Букин В.И., Игумнов М.С. и др. Переработка производственных отходов и вторичных сырьевых ресурсов, содержащих редкие, благородные и цветные металлы

Подождите немного. Документ загружается.

Глава 4.

честве окислителя использовать кислород. Для извлечения

вольфрама и молибдена из шлака его спекают с содой.

Имеются предложения [91] осуществлять переработ-

ку упомянутых выше отходов путём их плавки в электро-

печах при температуре 1500-15 50°С с сульфатами щелоч-

ных металлов на штейн и шлак.

Процесс окисление металлов может быть описан сле-

дующими реакциями:

ЗКа

+ 2Сг = Ка

Сг

+ 2Ка

0 + 38<Э

ЗЫа

+ XV = Иа

+ 2Иа

0 + 380

3№ 80, + Мо = Иа.МоО, + 2Иа

0 + 380,.

14 2 4 2 I

Кроме того, идёт процесс образования сульфидов

металлов:

Ка

+ М + М = №

+ Иа

М0

+ Иа

Са8(У + № + М = №,8, + СаМ0

+ Са8,

4 3 2 4

где М - вольфрам, молибден, хром.

Таким образом, применение сульфата натрия отдель-

но или в смеси с сульфатом кальция позволяет селективно

перевести вольфрам и молибден в шлак в форме соедине-

ний, растворимых в воде или слабощелочных растворах, а

никель и кобальт - в штейн.

Процесс протекает в течение 0,7-1,2 ч. При этом в шлак

переходит до 93% хрома, 93% вольфрама и 79% молибдена.

Штейн практически не содержит указанных выше метал-

лов. Извлечение никеля в штейн составляет около 88%.

Описан также метод переработки металлических отхо-

дов жаропрочных сталей с использованием жидкого магния

[96]. Расплавленный магний хорошо экстрагирует никель,

вольфрам и молибден. Железо растворяется незначительно.

Экстракция осуществляется в электропечи при 700°С. Затем

сплав поступает на дистилляцию. Возгон магния возвраща-

ется в голову процесса, а в твердом остатке остаются железо,

никель, вольфрам и молибден, которые направляют на ста-

дию разделения. К недостаткам процесса следует отнести низ-

123

кую скорость растворения (0,4-2,0 мм/ч). Кроме того, мате-

риал, поступающий в переработку, должен иметь сильно раз-

витую поверхность. Его крупность не должна превышать

3 мм. Способ сложен для промышленного исполнения, так

как требуется герметичное оборудование.

Следует отметить, что многие из рассмотренных спо-

собов пока не нашли практического применения. К чис-

лу реальных способов следует отнести процессы, предус-

матривающие совместную переработку вторичного и пер-

вичного сырья.

В отдельных случаях отходы никелевых сплавов це-

лесообразно перерабатывать по гидрометаллургической

схеме [91]. При этом металлы-спутники, присутствующие

в сплавах, можно перевести в раствор или оставить в не-

растворимом остатке. При растворении в растворах сер-

ной кислоты вместе с никелем растворяются железо, алю-

миний, марганец, кобальт. В нерастворимом осадке прак-

тически полностью остаются вольфрам, молибден, хром.

Растворы поступают на очистку от примесей вместе с суль-

фатными растворами переработки первичного сырья.

Известны способы электрохимического растворения

металлических отходов с высоким содержанием никеля

[38]. Они предусматривают предварительное плавление ме-

таллических отходов и отливку анодов. В качестве элект-

ролита обычно используют солянокислый раствор. Про-

цесс электрохимического растворения анодов ведут при

плотности тока около 1000 А/м

. При этом в раствор пере-

ходят никель, хром и частично молибден. Основная часть

молибдена вместе с вольфрамом и железом переходит в

шлам состава, масс. %: 30 №, 11 XV, 6 Мо, остальное - же-

лезо. Металлы из электролита выделяют одним из следу-

ющих способов - сорбцией, экстракцией, гидролизом и т.д.

