RU2160320C1

RU2160320C1 - Method of reworking secondary materials containing precious metals

Info

Publication number: RU2160320C1
Application number: RU2000110016A
Authority: RU
Inventors: Г.П. Мироевский; К.А. Демидов; И.Г. Ермаков; В.А. Одинцов; А.А. Пономарев; нов Е.Б. Кокл; Е.Б. Коклянов; Д.Б. Максимов; И.О. Попов; Л.Ш. Цемехман
Original assignee: Открытое акционерное общество "Кольская горно-металлургическая компания"
Priority date: 2000-04-24
Filing date: 2000-04-24
Publication date: 2000-12-10

Abstract

FIELD: metallurgy; reworking secondary materials containing non-ferrous and precious metals. SUBSTANCE: proposed method includes oxidation of organic with oxygen-containing gas, melting copper scrap and electronic wastes containing precious metals and refining of black copper. Electronic wastes are charged in vertical oxygen converter together with copper scrap in mass ratio of 1:5 to 1:10; melting is effected simultaneously with oxidizing of organics at excess-oxygen coefficient for burning fuel equal to 20-1.5. EFFECT: reduced power requirements; low cost; reduced losses of precious and non-ferrous metals. 1 tbl, 8 ex

Description

Изобретение относится к области металлургии, в частности к способу переработки вторичных материалов, содержащих цветные и драгоценные металлы. The invention relates to the field of metallurgy, in particular to a method for processing secondary materials containing non-ferrous and precious metals.

Известен способ переработки вторичного сырья, содержащего цветные и драгоценные металлы [Gold from Garhoge: The Nothern Miner, 1980, V 65, N 51, p. 15]. По известному способу для извлечения драгоценных металлов вторичное сырье подвергают обжигу в трехподовых печах, для чего материал после ручной сортировки загружают в обжиговую камеру печи в плоских контейнерах из нержавеющей стали и подают воздух, нагретый до температуры 325 - 875^oC для проведения пиролиза органики, содержащейся в отходах электронного лома.A known method of processing recycled materials containing non-ferrous and precious metals [Gold from Garhoge: The Nothern Miner, 1980, V 65, N 51, p. fifteen]. According to the known method for the extraction of precious metals, the secondary raw materials are calcined in three-hearth furnaces, for which, after manual sorting, the material is loaded into the kiln kiln in flat stainless steel containers and air is heated to a temperature of 325-875 ^° C to conduct pyrolysis of the organics contained in electronic scrap waste.

Известен способ [Gold from Garhoge. The Nothern Miner, 1980, V 65, N 51, p. 15] обжига материала в крекинговых барабанного типа печах с дополнительным перемешиванием материала. The known method [Gold from Garhoge. The Nothern Miner, 1980, V 65, N 51, p. 15] firing the material in cracking drum-type furnaces with additional mixing of the material.

В известных способах процесс обжига ведут в нейтральной или слабо окислительной атмосфере. Газы, полученные при обжиге, дожигают в камере дожигания при 100% избытке воздуха и температуре 1200 - 1225^oC. Полученный огарок плавят в нейтральной или слабо окислительной атмосфере совместно с флюсами во вращающемся конвертере типа Калдо или TBRC. После окончания плавки в полученный металл добавляют медный скрап или слитки меди, после чего направляют на огневое рафинирование и разливают на аноды. Основными недостатками известных способов являются большие капитальные и эксплуатационные расходы, связанные со сложностью используемого оборудования и многостадиальностью процесса переработки.In known methods, the firing process is carried out in a neutral or slightly oxidizing atmosphere. The gases obtained during firing are burned in the afterburner at a 100% excess of air and a temperature of 1200 - 1225 ^o C. The cinder is melted in a neutral or slightly oxidizing atmosphere together with fluxes in a Caldo or TBRC rotary converter. After melting, copper scrap or copper ingots are added to the obtained metal, then they are sent to fire refining and poured onto anodes. The main disadvantages of the known methods are the large capital and operating costs associated with the complexity of the equipment used and the multi-stage processing process.

Наиболее близким техническим решением является способ переработки вторичного сырья, в частности отходов электронной промышленности [Scott Yames, Sabin Metal Corporation, Scotts Vilce NY. Пирометаллургическая переработка скрапа электронной промышленности. Материалы 19-той международной конференции по благородным металлам. Incline Village, Nevada, USA, 1995]. По этому способу вторичное сырье загружается во вращающийся конвертер типа Калдо или TBRC и подвергается термической обработке (обжигу) при вращении конвертера со скоростью до 60 оборотов в минуту и температуре 1250 - 1350^oC с целью удаления органических веществ, в частности пластмасс. Газы, выделяющиеся при обжиге, дожигают в камере дожигания и направляют на очистку от пыли. После удаления органики, на полученный при обжиге огарок в конвертер догружают медный скрап и плавят. Затем металл продувают кислородом для удаления примесей (железа, свинца, цинка и др.) и далее направляют на производство анодов.The closest technical solution is a method of processing secondary raw materials, in particular electronic industry waste [Scott Yames, Sabin Metal Corporation, Scotts Vilce NY. Pyrometallurgical processing of electronic industry scrap. Materials of the 19th international conference on precious metals. Incline Village, Nevada, USA, 1995]. According to this method, the secondary raw materials are loaded into a rotary converter of the Kaldo or TBRC type and subjected to heat treatment (firing) when the converter is rotated at a speed of up to 60 revolutions per minute and a temperature of 1250 - 1350 ^o C in order to remove organic substances, in particular plastics. The gases released during firing are burned in the afterburner and sent for dust removal. After removing organics, copper scrap is loaded onto the cinder obtained by firing the converter and melted. Then the metal is purged with oxygen to remove impurities (iron, lead, zinc, etc.) and then sent to the production of anodes.

