Разработка экологически чистых технологий комплексного извлечения благородных и цветных металлов из электронного лома

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

Рис. 3. Зависимость убыли массы различных видов электронного лома от температуры процесса обжига; продолжительности обжига - 2 часа.



Виды электронного лома: - ЭВМ (состав №4); - смешанный лом электронных приборов (состав №3); - лом приборов самолётов (состав №1); - платы электронные (состав №2); - стеклянные изоляторы (состав №6); - элементы с функциями переключе-ния (состав №5)

4.3. Плавка электронного лома с использованием медного коллектора

4.3.1. Состав и свойства шлаков

Плавка с медным коллектором электронного лома после его обжига позволяет консолидировать в сплав все металлы, и, 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 электронного лома, было установлено, что состав шлаков в значительной степени предопределен составом применяемых для плавки флюсов и содержит преимущественно оксидные соединения, входящие в состав последних - SiO₂, CaO, Na₂O, B₂O₃, FeO. Для получения корректных данных о вязкости шлаков и влияния на вязкость состава шлаков и температуры были выполнены исследования, в которых объектом изучения являлась система на основе SiO₂-FeO-Na₂O-CaO- B₂O₃, составленная из индивидуальных (100%-ных) материалов и моделирующая состав и свойства шлаков, образующихся в условиях реальной плавки электронного лома. Такие шлаки, полученные при переплавке практически чистых флюсов, т.е. в отсутствии сырья, в так называемых «холостых» плавках, в тексте указаны как Х-шлаки.

Измерение вязкости Х-шлаков проводили на ротационном вязкозиметре при максимальной температуре 1350°С и через каждые 25 градусов, снижая температуру до тех пор, пока из рас-плава 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

Шлак, №	%, масс.
	FeO	SiO2	Na2O	В2О3	CaO
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.

Таблица 6 - Вязкость Х-шлаков на основе системы SiO₂-FeO-Na₂O-CaO в зависимости от состава и температуры

Шлак, №	Температура, 0С
	1150	1175	1200	1225	1250	1275	1300
	Вязкость, Пас
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

Из рассмотрения представленных данных следует, что температурная зависимость вязкости Х-шлаков подчиняется экспоненциаль-ному закону. До температуры 1250-1275°С происходит резкое снижение вязкости Х-шлака, далее, с увеличением температуры снижение вязкости незначительное. Для Х-шлака с содержанием оксида железа 19,9 % вязкость при температуре 1150 °С со-ставляет 0,675 Пас, а при температуре 1250°С вязкость равна 0,282 Пас. Повы-шение температуры до 1300°С снижает вязкость этого шлака до 0,184 Паc. Для Х-шлаков с содержанием 25 % тетраборнокислого натрия (Na₂B₄O₇ 10H₂O) вязкость при температуре 1150°С составляет 3,611 Пас и снижается до 0,917 Пас при температуре 1250°С. Увеличение содержания Na₂B₄O₇ 10H₂O до 30% снижает вязкость шлака до 0,513 Пас при температуре 1300°С. Полученные результаты позволяют заключить, что для получения более жидкотекучих шлаков с вязкостью до 0,1-0,2 Пас следует увеличивать содержание Na₂B₄O₇ 10H₂O, однако, из-за резкого увеличения при этом агрессивности шлака, концентрацию Na₂B₄O₇ 10H₂O следует ограничивать 30-35%.

Содержание оксида железа в шлаках оказывает слабое влияние на измене-ние их вязкости. С увеличением содержания оксида железа в шлаках от 10 до 25 % его вязкость при температуре 1300°C снижается с 0,184 до 0,123 Пас. Heзначительное 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 проведён-ных исследований для плавки электронного лома, содержащего драгоценные ме-таллы, 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% CaO резко снижает температуру плавления шлака. Поэтому феррит-кальциевые шлаки предпочтительнее по сравнению с обыч-ными железосиликатными шлаками. Эти шлаки в определенной области составов об-ладают более низкой температурой плавления и вязкостью, отличаются избирательным растворением различных цветных металлов. Показано, что в процессе извлечения из электронного лома меди допустимо изменение состава шлака в следующих пределах: 30-40% SiO₂; 25-30% - Na₂O; 10-30% CaO.

С учетом полученных данных о составе и свойствах шлаков в работе было изучено влияние количества коллектора при проведении плавки электронного лома на процесс извлечения из него золота. Было установлено, что с повышением количества коллектора с 1 до 25 % происходит увеличение извлечения золота с 55 % до 98,5 %. Коэффици-ент 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 извлечения золота, но для этого необходимо увеличить продолжительность плавки и отстоя после плавки до 1,5-2 часов. При этом следует учитывать, что коллектор может использоваться многократно - до достижения определённой концентрации золота в нём.

