Содержание к диссертации
Введение
1 Медистые золотые руды и основные принципы их рационального использования 12
1.1 Общая характеристика медистых золотых руд как особой категории минерального сырья 12
1.2 Обзор существующих методов переработки медистых золотых РУД 21
1.2.1 Флотационные методы переработки медистых золотых руд 21
1.2.2 Гидрометаллургические методы переработки медистых золотых руд 27
1.3 Результаты технологических экспериментов по извлечению золота из медистых золотых руд. Обоснование основных задач и этапов диссертационных исследований 41
2 Изучение основных закономерностей растворения золота и меди в аммиачно-цианистых растворах 53
2.1 Растворение металлической меди, малахита, халькопирита в аммиачно-цианистых растворах 53
2.2 Изучение кинетики растворения металлических золота и меди в аммиачно-цианистых растворах 59
2.2.1 Методика проведения экспериментов 59
2.2.2 Исследование влияния различных факторов на кинетику растворения золота и меди аммиачно-цианистыми растворами 61
2.2.2.1 Зависимость скорости растворения золота и меди от концентрации цианида натрия в исследуемых растворах 61
2.2.2.2 Зависимость скорости растворения золота и меди от интенсивности перемешивания 66
2.2.2.3 Зависимость скорости растворения золота и меди от. концентрации аммиака и карбоната аммония в растворе 68
2.2.2.4 Зависимость скорости растворения золота и меди от температуры раствора 71
2.2.2.5 Зависимость скорости растворения золота от концентрации аммиачно-цианистой меди в растворе 74
2.3 Выводы 76
3 Разработка технологической схемы и оптимизация режимов процесса аммиачного цианирования медистых золотых руд 78
3.1 Оптимизация режима аммиачно-цианистого выщелачивания руды 79
3.2 Изучение условий выделения металлов из аммиачно-цианистых растворов 81
3.3 Изучение возможности использования аммиачно-цианистых растворов в обороте 93
3.4 Результаты полупромышленных испытаний аммиачно-цианистой технологии 95
3.5 Обезвреживание сточных вод и хвостов аммиачного цианирования 106
3.6. Выв оды 110
4 Рекомендуемая схема и технико-экономические показатели переработки медистых золотых руд месторождения «тардан» с использованием процесса аммиачного цианирования 112
4.1 Рекомендуемая схема переработки медистых золотых руд месторождения «Тардан» с использованием аммиачного цианирования 112
4.2 Сравнительные технико-экономические расчеты переработки медистых золотых руд месторождения «Тардан» 115
Заключение 123
Список литературы 133
Приложение.
- Результаты технологических экспериментов по извлечению золота из медистых золотых руд. Обоснование основных задач и этапов диссертационных исследований
- Изучение кинетики растворения металлических золота и меди в аммиачно-цианистых растворах
- Изучение возможности использования аммиачно-цианистых растворов в обороте
- Сравнительные технико-экономические расчеты переработки медистых золотых руд месторождения «Тардан»
Введение к работе
Актуальность работы. В настоящее время проблема переработки золотых руд, содержащих медь, относится к числу наиболее актуальных, в том числе и для российской золотодобывающей промышленности. Суть проблемы заключается в том, что медь в золотых рудах является одновременно и попутным ценным компонентом и вредной примесью, осложняющий процесс извлечения золота.
Прежде всего, это касается процесса цианирования, главной операции металлургической переработки золоторудного сырья. Известно, что большинство минералов меди активно взаимодействуют с NaCN, образуя растворимые цианистые комплексы. При этом на 1 кг меди, присутствующей в исходной руде, расходуется от 2,3 до 3,4 кг/т цианида.
К сказанному следует добавить, что переходящая в растворы медь осложняет процесс осаждения золота из растворов, в том числе наиболее распространенными методами: цементацией на цинковую пыль и сорбцией на активированный уголь.
Наконец, растворенная медь представляет экологическую опасность и предельно допустимая ее концентрация (ПДК) ограничивается жесткими рамками, сопоставимыми с ПДК на NaCN.