Основным недостатком известного способа являются большие капитальные и эксплуатационные затраты, связанные со сложностью используемого оборудования, низкой производительностью и энергоемкостью процесса. The main disadvantage of this method is the large capital and operating costs associated with the complexity of the equipment used, low productivity and energy consumption of the process.

Настоящее изобретение направлено на снижение энергетических и материальных затрат и уменьшение потерь драгоценных и цветных металлов. The present invention is directed to reducing energy and material costs and reducing losses of precious and non-ferrous metals.

Сущность предлагаемого нами способа заключается в том, что отходы электроники, содержащие драгоценные металлы, загружают в вертикальный кислородный конвертер совместно с медным ломом в весовом соотношении 1:5 - 1:10 и плавку материала ведут одновременно с окислением органики при коэффициенте избытка кислорода на сгорание топлива равном, 20 - 1,5, с последующей доводкой черновой меди. Загрузка электронного лома совместно с медным ломом позволяет использовать тепло от сгорания органики, содержащейся в электронном ломе, для нагрева и расплавления загруженного в конвертер материала. При этом процесс окисления органики практически полностью протекает в рабочем пространстве конвертера, в результате чего отпадает необходимость организации дожигания отходящих газов в специальной камере дожигания. Кроме того, при совместной загрузке отходов электроники и медного лома выделение горючих составляющих органики происходит постепенно, что позволяет их полностью дожечь в рабочем пространстве конвертера и наиболее полно использовать выделяющееся тепло для нагрева и расплавления материала и максимально экономить углеводородное топливо на плавку. Увеличение соотношения отходы электроники: медный лом более чем 1:5 ведет к снижению извлечения драгоценных металлов из-за увеличения количества шлака, получаемого из отходов электроники. Кроме того, увеличение отношения отходов электроники к медному лому свыше 20% ведет к необходимости организации дожигания отходящих газов в камере дожигания. Уменьшение соотношения ниже 1:10 ведет к повышению расхода углеводородного топлива на плавку материала. Плавку шихты из электронного и медного лома ведут при коэффициенте избытка кислорода на сгорание топлива, равном 20 - 1,5, причем вначале подается максимальное количество кислорода для организации полного сгорания газов, выделяющихся в конвертере при термическом разложении органических составляющих электронного лома. Избыток кислорода расходуется на дожигание органики в рабочем пространстве конвертера, а выделяющееся при этом тепло используется для нагрева и расплавления материала. Увеличение коэффициента избытка кислорода свыше 20 ведет к снижению степени дожигания отходящих газов из-за снижения температуры в рабочем пространстве конвертера. По мере выгорания органики коэффициент избытка кислорода постепенно снижают до 1,5. Уменьшение коэффициента избытка кислорода на сгорание топлива ниже 1,5 не допускается из-за возможности проскока недогоревших компонентов органики в отходящих газах. При достижении температуры расплава 1250 - 1350^oC проводят его продувку кислородсодержащим газом для удаления примесей и до получения черновой меди. Последнюю направляют на получение анодной меди.The essence of our method lies in the fact that electronic waste containing precious metals is loaded into a vertical oxygen converter together with copper scrap in a weight ratio of 1: 5 - 1:10 and the material is melted simultaneously with the oxidation of the organics with an oxygen excess coefficient for fuel combustion equal, 20 - 1.5, with subsequent refinement of blister copper. The loading of electronic scrap together with copper scrap allows the use of heat from the combustion of organics contained in electronic scrap to heat and melt the material loaded into the converter. In this case, the process of organic oxidation almost completely proceeds in the working space of the converter, as a result of which there is no need to organize the afterburning of exhaust gases in a special afterburner. In addition, during the joint loading of electronic waste and copper scrap, the separation of combustible components of organics occurs gradually, which allows them to be completely burned in the working space of the converter and to make the most of the heat released for heating and melting the material and to save hydrocarbon fuel for smelting as much as possible. An increase in the ratio of electronic waste: copper scrap by more than 1: 5 leads to a decrease in the recovery of precious metals due to an increase in the amount of slag obtained from electronic waste. In addition, an increase in the ratio of electronics waste to copper scrap over 20% leads to the need for the organization of afterburning of exhaust gases in the afterburner. A decrease in the ratio below 1:10 leads to an increase in the consumption of hydrocarbon fuel for melting the material. The smelting of the charge from electronic and copper scrap is carried out with a coefficient of excess oxygen for fuel combustion equal to 20 - 1.5, and at first the maximum amount of oxygen is supplied to organize the complete combustion of gases released in the converter during thermal decomposition of organic components of electronic scrap. Excess oxygen is consumed in the afterburning of organics in the working space of the converter, and the heat generated in this process is used to heat and melt the material. An increase in the coefficient of excess oxygen above 20 leads to a decrease in the degree of afterburning of exhaust gases due to a decrease in temperature in the working space of the converter. As organics burn out, the coefficient of excess oxygen is gradually reduced to 1.5. A decrease in the coefficient of excess oxygen for fuel combustion below 1.5 is not allowed due to the possibility of a breakthrough of unburned organic components in the exhaust gases. When the melt temperature reaches 1250 - 1350 ^o C, it is purged with oxygen-containing gas to remove impurities and to obtain blister copper. The latter is sent to receive anode copper.

