уже отмечалось, является эффективным многократное использование медного коллектора. В результате достигается повышение содержания золота в меди до нескольких процентов. При четырёхкратном обороте медного коллектора концентрация золота возрастает до 1,3 %, серебра — до 7,1 %, платины — до 0,9 %, палладия — до 0,3 %. Извлечение золота за 4 операции составило 96 %, серебра -92 %, платины и палладия — 93 %.

Достоинства технологии с многократным использованием коллектора при плавке очевидны и, прежде всего, при переработке ЭЛ, в котором содержатся платина и палладий. Эти металлы не извлекаются при гидрометаллургической переработке и, как правило, теряются с хвостами. При плавке с медным коллектором в него переходят все драгоценные металлы.

При исследовании условий проведения плавки с медным коллектором различных видов ЭЛ было установлено, что на характер плавки заметное влияние оказывает наличие в шихте углерода. Показано, что концентрация углерода, с одной стороны, не должна быть высокой, поскольку для окисления железа, содержащегося в ЭЛ, необходима окислительная среда, с другой стороны, содержание углерода не должно быть слишком низким, чтобы исключить нежелательное окисление меди. В связи с изложенным в начале плавки поддерживается окислительная атмосфера и лишь в конце процесса переходят на слабовосстановительную атмосферу. С учётом того, что при температуре 1200 °С растворимость железа в меди достаточно высокая - до 5 % (мае.), следует избегать возможности восстановления оксида (гематита и магнетита) до металлического железа, часть которого может образовать раствор с медью и привести к снижению извлечения золота в коллектор.

Процесс восстановления гематита до вюстита в процессе плавки можно регулировать только расходом восстановителя. Установлено, что при увели-

чении количества углерода от соотношения восстановитель : электронный лом в шихте при плавке 1:30 до соотношения 1:10 извлечение золота увеличивается с 75 до 97 %. Дальнейшее увеличение количества восстановителя до 1:5 приводит к уменьшению извлечения золота до 88 %. Это объясняется тем, что при увеличении соотношения восстановитель (уголь) : электронный лом более 1:10 начинается восстановление гематита и магнетита до металлического железа и часть железа начинает растворяться в меди.

Результаты исследования состава сплава и шлака, образующихся при окислительной плавке на коллектор ЭЛ в зависимости от соотношения компонентов в шлаке, приведены в таблицах 7 и 8. Из представленных данных можно заключить, что оптимальные, с точки зрения состава получаемого сплава, условия плавки на коллектор ЭЛ реализуются при следующем соотношении основных компонентов в исходном шлаке: Ca0:Si02:Fe0:Na20 = 15,1:33,7:25,2:26,0. При этом достигается максимальное извлечение меди и драгоценных металлов, минимальное содержание железа в сплаве и минимальные потери меди со шлаками.

Таблица 7. Состав сплавов, полученных при плавке на медный коллектор электронного лома при различных соотношениях компонентов в шлаке

Тпл, °С Время, мин Соотношение Ca0:Si02:Fe0:Na20 Массовая доля компонента в меди, %

Си Ni Fe Sn Pb Al Au

1320 60 17,1:38,2:15,0:29,7 88,420 8,860 0,223 0,210 0,3120 0,180 1,780

1320 60 16,2:36,5:19,0:27,4 86,120 11,120 0,370 0,200 0,350 0,190 1,540

1320 60 15,1:33,7:25,2:26,0 90,190 7,080 0,140 0,140 0,120 0,170 2,150

Таблица 8. Содержание цветных металлов в шлаках, образующихся при плавке на медный коллектор электронного лома при различных соотношениях компонентов в шлаке

T пл, °C Время, МИН Соотношение Ca0:Si02:Fe0: Na20 Массовая доля компонента, %

Cu Ni Fe Sn Pb

1320 60 17,1:38,2:15,0:29,7 5,69 4,69 11,7 0,17 0,06

1320 60 16,2:36,5:19,0:27,4 6,18 2,98 14,8 0,20 0,04

1320 60 15,1:33,7:25,2:26,0 4,29 5,12 19,8 0,18 0,08

4.3.2. Применение воздушного (кислородного-) дутья. Для более полного удаления примесей из сплава на основе меди, получаемого плавкой на коллектор ЭЛ, и повышения чистоты меди было изучено влияние продувки расплава воздухом в процессе плавки. Плавку проводили

при 1320-1350 °С, продолжительность подачи воздуха составляла 15, 30,45 и 60 мин. Было установлено, что увеличение продолжительности продувки расплава воздухом с 15 до 60 мин при постоянном его расходе приводит к увеличению содержания меди и золота в сплаве до 78-80 и ~ 2,0 % соответственно. Дальнейшее увеличение продолжительности продувки сверх 60 мин практически не влияет на содержание меди в сплаве, но приводит к увеличению общих потерь меди со шлаком.