В связи с вышеуказанным, цианирование медистых золотых руд представляют сложную задачу, над которой работают ученые многих стран.
Одним из возможных путей решения данной проблемы может явиться использование в цикле выщелачивания соединений аммиака, присутствие которых позволяет достичь высоких показателей извлечения золота в растворы при умеренном растворении меди и, соответственно, при значительном меньшем расходе цианида на обработку руды.
Диссертационная работа выполнена в рамках НИР ОАО «Иргиредмет».
Целью работы явилось исследование кинетики растворения золота и меди в аммиачно-цианистой системе и разработка технологической схемы извлечения золота из медистых руд на основе процесса аммиачного цианирования с оценкой ее использования на гидрометаллургических предприятиях золотодобывающей промышленности.
Методы исследования. При выполнении работы использованы методы титриметрического, потенциометрического, атомно-абсорбционного и атомно-эмиссионного анализа растворов; метод пробирного анализа рудных материалов; методы математической статистики, использованные при обработке результатов; метод вращающегося диска.
Обоснованность и достоверность результатов подтверждаются использованием аттестованных физических и физико-химических методов анализа, применением современных средств измерений, статистической обработкой результатов, сходимостью результатов лабораторных исследований и полупромышленных испытаний.
Научная новизна. Впервые изучен процесс растворения металлических золота и меди в системе NaCN-(NH4)2C03-NH40H-H20. Установлены основные физико-химические закономерности растворения золота и меди аммиачно-
цианистьми растворами (порядок реакции, константа скорости растворения золота и меди, энергия активации).
Экспериментально доказано, что скорость растворения золота возрастает в присутствии аммиачно-цианистых комплексов меди Cu(NH3)2CN2, которые выступают в качестве дополнительного растворителя благородного металла.
Предложены новые элюенты (аммиачно-цианистые растворы) и режимы (температура, продолжительность) для селективной десорбции меди из активных углей и низкоосновного анионита «Purogold».
Впервые создана технология аммиачного цианирования медистых золотых руд, включающая все основные переделы: от выщелачивания руды до получения готовой товарной продукции и отвальных хвостов гидрометаллургического процесса.
По результатам исследований имеются два положительных решения о выдаче патентов.
Практическая значимость. По результатам исследований разработан новый вариант технологической схемы извлечения золота из руды (хвостов гравитационного обогащения руды) месторождения «Тардан», Республика Тыва. Данный вариант, основанный на использовании процесса аммиачного цианирования (АЦ), благодаря меньшим затратам на реагенты, обладает существенными экономическими преимуществами перед ранее разработанным Иргиредметом и отраженным в технологическом регламенте на проектирование ЗИФ классическим способом сорбционного цианирования руды по технологии «CIP» («уголь в пульпе»). Согласно предварительным расчетам, разница в приведенных эксплуатационных затратах по сопоставляемым вариантам для объекта с производительностью 300 тыс. тонн руды в год составляет около 304 млн. руб. в пользу технологии аммиачного цианирования.
Данный факт, дополненный результатами поисковых исследований на других медистых золотых рудах (месторождения «Верхне-Алиинское», «Купол»), свидетельствует о перспективности технологии аммиачного цианирования для данного вида минерального сырья, в том числе и применительно к условиям отечественной золотодобывающей промышленности.
Личный вклад автора заключается в обосновании задач исследования, планировании и проведении лабораторных и полупромышленных испытаний, анализе и обработке полученных результатов, выполнении расчётов.
Апробация работы. Основные материалы работы изложены и обсуждены на Всероссийской научно-практической конференции «Перспективы развития технологии, экологии и автоматизации химических, пищевых и металлургических производств» (Иркутск, 2006), на международных совещаниях «Прогрессивные методы обогащения и технологии глубокой переработки руд цветных, редких и платиновых металлов» (Плаксинские чтения, Красноярск, 2006), «Современные проблемы обогащения и глубокой комплексной переработки минерального сырья» (Плаксинские чтения, Владивосток, 2008), «Научные основы и современные процессы комплексной переработки труднообогатимого минерального сырья» (Плаксинские чтения, Казань, 2010), на международных конгрессах «The XXIV International Mineral Processing Congress» (IMPC, Пекин, Китай, 2008), «The XXV International
Mineral Processing Congress» (IMPC, Брисбен, Австралия, 2010), на кафедре металлургии цветных металлов ИрГТУ.
