Розрахунок обладнання для процесу одержання золота з золото латунних деталей Студентки групи н 27 Величко І. М. Викладач
 Скачать 350.5 Kb.
|
| ||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||
| ЗМІСТ | |
| 1 Розробка технологічного процесу | |
| Вихідні дані | |
| 1.2 Розрахунок кількості золота у вихідній сировині | |
| 1.3 Вибір і обгрунтування операцій технологічної схеми вилучення срібла з золото латунних деталей | |
| Механічна підготовка | |
| Знежирення | |
| 1.3.3 Промивка | |
| 1.3.4 Вилуговування золота | |
| 1.3.5 Основи електроосадження золота | |
| 1.3.6 Катра технологічного прцесу | |
| 2. Проектування дільниці вилучення золота. Вибір і розрахунок устаткування. | |
| 2.1 Розрахунок фонду робочого часу устаткування | |
| 2.2 Обгрунтування вибору устаткування і його розрахунок | |
| 2.2.1 Підготовка деталей | |
| 2.2.2 Розрахунок габаритів ванни знежирення | |
| 2.2.3 Розрахунок розмірів ванни промивки | |
| 2.2.4 Електроекстракція | |
| 2.2.5 Характеристика устаткування ділянки рафінування золота | |
| Перелік джерел інформації | |
1 РОЗРОБКА ТЕХНОЛОГІЧНОГО ПРОЦЕСУ
Одержання золота з золото латунних деталей
Вихідні дані
Метою даної роботи є розробка технологічної схеми отримання золота зі вторинної сировини. Запропоноване рішення повинно забезпечити максимальне вилучення золота з сировини та отримання продукту з потрібними технологічними характеристиками.
Різноманітність вихідної сировини робить неможливою розробку єдиної схеми її переробки. Наявність тих або інших операцій визначається в кожному конкретному випадку для кожного виду сировини.
В цій роботі розглядається отримання золотого порошку з відходів
Електротехнічної промисловості.
Вихідна сировина являє собою деталі з латунною основою, на яку електрохімічно нанесено шар золота, група складності деталей - середня. Деталі мають різні розміри, на поверхні наявні незначні жирові забруднення, відсутні сліди пайки.
Подальша розробка технологічної схеми здійснюється для даної вихідної сировини.
Продуктивність дільниці складає 500 кг золотого порошку на рік.
Розрахунок кількості золота у вихідній сировині
Для визначення кількості золота по відношенню до загальної маси вихідної сировини необхідно проводити спеціальний аналіз, так званий вхідний аналіз.
Для проведення аналізу відбирається проба вихідної сировини згідно з прийнятими правилами відбору проб [1]. Підготовка деталей, що входять до складу проби, до аналізу складається з видалення органічної фракції, знежирення деталей, промивки, сушки та зважування їх на аналітичних вагах.
Наступною операцією є розчинення золотого покриття у розчині:
, HNO3 - 86 г/дм
, HCl-130г/дм Процес проводиться при нагріванні та припиняється після повного розчинення золота з поверхні деталей, що визначається за допомогою візуального контролю. Співвідношення соляної та нітратної кислот у розчині становить 1:3. Присутня у розчині сульфатна кислота перешкоджає розчиненню латунної основи.
Дані про вагу деталей до та після вилуговування золота наведені в таблиці 1.1
Таблиця 1.1-Вага деталей до та після вилуговування
| Вага деталей • до вилуговування m1,г | Вага деталей після вилуговування m2,г | Різниця ваги деталей до та після вилуговування m,г | Δmср,г | Загальна різниця ваги деталей до та після вилуговування ∑Δmср,г |
| 23,5324 14,1894 25,155 | 23,2948 13,9715 24,926 | 0,2376 0,2179 0,229 | 0,2282 | 0,6845 |
Після вилуговування деталі промивають водою.
Наступною операцією аналізу є осадження хлориду золота з
отриманого розчину хлоридною кислотою НСІ (400 г/дм3). Осадження хлориду золота здійснюється за реакцією: Аu + 4НС1 + НN03 = НАuCl4., + N0 + 2Н20.
Необхідна кількість HCl розраховується за формулою:
VHCl=
(2.2)де ∑Δm - загальна різниця ваги деталей до та після вилуговування, г
МHCl - молярна маса НСl;
-густина хлоридної кислоти,г/см .VHCl=
см Для повного осадження золота до розчину необхідно додати надлишок хлоридної кислоти (10 мл). Розчин залишають для формування осаду на ЗО хв.
