Содержание к диссертации
Введение
Глава 1 Обзор литературы. 9
1.1 Анализ существующих технологий переработки вторичного сырья 9
1.2 Технологическая схема переработки радиоэлектронного лома 24
Глава 2 Теоретические основы процессов переработки радиоэлектронного лома, содержащего благородные металлы 25
2.1 Особенности вещественного состава радиоэлектронного лома 25
2.2 Селективное обогащение концентратов различного состава из поступающих на переработку промышленных отходов . 26
2.3 Анализы металлизированных фаз 37
2.4 Участок разделки и сортировки и дробильно-размольное отделение 42
2.5 Характеристики процесса растворения анодов
2.5.1 Определение коэффициента диффузионного перехода в системе медь-шлак-платиноиды. 50
2.5.2 Диаграммы Пурбэ для соединений металлов электролите 53
2.6 Выводы к 2 главе 64
Глава 3 Технология переработки медно-цинковых концентратов радиоэлектронного лома 64
3.2 Плавка концентратов радиоэлектронного лома 64
3.2.1 Фазовые диаграммы состояния основных компонентов плавки 65
3.3 Особенности поведения расплава радиоэлектронного лома при воздействии на него воздушными струями 72
3.4 Технология извлечения палладия из сернокислых растворов 79
3.5 Выводы к 3 главе 87
Глава 4 Полупромышленные испытания по переработке медно-цинковых концентратов радиоэлектронного лома . 87
4.1 Полупромышленная плавка Cu-Zn концентратов радиоэлектронного лома 87
4.2 Электролиз продуктов плавки 91
4.3 Исследование растворимости платино-палладиевых концентратов в медно-шлаковом расплаве . 94
4.4 Аппаратурно-технологическое оформление плавильного отделения и участка электролиза 108
4.5. Технологическая схема переработки медно-цинковых концентратов радиоэлектронного лома. 113
Выводы к 4 главе 114
Заключение 115
Список литературы 117
- Технологическая схема переработки радиоэлектронного лома
- Селективное обогащение концентратов различного состава из поступающих на переработку промышленных отходов
- Фазовые диаграммы состояния основных компонентов плавки
- Исследование растворимости платино-палладиевых концентратов в медно-шлаковом расплаве
Введение к работе
Актуальность работы. Широкое применение благородных металлов в постоянно развивающихся новых технологиях требует вовлечения в производство все большего количества благородных металлов, в том числе за счет ресурсов вторичной металлургии -платино-, золото- и серебросодержащих отходов в составе так называемого «радиоэлектронного лома».
Состав отходов разнообразен и широко варьируется, вследствие чего классификация такого лома связана с большими трудностями. Особенно остро стоит вопрос достоверного определения благородных металлов в металлических концентратах, что необходимо для финансовых расчетов с поставщиками сырья.
Значительный вклад в развитие и совершенствование технологий извлечения драгоценных металлов из различных видов вторичного сырья внесли Л.С. Стрижко, М.А. Меретуков, Т.Н. Грейвер, Г.В. Петров, Ю.В. Баймаков, И.Н. Масленицкий, Л.В. Чугаев, Н.М. Теляков и др.
При переработке радиоэлектронного лома используют процессы обжига или физического обогащения. Полученные металлические продукты подвергают химической переработке, что определяет большие объемы сложных по составу растворов и, соответственно, большие потери благородных металлов. Этот недостаток может быть устранен применением в технологии переработки радиоэлектронного лома процессов плавки и электролиза. Все попытки применить эти процессы оказались трудновыполнимы, что обусловлено необходимостью сложных анализов благородных металлов в проплавленном металлическом сплаве(аноде) и пассивацией поверхности металла.
Достигнуты значительные успехи в переработке валовых концентратов радиоэлектронного лома, однако, полученные растворы сложны по составу и содержат большое количество металлов. С целью устранения недостатков предприняты попытки получения и переработки селективных концентратов, содержащих благородные металлы.