Увеличение расхода воздуха на 25-50 % позволяет получать сплав с содержанием до 90-91 % Си и до ~ 2,15 % Au. Дальнейшее увеличение расхода воздуха практически не влияет на увеличение содержания меди и золота в сплаве, но приводит в образованию тугоплавких соединений железа и снижению характеристик исходного шлака.

Рассмотрим поведение компонентов в расплаве в условиях подачи в него воздуха.

Наименьшее сродство к кислороду по сравнению с другими металлами (кроме драгоценных), присутствующими в расплаве, имеет медь. Однако вследствие неравномерного распределения потоков воздуха в ванне расплава медь начинает окисляться до Си20 уже с самого начала продувки. Оксид меди хорошо растворяется в металлической меди и благодаря этому обеспечивает перенос кислорода, необходимого для окисления примесей Zn, Pb, Sn, Ni и других металлов и перевода их в шлак (таблица 9).

Таблица 9. Влияние условий плавки на медный коллектор электронного лома на содержание примесей в сплаве на основе меди_

т °г 1 пл> V-» Продолжительность подачи воздуха, мин Расход воздуха, л/ч Массовая доля металла, %

Fe Sn Zn Pb

1320 - - 31,09 1,90 0,80 1,17

1320 30 3,00 0,73 0,63 0,11 0,77

1320 45 3,00 0,32 042 0,08 0,70

1320 60 3,00 0,22 0,31 0,05 0,51

1320 30 3,75 0,61 0,51 0,08 0,65

1320 45 3,75 0,23 0,38 0,04 0,51

1320 60 3,75 0,16 0,22 0,01 0,30

1320 30 4,50 0,51 0,32 0,03 0,50

1320 45 4,50 0,18 0,15 0,02 0,43

1320 60 4,50 0,14 0,10 0,01 0,12

1320 45 6,00 0,19 0,14 0,01 0,44

1320 60 6,00 0,13 0,10 0,01 0,12

При продувке ванны расплава воздухом цинк частично окисляется и ошлаковывается. Основная же масса металла переходит в газовую фазу, где пары цинка окисляются до 2пО. Остаточное содержание цинка в черновой меди не превышает 0,01 % и практически не зависит от концентрации этого металла в перерабатываемых материалах.

Свинец отгоняется в газовую фазу уже в начале продувки расплава воздухом благодаря высокой летучести РЬО (температура кипения 1470 °С), однако наиболее интенсивное его удаление из черновой меди происходит после отгонки и ошлаковывания основной массы цинка. В газовую фазу удаляется 25-30 % свинца; 55-60 % свинца переходит в шлак и ~ 10 % — в черновую медь. Остаточное содержание свинца в сплаве на основе меди -0,12 %.

Металлическое олово в виде паров не отгоняется (температура кипения 2260 °С), а окисляется до 5п02 или 8пО и переводится в шлак. Однако часть олова (до 30-35 % от содержания в ЭЛ) может переходить в газовую фазу через испарение 8пО, что связано с повышенной летучестью БпО (температура кипения 1425 °С).

Наиболее трудно удаляется из черновой меди никель. Достаточно интенсивное окисление и удаление никеля происходит только в конце продувки. Никель, окисляясь до №0, частично переходит в шлак. В значительных количествах никель остается в меди в виде медно-никелевого твёрдого раствора. Остаточное содержание никеля в сплаве на основе меди ~ 7 %.

4.4. Разработка плавильной печи и её характеристики

В настоящее время в стране отсутствует выпуск металлургического оборудования, которое можно было бы эффективно использовать для плавки ЭЛ. Наиболее распространённые электродуговые печи с контролируемой атмосферой -это, как правило, печи малой производительности и периодического действия с разливкой металла и шлака в изложницы. Конструкция этих печей не позволяет добиться хорошего разделения металла и шлака и приводит к снижению извлечения золота и меди в металл и их повышенному содержанию в шлаке.

На основании результатов исследований и полученных экспериментальных данных был разработан технологический регламент на проектирование электродуговой печи непрерывного действия с контролируемой атмосферой. Конструкция печи должна обеспечить сбор медного коллектора в донной части печи и по мере достижения им определённого объёма и насыщения драгоценными металлами разливать расплав в изложницы и получать аноды для последующего электролиза. На основе технологического регламента была спроектирована (проектирование выполнялось Истринским филиалом ВНИИЭТО) и изготовлена промышленная дуговая печь для плавки ЭЛ.

В процессе испытаний и опытно-промышленной эксплуатации печи были изучены и отработаны условия проведения плавки и влияния на неё следующих факторов: продолжительности плавки, объёма, загрузки, производительности, продолжительности продувки соотношения масс флюс -сырьё, количества коллектора.