Перед початком фільтрування та промивання осаду розчин необхідно перевірити на повноту осадження. Для цього відбирають 10 мл розчину над осадом та додають до нього декілька крапель НСl. Якщо при цьому не з'являється каламуть то можна починати промивання осаду. В іншому випадку розчин над осадом необхідно злити в окрему ємність та знов осадити в ній AuCl. Необхідно також провести додаткове опрацювання промивної води розчином хлоридної кислоти. Далі осад промивають гарячою водою на попередньо зваженому фільтрі. При досягненні нейтральної реакції промивної води промивку осаду припиняють. Потім осад сушать у сушильній шафі при температурі 150-200 °С до постійної ваги.
Вагу осаду розраховують за формулою:
P0=Pn-Pф, (2,3)
де Р0 - вага осаду AuCl, г;
Рn- вага осаду з фільтром, г;
Pф— вага фільтра без осаду, г.
Перерахунок хлористого золота наметалробиться за формулою:
PAu=P0 0.75. (2,4)
Результати розрахунків за наведеними формулами представлені в таблиці 1.2
Таблиця 1.2 - Результат вихідного аналізу
| Вага осаду AuCl, г | Вага металевого золота, що міст иться в AuCI, г | Вага золота, що припадає на одну деталь, г |
| 1,0122 | 0,75915 | 0,25305 |
| Для розрахунку товщини золотого покриття необхідно знати площу поверхні деталей, середню площу поверхні однієї деталі та густину золота. Необхідні дані наведені в таблиці 1.3 | ||
| Таблиця 1.3 - Площа поверхні деталей | | |
| Площа поверхні деталей S 10  ,м2 | Середня площа поверхні деталей Scp 10 , м2 | Густина золота  г/м3 |
| 3,99 1,59 3,619 | 3,066 | 19,32 |
Товщину золотого покриття розраховуємо за формулою:
Δm = pAu∙Scp∙
; (2.5)
; (2.6)де Δm - маса золота, що припадає на одну деталь, г;
- густина золота, г/м3;Sср - середня площа поверхні однієї деталі, м2.
Для розрахунку кількості вихідної сировини, необхідного для отримання 500 кг золота на рік, використовуємо результати проведеного аналізу. Згідно з аналізом з деталей загальною вагою 63,2588 г отримано 0,75915 г золота. Тоді для отримання 500 кг золота потрібно 41666.7 кг сировини, тобто приблизно 42 тонни.
Розрахуємо кількість золота у вихідній сировині:
WAu=
%, (2,7)де WAu - масова частка золота в сировині, %;
mAu - маса золота, кг;
m - маса сировини, кг.
WAu=
Таким чином, для забезпечення безперервної роботи дільниці необхідно 42 тонни сировини.
1.3 Вибір і обгрунтування операцій технологічної схеми вилучення срібла з золото латунних деталей
Механічна підготовка
Попередньою операцією при підготовці вторинної сировини є механічна підготовка. Ціллю механічної підготовки є видалення органічної фракції та сортування сировини. Також може здійснюватися розрізання та роздроблення вихідної сировини. Сортування сировини може здійснюватися здійснюється вручну та полягати у візуальному розділенні відходів по зовнішнім ознакам, сортування за розмірами проводять при необхідності вилучення з брухту дрібних або великих складових. Якщо відходи складаються з великих за розмірами деталей, то використовують різання, вогневим або механічним способами. Роздробленню підлягає легкий негабаритний брухт.
Для вище згаданої вихідної сировини найбільш доцільно, з економічної точки зору, використовувати видове сортування та ручну розбору, яка застосовується у малотоннажних виробництвах. Ці операції значно полегшують подальшу переробку сировини.