Цель работы. Разработка методов и технологических решений, обеспечивающих эффективное извлечение благородных металлов из медно-цинковых концентратов, полученных при переработке радиоэлектронного лома.
Основные задачи исследования:
Изучение вещественного состава промышленных отходов, поступающих на переработку.
Анализ технических решений для концентрирования и переработки промышленных полупродуктов и металлических ломов, содержащих благородные металлы.
Обоснование и разработка рациональной аппаратурно-технологической схемы для переработки металлической фракции радиоэлектронного лома с целью извлечения благородных металлов.
Оптимизация технологического режима плавки концентратов в печи.
Оптимизация технологического режима электролитического растворения анодов.
Методы исследования. Были использованы теоретические и экспериментальные методы исследования на лабораторных и укрупненно-лабораторных установках. Продукты обогащения, плавки и электролиза изучены методами химического анализа, использованы также микрозондовый (рентгеноспектральный микроанализ) и рентгенофазовый методы исследований.
Научная новизна:
На основании проведенных теоретических и экспериментальных исследований получены следующие результаты:
1. Определен механизм окисления примесей (Fe,Pb,Sn) Cu-Zn
концентратов. Оно проходит в кинетическом режиме по схеме
прямого окисления.
2. Определены параметры жидкотекучего состояния
расплава в процессе окисления Cu-Zn концентрата, при которых
осуществляется окисление примесей, в зависимости от состава
концентрата (t= 1200-13500C, давление воздуха 1-2 ат).
-
Технология плавки Cu-Zn концентрата радиоэлектронного лома обеспечивает максимальное окисление примесей, что влияет благоприятно на последующий процесс их электролитического растворения.
-
Для извлечения палладия из отработанного электролита при электролизе медно-цинковых (Cu-Zn) анодов обоснован процесс сорбции с помощью угля.
Защищаемые положения
Управление комплексом физико-химических параметров окислительной плавки концентратов радиоэлектронного лома, основными из которых являются температура энергонасыщенной струи и состав, обеспечивает условия удаления примесей из расплава.
Переработку Cu-Zn концентратов радиоэлектронного лома необходимо проводить с применением процесса электролиза, включая сорбционную очистку электролита от палладия, что обеспечивает дополнительное его извлечение.
Практическая значимость работы:
1. Для максимального извлечения благородных металлов
обоснована технология раздельной переработки магнитной и
немагнитной фракций (взамен переработки валового концентрата).
2. Установлено, что для определения содержания
благородных металлов в концентрате радиоэлектронного лома отбор
пробы необходимо проводить из расплава в рабочей зоне печи после
удаления шлака и последующего тщательного перемешивания
расплава.
-
Разработана технологическая схема для переработки радиоэлектронных ломов (РЭЛ) и технологических отходов предприятий, обеспечивающая индивидуальную переработку партий сырья и расчет с каждым поставщиком РЭЛ.
-
Разработан технический прием селективного извлечения палладия из электролита анодного растворения Cu-Zn концентрата, что повышает экономическую эффективность разработанной технологической схемы.
Степень обоснованности и достоверность научных положений, выводов и рекомендаций, содержащихся в диссертации, подтверждается всесторонним информационным анализом объекта исследования, использованием современных методов исследований и обработки данных, а также соответствием полученных экспериментальных результатов теории и практике переработки концентратов РЭЛ, содержащего благородные металлы.
Новизна технических решений подтверждена патентом № 2014111957 от 27.03.2014г.
Апробация работы. Основные результаты диссертации были апробированы в качестве научных докладов на всероссийской научно-технической конференции с международным участием – ЭЛЕКТРОТЕРМИЯ-2012.
Личный вклад автора состоит в анализе существующих технологий переработки промышленных отходов, постановке цели и задач исследования, проведении лабораторных исследований, обработке полученных данных, подготовке статей и материалов для участия в конференциях.
Публикации. По теме диссертации опубликовано 4 научных работы, в том числе 3 статьи в журналах, входящих в перечень ВАК Минобрнауки России.
