Себестоимость промышленной продукции и ее структура

Обладает пенообразующими  свойствами. Его собирательные свойства зависят от электрохимического состояния флотационной системы. S-703 хорошо флотирует сростки золота, отделяя их от свободного пирита. S-703 применяют самостоятельно, либо в сочетании с ксантогенатами и дитиофосфатами. Рекомендуется дробная подача собирателя: в измельчение и флотацию; рабочий диапазон рН составляет 9 - 12. В контрольных операциях его следует использовать самостоятельно, т.е. без смеси с ксантогенатом, который эффективно флотирует пирит. Реагент S-703 показал селективность действия по отношению к пириту на сульфидных золотосодержащих медных, медно-цинковых, полиметаллических, медно-молибденовых и медно–никелевых рудах многих месторождений; получен прирост извлечения золота на 3 – 5 %. F-100 сильный хелатообразующий собиратель; растворим в воде.  F-100 хорошо флотирует минеральные системы: халькопирит-халькозин-борнит-благородные металлы; пентландин-платина и пирит-золото. Оптимальное рН флотации для медных минералов и золота 9 – 12, для пентландина и благородных металлов рН 5 – 10, а для системы пирит-золото предпочтительно использовать кислые и нейтральные среды. Замена ксантогената реагентом F-100 при флотации медно-пиритных руд (Урупское месторождение) повысило извлечение меди на 2 - 3 % , а золота и серебра на 4 – 6 %. Российские аналоги реагента S-703  из серии «СИГ» не содержат вспенивающего компонента [9].

В связи с непрерывным  колебанием содержания металлов в перерабатываемых рудах, соотношения в них вмещающих  пород и рудных минералов с  различной поглотительной способностью, остаточные концентрации флотационных реагентов во флотационной пульпе существенно меняются во времени, что создает периодическую нехватку или избыток реагентов.

Недостаток реагентов  снижает извлечение металлов, а их избыток, попадая в сточные воды, ухудшает экологическую обстановку и вредит окружающей среде [10].

Переработка упорных  золотосодержащих руд требует применения специальных методов предварительной  обработки перед традиционным цианидным  выщелачиванием, таких как: - тонкое механическое вскрытие (измельчение до 80% класса - 20мкм), окислительный обжиг, автоклавное окисление , биовыщелачивание.

Одним из перспективных  способов извлечения золота из технологически упорных сульфидных руд и концентратов является цианистое выщелачивание  с предварительным бактериальным окислением сульфидных минералов. При оценке эффективности применения данной технологии к конкретным рудным объектам, кроме скорости и степени биоокисления сульфидов (выполняющих роль природных коллекторов дисперсного золота в рудах), должны учитываться возможные фазовые превращения самих благородных металлов в процессе биогидрометаллургической переработки. С применением комплекса физико-химических методов исследования установлено, что в процессе бактериальной обработки золота и его химических соединений происходит уменьшение интенсивности рентгендифракционных рефлексов этих соединений в сравнении с исходными образцами. Данные атомно-абсорбционного анализа показали, что в процессе бактериального воздействия золото из химических соединений переходит в бактериальные растворы.

Экспериментально установлено, что цианирование продуктов бактериальной  обработки мономинеральных фракций  сульфидов золота характеризуется  значительно более высокой скоростью  растворения золота (в 2-10 раз выше), чем прямое цианирование исходных образцов.

После предварительной  бактериальной обработки продолжительность  цианирования концентратов сокращается  в 3-5 раз при увеличении степени  извлечения золота на 20-38%.

На эффективность извлечения металла в процессе сорбционного выщелачивания влияют следующие факторы:

Время сорбционного выщелачивания. Сокращение заданного значения продолжительности  процесса приводит к снижению извлечения металла из твердой фазы. Увеличение продолжительности процесса увеличивает  расход реагентов и сорбента при незначительном извлечения металла.

Температура пульпы. С  повышением температуры пульпы увеличивается  скорость процесса растворения, но при  этом наблюдается увеличение расхода  цианистого натрия и наоборот.