Содержание золота в электронном ломе достаточно низкое и составляет 100г/тонну 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 четыре операции составило 96 %, серебра - 92 %, платины и палладия - 93 %.

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

При исследовании условий проведения плавки с медным коллектором различных видов электронного лома было установлено, что на характер проведения 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 электронном ломе, необходима окислительная среда, с другой стороны, содержание углерода не должно быть слишком низким, чтобы исключить нежелательное окисление меди. В связи с изложенным вначале плавки поддерживается окислительная атмосфера и лишь в конце процесса плавки переходят на слабо восстановительную атмосферу. С учётом того, что при температуре 1200⁰С растворимость железа в меди достаточно высокая - до 5% масс., 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 увеличении количества углерода от соотношения восстановитель : электронный лом в шихте при плавке - 1:30 до соотношения 1:10 извлече-ние 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 электронного лома в зависимости от соотношения компонентов в шлаке приведены в таблицах 7 и 8. Из представленных в таблицах 7 и 8 данных можно заключить, что оптимальные, с точки зрения состава получаемого сплава, условия плавки на коллектор электронного лома реализуются при следующем соотношении основных компонентов в исходном шлаке: CaO:SiO₂:FeO:Na₂O = 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., 0С	Время, мин.	Соотношение CaO:SiO2:FeO:Na2O	Массовая доля компонента в меди, %
			Сu	Ni	Fe	Sn	Pb	Al	Аu
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

Т пл, °C	Время, мин.	Соотношение CaO:Si02:FeO: Na2O	Массовая доля компонента, %
			Си	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 электронного лома, и повышения чистоты меди было изучено влияние продувки расплава воздухом в процессе плавки. Плавка проводилась при температуре 1320-1350⁰С. Продолжительность подачи воздуха составляла 15,30,45 и 60 минут. Было установлено, что увеличение продолжительности продувки расплава воздухом с 15 минут до 60 минут 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 минут 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 Cu до 90-91% и Au до ~2,15%. Дальнейшее увеличение расхода воздуха практически не влияет на увеличение содержания меди и золота в сплаве, но оно 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 Cu₂O 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 - Влияние условий плавки на медный коллектор электронного лома на содержание примесей в сплаве на основе меди.

Тпл, °С	Продолжительность подачи воздуха, мин.	Расход воз-духа, л/ч	Массовая доля металла, %
			Fe	Sn	Zn	РЬ
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 отшлаковывается. Основная же масса металла переходит в газовую фазу, где пары цинка окисляются до ZnO. Остаточное содержание цинка в черновой меди не превышает 0,01 % и практически не зависит от концентрации этого ме-талла в перерабатываемых материалах.

Свинец отгоняется в газовую фазу уже в начале продувки расплава возду-хом, благодаря высокой летучести РЬО (температура кипения 1470 °С), однако наиболее интенсивное удаление свинца 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 РЬ в сплаве на основе меди ~0,12%.

Металлическое олово в виде паров не отгоняется (температура кипения 2260 °С), а окисляется до SnO₂ или SnO и переводится в шлак. Однако, часть олова - до 30-35 % от содержания в электронном ломе может переходить в газовую фазу через испарение SnO, что связано с повышенной летучестью SnO (температура кипения 1425 °С).

Наиболее трудно удаляется из черновой меди никель. Достаточно интен-сивное окисление и удаление никеля происходит только в конце продувки. Никель, окисляясь до NiO, частично переходит в шлак. В значительных ко-личествах 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 электронного лома. Наиболее распространённые электродуговые печи с контролируемой атмосферой, но, как правило, это 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 выполненных 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 электронного лома

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 выполненных работ было установлено, что оптимальная продолжительность плавки составляет 2 часа и температура плавки 1250⁰С. 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 электронного лома от соотношения масс коллектора и сырья. В рамках опытно-промышленной эксплуатации плавильной печи 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 отстоя расплава, как было установлено, до 4-6 часов. 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 электронном ломе 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 электронного лома (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, повышая, в частности, концентрацию железа выше 25%, что, в свою очередь, приводит к росту вязкости шлака и снижению скорости перехода золота в коллектор. Изложенное подтверждается результатами, полученными при плавке различных видов электронного лома 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 электронного лома до 1:5 извлечение золота увеличилось до 84,2% (рис.5). При этом концентрация оксида железа в шлаке составила 41,5%.



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

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

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, используя комбинации различных видов электронного лома или увеличивая количества флюсов, тем самым обеспечивая максимальное извлечение золота.