Структура и объем работы. Диссертация состоит из введения, 4 глав, заключения, списка литературы. Работа изложена на 127 страницах машинописного текста, содержит 25 таблиц и 46 рисунков. Библиография включает 124 наименования.
Технологическая схема переработки радиоэлектронного лома
Тигли помещают в разогретую до 1170К печь. Плавку проводят в течение 1-2 часов с целью усреднения материала, а затем при температуре 1473К еще 1 час. По окончании процесса тигли вынимаются из печи и охлаждаются, после чего из них выбивают королек. Полученный королек очищают и взвешивают. Материалы должны быть однородны по составу, в противном случае их усреднение затрудняется.
Плавку предварительно взвешенного материала (например, 20 кг) проводят с участием соды или буры (2,5 кг), что исключает попадание новых включений в слитки.
Для проведения более точного анализа слитка (масса 18,5 кг) его подвергают «распиловке» и усреднению, т.к. при кристаллизации из-за различной плотности металлов наблюдается неоднородность состава по толщине слитка.
Опробывание шлака включает взвешивание, дробление, грохочение до фракции 200 мкм. Усреднение этой фракции проводят с помощью конусообразного пробоотборника.
В отдельных случаях после дробления шлака, на грохоте остается остаток (крупные нерасплавившиеся частицы), который по составу отличается от состава слитка. В связи с этим данная партия подлежит переплавке.
При этом следует отметить, что на практике отбирают 4 пробы; для анализа, резерва, арбитражная проба и проба для хранения у компании.
Таким образом, на зарубежных предприятиях гомогенизации и пробоотбору уделяется особое внимание. Несмотря на значительные расходы, затраты являются оправданными, т.к. для точной оценки стоимости конечного сырья и рациональности его последующей переработки необходим достоверный анализ[7]. На втором этапе переработки электронного лома для извлечения благородных металлов за рубежом используются обогатительные, пирометаллургические, электрометаллургические и гидрометаллургические метод. Например, на предприятиях фирмы «Johnson Matthey» (Великобритания) и «Degussa» (Германия) извлечение благородных металлов из однородных фракций отходов, полученных на первом этапе переработки, осуществляется путем предварительной плавки обожженного скрапа на свинцовый веркблей и медный штейн. Скрап поступающий в шахтную печь, подвергается в присутствии кокса, оксида свинца и необходимых шлакообразующих добавок восстановительной плавке. Образующийся металлический свинец при его прохождении через печь становится коллектором всех благородных металлов. Его подвергают купелированию.
При этом свинец и прочие неблагородные металлы окисляются в жидком расплаве. Полученные оксиды свинца и других неблагородных металлов выделяются как свинцовый глет и возвращаются в шахтную печь. Вторым продуктом купелирования является черновое серебро, в котором концентрируются золото и металлы платиновой группы. Серебро подвергается электрорафинированию с получением катодного серебра, высокой чистоты. Образующийся при этом анодный шлам, содержащий золото и платиновые металлы, плавят на аноды и подвергают электролизу с получением чистого золота на катоде. Платиновые металлы, оставшиеся в электролите, разделяют химическими методами.
Схема переработки вторичного сырья на крупнейшем предприятии фирмы «Johnson Matthey» в Бримсдауне выглядит следующим образом. На первой стадии обработки загрязненных отходов их переводят в такое состояние, при котором уже можно от них отбирать пробы на анализ с целые определения содержания благородных металлов. Сначала партию отходов исследуют визуально с целью определения способа, наилучшим образом подходящего для оценки содержания благородных металлов. Это также помогает установить, какой последующий процесс лучше всего применить для извлечения благородных металлов из данного материала при максимальном выходе. После гомогенизации и пробоотбора производится анализ на содержание цветных и благородных металлов в предлагаемом для переработки сырье. Результаты анализа передаются для составления программы обработки вторичного материала, а заказчику передаются полные данные по содержанию благородных металлов в отходах. Лишь после согласия заказчика с предложенной ценой начинается переработка отходов. На заводе в Бримсдауне применена компьютерная система управления производством. На всех стадиях оценки и рафинирования система следит за каждым из материалов, поставленных заказчиком и управляет процессом, гарантируя высокое качество продукции. Попадая на участок приемки партия отходов взвешивается на электронных весах, которые снабжены устройством для непосредственного ввода данных по весу и другим параметрам. Затем, в зависимости от вида и состава материала, следуют операции гомогенизации: обжиг (сушка), размалывание, прессование, смешивание и пробоотбор.