По результатам работ было установлено, что оптимальная продолжительность плавки составляет 2 ч, температура плавки 1250 °С. Соотношение сырья и флюсов не должно выходить за пределы соотношений от 1:1 до 1:4.

В условиях опытно-промышленной эксплуатации печи была изучена зависимость извлечения золота из различных видов ЭЛ от соотношения масс коллектора и сырья. Были выполнены работы по изучению степени извлечения золота в зависимости от количества коллектора, которые в целом подтвердили данные лабораторных исследований. При недостатке коллектора золото из-за его малой концентрации не успевает объединиться в коллектор, и для его более полного извлечения необходимо увеличение продолжительности плавки и отстаивания расплава, как было установлено, до 4-6 ч. При этом производительность печи снижается в 2-3 раза, что существенно влияет на экономические показатели печи и производства в целом. Было установлено, что общее количество коллектора (масса меди в исходном сырье и плюс медь, добавляемая в шихту) должно составлять 25 % от количества сырья.

Было установлено, что при высоком содержании в ЭЛ алюминия и железа также необходимо существенно увеличивать количество меди в коллекторе до значений соотношения масса коллектора: масса сырья от 0,5:1 до 1:1. В этом случае зависимость извлечения золота во времени отличается более пологим характером.

Была изучена зависимость извлечения золота от соотношения масса флюса : масса ЭЛ (рис. 4) и установлено, что при увеличении указанного соотношения от 1:20 до 1:1 извлечение золота возрастает от 81,5 до 99,8 %. Данные результаты свидетельствуют о том, что при малом количестве флюса в него переходят железо и алюминий, что повышает, в частности, концентрацию железа выше 25 %, приводит к росту вязкости шлака и снижению скорости перехода золота в коллектор. Изложенное подтверждается результатами, полученными при плавке различных видов ЭЛ при фиксированном соотношении масс флюсов и лома 1:10, согласно которым при повышении содержания железа от 7,15 до 35,26 % извлечение золота уменьшилось с 90,1 до 73,6 %. При увеличении соотношения масс флюсов и ЭЛ до 1:5 извлечение золота увеличилось до 84,2 % (рис. 5). При этом концентрация оксида железа в шлаке составила 41,5 %.

В связи с высокой критичностью влияния содержания железа на извлечение золота и для реализации оптимальных условий плавки в процессе опытно-промышленного освоения печи содержание железа в шлаках регулировали путём комбинации различных видов ЭЛ или увеличением количества флюсов, что обеспечивало максимальное извлечение золота.

В условиях опытно-промышленного освоения печи для плавки ЭЛ дополнительно исследовано и уточнено содержание компонентов в шлаке. Так, при плавке ЭЛ (составы 1 и 4, см. табл. 1) при постоянном содержании БЮг и СаО было изучено влияние Ыа20 (соды) на извлечение золота. Показано, что повышение содержания ИагО до соотношения масс сода : электронный лом до 1:10 и 1:5 и, тем самым, снижение вязкости шлака приводит к росту извле-

чения золота до 90 и 97 % (рис. 6) соответственно. Дальнейшее увеличение количества соды в шлаке практически не влияет на извлечение золота.

0

200 400

600

800

Флюс, г/кг сырья

Рис.4. Зависимость извлечения золота от соотношения масс флюс: электронный лом

17

37

Содержание железа в электронном ломе. % Рис. 5. Зависимость извлечения золота от содержания железа в исходном электронном ломе. Соотношение масс сода: электронный лом

Таким образом, в данной главе рассмотрены результаты исследований, направленные на создание физико-химических основ технологии обжига и плавки ЭЛ. Показана необходимость предварительного обжига ЭЛ с целью удаления и утилизации газов, образующихся при сжигании органических материалов. Обжиг обеспечивает сокращение объёма переплавляемого материала до 30 % и позволяет существенно увеличить производительность плавильного агрегата. Установлено, что тепло, выделяемое от сжигания органических материалов, позволяет сократить расход электроэнергии на обжиг со 115 до 33,5 кВт ч/кг. На основании результатов исследований была разрабо-

тана, изготовлена и внедрена в производство печь для обжига ЭЛ. Благодаря предварительному обжигу ЭЛ были устранены технические проблемы, связанные со вспениванием материала при плавке, уменьшен вынос металлов с газами и т. д.

Флюс, г/кг сырья

Рис.6. Зависимость извлечения золота от соотношения масс - сода в шлаке : электронный лом.

Разработаны физико-химические основы и технология плавки ЭЛ на медный коллектор с использованием меди, находящейся в ЭЛ. Выбор оптимального состава шлака позволил повысить извлечение драгоценных металлов до 89-99 %, уменьшить потери меди со шлаками до 0,4 % и исключить потери платиновых металлов путём концентрации платиноидов в медном коллекторе. Разработана, спроектирована, изготовлена и внедрена электродуговая печь ЭПЗ-1,5 мощностью 1,5 мВт для плавки на медный коллектор ЭЛ.