В условиях опытно-промышленного освоения печи для плавки электронного лома дополнительно исследовано и уточнено содержание компонентов в шлаке. Так, при плавке электронного лома (составы 1 и 4 - табл.1) при постоянном содержании SiO₂ и СаО было изучено влияние Na₂O (соды) на извлечение золота. Показано, что повышение содержания Na₂O до соотношения масс сода : электронный лом до 1:10 и 1:5 и, тем самым, снижение вязкости шлака приводит к росту извлечения золота до 90% и 97% (рис.6), соответственно. Дальнейшее увеличение количества соды в шлаке практически не влияет на извлечение золота.

Рис.6. Зависимость извлечения золота от соотношения масс - сода в шлаке : 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, выде-ляемое от сжигания органических материалов позволяет сократить расход электроэнергии на обжиг со 115 кВтхч/кг до 33,5 кВтхч/кг. На основании результатов исследований была разработана, изготовлена и внедрена в производство печь для обжига электронного лома. Благодаря предварительному обжигу ЭЛ были устранены технические проблемы, связанные со вспениванием материала при проведении плавки, уменьшен вынос металлов с газами и т.д.

Разработаны физико-химические основы и технология плавки ЭЛ на медный коллектор с использованием меди, находящейся в электронном ломе. 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, сконцентрировав платиноиды в медном коллекторе. Разработана, спроектирована, изготовлена и внедрена электродуговая печь ЭПЗ-1,5 с мощностью 1,5 мВт для плавки на медный коллектор электронного лома.

5. Построение математической модели выбора оптимальной технологии переработки электронного лома.

Экономические показатели производства по переработке электронного лама в целом определяются рядом факторов и, в частности, эффективностью применяемых технологий на всех стадиях технологического цикла переработки, качеством сортировки электронного лома 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 электронного лома применительно к реальному производству ОАО «Щелковский завод ВДМ». Для построения модели применялся метод двойственных оценок.

Двойственные оценки или цены ресурсов в экономической литературе по-лучили различные названия: учетные, неявные, теневые цены. Смысл этих назва-ний состоит в том, что это условные, "ненастоящие" цены. В отличие от "внеш-них" 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, поэтому их чаще называют оцен-ками 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 сво-бодные 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 электронного лома. Поступает m составов сырья, им приписывается индекс i (i = l,m). Они ограничены и их количества составят b;, i = l,m соответст-вующих единиц. Завод при переработке этих составов электронного лома вынуж-ден ограничиваться имеющимися видами материальных запасов, технологий и другими производственными факторами, в данном случае фондом рабочего вре-мени оборудования (в годах) при переработке составов по j-ой технологии, кото-рый обозначим Tj, и производительностью оборудования (т/год) при переработке i-ro состава по j-ой технологии, которую обозначим Р_ij. Используется п техноло-гий, им приписывается индекс j (j = l,n). Было выявлено, что не каждый состав можно перерабатывать по той или иной технологии. Обозначим коэффициенты, отражающие возможность или невозможность переработки, через d_ij:

1, если i-ый вид сырья можно переработать по j-ой технологии;

d_ij =

0, если i-ый вид сырья нельзя переработать по j-ой технологии/

Требуется определить план переработки, показывающий в каких количест-вах 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), то есть найти х_ij - количество i-ro состава, перерабатываемого по j-ой технологии (в тоннах).

Применительно к конкретной задаче оптимизации математическая модель соответствует математической постановке данной задачи: после извлечения золота из электронного лома путем переработки электронного лома золо-то 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:

Для третьей, четвертой, пятой, шестой и седьмой технологических схем переработки электронного лома (с использованием электролиза) P_ij = S_ij, при этом S_ij определялся по формуле



где q_i; - процентное содержание меди в каждом составе.

Для первой, второй, восьмой и девятой схем (с растворением) P_ij = R_ij, при этом R_ij составит

Таким образом, получаем систему ограничений.

Выражение экономического процесса в виде систем уравнений или неравенств осуществляется c целью достижения экономического эффекта. В данной задаче целью является достижение минимальных суммарных затрат на получение золота при переработке различных видов электронного лома по различ-ным технологиям. Целевая функция минимизации суммарных затрат выглядит следующим об-разом:

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 ко-личества поставляемого сырья и сделан расчёт объёма перерабатываемого сырья за период не более 1 года.