Если материал не содержит органических включений, то он направляется в плавильный цех, оборудованный индукционными электрическими печами типа «Индуктотерм». Здесь установлены три качающиеся печи мощностью 200 кВт, работающие на частоте 1 кГц, из которых одна печь имеет емкость 250 кг и две по 500 кг; четыре отражательные печи и две печи мощностью 30 кВт (частота 3 кГц), оборудованные подъемниками. В этом цехе уделено особое внимание удаление газа и даже после заливки, все литейные формы немедленно покрываются вентиляционным колпаком [6]. Эффективного, экономичного, универсального способа, удовлетворяющего требованиям техники безопасности и экологии, позволяющего перерабатывать одновременно все виды таких отходов, в настоящее время не существует. Поэтому задача подготовки электронного скрапа с целью гомогенизации отходов и выделении нескольких фракций, однородных по составу и свойствам, пригодных для последующей металлургической переработки, весьма актуальна.
Селективное обогащение концентратов различного состава из поступающих на переработку промышленных отходов
Разнообразие 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 и металла.
Поступающее сырье направляется на предварительную разборку. Из компьютеров и другого электронного оборудования извлекаются узлы, содержащие драгметаллы. Они составляют около 10-15% общей массы компьютера. 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 отбора 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.
Для вскрытия драгметаллов, находящихся под слоем пластика, текстолита или другого материала, детали направляются на участок обогащения. В зависимости от основы изделия, содержащего драгметаллы, его размеров, способов нанесения драгметаллов на контакты и изделия, дробление лома осуществляют на соответствующем виде дробилки.
При дроблении лома на молотковых дробилках ящики с ломом поднимают на обслуживающие площадки дробилок и загружают в загрузочные отверстия. Провалившиеся сквозь колосниковую решетку продукты дробления поступают на магнитный сепаратор ПБСЦ 40/10. Из-под сепаратора обогащенный продукт после взвешивания передается в шихтовое отделение, а хвосты подлежат электрической сепарации на сепараторе ЗЭБ 32/50. Продукт из-под электрического сепаратора подлежит додрабливанию, магнитной и электростатической сепарации. Хвосты, полученные в процессе электростатической или магнитной сепарации, передаются на склад отходов.
В случае дробления лома в щековой или конусной дробилке материал загружается в бункер вибропитателя соответствующей дробилки. После измельчения материалы подвергают электростатической и магнитной сепарации. Если необходим отсев из продуктов мелких или крупных фракций, или его рассев на фракции эту операцию осуществляют на многодечном грохоте, используя вибропитатель и шарнирно поворачивающийся бункер. После завершения переработки определенного вида сырья, а также в конце каждой смены осуществляется выпуск из циклонов и фильтровентиляционных агрегатов уловленной пыли и ее обогащение на магнитном и электростатическом сепараторе [1]. Для операции измельчения исследовали три агрегата. В первом случае – молотковую дробилку, во втором случае – щековую дробилку и в третьем – конусно-инерционную дробилку. В процессе работы выяснилось, что конусная инерционная дробилка должна работать только под завалом материала, т.е. при полном заполнении приемной воронки дробилки материалом. В связи с этим необходимо тщательно следить за перемещением материала из приемной воронки в камеру дробления, не допуская отсутствия материала.
Для эффективной работы конусной инерционной дробилки существует верхний предел крупности перерабатываемого материала. Куски большего размера нарушают нормальную работу дробилки. В то же время существует предельный размер разгрузочной щели дробилки, который необходимо контролировать и не допускать его превышения по мере износа броней. Эти недостатки, главным из которых является необходимость смешивания материалов разных поставщиков, заставили отказаться от использования КИД-300 в качестве головного агрегата для измельчения.