Знежирення
Для усунення жирових забруднень з поверхні деталей необхідно здійснити процес знежирення. Жирові забруднення поділяються на дві групи: жири мінерального походження (мінеральні масла) і тваринного походження. Мінеральні масла складаються з суміші високомолекулярних вуглеводів і видаляються органічними розчинниками. Тваринні та рослинні жири добре омиваються, тобто реагують з лугами, створюючи розчинні у воді мила [7]. Тому для їх видалення деталі обробляють у розчинах лугів. Вказані вище види знежирення відносяться до хімічного знежирення. Існує також електрохімічне знежирення, яке використовують для видалення незначних жирових забруднень. Електрохімічне знежирення більш ефективне ніж хімічне, але воно пов'язане з витратами електроенергії, та завдяки поганої розсіювальної здатності не використовується для деталей зі складною конфігурацією.
Таким чином, для вище згаданої вихідної сировини доцільно використовувати хімічне знежирення. На поверхні електрохімічного брухту неможлива присутність жирових забруднень тваринного чи рослинного походження. Отже, жирові забруднення на поверхні деталей - мінерального походження. Як згадувалося раніше, такі забруднення можна видалити за допомогою органічних розчинників. Однак вони є пожежонебезпечними та токсичними.
Отже, для даного виду вихідної сировини найбільш доцільно використовувати розчин знежирення, до складу якого входять ПАВ (синтанол ДС-10), а також кальцинована сода та тринатрійфосфат, який пом'якшує воду та покращує миючу здатність розчину.
Для знежирення сировини використовуємо розчин наступного складу:
тринатрійфосфат Na3P04∙12Н20 - 25 г/дм3;
сода кальцинована Na2C03 - 25 г/дм3;
синтанол ДС-10-4 г/дм3.
Температура 60-80 °С, час обробки 5-10 хвилин.
За зміну робиться вісім завантажень деталей до ванни знежирення.
1.3.3 Промивка
Для видалення розчину знежирення з поверхні деталей необхідно здійснити їх промивку. Деталі промиваються теплою водою при температурі 50-60 °С на протязі 5-7 хвилин. За зміну робиться вісім завантажень деталей до ванни промивки.
1.3.4 Вилуговування золота
Для зняття золота покриття з електротехнічного брухту необхідно провести процес вилуговування (розчинення). Цей процес можливо здійснити хімічно або електрохімічно.
Електрохімічне зняття золотого покриття полягає в анодному розчиненні золота. При цьому деталі завантажуються в корзину з пористого титану. В якості електроліту використовують розчин, треххлористого золота та саляної кислоти. Золото осаджується на катоді у вигляді пухкого осаду, погано зчепленого з катодом. Вихід за струмом при осадженні золота наближається до 100%. Метали, що входять до складу основи, як правило, є більш електронегативними ніж золото, тому спільний їх розряд з золотом майже неможливий.
Однак, для вказаної вище сировини електрохімічне зняття золотого покриття недоцільне, тому у разі порушення цілісності покриття може початися розчинення більш електронегативної основи, що призведе до значного збільшення тривалості процесу та нераціонального використання електроенергії, накопиченню в електроліті значної кількості золота та міді.
Отже, використовуємо хімічне вилуговування золота. Процес вилуговування відбувається в реакторі 1 з циркуляцією розчину, що дозволяє більш швидко та повно розчинити золото
Склад розчину вилуговування:
HCl-130 г/дм3;
HN03-86 г/дм3.
Після вилуговування розчин перекачують до реактора 2 для осадження хлориду золота, а сировину промивають у ванні уловлювання, холодної промивки та відправляють на склад, за зміну робиться вісім завантажень до реактору вилуговування.
1.3.5 Основи електроосадження золота
Аноди відливають із сплаву, що рафінується, містить як домішки золото. Електролітом служить водний розчин золотохлористоводневій кислоті з добавкою соляної кислоти:
Аu (катод) | НАuСl4, НС1, H2O, домішки |Аu с домішками
(анод).