Было определено, что 2-го, 4-го, 6-го составов электронного лома требуется намного больше, чем имеется на заводе. Именно 2-ой, 4-ый, 6-ой составы электронного лома поставляются в небольшом количестве (состав 2 до 17 тонн, состав 4 до 20 тонн, состав 6 до 10 тонн) и отсутствует возможность существенного увеличения объёмов поставокэтих видов сырья. Поэтому для них необходимо ввести огра-ничения типа равенства; для (3-го, 1-го, 5-го) составов остаётся огра-ничение

Целевая функция максимизации прибыли будет выглядеть следующим обра-зом:

Когда целью является минимизация суммарных затрат, имеет место следую-щее 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 из-влечение золота составят 197,67 млн. руб. при переработке по конкретным технологиям следующих составов электронного лома в объёмах:

* 18,292 тонн 1-го состава по 1-ой технологии;

* 15,093 тонн 1-го состава по 3-ей технологии;

* 66,615 тонн 1-го состава по 5-ой технологии;

* 17 тонн 2-го состава по 2-ой технологии;

* 104,428 тонн 3-го состава по 2-ой технологии;

* 45,572 тонн 3-го состава по 3-ей технологии;

* 20 тонн 4-го состава по 3-ей технологии;

* 50 тонн 5-го состава по 2-ой технологии;

* 10 тонн 6-го состава по 1-ой технологии.

При этом все сырье, имеющееся на складе, будет полностью переработано, время работы оборудования для переработки по 2-ой, 3-ей и 5-ой технологии так-же будет полностью израсходовано, а время работы оборудования для переработки электронного лома по 1-ой технологии составит только 0,165 года, или ~2 месяца, то есть 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)= 100у₁,+ 17у₂+ 150у₃ + 20у₄+50у₅+ 10у₆+ 1у₇+ 1у₈+ 1у₉+ 1у₁₀+ 1у₁₁ + 1y₁₂+ + 1y₁₃ + 1у₁₄ + 1у₁₅ min.

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

F(y)= 100у₁,+ 17у₂+ 150у₃ + 20у₄+50у₅+ 10у₆+ 1у₇+ 1у₈+ 1у₉+ 1у₁₀+ 1у₁₁ + 1y₁₂+ + 1y₁₃ + 1у₁₄ + 1у₁₅ max.

Ресурсы, имеющие отличные от нуля двойствен-ные оценки, используются полностью и являются дефицитными, то есть сдержи-вающими уменьшение целевой функции. Это запасы на складе каждого из соста-вов, время работы оборудования при переработке по 2-ой, 3-ей и 5-ой схемам.

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

В обосновании экономической эффективности переработки электронного лома были использованы математическая модель задачи оптимизации и теория двойственных оценок. Результаты расчётов и практическая апробация предложенной нами мето-дики выбора технологической схемы переработки разных видов электронного лома 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 электронного лома и на этой базе - разработаны технологические процессы и специализированное оборудование для извлечения из электронного лома драгоценных и цветных металлов.

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

3. Установлено, что концентрация (усреднённые значения) компонентов в различных видах электронного лома 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 электронного лома, учитывающие особенности состава и свойств компонентов в каждом виде сырья и включающие три основные технологические передела - гидрометаллургическую обработку, обжиг и плавку электронного лома.

5. Изучены кинетические характеристики растворения серебра, золота, меди, олова и свинца в растворах сильных кислот (HNO₃, HCl, H₂SO₄) в зависимости 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 электронного лома с целью удаления из него органических компонентов и изучено влияние на основные параметры процесса обжига природы орга-нических материалов, температуры и продолжительности процесса. Определены оптимальные, с точки зрения полноты удаления органических компонентов, условия обжига, температура 700^оС при продолжительности 2 часа и по-казано, 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 электронного лома с использованием медного коллектора, в которой впервые в качестве коллектора применяется медь, находящаяся в элек-тронном 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 SiO₂-CaO-Na₂O-FeO, образующиеся при плавке электронного лома с медным коллектором, установлен их состав, обеспечивающий малую величину вязкости (до 0,12 Пас) и незначительные (0,4-0,5%) потери меди и золота в шлаках.

Определены основные технологические параметры проведения плавки электронного лома: температура - 1200^оС, продолжительность плавки - 1,0-1,5 часа, 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 электронного лома производительностью 75-80 кг лома в час;

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

9. Разработана математическая модель для выбора технологии переработки электронного лома 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 электронного лома, 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. Суммарно 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. рублей в год, в том числе: на ОАО «Щёлковский завод вторичных драгоценных металлов - 40,35 млн., на ОАО «Красноярский завод цветных металлов имени В.А. Гулидова» - 9,83 млн., на ЗАО «Научно-экспериментальный центр ДИЭМ-21» - 1,1 млн. рублей.