Публикации. По материалам выполненных исследований имеется 11 публикаций, в частности две статьи в научных журналах, рекомендованных ВАК, тезисы докладов и доклады на двух международных конгрессах, 4 тезиса докладов на международных совещаниях, два положительных решения о выдаче патентов.
Структура и объем диссертации. Работа изложена на 154 страницах, содержит 30 рисунков, 26 таблиц и состоит из введения, 4 глав, заключения, списка литературы из 109 наименований и приложения.
Результаты технологических экспериментов по извлечению золота из медистых золотых руд. Обоснование основных задач и этапов диссертационных исследований
В качестве-иллюстрации возможности переработки медистых золотых руд с применением описанных в разделе 1.2 методов ниже представлены результаты, технологических исследований на рудах российских месторождений: «Верхне-Алиинское», «Купол» и «Тардан», краткая характеристика которых приведена ранее в разделе 1.1 Особенностями руды Верхне-Алиинского месторождения.являются: а) Относительно высокое содержание золота (до 14-16 г/т), основная доля которого (90%) представлена цианорастворимыми формами; б) Присутствие значительного количества сульфидов (-10%) в виде пирита, борнита и др. Это определяет целесообразность применения к данной руде операций предварительного концентрирования золота и меди с использованием процессов гравитационного и флотационного обогащения, с выделением концентратов, подвергаемых гидрометаллургической переработке (цианированию), и отвальных по-золоту хвостов.
С учетом вышесказанного и на основании комплекса выполненных экспериментов исследований и полупромышленных испытаний [16], для руды данного состава разработана и рекомендована к проектированию принципиальная технологическая схема, изображенная на рис. 1.3. Особенными моментами технологии является раздельное цианирование гравитационного (Аи - 212 г/т) и флотационного (Au 32 г/т) концентратов, соответственно методами интенсивного выщелачивания (с электролизом и плавкой катодного осадка) и сорбционного цианирования CIP («уголь в пульпе»). При суммарном выходе концентратов 10,9 % от исходной руды по данной схеме получено извлечение золота в цикле обогащения на уровне 93,0%, в гидрометаллургическом цикле - 89,6%, сквозное извлечение 83,4%. С учетом сложного состава руды данные показатели извлечения золота могут быть признаны удовлетворительными. Однако, процесс переработки концентратов характеризуется высоким расходом цианида (20;3 кг на 1 тонну концентрата или 2,21 NaCN на 1 тонну руды), а также гипохлорита кальция на обезвреживание хвостовой пульпы (соответственно 83,7 и 9,1 кг Са(ОС1)г на 1 тонну цианируемых продуктов.