Пример. В тридцатитонный вертикальный кислородный конвертер загрузили 25 тонн медного лома и 4 тонны отходов электроники в следующей последовательности: первоначально на подину конвертера загрузили 10 тонн медного лома, затем 4 тонны электротехнического лома и потом оставшиеся 15 тонн медного лома. После окончания загрузки включили в работу топливно-кислородную фурму с расходом кислорода 2500 нм³/час и расходом мазута 60 кг/час. Коэффициент избытка кислорода составил при этом 19,8. Плавку в этом режиме вели в течение 40 минут, после чего начали постепенно уменьшать коэффициент избытка кислорода путем увеличения расхода мазута. Через 60 минут от начала плавки расход мазута составил 450 кг/час, а расход кислорода - 1300 нм³/час. Коэффициент избытка кислорода в этот период составил около 1,5. К этому времени температура расплава в конвертере достигла 1300^oC. После этого снизили расход мазута до 50 кг/час, увеличили расход кислорода до 4000 нм³/час и в течение 10 минут продули расплав. В результате плавки получено 25 тонн черновой меди и 2 тонны шлака. Извлечение драгоценных металлов в черновую медь составило 98,5%. Расход топлива на 1 тонну проплавленного материала составил менее 5 кг.Example. 25 tons of copper scrap and 4 tons of electronic waste were loaded into a thirty-ton vertical oxygen converter in the following sequence: initially, 10 tons of copper scrap was loaded onto the bottom of the converter, then 4 tons of electrical scrap and then the remaining 15 tons of copper scrap. After loading was completed, an oxygen-fuel lance with an oxygen flow rate of 2500 nm ³ / h and a fuel oil flow rate of 60 kg / h was switched on. The coefficient of excess oxygen was 19.8. Melting in this mode was carried out for 40 minutes, after which they began to gradually reduce the coefficient of excess oxygen by increasing the consumption of fuel oil. After 60 minutes from the start of smelting, fuel oil consumption was 450 kg / h, and oxygen consumption was 1300 nm ³ / h. The coefficient of excess oxygen in this period was about 1.5. By this time, the melt temperature in the converter reached 1300 ^o C. After that, the fuel oil consumption was reduced to 50 kg / h, the oxygen consumption was increased to 4000 nm ³ / h and the melt was blown for 10 minutes. As a result of smelting, 25 tons of blister copper and 2 tons of slag were obtained. The recovery of precious metals in blister copper was 98.5%. Fuel consumption per 1 ton of melted material was less than 5 kg.

Примеры осуществления предлагаемого способа приведены в таблице. Examples of the proposed method are shown in the table.

Список использованной литературы
1. Gold from Garhoge. The Nothern Miner, 1980, V 65, N 51, p. 15.List of references
1. Gold from Garhoge. The Nothern Miner, 1980, V 65, N 51, p. fifteen.

2. Scott Yames, Sabin Metal Corporation, Scotts Vilce NY. Пирометаллургическая переработка скрапа электронной промышленности. Материалы 19-той международной конференции по благородным металлам. Incline Village, Nevada, USA, 1995. 2. Scott Yames, Sabin Metal Corporation, Scotts Vilce NY. Pyrometallurgical processing of electronic industry scrap. Materials of the 19th international conference on precious metals. Incline Village, Nevada, USA, 1995.

Claims

A method of processing secondary materials containing precious metals, including oxidizing organics with an oxygen-containing gas, smelting copper scrap and waste electronics containing precious metals, and lapping blister copper, characterized in that the waste electronics are loaded into a vertical oxygen converter together with copper scrap in a weight ratio of 1 : 5 - 1: 10, the melting of the material is carried out simultaneously with the oxidation of organics with a coefficient of excess oxygen for fuel combustion equal to 20 - 1.5.