Шлам подвергают окислению и спеканию с содой с после-

дующим извлечением вольфрама и молибдена.

В связи с большим расходом электроэнергии этим спо-

собом экономически целесообразно перерабатывать толь-

ко сплавы с высоким содержанием никеля.

124

Глава 4.

Ещё одним отходом, содержащим никель, кобальт, воль-

фрам и молибден, является шлам, образующийся при элект-

рохимической обработке никелевых сплавов в растворе хло-

рида натрия. Шлам содержит, масс.%: 17,0 №, 3,7 Со, 1,2 Мо,

1,6 XV, 2,4 Сг и до 50% 1ЧаС1. В небольших количествах (до

0,5-1,5%) в нем присутствуют железо, алюминий, ванадий, ти-

тан, кремний [97]. Шлам имеет влажность 60-70%. В течение

года такого шлама накапливается 5000-7000 т.

Существует несколько вариантов переработки дан-

ного шлама [98]. По одному из них шлам сушат при 100—

120°С, измельчают, смешивают с содой (расход соды состав-

ляет 20% от массы сухого шлама) и обжигают при 800-900°С

Полученный огарок подвергают выщелачиванию при 50°С

и отношении Т:Ж=1:2. При этом в раствор переходит 89%

XV и 99% Мо. В твердом остатке содержится до 35-40% №.

Выделение металлов из раствора и твердого остатка труд-

ностей не представляет. Данный способ может быть отне-

сен к группе традиционных способов.

По [99] рекомендуется проводить выщелачивание шла-

ма растворами серной кислоты. Оптимальные условия про-

цесса выщелачивания (рН=2,9-3,0, температура 50°С, вре-

мя 2 ч.) позволяют извлекать в раствор до 94-96% никеля и

кобальта (в сумме). При этом молибден и вольфрам на 92-

95% остаются в нерастворимом остатке, который содержит

7-10% Мо и 10-14% XV и может быть переработан по извест-

ным схемам. Раствор, содержащий 10-14 г/л № и 2,5-3,5 г/л

Со, рационально перерабатывать по хорошо отработанной

"гипохлоритной" технологической схеме [99].

Использование гидрометаллургических способов для

переработки сложных по составу отходов никель-кобаль-

товых сплавов показывает их перспективность. Однако в

лучшем случае одновременно с никелем извлекается толь-

ко кобальт. Все остальные металлы-спутники теряются со

шлаком, растворами, кеками.

Переработка отходов индийсодержащих сплавов [39,

56], в которых индий сочетается главным образом со свин-

цом и оловом, реже - с кадмием и галлием. Поэтому перед

125

переработкой отходы предварительно сортируют по ви-

дам сплава. Свинцовые сплавы и сплавы индия с оловом

(или кадмием) перерабатывают раздельно, хотя основные

стадии переработки идентичны.

Первой стадией переработки любых отходов данного

вида может быть электрохимическая очистка - анодное ра-

финирование с использованием водного электролита или

электролита из солевого расплава, а также амальгамное ра-

финирование. Для анодного рафинирования отходы спла-

вов проходят специальную подготовку - их измельчают, а

затем брикетируют. В результате электрохимического про-

цесса индий, содержащийся в аноде, переходит в электро-

лит, а затем выделяется на катоде. Примеси концентриру-

ются в анодных остатках и частично в электролите.

Процесс амальгамного рафинирования состоит из

ряда последовательных операций: получение амальгамы

—» анодное разложение амальгамы —» выделение индия на

катоде. Амальгама может быть получена анодным раство-

рением отходов в ртути под слоем воды или разбавленной

серной кислоты. При этом роль анода играют индиевые

отходы, а катодом служит ртуть. Вследствие высокой ра-

створимости индия в ртути, которая значительно превы-

шает растворимость свинца, олова и примесей других ме-

таллов, концентрация этих металлов в амальгаме значи-

тельно ниже, чем в исходном материале. Растворимость

некоторых металлов в ртути приведена в табл. 4.3.1.