Причиной тому является не только присутствие значительного содержания сульфидов в указанных продуктах и как следствие образование роданид-ионов (4850 мг/л), но и меди, концентрация которой в цианистых растворах достигает 4000 мг/л. С целью усовершенствования гидрометаллургической технологии извлечения золота из продуктов обогащения в качестве технических решений, способствующих устранению? отрицательного влияния меди на процесс цианирования флотоконцентрата и сокращению расхода реагентов, были определены: -использование медьсодержащих цианистых растворов в оборотном цикле; - использование цианистых растворов в обороте после их предварительного кондиционирования (выведение меди из растворов и регенерация NaCN по технологии SART [56,57]). - аммиачное цианирование, ограничивающее переход меди в цианистые растворы. Аммиачное цианирование флотоконцентратов включало в себя предварительную обработку концентрата растворами, содержащими 10 г/л карбоната аммония и Зг/л аммиака (Ж:Т = 1,5:1, продолжительность 2 ч) с последующим цианированием обработанного таким образом материала в обычном режиме. В двух последних вариантах достигнуто сокращение расхода цианида в 1,5-2,8 раза (по сравнению с прямым цианированием концентрата) при сохранении общих показателей извлечения золота на прежнем уровне. Руда месторождения «Купол» по относительной ценности золота (79%) и меди (21%) и степени окисленности ( 70%), также, как и остальные исследованные руды («Верхне-Алиинское», «Тардан») может быть отнесена к категории «смешанных» медьсодержащих золотых руд. Отличительной особенностью ее являются низкое содержание золота (2,5-2,7 г/т), значительная часть которого (до 20% от исходного) представлена упорными (нецианируемыми) формами. Это оказывает отрицательное влияние на возможности переработки данной руды с применением процессов гравитации, флотации и цианирования. Данный вывод подтверждается большим объемом экспериментальных исследований, основные результаты которых представлены в отчете Иргиредмета [15]. Установлено, что флотационное обогащение руды протекает крайне неудовлетворительно. Это касается и извлечения золота (80% от исходной руды) и, что самое важное, качества получаемых концентратов (10-12 г/т Аи). При этом следует иметь ввиду, что флотацию руды производили по очень развитой схеме с применением широкого перечня реагентов (БКК, Т-92, Na2S, CuS04, реагент C7Hi5N03). Установлено, что даже двукратная перечистка флотационных концентратов не позволяет существенно увеличить содержание золота в них. С учетом результатов цианирования флотоконцентратов (извлечение Au 60%, расход NaCN - 27 кг/т) может быть сделан, вывод, что применение флотации к рудам месторождения «Купол» является нецелесообразным. Что касается гравитации, то этот процесс на данном исходном сырье также протекает недостаточно эффективно, что и следовало ожидать из результатов рационального анализа руды на золото (см. табл. 1.5). В то же время в случае раздельного цианирования этих концентратов и хвостов гравитационного обогащения общее извлечение золота в гидрометаллургическом цикле составит 79%, при расходе NaCN 4,9 кг на 1 тонну исходной руды [15]. Эти цифры практически совпадают с аналогичными показателями прямого цианирования руды (81% при расходе NaCN 4,0 кг/т), а по извлечению золота близко соответствуют результатам рационального. анализа на золото. В этих условиях применение гравитационное обогащения к данным рудам (так же, как и флотации) лишено практического смысла.
Изучение кинетики растворения металлических золота и меди в аммиачно-цианистых растворах
Схема установки вращающегося диска, на которой проводили исследования, подробно описана в [60].
Кинетику растворения металлического золота и меди аммиачно-цианистыми растворами изучали с использованием метода вращающегося диска [60]. Вращающийся диск как поверхность реакции обладает важной особенностью: толщина диффузионного пограничного слоя имеет постоянное значение по всей поверхности диска, следовательно, условия транспорта вещества к любой точке поверхности, независимо от расстояния ее до оси вращения, одинаковы, т.е. создается равнодоступная поверхность в диффузионном отношении. Это справедливо при ламинарном течении жидкости, т.е. до значения числа Рейнольдса 101 -104.
Данный метод был успешно применен И.А. Каковским для изучения кинетики растворения благородных металлов различными реагентами [58]. Результаты исследований показали, что методика вращающегося диска обеспечивает хорошую воспроизводимость результатов опытов и позволяет определять факторы, определяющие скорость реакции, на основании которых могут быть сделаны практические выводы.
Золотые и медные диски готовили из металлов пробностью 99;98 и 99,99% соответственно, которые тщательно шлифовали, полировали, затем промывали водой и протирали этиловым спиртом. Данную операцию повторяли перед каждым опытом, чтобы поверхность диска не изменялась,и не влияла на воспроизводимость результатов.
Продолжительность опытов составляла 180 минут. Количество растворенного металла определяли путем периодического отбора проб раствора и рассчитывали по уравнению:
При этом учитывали количество металла в отобранных для анализа пробах и изменение общего объема раствора.