При переработке использовались разъемы типа РПН1-24Г с контактами, содержащими серебро, и разъемы типа СНП14-112, контакты которых содержат серебро и золото. Установлено, что содержание металлов в однотипных разъемах и контактах отличается на значительные величины. В таблице 2.3 указаны значения содержания серебра и золота, которые были определены в отдельно проанализированных разъемах, разобранных вручную. Колебания по серебру составили от 6,25 до 8,25% (-32% отн.) по золоту от 0,19 до 0,34% (-80% отн.)[10]
Расхождение содержания драгметаллов в исходном сырье указывает на необходимость определения количества этих металлов. Это можно определить по результатам балансов обогатительных операций, в результате которых происходит усреднение и гомогенизация продуктов обогащения. Результаты проведенной опытной переработки сырья на промышленных агрегатах представлены в таблицах 3-5.
Извлечение драгметаллов в концентраты, содержащие до 7% серебра и 3% по золоту, составили 95-98%, что указывает на эффективность работы описанных выше промышленных установок. Использование в качестве головного измельчительного агрегата молотковой дробилки представляется более предпочтительным вследствие ее высокой производительности. После определения количества металла в результате проведенных обогатительных операций осуществляется предварительный (50% предоплаты) расчет с поставщиками сырья.
Фазовые диаграммы состояния основных компонентов плавки
и при концентрациях Как установлено ранее, на стадии обогащения РЭЛ образуются различные продукты, для дальнейшего извлечения благородных металлов, в том числе медно-цинковый и железоникелевый концентраты. Поведение при плавке полученных концентратов, в частности медно-цинкового можно проследить с помощью двойных диаграмм состояния основных элементов плавки [10-12]. 3.2.1 Фазовые диаграммы состояния основных компонентов плавки В системе медь-цинк (рисунок 3.1) существуют шесть фаз. Фаза (Cu) кристаллизуется из жидкости в интервале температур от температуры затвердевания Cu до 902 С до 36,8 % (ат) n. В твердом состоянии в области (Cu) установлены превращения, указывающие на образование соединения с формулой Cu3Zn, существующее в двух модификациях: 1 и 2 .
Фазы , , , , (n) образуются по перитектическим реакциям.
Область фазы ограничена областью концентраций 36,1 % (ат.) n при температуре 902 С, 56,5 % (ат.) n при 834 С; 48,2 % (ат.) n при 468 С и 44,8 % (ат.) n при 454 СС. В интервале температур 454—468 С происходит упорядочение фазы : . Фаза распадается по эвтектоидной реакции (Cu) + " (НТ) при температуре -255 С. Эвтектоидный распад фазы происходит при температуре выше100 С.
Фаза имеет широкую область гомогенности, и максимально протяженность ее при температуре 558 С составляет 13 % (ат), фаза существует в четырех модификациях, но до температур 250—280 С стабильна фаза ", выше 280 С устойчива фаза ", которая при температурах 550—650 С переходит в фазу , выше 700 С существует высокотемпературная модификация .
Фаза существует в узком температурном 700—558 С и концентрационном интервалах и при температуре 558 С претерпевает распад " + .