Золотохлористоводнева кислота є сильною і повністю диссоціює на іони:
НАuС14
H+ +АuС14У свою чергу аніони АuС14 частково дисоціюють з утворенням катіонів Аu3+:
АuС14
Аu3+ + 4Сl-У водному розчині іони АuСl4 можуть піддаватися гідролізу:
АuС14 + Н2O
[АuС13 (OH)]- + Н+ + Сl-Проте в кислому розчині гідроліз практично не йде. Таким чином, можна вважати, що золото в електроліті знаходиться у формі аніона AuCl4. Основний катодний процес при електролітичному рафінуванні золота є відновленням аніонів АuCl4 до металевого золота:
AuCl4 +Зе
Au +4Cl- Процес відновлення водню, що тому конкурує з ним, практично виключений. На аноді відбувається розчинення сплаву, що рафінується, з переходом золота в розчин:
Аu + 4Сl -Зе
AuCl4-Оскільки стандартні потенціали хлору і кисню значно електропозитивні, за потенціал золота:
2Сl - 2е
Сl2 (газ), 
= + 1,36В,2Н2О — 4е^ 4Н+ + 02 (газ),
= + 1,23В,те виділення їх на аноді в нормальних умовах електролізу неможливо. Проте характерна і вельми важлива особливість анодної поведінки золота — його схильність до пасивування. Під час переходу золота в пасивний стан розчинення анода припиняється, потенціал його зміщується в позитивну сторону і досягає такої величини, при якій стає можливим виділення газоподібного хлору
Явище пасивування украй небажано: на аноді замість корисного процесу розчинення золота відбувається шкідливий процес — окислення іонів хлору, що приводить до збіднення електроліту золотом і отруєння атмосфери цеху. Підвищення концентрації соляної кислоти і температури, окрім усунення пасивації золота, веде до збільшення електропровідності електроліту і, отже, до зменшення витрати електроенергії. Іншою вельми істотною особливістю електролізу золота є те, що при розчиненні анода золото переходить в розчин не лише у вигляді аніона АuС14 , але і у вигляді аніона AuCl2 :
Au + 2Cl –e
АuСl2, = +1,11В.Але оскільки електрохімічний еквівалент одновалентного золота більший, ніж тривалентного, то анодний вихід по струму з розрахунку на тривалентне золото виявляється вищим 100 %.
Проте константа рівноваги цієї реакції на відміну від константи рівноваги аналогічної реакції між іонами Сu2+ і Сu+ має значно меншу величину. Тому концентрація аніонів АuCl2 в електроліті досить значна AuCl2 + е
Au + 2Сl- унаслідок чого катодний вихід по струму з розрахунку на тривалентне золото також перевищує 100 %.У реальних умовах електролітичного рафінування концентрація аніонів АuС1, що утворюються на аноді, перевищує рівноважну величину, унаслідок чого рівновага приведеної вище реакції диспропорціювання зміщується праворуч , і частина золота у вигляді тонкого порошку випадає в анодний шлам
Час осадження золота на катоді розраховуємо за законом Фарадея:
∆m = k∙I∙t∙BC (2.8)
де ∆m - маса одержаного на катоді золота, г;
k - електрохімічний еквівалент, г/Атод;
t - час осадження золота, год;
ВС - вихід за струмом, %.
t =
(2.9)Електрохімічний еквівалент золота розраховуємо за формулою:
k =
(2.10)де А- атомна маса золота, г;
F- число Фарадея, що дорівнює 26,8 Атод;
z - заряд золота.
k =
г/А∙годСила струму розраховується за формулою:
I = S∙j,(2.11)
S - площа катоду, що дорівнює 3 дм ;
j - густина струму, А/дм2.
1 =3 ∙ 10 = 30 А
Маса золота в електроліті становить 373 г, а концентрація 8,5 г/дм3.
Процес електролізу проводимо до концентрації золота 1 г/дм . Тоді на катоді
осаджується 329,2 г золота.
Розрахуємо час осадження золота:
t =
хв.\
Таблиця 1.4 - Карта технологічного процесу отримання золота з електрохімічного брухту
| Операція | Склад розчину і концентрація | Режим | ||||
| Найменування компонентів, хімічна формула | г/дм3 | Час обробки, хв | Темпер атура, °С | Густина струму, А/дм2 | рн | |
| Знежирення хімічне | Тринатрійфосфат Na3P04∙12Н2O сода кальцинована Na2C03 синтанол ДС-10 | 25 25 4 | 5-20 | 60-80 | | |
| Промивка тепла | | 5-7 | 50-60 | | | |
| Вилуговування | нітратна кислота HN03 Соляна кислота НСl | 86 130 | 20-25 | 70-80 | | |
Продовження таблиці 1.4
| Операція | Склад розчину і концентрація | Режим | ||||
| Найменування компонентів, хімічна формула | г/дм3 | Час обробки, хв | Температура °С | Густина струму, 2 А/дм | рн | |
| Електроекстракція | Au HCl | | | 60 | 1400 | |
| Уловлювання | | | 5-7 | кімн. | | |
| Промивка тепла | | | 5-7 | 50-60 | | |
| Сушка | | | 180 | 100-115 | | |
| |
2. ПРОЕКТУВАННЯ ДІЛЬНИЦІ ВИЛУЧЕННЯ ЗОЛОТА. ВИБІР І РОЗРАХУНОК УСТАТКУВАННЯ
2.1 Розрахунок фонду робочого часу устаткування
Передбачено дві зміни роботи дільниці. Фонд робочого часу устаткування розраховуємо за формулою:
Т0=Тг-Т2-Т3 (2.1)
де Т0- річній фонд робочого часу;
Т1 - кількість днів на рік;
Т2- кількість вихідних днів;
Т3-кількість святкових днів;
На 2012 рік фонд робочого часу складає:
Т0= 366 – 104 – 10 = 252 дня.