5. Построение математической модели выбора оптимальной технологии переработки электронного лома

Экономические показатели производства по переработке ЭЛ в целом определяются рядом факторов, в частности, эффективностью применяемых технологий на всех стадиях технологического цикла переработки, качеством сортировки ЭЛ по группам, рациональной загрузкой основного и вспомогательного технологического оборудования и т. д. Лишь при оптимальном сочетании указанных факторов может быть реализовано экономически эффективное производство. В данном разделе рассмотрены результаты разработки математической модели по выбору рациональной технологии переработки различных видов ЭЛ применительно к реальному производству ОАО «Щелковский завод ВДМ». Для построения модели применяли метод двойственных оценок.

Двойственные оценки или цены ресурсов в экономической литературе получили различные названия: учетные, неявные, теневые цены. Смысл этих названий состоит в том, что это условные, «ненастоящие» цены, в отличие от «внешних» цен на продукцию, известных, как правило, до начала производства, цены ресурсов у\ являются внутренними, так как они задаются не извне, а определяются непосредственно в результате решения задачи, и поэтому их чаще называют оценками ресурсов.

Если в качестве целевой функции исходной задачи выбрана минимизация суммарных затрат, то целевая функция двойственной задачи формулируется на максимум, и коэффициентами при неизвестных в целевой функции являются свободные члены в системе ограничений исходной задачи. Если в качестве целевой функции исходной задачи выбрана максимизация прибыли, то целевая функция двойственной задачи формулируется на минимум.

В работе показана актуальность решения задачи выбора оптимальных схем переработки ЭЛ. Поступает т составов сырья, им приписывается индекс / (/ = 1, т). Они ограничены и их количества составят Ь, / = 1, т соответствующих единиц. Завод при переработке этих составов ЭЛ вынужден ограничиваться имеющимися видами материальных запасов, технологий и другими производственными факторами, в данном случае фондом рабочего времени оборудования (в годах) при переработке составов по у'-й технологии, который обозначим 7}, и производительностью оборудования (т/год) при переработке /'-го состава по у'-й технологии, которую обозначим Р,}. Используется п технологий, им приписывается индекс / (/ = 1, и). Было выявлено, что не каждый состав можно перерабатывать по той или иной технологии. Обозначим коэффициенты, отражающие возможность или невозможность переработки, через с],/.

1, если ¡-й вид сырья можно переработать поу-й технологии;

О, если г'-й вид сырья нельзя переработать по}-й технологии.

Требуется определить план переработки, показывающий, в каких количествах выгодно переработать указанные виды сырья и по какой технологии, чтобы обеспечить минимальные суммарные затраты на получение золота ( и остальные драгоценные металлы в пересчете на золото), т. е. найти хц - количество /-го состава, перерабатываемого по у'-и технологии (в тоннах).

Применительно к конкретной задаче оптимизации математическая модель соответствует математической постановке данной задачи: после извлечения золота из ЭЛ его можно реализовать по цене 1 т золота, которую обозначим через Ц.

Область допустимых решений в данной задаче определяется ограничениями.

1. На объем поставок сырья (на 1 год).

В общем виде ограничение записывается следующим образом:

Имеется возможность увеличения объёма поставок исходного сырья в том случае, если превышение будет небольшим, а рентабельность при этом будет удовлетворительной.

2. На время работы оборудования.

В общем виде ограничение записывается следующим образом:

Х^<Г„ , = ^ (2)

У

Для технологических схем 3-7 переработки ЭЛ (с использованием электролиза) Р,] = 5",), при этом ¿V определялся по формуле

„ 100-14,063 . ,. . -— . , . , , , ...

5.. 2-'--(т/год), / = 1,т, ] = 3,4,5,6,7, (3)

У Я;

где Цг, - процентное содержание меди в каждом составе.

Для схем 1, 2, 8,9 (с растворением) Рц = Щ, при этом Яц составит

Яу <171,428 (т/год), ¡ = ~йп, У = 1,2,8,9.

Таким образом, получаем систему ограничений. Выражение экономического процесса в виде систем уравнений или неравенств осуществляется с целью достижения экономического эффекта. В данной задаче целью является достижение минимальных суммарных затрат на получение золота при переработке различных видов ЭЛ по различным технологиям. Целевая функция минимизации суммарных затрат выглядит следующим образом:

? = (4)

Целевая функция не совместима с ограничениями. Так как все ограничения со знаком «меньше либо равно» и функция стремится к минимуму, то единственным и логичным решением будет ноль. Уже отмечалось, что имеется возможность увеличения поставок, поэтому для минимизации суммарных затрат необходимо изменить ограничения. Были введены ограничения на перерасход количества поставляемого сырья и сделан расчёт объёма перерабатываемого сырья за период не более 1 года.