Концентрация растворенного  кислорода в пульпе – снижение концентрации растворенного кислорода приводит к снижению скорости растворения металла.

Концентрация цианистого натрия в пульпе. При увеличении концентрации цианистого натрия в пульпе увеличивается скорость растворения  металла и удельный расход реагента. При уменьшении концентрации цианистого натрия снижается скорость растворения металла.

рН пульпы. При уменьшении рН относительно заданного значения уменьшается скорость растворения  металла в результате протекающего гидролиза (разложения) цианистого натрия. Увеличение рН приводит к снижению сорбционных свойств угля, за счет «засорения» угля карбонатами.

Тонина помола – при  увеличении крупности уменьшается  площадь поверхности соприкосновения  частиц с цианистым раствором, как  следствие – снижение извлечения металла.

Рудные минералы цветных  металлов (арсенопирит, пирротин, антимонит) вызывают замедление скорости растворения  металла.

Степень окисления сульфидных минералов. При снижении степени  окисления относительно проектного значения, снижается извлечения металла в раствор, из-за недораскрытия золотин в сульфидных минералах.

Давление, температура  и концентрация щелочи в процессе десорбции. Снижение заданного значения каждого из факторов приводит к увеличению необходимой продолжительности  процесса. Уменьшению содержания золота в товарном реагенте, увеличению остаточного содержания золота на сорбенте и наоборот.

Продолжительность процесса. Увеличение заданного значения продолжительности  процесса не приводит к значительному  снижению остаточного содержания золота на сорбенте, но при этом увеличивается расход щелочи, электроэнергии и трудозатрат. Уменьшение продолжительности процесса приводит к снижению извлечения золота из сорбента.

Сила тока, напряжение на электролизере. Снижение заданных значений одного из параметров снижает извлечение золота из товарного реагента. Увеличение ведет к преждевременному выходу из строя катодных и анодных рамок.

Концентрация кислоты  в исходном растворе на обработку. При  снижении заданного значения концентрации кислоты, повышается содержание карбонатов на сорбенте, увеличивается продолжительность процесса и как следствие снижается сорбционная способность сорбента [9].

Рассмотренные факторы  влияют на глубину переработки, реализация которых будет способствовать повышению  степени извлечения полезных компонентов, снижению производственных затрат, снижению негативного воздействия на окружающую среду и повышению конкурентоспособности металлопродукции. В свою очередь степень извлечения можно повысить за счет подачи кислорода на сорбционное выщелачивание и доокисления серосодержащих соединений образовавшихся при биоокислении.

4.3 Системный подход к управлению эффективностью производства золота

За время более чем  полутора вековой промышленной добычи золота на территории России, а особенно за последние 60 лет интенсивной отработки, сформировалось большое количество техногенных объектов (отвалы, хвостохранилища). В общей структуре ресурсов и запасов золота России их доля составляет около 7 - 12%.

Все большее внимание уделяется уменьшению образования таких объектов. Причиной этого послужило резкое сокращение легкодоступных запасов золота. Несмотря на то, что формы нахождения золота таковы, что сырье является упорным для переработки его с использованием традиционных технологических схем, технический прогресс, связанный с появлением новых технологий, поддерживает рост интереса к объектам данного типа.

В хвостах сорбции  цеха ГМО – 2 гранулометрический состав свидетельствует и преобладании в исследуемых технологических  продуктах золота тонких фракций (2-10 и 10-20 мкм). При этом наиболее тонкими размерами выделений характеризуется золото во включениях в, «рубашке» оксидов и срастаниях.

На опытной установке  в марте 2011 года проведены испытания  сорбционной технологии процесса «уголь в пульпе», для переработки биокеков.

Изобретение относится  к области гидрометаллургии благородных металлов, к линии переработки золотосодержащих флотоконцентратов. Предлагаемая линия благодаря обеспечению доокилсения серосодержащих в исходном концентрате позволяет перерабатывать концентрат методом сорбционного цианирования и соответственно за счет снижения объемов переработки "остаточного концентрата" промпродуктов гравитационно-флотационной перечистки исходного продукта по угольно-сорбционной технологии сократить материало- и энергоемкость процесса переработки.