Область фазы находится в пределах концентраций 78 % (ат) n при температуре 597 С и 87,5 % (ат.) n при температуре 423 С. Фаза стабильна до комнатной температуры. Растворимость n в (Cu) сначала увеличивается от 31,9 % (ат) при температуре 920 С до 38,3 % (ат.) при температуре 454 С, а затем понижается и составляет 34,5 % (ат.) при температурах. 150 С и 29 % (ат.) при 0 С[10]. Рисунок 3.1 - Диаграмма состояния медь-цинк
Диаграмма состояния медь-никель (рисунок 3.2) характеризуется образованием в процессе кристаллизации непрерывного ряда твердых растворов (Сu, Ni) с гранецентрированной кубической структурой. Установлено равновесие Ж Газ с азеотропным минимумом при температуре 2500 С и концентрации 50—60 % (ат.) Ni; указывается на наличие области расслоения на две фазы (газообразный и жидкий растворы разного состава) при концентрации 60—100 % (ат.) Ni. В интервале концентраций 0-60 % (ат.) Ni область расслоения настолько узка, что практически вырождается в прямую линию. Рисунок 3.2 - Диаграмма состояния медь-никель
Система кобальт-медь (рисунок 3.3) имеет диаграмму состояния перитектического типа. В твердом состоянии имеет место эвтектоидное превращение . Максимальная растворимость Сu в (Со) достигается при температуре 1367 С и составляет 19,7 % (ат.). В сплавах системы Со—Сu в результате сильного переохлаждения (на 100 С и более) появляется область несмешиваемости в жидком состоянии, которая почти симметрична относительно оси составов. При эквиатомном составе критическая точка смешения лежит на 90 С ниже кривой ликвидуса[10].
Кобальт и никель (рисунок 3.4) обладают неограниченной растворимостью друг в друге. Температуры ликвидуса и солидуса отличаются всего на несколько градусов, поэтому кривые ликвидуса и солидуса сливаются в одну линию. При исследовании влияния Ni на Со Рисунок 3.3 - Диаграмма состояния кобальт-медь Со превращение было показано, что с увеличением содержания Ni возрастает гистерезис этого бездиффузионного превращения. По результатам измерения плотности и магнитных свойств сплавов установлено, что сплавы, содержащие 22—32 % (ат.) Ni, двухфазны и состоят из (Со) + (Со)[12].
В частности, для изучения поведения компонентов при плавке медно цинкового концентрата, а также выбора оптимальной температуры для проведения данной плавки была разработана бета-версия программы на основе данных диаграмм состояния. С помощью программы появляется теоретическая возможность по вещественному составу концентратов определить оптимальную температуру, при которой достигается максимальная эффективность плавки. Температуры плавления РЭЛ соответствуют температурам ликвидуса диаграмм состояния Fe-Ni и Cu-Zn. Диаграммы были обработаны с помощью программного пакета Microsoft Excel и показали удовлетворительную сходимость (рисунки 3.5 и 3.6).
Исследование растворимости платино-палладиевых концентратов в медно-шлаковом расплаве
Электрохимическое растворение анодов изготовленных из радиоэлектронного лома, подвергшегося окислению, показало, что в принятых условиях, пятнадцатиминутное окисление обеспечивает проведение электролиза без пассивации анодов . Поэтому с целью установления условий отбора проб металла для достоверного определения их в окисленном сплаве были изготовлены аншлифы из полученных анодов (скорость охлаждения анода в интервале 1300-1100С составила 800/мин.
По плоскости анода вырезан образец 20205мм, из которого приготовлен полированный аншлиф. Фотографии аншлифов (рисунки 4.3 и 4.4) получены с использованием электронного микроскопа Tescan TS 5130ММ с системой микроанализа PGT, включающей энергодисперсионный спектрометр HpGe 50мм2 В рамках проведенных исследований минимально определяемая концентрация большинства элементов составляет 0,1-0,3% масс. Рисунки 3 и 4 являются изображениями в сигнале отраженных электронов, позволяющими установить разницу в средних атомных номерах компонентов.
Крупные темные включения на рисунке 3 представляют собой металлический сплав Fe-Co-Ni находящийся в окружении матричной составляющей.
На рисунке 4.3 показано строение пробы: 1-матричный сплав, 2-изометрические кристаллы сульфида цинка-марганца, 3-округлые включения сплава Fe-Ni-Cu, 4-фаза серебра, 5-фаза свинца (не анализировалась в виду недостаточных размеров) сплав Sn-Ni-Cu в ассоциации с фазой серебра.
Данные микроанализа показывают, что закристаллизованный сплав содержит несколько компонентов, их твердых растворов и продуктов распада твердых растворов. Например, в матричной составляющей содержание серебра равно 3,0%, в кристаллизованной фазе размером примерно 5015 мкм (рисунок 4.4 г, фаза 4) содержание серебра достигает 91,3%, а в фазе вторичного распада (рисунок 4.4 г, фаза 6) содержание серебра составляет 0,66%. Это определяет необходимость специальных условий отбора проб на химический анализ.