%3ухч-ь" (5)

Было определено, что составов ЭЛ 2, 4, 6 требуется намного больше, чем имеется на заводе. Именно эти составы ЭЛ поставляются в небольшом количестве (состав 2 — до 17 т, состав 4 — до 20 т, состав 6 — до 10 т), и отсутствует возможность существенного увеличения объёмов поставок этих видов сырья. Поэтому для них необходимо ввести ограничения типа равенства; для составов 3, 1,5 остаётся ограничение

l^i/jj = / = 2,4,6. (6)

Целевая функция максимизации прибыли будет выглядеть следующим образом:

F = max (7)

Когда целью является минимизация суммарных затрат, имеет место следующее оптимальное решение:

х = (18,292; 0; 15,093; 0; 66,615; 0; 0; 0; 0; 0; 17; 0; 0; 0; 0; 0; 0; 0; 0; 104,428; 45,572; 0; 0; 0; 0; 0; 0; 0; 0; 20; 0; 0; 0; 0; 0; 0; 0; 50; 0; 0; 0; 0; 0; 0; 0; 10; 0; 0; 0; 0; 0; 0; 0; 0).

Полученное решение означает, что минимальные суммарные затраты на извлечение золота составят 197,67 млн руб. при переработке по конкретным технологиям следующих составов ЭЛ в объёмах:

• 18,292 т состава 1 по 1 -й технологии;

• 15,093 т состава 1 по 3-й технологии;

• 66,615 т состава 1 по 5-й технологии; •17 т состава 2 по 2-й технологии;

• 104,428 т состава 3 по 2-й технологии;

• 45,572 т состава 3 по 3-й технологии;

• 20 т состава 4 по 3-й технологии;

• 50 т состава 5 по 2-й технологии; •Ют состава 6 по 1-й технологии.

При этом все сырье, имеющееся на складе, будет полностью переработано, время работы оборудования для переработки по 2-й, 3-й и 5-й технологии также будет полностью израсходовано, а время работы оборудования для переработки ЭЛ по 1-й технологии составит только 0,165 года, или ~ 2 месяца, т. е. для оборудования будет большой резерв времени.

Если в качестве целевой функции исходной задачи выбрана максимизация прибыли, то целевая функция двойственной задачи формулируется на минимум:

F(y)= 100>'Ь+ 17}ъ+ 150 уз + 20>-4+50>'5+ 10у6 + 1>'7+ 1>'8+ 1 у9+ Ь'ю+ + \уп + 1>'12+ 1>'п + 1уи + lyi5—►min.

И при соответствующем выборе целевой функции сходной задачи, целевая функция двойственной задачи формулируется на максимум:

Р(у)= ЮОу, + 17у2 + 150у3 + 20>ч+50у3+ 10у6+ 1 у7 + 1у» + 1 у9+ \у10 + + 1уп + 1^12+ 1^13 + 1ум + 1.У15—-шах.

Ресурсы, имеющие отличные от нуля двойственные оценки, используются полностью и являются дефицитными, т. е. сдерживающими уменьшение целевой функции. Это запасы на складе каждого из составов, время работы оборудования при переработке по 2-й, 3-й и 5-й схемам.

Таким образом, изложено решение задачи оптимизации производства по переработке различных видов ЭЛ в соответствии с предложенной классификацией по 6 составам и разработанным 9 технологическим схемам переработки ЭЛ этих составов. В качестве критерия выбора технологической схемы переработки конкретного состава апробировались минимум затрат на переработку ЭЛ (минимум затрат на получение золота) и максимум прибыли (от реализации полученного золота).

В обосновании экономической эффективности переработки ЭЛ были использованы математическая модель задачи оптимизации и теория двойственных оценок. Результаты расчётов и практическая апробация предложенной нами методики выбора технологической схемы переработки разных видов ЭЛ позволили подтвердить теоретические расчеты. Помимо повышения экономической эффективности за счёт выбора оптимальной технологической схемы переработки различных составов, результаты решения поставленной задачи позволили получить дополнительный экономический эффект за счёт оптимизации формирования запасов сырья и материалов.

Общие выводы

1. На основании анализа современного состояния отечественного и зарубежного опыта по переработке отходов электронной, радио- и электротехнической промышленности разработаны научные основы комплексной переработки ЭЛ, и на этой базе разработаны технологические процессы и специализированное оборудование для извлечения из ЭЛ драгоценных и цветных металлов.

2. Разработана классификация различных видов ЭЛ по 6 группам, в основу которой положен детальный, статистически обоснованный анализ данных о структуре, химическом составе ЭЛ, сочетаниях металлических компонентов и концентрационных интервалах для каждого металла, содержащегося в ЭЛ.