Основные результаты работы изложены

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

2. Лолейт С.И., Шапировский М.Р., Стрижко Л.С. Комплексная переработка сырья благородных металлов. // Из-во МИСиС, Москва, - 1984, 59 стр.

3. Лолейт С.И., Новаковская А.О., Стрижко Л.С. Исследование поведения серебра при переработке вторичных материалов // Цветные металлы, -2009, № 10, С. 41-45.

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 О.А., 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 О.А., 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 серебросодержащего сырья //Известия вузов. Цветная металлургия, -1990, № 3, С. 59-63.

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

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

14. 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-Талин. - 2009, С. 38-39.

15. 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.

16. Лолейт С.И., Стрижко Л.С., Фокин О.А. Разработка комплексной технологии переработки электронного лома // Сборник трудов научно-практической конференции «Металлургия цветных металлов. Проблемы и перспективы» Россия/Москва - 2009, С. 296-298.

17. 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 г., С. 115-116.

18. Лолейт С.И., Фокин О.А., Пересади С.С. Разработка комплексной технологии переработки электронного лома // VII Международная конференция «Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и природоохранные технологии освоения недр» Москва-Ереван 15-19 сентября - 2008 г., С. 177-178.

19. 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 г., С. 45-47.

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

21. 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.

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

23. Авторское свидетельство № 1809629 Способ переработки отходов керамических материалов, содержащих благородные металлы / С.И. Лолейт, А.М. Орлов, М.А. Меретуков и др.

24. Патент (Россия) № 2348489 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. Кароник, №7, 10.03.2009 г.

25. Патент (Россия) № 2319255 Способ получения серебряного порошка и серебряный порошок, полученный указанным способом / С.И. Лолейт, В.В. Рудаков, В.В. Кароник, Бюллетень изобретений и полезных моделей №7, 10.03.2008 г.

26. Патент (Россия) № 2196661 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, Бюллетень изобретений и полезных моделей №2, 20.01.2001.

27. Патент (Россия) № 2171301 Способ извлечения драгоценных металлов, в частности серебра, из отходов / С.И. Лолейт, В.Я. Давыдова, Ю.М. Калмыков и др., Бюллетень изобретений и полезных моделей №3, 27.07.2001.

28. Патент (Россия) № 21444962 Способ извлечения меди из растворов / С.И. Лолейт, В.Я. Давыдова, Ю.М. Калмыков и др., Бюллетень изобретений и полезных моделей №3, 27.01.2000.

29. Патент (Россия) № 2138567 Способ извлечения золота / С.И. Лолейт, В.Я. Давыдова, Ю.М. Калмыков и др., Бюллетень изобретений и полезных моделей №27, 27.09.99.

30. Патент (Россия) № 2120485 Способ извлечения платиновых материалов из содержащего их материала / С.И. Лолейт, В.Я. Давыдова, Ю.М. Калмыков и др., Бюллетень изобретений и полезных моделей №29, 20.10.1998.

31. Патент (Россия) № 2096506 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., Бюллетень изобретений и полезных моделей №32, 20.11.1997.

32. Патент (Россия) № 2096505 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., Бюллетень изобретений и полезных моделей №32, 20.11.1997.

33. Патент (Россия) № 2099435 Пирометаллургический способ извлечения драгоценных металлов из гравитационных концентратов / С.И. Лолейт, Г.А. Ильченко, Ю.М. Калмыков и др., Бюллетень изобретений и полезных моделей №35, 20.12.1997.

34. Патент (Россия) № 2099434 Способ извлечения драгоценных металлов из вторичного сырья, преимущественно из оловосвинцового припоя / С.И. Лолейт, Г.А. Ильченко, Ю.М. Калмыков и др., Бюллетень изобретений и полезных моделей №35, 20.12.1997.

35. Патент (Россия) № 2089635 Способ извлечения серебра, золота, платины и палладия из вторичного сырья, содержащего благородные металлы / С.И. Лолейт, Н.А. Устиченко, Ю.М. Калмыков и др., Бюллетень изобретений и полезных моделей №25, 10.09.1997.

36. Патент (Россия) № 2017842 Способ переработки сплавов, содержащих благородные металлы на основе меди или цинка / С.И. Лолейт, В.Г. Караев, С.Т. Масликов и др., Бюллетень изобретений и полезных моделей №15, 15.08.1994.

37. Патент (Россия) № 1811703 Способ переработки материалов, содержащих благородные металлы / С.И. Лолейт, В.В. Крылов, С.Е. Годжиев и др. Бюллетень изобретений и полезных моделей №29, 10.10.1992.

Размещено на Allbest.ru

...