Для визначення дійсного фонду робочого часу устаткування від номінального фонду часу віднімають річні витрати часу на неминучі простої устаткування. Ці витрати залежать від режиму роботи і групи ремонтної складності устаткування і у відсотках від номінального фонду робочого часу складають 3-8% для двозмінної роботи.
Для дільниці з річним обслуговуванням дійсний річний фонд робочого часу складає:
Тд = 0,97 - 252 = 244 дні
Тд = 244 – 8 - 10 = 1942 год
Годинна програма дільниці по сріблу розраховується за формулою:
FA1 = Fp1 / Тд (2.2)
де Рп- річна продуктивність дільниці по золотому порошку, кг;
Тд - дійсний фонд робочого часу, год.
FA1 = 500 / 1942 = 0,26 (кг / год)
0,26 ∙ 8 = 2,08
Годинна програма дільниці по сировині розраховується за формулою:
FA2 = Fp2 / Тд (2..3)
Де Fp2 - маса сировини, яка необхідна для забезпечення річної програми дільниці по золоту, кг;
Тд-дійсний фонд робочого часу, год.
Fг2 = 42000 / 1942 = 21,63 (кг/год)
Відомості про фонд робочого часу та програму дільниці наведені в таблиці 2.1
Таблиця 2.1- Фонд робочого часу та програма дільниці
-
Фонд робочого часу Т0,дні
252
Дійсний річний фонд робочого часу Тд , год
1942
Річна програма по золоту Fp1, кг
500
Маса сировини, що необхідна для забезпечення річної програми по золоту FР2, кг
42000
Годинна програма дільниці по золоту Fг1 , кг/год
0,26
Годинна програма дільниці по сировині Fг2 , кг/год
21,63
Програма на одну зміну по золотому порошку, кг
2,08
Програма на одну зміну по сировині, кг
75,67
2.2 обгрунтування вибору устаткування і його розрахунок
2.2.1 Підготовка деталей
Тип устаткування обирається виходячи з годинної програми дільниці, особливостей процесу і сировини.
Враховуючи особливості гідро електрометалургійної переробки вторинної сировини та малотонажність виробництва, можливе використання не стандартизованого обладнання .
На дільниці рафінування золота з годинною програмою Fг1 = 0, 26 кг/год золота використовуємо ванни з ручним обслуговуванням.
Перед початком роботи деталі завантажують до перфорованого кошику з кислотостійкого полімерного матеріалу, наприклад з фторопласту. Норма загрузки деталей до кошику становить 2/3 від об’єму кошику. Але враховуючи особливості процесу вилуговування срібла з поверхні деталей, зменшуємо норму загрузки до 1/3 від об'єму кошику. Це робиться для того, щоб полегшити доступ розчину до всієї поверхні деталей, забезпечити рівномірне розчинення срібного покриття та уникнути розчинення латунної основи. За зміну робиться десять завантажень деталей до кошику. Маса деталей, що складають одне завантаження, становить 7,56 кг.
VC = mc / ρc (2.4)
де mc - маса сировини, кг;
ρc - густина сировини, що дорівнює 8,9 кг/дм3.
VC = 7,56 / 8,9 =0,85 дм3
Тоді об'єм кошика дорівнює:
VK = 0,85 / (1/3) = 2,55 дм-/з
Приймаємо об'єм кошику 2,55дм3 та обираємо наступні розміри кошику: 160x50x320мм (рисунок 3.1)