3. Установлено, что концентрация (усреднённые значения) компонентов в различных видах ЭЛ находится в следующих пределах: 0,01-1,0 % для золота; от 0,2 до 2,9 % для серебра; от 1,3 до 33 % для меди; от 1,2 до 12,4 % для олова; от 13,7 до 32,7 % для алюминия; от 7,0 до 35 % для железа.

4. Разработаны технологические схемы переработки различных видов ЭЛ, учитывающие особенности состава и свойств компонентов в каждом виде сырья и включающие 3 основные технологические передела - гидрометаллургическую обработку, обжиг и плавку.

5. Изучены кинетические характеристики растворения серебра, золота, меди, олова и свинца в растворах сильных кислот (ГОТОз, НС1, Н2804) в зави-

симости от концентрации растворов, температуры и продолжительности процесса. Оптимизация условий гидрометаллургических процессов обеспечила получение концентратов олова, свинца, меди, серебра с содержанием основного компонента - 78; 74; 38; 75 % соответственно. Исследовано взаимное влияние компонентов в процессе их селективного выделения.

6. Определены режимы обжига ЭЛ с целью удаления из него органических компонентов и изучено влияние на основные параметры обжига природы органических материалов, температуры и продолжительности процесса. Определены оптимальные с точки зрения полноты удаления органических компонентов условия обжига (температура 700 °С при продолжительности 2 ч) и показано, что после стадий начального нагрева и воспламенения процесс обжига переходит в автогенный режим горения, не требующий нагрева, и поддержание температуры обжига достигается регулированием скорости подачи материала.

7. Исследован процесс плавки различных видов ЭЛ с использованием медного коллектора, в которой впервые в качестве коллектора применяется медь, находящаяся в электронном ломе; установлены количественные соотношения, в соответствии с которыми количество меди в коллекторе должно составлять не менее 10 % от массы сырья, а содержание золота в меди не должно превышать 2,15 %.

Исследованы шлаки на основе системы Si02—СаО—Na20—FeO, образующиеся при плавке ЭЛ с медным коллектором, установлен их состав, обеспечивающий малую величину вязкости (до 0,12 Па с) и незначительные (0,4— 0,5 %) потери меди и золота в шлаках.

Определены основные технологические параметры плавки ЭЛ: температура - 1200 "С, продолжительность плавки - 1,0-1,5 ч, соотношение восстановитель : сырьё —1:10, при которых обеспечивается извлечение в коллектор 89-99 % золота и серебра и до 93 % платины и палладия.

8. Разработаны технологические регламенты для проектирования, выполнено проектирование, изготовлены и промышленно освоены в ОАО «Щелковский завод ВДМ»:

- электрообогреваемая трубчатая вращающаяся печь для обжига ЭЛ производительностью 75-80 кг/ч;

- плавильная дуговая печь ЭПЗ-1,5 мощностью 1,5 МВт с системой воздушного дутья для плавки ЭЛ с использованием медного коллектора.

9. Разработана математическая модель для выбора технологии переработки ЭЛ в соответствии с его составом, которая нашла практическую реализацию в производстве вторичных драгоценных металлов.

10. Разработана система аналитического обеспечения всех этапов жизненного цикла процесса переработки ЭЛ, включающая методы пробоотбора, входного контроля, контроля по ходу технологического процесса, аттестации готовой продукции. Качество разработанных методов аналитического контроля подтверждено лабораторными испытаниями, аккредитацией аналитической лаборатории международным сертификатом «Гуд деливири».

11. Суммарный экономический эффект от внедрения комплексной технологической переработки ЭЛ за счёт увеличения объёмов переработки ЭЛ, повышения производительности оборудования, повышения извлечения золота, серебра, платиноидов, меди и других цветных металлов, снижения потребления электроэнергии составил 51,28 млн руб/год, в том числе: в ОАО «Щёлковский завод вторичных драгоценных металлов - 40,35 млн, в ОАО «Красноярский завод цветных металлов имени В.А. Гулидова» - 9,83 млн, в ЗАО «Научно-экспериментальный центр ДИЭМ-21» - 1,1 млн руб.

Основные результаты работы изложены

1. Лолейт С.И., Стрижко Л.С. Извлечение благородных металлов из электронного лома - М.: Издательский дом «Руда и Металлы», 2009. - 156 с.

2. Лолейт С.И., Шапировский М.Р., Стрижко Л.С. Комплексная переработка сырья благородных металлов. - М.: Изд-во МИСиС, 1984. - 59 с.

3. Лолейт С.И., Новаковская А.О., Стрижко Л.С. Исследование поведения серебра при переработке вторичных материалов. // Цветные металлы. 2009. № 10. С. 26-30.

4. Лолейт С.И., Стрижко Л.С., Новаковская А.О. Динамическая модель процесса биосорбции серебра. // Известия вузов. Цветная металлургия. 2009. № 4. С.55-60.