Расчет скорости растворения проводили по количеству металла, перешедшего в раствор с 1 см2 поверхности диска в 1 секунду.
С целью исключения случайных ошибок экспериментальные данные (первичные кинетические кривые) обрабатывали по методу наименьших квадратов, позволяющему получить среднее значение величины V на основе нескольких экспериментальных точек. Ошибка в определении скорости растворения золота составляла 5 - 9 % при вероятности 95 % [61,62]. Исследования по изучению кинетики растворения Аи и Си в аммиачно-цианистых растворах проводили в сравнении с цианистыми растворами. Изучение зависимости скорости растворения золота и меди от концентрации цианида натрия осуществляли при рН - 10,2 (концентрация NaOH - 0,004 моль/л), концентрации NaCN 0,0015 - 0,03 моль/л, угловой скорости вращения диска - 4,2 рад/с, температуре - 298 К. Окислителем Аи и Си являлся кислород воздуха. Установлено, что в интервале концентраций цианистого натрия 0,0015 0,005 моль/л наблюдается линейная зависимость между скоростью растворения золота и концентрацией комплексообразующего агента (рис. 2.6). При дальнейшем увеличении концентрации NaCN скорость растворения золота остается практически постоянной, что объясняется избыточной концентрацией цианистого натрия по отношению к кислороду воздуха в объеме и слое раствора, прилегающем к поверхности диска. Скорость диффузии кислорода постоянна при постоянной его концентрации в растворе (7 мг/л); избыточный же цианид не может растворять золото. Постоянство отношения между скоростью растворения Аи и концентрацией цианистого натрия (в области 0,0015-0,005 моль/л) свидетельствует о том, что процесс растворения является реакцией первого порядка по NaCN. При соблюдении вышеуказанных условий константа скорости реакции растворения золота, определенная из уравнения: Интересная зависимость установлена при растворении металлической меди в растворах цианистого натрия. Скорость растворения меди прямо пропорциональна концентрации цианида (до 0,017 моль/л), т.е. изучаемая гетерогенная реакция имеет первый порядок. Однако, в области концентраций комплексообразующего агента 0,0015-0,008 моль/л скорость растворения меди ниже в сравнении с золотом. Данный факт подтверждается практическими результатами, полученными при цианировании золото-медных руд с пониженной концентрацией растворителя (0,005-0,006 моль/л). При концентрации NaCN 0,008-0,017 моль/л скорость растворения меди в 1 3-1,8 раза превосходит таковую для золота, а при концентрации свыше 0 017 моль/л скорость растворения меди практически не изменяется вследствие того, что процесс лимитируется концентрацией окислителя. Вычисленное значение константы скорости реакции растворения меди в растворах цианида натрия составило 1,2-10 л-см -с -рад . Аналогичный комплекс исследований был выполнен по изучению кинетики растворения металлического золота и меди в аммиачно-цианистых растворах. Эксперименты проводили в следующих условиях: концентрации (ІчГаОгСОз - 0,05 моль/л, NaCN - 0,0015-0,03 моль/л, рН - 10,2 (концентрация NH4OH - 0,004 моль/л), температура - 298 К, угловая скорость вращения диска - 4,2 рад/с, окислитель - кислород воздуха. Результаты этой серии опытов представлены на рис. 2.7. Как следует из графических данных, закономерности растворения золота в аммиачно-цианистых растворах аналогичны цианистым растворам:- скорость растворения золота возрастает до концентрации NaCN 0,005 моль/л, при дальнейшем увеличении комплексообразующего агента остается практически постоянной. Константа скорости реакции, определенная на 7 _7 7/7 1/7 основании экспериментальных данных, составляет
Изучение возможности использования аммиачно-цианистых растворов в обороте
При организации угольно-сорбционной технологии учитывается возможность и целесообразность повторного использования полностью или частичного обезметалленных технологических растворах во внутрифабричном обороте. Данный фактор приобретает особую актуальность для условий аммиачного цианирования золоторудного сырья, в связи с необходимостью сокращения основных реагентов на процесс выщелачивания золота и меди (NaCN, ЩЬСОз).