Таблица 4.3.1

Растворимость некоторых металлов в ртути

Металл

1п Сс1 РЬ

Си

5п

2п

Растворимость, %:

- при 25°С

- при 75°С

57,5

68,8

5.8

16,5

1.9

6,3

7,9 10"

5,5 КГ

0,7

5,2

2,2

5,2

126

Глава 4.

Ряд металлов-примесей (А1, Т*, щелочные металлы) не

переходит в амальгаму.

Использование амальгамного способа для переработки

отходов сплавов индия позволяет отделить примеси от индия,

не разрушая амальгаму (рис. 4.3.4) [56]. Для вытеснения из

амальгамы менее благородных примесей ее обрабатывают

кислым раствором, содержащим ионы индия. При этом цинк,

таллий, алюминий обмениваются в амальгаме на индий:

тМ(Н§) + п1п

= п1п(Н§) + тМ

п+

Рис. 4.3.4. Технологическая схема извлечения индия из вторичного

сырья амальгамным методом.

127

Для удаления кадмия в раствор вводят бромид-ионы.

Потенциалы индия и кадмия, близкие в солянокислой сре-

де, в бромидной среде за счёт комплексообразования кад-

мия принимают другие значения, что способствует его

переходу из амальгамы в раствор. Обычно применяют

5 моль/л раствор бромида калия (натрия), подкисленный

бромистоводородной кислотой, в котором растворяют ин-

дий. Обработку раствором ведут при перемешивании в те-

чение 5-6 ч при 65-70°С. Более благородные примеси вы-

водятся при охлаждении амальгамы до ~10°С. Благодаря

значительной разнице в растворимости индия и других ме-

таллов в ртути такие металлы, как Си, РЬ, 8п, образуют

твердую фазу и легко отфильтровываются на пористом

стеклянном фильтре.

После очистки амальгаму подвергают электролити-

ческому разложению. При анодном разложении амальга-

мы (анодом является амальгама, катодом - чистый индий)

на катоде выделяется индий, а менее благородные метал-

лы остаются в электролите. В качестве электролита исполь-

зуют солянокислые растворы, содержащие хлориды индия

и аммония. Обе стадии амальгамного рафинирования -

растворение в ртути и разложение амальгамы - реализу-

ют в одном электролизере (рис. 4.3.5), применяя биполяр-

ный ртутный электрод. При использовании многосекци-

онного электролизера степень очистки возрастает.

Рис. 4.3.5. Схема электролизера

с биполярными электрода-

ми: 1- индиевый анод в меш-

ке из капрона; 2- платино-

вый катод; 3,4- ртутные би-

полярные электроды; 5 - ди-

афрагма из капрона.

128

Глава 4.

Недостатки амальгамного метода - токсичность рту-

ти и загрязнение индия ртутью. Применение этого метода

оправдывается только в случае сочетания переработки

отходов с основным производством чистого индия, в ко-

тором используют амальгамное рафинирование.

Электрохимическая переработка отходов сплавов ин-

дия с применением водного электролита позволяет полу-

чать катодный металл с различным содержанием приме-

сей, количество и концентрация которых зависят от состава

перерабатываемых отходов. Поэтому целесообразнее ис-

пользовать в качестве электролита солевой расплав, в ко-

тором разница между электродными потенциалами индия,

олова и свинца больше, чем в водных растворах. В этой

связи на катоде осаждается индий, свободный от данных

металлов. В качестве солевого электролита обычно исполь-

зуют хлориды цинка, индия, аммония. В процессе элект-

ролиза в солевом расплаве накапливаются примеси кад-

мия, таллия и низшие хлориды индия. Для более эффек-

тивной очистки индия от свинца и олова процесс электро-

литического рафинирования повторяют.

Анодные остатки (содержат до 5% 1п) переплавляют под

слоем хлоридов солей. Плавку осуществляют при температу-

ре 320-340°С. Индий при этом переходит в солевой расплав, из

которого его извлекают по обычной гидромегаллургической

схеме, включающей выщелачивание, осаждение гидроксида

индия, растворение в соляной кислоте, цементацию.