5. Лолейт С.И., Стрижко Л.С., Фокин O.A., Пересади С.С. Исследование и разработка технологии обжига электронного лома. // Цветные металлы. 2009. № 1. С. 44-47.

6. Лолейт С.И., Стрижко Л.С., Фокин O.A., Пересади С.С. Поведение золота и неблагородных металлов при переработке электронного лома. // Цветные металлы. 2009. № 2. С. 65-69.

7. Лолейт С.И., Калашников Е.А., Голев А.Н., Погосян А.Т. Програмно-алгоритмический комплекс расчёта себестоимости золота системы состав-схемы. // Цветные металлы. 2007. № 4. С. 75-81.

8. Лолейт С.И., Шапировский М.Р., Стрижко Л.С., Ридель А.И. Разработка структуры математической модели плавки вторичного серебро-содержащего сырья.//Изв. вузов. Цветная металлургия. 1990. №3. С. 59-63.

9. Лолейт С.И., Иванов В.А., Акылбекова A.A., Голубев В.И. Постановка задачи управления процессом выщелачивания низкопробных серебро-содержащих материалов. //Изв. вузов Цветная металлургия. 1985. № 3. С. 45-49.

Ю.Лолейт С.И., Шапировский М.Р., Стрижко Л.С. Математическое описание процесса сорбционного выщелачивания золотосодержащих руд. // Цветные металлы. 1980. № 3. С. 53-57.

11.Лолейт С.И., Стрижко Л.С., Захарова В.Н. Извлечение благородных металлов из промышленных растворов и сточных вод биосорбентами. // Изв. вузов Цветная металлургия. 2009. № 2. С. 40-45.

12.Лолейт С.И. Аналитический контроль и сертификация вторичного сырья на ОАО «Щёлковский завод вторичных драгоценных металлов». // Заводская лаборатория. Диагностика материалов. 2009. № 6. С. 69-74.

13.Лолейт С.И., Стрижко Л. С., Фокин О. А. Новый подход к разработке технологии извлечения цветных и благородных металлов из вторичного сырья. // Технология металлов. 2009. №11. С. 17-26.

14. Лолейт С.И., Стрижко Л. С., Захарова В. И. Извлечение благородных металлов из промышленных и сточных вод биосорбентами. // Изв. вузов. Цветная металлургия. 2009. № 2. С. 41-44.

15.Лолейт С.И., Шапировский М. Р., Ридель А. И., Рыжова Г. В. Идентификация математической модели плавки вторичного металлического сырья // В сб.: Благородные металлы и алмазы в новых отраслях техники.—М. 1991,С. 106-111.

16.Лолейт С.И., Калмыков Ю.М. ОАО «Щёлковский завод вторичных драгоценных металлов». // Экономика России: XXI век. 2005. С. 13-25.

П.Лолейт С.И., Нормуротов Р.И., Стрижко Л.С. Разработка технологии извлечения золота из сырья с повышенным содержанием железа. // VIII международная конференция «Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и природоохранные технологии освоения недр». - Москва—Таллин. 2009. С. 38-39.

18.Лолейт С.И. Опыт перевода предприятия для работы в рыночных условиях (на примере ОАО ЩЗ ВДМ) // Сборник трудов научно-практической конференции «Металлургия цветных металлов. Проблемы и перспективы». Россия/Москва, - 2009 г., С. 279-281.

19.Лолейт С.И., Стрижко Л.С., Фокин O.A. Разработка комплексной технологии переработки электронного лома // Сборник трудов научно-практической конференции «Металлургия цветных металлов. Проблемы и перспективы» - М.: 2009. С. 296-298.

20.Лолейт С.И., Стрижко Л.С., Пересади С.С. Разработка безцианистой технологии извлечения золота при комплексной схеме освоения недр // VII Международная конференция «Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и природоохранные технологии освоения недр». -Москва—Ереван. 2008. С. 115-116.

21.Лолейт С.И., Фокин O.A., Пересади С.С. Разработка комплексной технологии переработки электронного лома // VII Международная конференция «Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и природоохранные технологии освоения недр». - Москва—Ереван. 2008. С. 177-178.

22.Лолейт С.И., Стрижко Л.С., Новаковская А.О. Структура системы управления процессом биосорбции серебра // XI Международная научно-техническая конференция «Моделирование, идентификация, синтез систем управления». - Крым (Украина). 2008. С. 45-47.

23 .Лолейт С.И., Стрижко Л.С. Разработка эффективной технологии переработки электронного лома // Сборник докладов X национальной конференции по металлургии. - Варна (Болгария). 2007. С. 42-43.

24.Лолейт С.И., Стрижко Л.С. Исследование и разработка математической модели эффективности различных схем извлечения золота // Тезисы докладов 10-й международной научно-технической конференции. - п. Канака, АК Крым (Украина). 2007. С. 36-37.