С целью изучения возможности использования аммиачно-цианистых растворов в оборотном цикле при переработке хвостов гравитационного обогащения руды Тардана, была выполнена специальная серия лабораторных экспериментов по схеме, включающей следующие технологические операции: выщелачивание, фильтрацию, отмывку растворенньгх металлов, доукрепление фильтрата до необходимой концентрации реагентов (NaCN, (NH CCb) и использование его в цикле выщелачивания новой порции материала.
Проведено 7 опытов с оборотом растворов (табл. 3.7). Для максимального использования оборотных растворов эксперименты выполняли методом переменных навесок, т.е. первый опыт осуществляли на навеске 1кг, второй - 0, 9 кг и т.д.
Выщелачивание осуществляли в следующих оптимальных режимах: отношение Ж:Т=1,5:1, загрузка (NH4)2CO3-10 г/л, расход NaCN-1,5 кг/т, продолжительность-24ч, загрузка СаО-2кг/т, рН- 10,3. В процессе проведения исследований изучали возможность снижения расхода цианистого натрия и карбоната аммония. Анализ данных, приведенных в таблице 3.7, показывает, что с уменьшением расхода NaCN (с 1,25 до 0,25 кг/т) .извлечение золота практически не меняется и находится на уровне 89,0-91,2%. Потери благородного металла составляют 0,35-0,44 г/т. Установлено, что при использовании аммиачно-цианистых растворов в обороте возможно снижение загрузки (ТМЩЬСОз Д 5г/л (опыт 8), что позволяет сократить его расход в 2 раза (с 15 до 7,5-8 кг/т).
Концентрация металлов - примесей в жидкой фазе стабилизируется после 4-го оборота и зафиксирована на уровне, мг/л: Cu-503; Znt0,5; Fe-0,4; NH4+-4980. ,
В целом, полученные результаты свидетельствуют о возможности использования аммиачно-цианистых растворов в обороте без изменения показателей извлечения золота, обеспечивая при этом пониженный расход реагентов.
С учетом изложенных выше материалов, проведены полупромышленные испытания угольно-сорбционной технологии извлечения золота (и меди) из аммиачно-цианистых растворов от выщелачивания руды Тардана [74]. Испытания проводились по обоим вариантам технологий: «CIP» и «CIS» в соответствии со схемами [75-81], приведенными на рис. 3.8 и 3.9
В каждом варианте предусмотрено использование обезметалленных (после адсорбции) аммиачно-цианистых растворов во «внутрифабричном» обороте с возвращением их в цикл выщелачивание исходного продукта. В «пульповом» варианте (CIP) адсорбция металлов проводилась только активированным углем, в то время как в «фильтрационном» варианте, наряду с углем, испытали и ионообменные смолы («Purogold»).
При проведении экспериментов по варианту «CIP» предварительное цианирование руды осуществляли на бутылочном агитаторе в течение 14 ч. После предварительного цианирования пульпу определенного объема каждый час подавали в 1-й пачук сорбции (при общем числе ступеней сорбции - 8). Продолжительность сорбционного цианирования составляла 10 ч. Перемешивание пульпы в пачуках осуществлялось воздухом, который поступал через распределительное устройство в соответствующие камеры. По мере заполнения пачуков пульпой в каждую камеру загружали регенерированный уголь.
После выхода процесса на заданный режим 1-2 раза в смену из 1-й камеры сорбции выводили насыщенный уголь и проводили передвижку сорбента согласно его потоку. Поток угля поддерживали путем введения в последнюю камеру сорбции регенерированного сорбента [82]. После завершения процесса пульпу фильтровали, фильтрат использовали в качестве оборотного раствора в цикле предварительного цианирования. Первоначально NaCN подавали на предварительное цианирование при расходе 0,75 кг/т, затем выщелачивание Аи вели оборотными аммиачно-цианистыми растворами без подкрепления по NaCN. Цианид натрия подавали в первый пачук сорбции при концентрации 0,5-1,0 г/л.