Ранее было показано, что окончательный расчет с поставщиками возможен только после переработки шлама процесса электролиза медно-никелевых анодов, что затрудняет работу предприятия с поставщиками отходов, содержащих драгоценные металлы, существенно увеличивает время финансовых расчетов.
Данные показывают, что отбор пробы необходимо осуществлять в виде жидкого металла из рабочей зоны печи после снятия шлака и последующего тщательного перемешивания. Всю полученную пробу после охлаждения следует подвергать растворению в царской водке, а определение благородных металлов может осуществляться из аликвоты выделенной из царсководочного раствора и остатка от растворения. Хранение арбитражных проб может осуществляться как в виде жидкого царсководочного раствора, так и в виде второй охлажденной пробы, взятой параллельно с первой пробой. В этом случае обезличивание драгоценных металлов различных поставщиков осуществляется на стадии электролиза, что значительно упрощает схему расчетов с поставщиками и делает ее более достоверной.
На основании данных полученных в главе 2. свидетельствующих о возможности растворения платины и палладия при температуре 12000С и растворения их в расплаве меди были подготовлены концентраты, содержащие до 2,8% палладия и до 0,8% платины для проведения плавок и подготовки анодов для электролитического растворения. Состав концентратов полученных из конденсаторов радиоэлектронного лома приведен в таблице 4.4 [73].
Разливка анодов В результате плавок получены пять анодов с различной концентрацией платиноидов. Были подготовлены шлифы анодов и шлака полученных в ходе переработки для определения извлечения платиноидов в медный коллектор. На рисунках 29-42 представлены фотографии этих шлифов, полученные на электронном микроскопе TESCAN, в таблицах 4.7 – 4.8 приведены их составы [74]. На рисунке 4.11 и рисунке 4.12 представлены снимки анода и шлака соответственно при увеличении в 500 раз полученного в процессе первой плавки полиметаллического сырья. Поверхность данного анода характеризуется однородной поверхностью с небольшими белыми включениями свинца. Химический состав анода приведен в таблице 4.7, в таблице 4.8 приведен химический состав полученного шлака.
Представлено следующее оборудование: 23 –печь плавильная индукционная ПИ1-50-10, 24-1 – блок управления, 24-2 – печь 46ВЛ П32-67М, 24-3 – кабель водоохладительный, 24-4 – коллектор с рукавами, 24-5 – воронка, 25 – генератор среднечастотный СЧГ1-50/10, 26-1 – коллектор с рукавами, 26-2 – воронка, 27 - дутьевой блок на горловину печи, 28 – компрессор, 29 – изложницы для розлива анодов, 30 – изложницы для металла Доре, 31 – печь для нагрева изложниц, 32 – печь «Таммана», 32/1 – графитовые трубы для печи «Таммана», 33 – графитовые тигли для индукционной печи «Таммана», 34 – печь кипящего слоя, 35-1 – загрузочное устройство, 35-2 – разгрузочное устройство, 35-3 – перемешивающее устройство ПЭ-8100, 36 – электропечь камерная лабораторная, 37 – весы электронные общего назначения ПВ-30, 38 – стол для приготовления шихты, 39 – печь дожига, 40 – компрессор, 41 – циклон для очистки газов печи «КС», 42 – ларь. Электролизный участок (рисунок 4.6) представлено следующее оборудование: 43 – ванна гальваническая с бортовым отсосом, 44 – источник питания постоянного тока, 45 – фильтр емкостной вакуумный, закрытый без рубашки, 46 – насос шланговый перистальтический, 47 – мерник реагента, 48 – реактор растворения меди, 49 – фильтр емкостной под давлением, закрытый с рубашкой, 50 – бак электролитного раствора, 51 – насос перистальтический, 52 – компрессор, 53 – фильтр улавливания.