25.Лолейт С.И., Калашников Е.А., Стрижко Л.С., Кирюхина Е.А., Го-лев А.Н. Оптимизация переработки золотосодержащих отходов // Тезисы докладов 10-й международной научно-технической конференции. -п. Канака, АК Крым (Украина). 2007. С. 38-42.

26. Авт. свид. 1809629. Способ переработки отходов керамических материалов, содержащих благородные металлы / С.И. Лолейт, A.M. Орлов, М.А. Меретуков и др.

27.Пат. 2348489 (Россия). Способ получения шихты (порошка) серебро-оксид кадмия и шихта (порошок) серебро-оксид кадмия, полученная (ый) указанным способом / С.И. Лолейт, В.В. Рудаков, В.В. Каро-ник. // Бюл. «Изобретения. Полезные модели». 10.03.2009. № 7.

28.Пат. 2319255 (Россия). Способ получения серебряного порошка и серебряный порошок, полученный указанным способом / С.И. Лолейт, В.В. Рудаков, В.В. Кароник. // «Бюл. «Изобретения. Полезные модели». 10.03.2008. № 7.

29.Пат. 2196661 (Россия). Серебряный порошок, способ его получения и способ изготовления сплава для получения серебряного порошка / С.И. Лолейт, В.В. Кароник, Л.Б. Райхельсон, Ю.М. Мухин, Л.Н. Сысоева.//Бюл. «Изобретения. Полезные модели». 20.01.2001. №2.

30.Пат. 2171301 (Россия). Способ извлечения драгоценных металлов, в частности серебра, из отходов / С.И. Лолейт, В.Я. Давыдова, Ю.М. Калмыков и др. // Бюл. «Изобретения. Полезные модели». 27.07.2001. № 3.

31.Пат. 21444962 (Россия). Способ извлечения меди из растворов / С.И. Лолейт, В.Я. Давыдова, Ю.М. Калмыков и др. // Бюл. «Изобретения. Полезные модели». 27.01.2000. № 3.

32.Пат. 2138567 (Россия). Способ извлечения золота / С.И. Лолейт, В.Я. Давыдова, Ю.М. Калмыков и др. // Бюл. «Изобретения (заявки и патенты)». 27.09.99. № 27.

33.Пат. 2120485 (Россия). Способ извлечения платиновых материалов из содержащего их материала / С.И. Лолейт, В.Я. Давыдова, Ю.М. Калмыков и др. // Бюл. «Изобретения (заявки и патенты)». 20.10.1998. №29.

34.Пат. 2096506 (Россия). Способ извлечения серебра из материалов, содержащих хлорид серебра, примеси золота и металлы платиновой группы / С.И. Лолейт, Г.А. Ильченко, Ю.М. Калмыков и др. // Бюл. «Изобретения (заявки и патенты)». 20.11.1997. №32.

35.Пат. 2096505 (Россия). Гидрометаллургический способ отделения золота, серебра, платины и палладия из содержащего их материала с одновременным их обогащением / С.И. Лолейт, Г.А. Ильченко, Ю.М. Калмыков и др. // Бюл. «Изобретения (заявки и патенты)». 20.11.1997. №32.

36.Пат. 2099435 (Россия). Пирометаллургический способ извлечения драгоценных металлов из гравитационных концентратов / С.И. Лолейт, Г.А. Ильченко, Ю.М. Калмыков и др. // Бюл. «Изобретения (заявки и патенты)». 20.12.1997. №35.

37.Пат. 2099434 (Россия). Способ извлечения драгоценных металлов из вторичного сырья, преимущественно из оловосвинцового припоя / С.И. Лолейт, Г.А. Ильченко, Ю.М. Калмыков и др. // Бюл. «Изобретения (заявки и патенты)». 20.12.1997. №35.

38.Пат. 2089635 (Россия). Способ извлечения серебра, золота, платины и палладия из вторичного сырья, содержащего благородные металлы / С.И. Лолейт, H.A. Устиченко, Ю.М. Калмыков и др. // Бюл. «Изобретения (заявки и патенты)». 10.09.1997. №25.

39.Пат. 2017842 (Россия). Способ переработки сплавов, содержащих благородные металлы на основе меди или цинка / С.И. Лолейт, В.Г. Караев, С.Т. Масликов и др. // Бюл. «Изобретения (заявки и патенты)». 15.08.1994. №15.

40.Пат. 1811703 (Россия). Способ переработки материалов, содержащих благородные металлы / С.И. Лолейт, В.В. Крылов, С.Е. Годжиев и др. // Бюл. «Изобретения». 10.10.1992. №29.

Отпечатано в типографии ООО «Копировальный МИР» г. Москва, Ленинский проспект, д. 4. e-mail: info@copv-print.ru Усл. печ. л. 2,75. Подписано в печать 3 февраля 2010 г. Тираж: 100 экз.