Сравнительные технико-экономические расчеты переработки медистых золотых руд месторождения «Тардан»
Данный вывод подтверждается и результатами выполненных в Иргиредмете укрупненных технико-экономических расчетов по двум вариантам переработки руды месторождения «Тардан»: «базовому» (вариант 1) и аммиачно-цианистому с фильтрацией и оборотом растворов (вариант 2). Расчеты проведены на основе исходных данных, представленных в [106]. При этом общие для обоих сопоставляемых вариантов капитальные и эксплуатационные затраты (для переделов рудоподготовки, гравитации, десорбции, плавки «золотой головки» и катодных осадков) не учитывались, т.к. эти затраты при сравнении взаимно исключаются, гасятся. Также на данной стадии исследований не рассчитывалась себестоимость товарной продукции, величина прибыли, другие инвестиционные показатели, так как без учета затрат на все операции, связанных с добычей и переработкой руды, в том числе затрат на создание инфраструктуры предприятия, такие расчета не имеют физического смысла. В основу технико-экономических расчетов приняты следующие показатели: Производительность предприятия по обоим технологическим вариантам - 300 000 тонн хвостов гравитации руды в год. Средняя заработная плата рабочих принята в размере 30 тыс. руб. в месяц с отчислениями. Стоимость электроэнергии - 2 руб. за 1 кВт-час. Цены на реагенты приняты с учетом НДС и доставки по состоянию на второе полугодие 2009 года. Стоимость оборудования принята по данным заводов-изготовителей с учетом расходов на транспортировку, растаможивание, сертификацию и сопутствующих затрат. Амортизационные отчисления на восстановление основных фондов приняты по средним нормам амортизации - 10 %, с учетом ожидаемого срока эксплуатации рудника. Затраты на ремонт, цеховые и прочие расходы, налоговые выплаты не рассчитывались.
Для удобства в качестве исходной информации для расчетов в таблице 4.2 даны основные характеристики рассматриваемых вариантов технологических схем, а также отличия в технологических операциях, используемом оборудовании, зданиях и сооружениях, применяемых реагентах, других затрат и показателей для каждого технологического варианта. В;, таблице 4.3 и 4.4 приведены исходные данных для расчета капитальных затрат на приобретение оборудования и строительства зданий и сооружений [107]. При этом стоимость наливного хвостохранилища на размещение 2500 тыс.тонн хвостов условно принята в, размере 125 % от стоимости сухого хвостохранилища. за снет необходимости сооружения; стоимости сухого хвостохранилища за счет необходимости сооружения дамбы 4 класса капитальности (до 10 метров высотой). Стоимость хвостохранилища в пересчете на складирование 1 тонны сухих хвостов принята в размере 16,8 руб. При расчете эксплуатационных расходов основное внимание при сопоставлении вариантов уделено определению затрат на химические реагенты, расходуемые в цикле выщелачивания и обезвреживания сточных вод гидрометаллургического процесса. Эти данные представлены в таблице 4.5
Удельный расход электроэнергии на гидрометаллургию (без десорбции, электролиза, реактивации сорбентов и плавки) по вариантам 1 и 3 ориентировочно принят равным соответственно 1,6 и 2,0 кВт-ч на 1 т хвостов гравитации. С учетом представленных выше данных составлена сводная таблица капитальных и эксплуатационных затрат по сопоставляемым технологическим вариантам переработки хвостов гравитационного обогащения руды месторождения «Тардан» (таблица 4.6) В данную таблицу также включены «приведенные» годовые затраты (Зпр) по обоим вариантам, рассчитанные по формуле[108,109]: С - полные производственные затраты, включая амортизацию, К - капитальные вложения, Ен - нормативный коэффициент экономической эффективности капитальных вложений (показатель обратный нормативному сроку-окупаемости). При сроке окупаемости 10 лет. Ен=1/10