Отработанный электролит состава, %: 28-32 1п

; 28-35

1п

; 25-27 2п; 1-5 ЫН

; 35-37 С1-, представляющий собой

плав хлоридов, насыщенный низшими соединениями индия,

которые при растворении в воде диспропорционируют. В

результате этого около 60% индия выделяется в виде губки.

Остальное количество индия, находящегося в растворе в

виде хлорида, извлекают цементацией цинковой пылью.

Операцию более глубокой очистки катодного индия

от кадмия и таллия осуществляют путём его переплавки

под раствором йода и йодистого калия в глицерине. Для

удаления галлия и германия катодный индий обрабатыва-

129

6. Заказ №214

ют расплавом гидроксида калия при 250°С. Для получе-

ния индия высокой чистоты применяют кристаллизацион-

ные методы. Следует сказать, что на стадии очистки ин-

дия этими методами образуется много побочных продук-

тов, из которых индий извлекают и возвращают в основ-

ной цикл производства (рис. 4.3.6).

Рис. 4.3.6. Технологическая схема получения индия высокой степени

чистоты из вторичного сырья.

130

Глава 4.

Переработка отходов предприятий радиотехнической

и электронной промышленности (контакты, микросхемы,

припой и др.), содержащих никель, медь, олово, свинец,

благородные и другие металлы, предусматривает комплек-

сное извлечение всех ценных компонентов. С этой целью

используются различные гидро- и пирометаллургические

процессы: электролиз, выщелачивание, обжиг, дистилля-

ция и др. [100-103]. В качестве примера рассмотрим пере-

работку сплава (припоя), состав которого, масс. %: 60,0-

67,3 8п, 27,6-32,5 РЪ, 2,0-2,1 Аи, 1,9-2,4 А§ и до 3,0% (в сум-

ме) Си, 8Ь,

В1,

№, Ре,

81.

Предложено несколько способов [102,103].

Согласно [102] припой перерабатывают электролити-

ческим методом. Процесс проводят в электролизере с трёх-

мерным растворимым анодом. Измельченный сплав засы-

пают в анодную корзину, снабженную мешалкой и токо-

подводом из нержавеющей стали. В качестве катода ис-

пользуют стержень из титана. Электролитом служит ра-

створ гидроксида натрия (150 г/л) с температурой 50-60°С.

Анодная плотность тока 800-1000 А/м

. Продолжитель-

ность процесса 5-6 ч. На катоде осаждается олово с содер-

жанием основного компонента ~99%. Извлечение олова

из анодного продукта составляет 93-95%. Благородные ме-

таллы концентрируются в анодном шламе, который затем

перерабатывается традиционными методами.

Следует отметить, что увеличение продолжительности

процесса электролиза способствует растворению свинца. Этот

факт может быть использован в случае необходимости получе-

ния в качестве катодного продукта сплава олова со свинцом.

Авторами [103] предложена комбинированная схема пе-

реработки вторичных оловянно-свинцовых сплавов, предус-

матривающая две основные стадии: вакуумную дистилля-

цию и последующий гидрометаллургический передел или

как вариант-дистилляцию и электролиз (рис. 4.3.7). На пер-

вой стадии сплав подвергают вакуумной дистилляции при

температуре 1100±50°С и остаточном давлении в аппарате

-1,3 Па. При этом степень извлечения свинца в возгон со-

(.*

131

ставляет 96-97%, а концентрация благородных металлов в

кубовом остатке (кеке) увеличивается примерно в 1,5 раза.

На последующей стадии переработки кек - сплав, масс.

%: 87,3 8п, 3,5 А§, 3,2 Аи, 1,3 РЬ - обрабатывают 25-30%-

ным раствором соляной кислоты. Нерастворимый остаток

отделяют от раствора путём фильтрации. Полученный ра-

створ подвергают упариванию и направляют на кристал-

лизацию дихлорида олова (8пС1

-2Н

0).

При использовании процесса электролитического раство-

рения кека олово получают в виде компактного металла [103].

132