Кроме того, возможность  повышения концентрации золота в  товарных элюатах, направляемых на электролиз, позволяет снизить энергозатраты  на получение катодного осадка, что  также в свою очередь обеспечивает возможность повышения эффективности переработки исходного продукта [10].

В марте 2011 года были произведены  испытания процесса сорбционного выщелачивания. Результаты испытаний и проектные  параметры представлены в таблице 4.3.1

Таблица 4.3.1– Результаты промышленных испытаний

Наименование параметра	Планируемые показатели	Результаты испытаний
Содержание золота в исходном сырье, г/т	3,1	3,1
Выход флотоконцентрата от операции, %	4	4
Извлечение золота на сорбент, %	94	99,68
Извлечение золота из раствора, %	92	97
Сквозное извлечение золота из руды, %	76,9	81,9
Содержание золота в хвостах  сорбции, г/т	1,4	0,4
Производительность по исходному  питанию, м3/час	80	80

 

В таблице 4.3.2 представлено сравнение показателей сорбционного выщелачивания золота. По результатам анализа продуктов сорбционного выщелачивания, получен угольный сорбент с большим содержание золота, хвосты жидкой фазы значительно снизились по содержанию золота за счет улучшения условий сорбции, хвосты твердой фазы снизились почти на 1 г/т за счет лучшего растворения золота.

Уголь далее поступает  на десорбцию. Процесс десорбции  протекает в автоклаве. Уголь  далее поступает на регенерацию, а золотосодержащий раствор на электролиз для получения катодного золота.

 

 

Таблица 4.3.2 – Сравнение показателей сорбционного выщелачивания золота

Условия	Расход NaCN, кг/т	СAu в исходной пульпе, г/т	Содержание золота в  хвостах		Извлечение золота, %
			Твердая фаза, г/т	Жидкая фаза, мг/л	В раствор	На сорбент
Действующие	23	11,116	1,4	0,2	92	94,00
Предлагаемые	19	11,116	0,4	0,04	97	99,68

Необходимо  отметить, что введение кислорода  в процесс сорбционного выщелачивания  позволяет сократить расход цианида  натрия на 20 %. Так же снизить потери золота с хвостами жидкой и твердой  фазы. Поскольку на предприятии планируется ввести в эксплуатацию дополнительные диспергаторы, то определим сметную стоимость их установки с учетом монтажных работ, стоимости оборудования.

Форма сметы затрат на приобретение нового оборудования приведена в таблице 4.3.3

Таблица 4.3.3 - Смета затрат на приобретение дополнительных единиц оборудования

Наименование статей затрат, единица  измерения	Сумма, тыс. руб.
Покупка диспергаторов и кислородных  станций	6870
Установка оборудования	687
Расходы на проведение магистралей	2000
Итого	9557

4.4 Технико-экономическое обоснование совершенствования технологий сорбционного выщелачивания золота

Цель данного раздела  – обоснование экономической  целесообразности изменения техники, технологии и организации производства на проектируемом предприятии.

Технико-экономическое  обоснование производим при помощи статических и динамических показателей эффективности проекта.

Материальный и сквозной баланс взяты на предприятии [27].

Исходная информация для расчетов приведена в таблице 4.4.1

Сравнение технико-экономических  показателей приводится в таблице 4.4.2

Таблица 4.4.1 – Исходная информация

Показатели	Обозначение	Базовый	Планируемый
Содержание золота в пульпе, г/т		11,116
Цена за ресурсы
NaOH, руб./т	ЦNaOH	20500
NaCN, руб./т	ЦNaCN	84000
FeSO4, руб./т	ЦFeSO4	4250
CaO, руб./т	ЦCaO	16000
Уголь Norit	Цуголь	28000
Цена аффинированного золота, руб./г		1472
Себестоимость золота, руб./г		550		541,29