Содержание к диссертации
Введение
Глава 1. Состояние вопроса. цель и задачи исследований 9
1.1. Основные факторы, определяющие эффективность технологии кучного выщелачивания золотосодержащих руд... 9
1.2. Особенности месторождения «дельмачик» и показатели кучного выщелачивания 18
1.3. Анализ и обоснование перспективных способов интенсификации кучного выщелачивания золотосодержащих руд27
1.4. Цель и задачи исследований 40
Глава 2. Экспериментальные исследования способов интенсификации технологии кучного выщелачивания золотосодержащих руд 44
2.1. Методика исследований 44
2.2. Исследования способа интенсификации процесса кучного выщелачивания золота оком кованием 46
2.3. Исследование влияния расхода цианида натрия на интенсивность выщелачивания золота из руды 52
2.4. Обоснование рациональной крупности дробления выщелачиваемой руды 55
2.5. Интенсификация процесса кучного выщелачивания золота предварительной обработкой и выстаиванием руды с растворами цианида натрия высокой концентрации и насыщением циркулирующих растворов кислородом 58
2.6. Исследование влияния сорбции золотоцианистого комплекса дробленой рудой на извлечение металла при цианиднои подготовке руды 65
2.7. Выводы 70
Глава 3. Оптимизация параметров кучного выщелачивания руды месторождения «дельмачик» с использованием математического планирования эксперимента 72
3.1. Выбор оптимизируемых параметров 72
3.2. Расчет матрицы планирования 73
3.3. Оптимизация параметров кучного выщелачивания 78
3.4. Выводы 86
Глава 4. Разработка и технико-экономическая оценка технологической схемы кучного выщелачивания руды месторождения «дельмачик» 88
4.1. Основные требования к технологической схеме 88
4.2. Технологическая схема кучного выщелачивания 95
4.3. Технико-экономическая оценка разработанной технологической схемы кучного выщелачивания 98
4.4. Выводы 107
Заключение 108
Список литературы 112
Приложения 123
- Особенности месторождения «дельмачик» и показатели кучного выщелачивания
- Исследования способа интенсификации процесса кучного выщелачивания золота оком кованием
- Оптимизация параметров кучного выщелачивания
- Технико-экономическая оценка разработанной технологической схемы кучного выщелачивания
Введение к работе
Актуальность работы. В настоящее время в практике золотодобычи России наметилась тенденция к существенному увеличению добычи золота из коренных бедных, маломасштабных и т.п. месторождений способом кучного выщелачивания (KB). При этом основными факторами, определяющими эффективность технологии KB золотосодержащих руд, являются технологические свойства и качество минерального сырья; методы рудоподготовки и формирования штабеля, а также режимы и параметры орошения. Причем известные способы и параметры выщелачивания разработаны, как правило, к конкретным условиям месторождений.
Опыт промышленной отработки руд Дельмачикского месторождения показал целесообразность переработки данных руд технологией КВ. Однако полученные показатели извлечения (60%) существенно ниже проектных (69%). Причинами относительно невысокого извлечения является низкая фильтрация растворов из-за наличия в рудной массе глинисто-слюдистых минералов, склонных к набуханию (27 %), шламов класса-0,1 мм (10 %), уплотнения руды в штабеле при формировании его бульдозером и недостатком кислорода для протекания химической реакции, а также недостаточностью вскрытия золота из слабоокисленных крепких руд нижележащих горизонтов. При этом существенно увеличивается общее время выщелачивания (до 2 и более сезонов), снижается производительность труда и увеличивается себестоимость продукции.
Поэтому создание эффективной технологии KB золота из крепких слабо-окисленных руд, особенно в суровых климатических условиях (Дельмачикское месторождение и ему подобные), является актуальной научно-технической задачей, решение которой позволит увеличить извлечение, уменьшить время выщелачивания, и как следствие, повысить рентабельность отработки таких месторождений.
Для повышения технико-экономических показателей (ТЭП) предложено интенсифицировать процессы KB на основе предварительной подготовки руды
4 с применением оптимальных параметров и режимов.
В диссертационной работе обобщены результаты исследований, проведенных автором при выполнении договора между ОАО «Забайкальский ГОК» и ЧитГУ. Исследования проводились в лабораториях Забайкальского ГОКа и ЧитГУ в течение 2000-2004 гг.
Цель работы - повышение эффективности технологии KB золота из руд Дельмачикского месторождения на основе предварительной рудоподготовки.
Объект исследований - технология кучного выщелачивания золотосодержащих руд.
Предмет исследования. Процессы рудоподготовки и выщелачивания золотосодержащих руд с применением цианистых растворителей.
Идея работы заключается в комплексной подготовке руд к выщелачиванию путем предварительной обработки и выстаивания окомкованной руды высококонцентрированными растворами цианида натрия с последующим орошением штабеля насыщенными кислородом растворами.
Для достижения поставленной цели необходимо решить следующие основные задачи:
-оценить современное состояние вопроса повышения эффективности технологии KB золота и обосновать перспективные способы интенсификации процесса выщелачивания из крепких, слабоокисленных, глинистых руд;
-установить закономерности извлечения золота технологией KB в зависимости от крупности дробления руды, расхода связующего и цианида натрия на окомкование при различном количестве влаги;
-определить оптимальные параметры и режимы процесса выщелачивания золота при предварительной обработке и выстаивании окомкованной руды с использованием цианида натрия и насыщении циркулирующих растворов кислородом;
-разработать технологическую схему выщелачивания руд месторождения «Дельмачик» и оценить ее эффективность.
Методы исследований. Исследования проводились с использованием еле-
дующих методов: анализ и обобщение результатов научных работ, патентов и производственного опыта по рассмафиваемым вопросам, метод планирования экспериментов, лабораторные эксперименты процесса кучного выщелачивания, атомно-абсорбционный метод при определении содержания золота в растворе, методы математической статистики при обработке результатов экспериментальных исследований, технико-экономическое сравнение при оценке эффективности выполненных исследований.
Основные защищаемые научные положения.
Интенсивность процесса кучного выщелачивания глинистых, слабоокисленных, крепких золотосодержащих руд определяется крупностью их дробления и расходом связующего на окомкование.
Повышение извлечения золота и сокращение времени выщелачивания достигается за счет предварительной обработки и выстаивания дробленой (окомкованной) руды растворами цианида натрия высокой концентрации и орошением растворами, насыщенными кислородом.
Использование разработанной технологии кучного выщелачивания с оптимальными параметрами и режимами, обоснование которых базируется на установленных закономерностях процесса выщелачивания предварительно подготовленных руд, обеспечивает извлечение золота 8(Н84 % и сокращение продолжительности выщелачивания в 1,5-^-2 раза.
Обоснованность и достоверность научных положений и выводов обеспечивается корректной постановкой и решением задач исследований, анализом проектных решений и технико-экономических показателей отработки Дельма-чикского месторождения способом KB, достаточным и представительным объемом лабораторных экспериментов, удовлетворительной сходимостью результатов теоретических и экспериментальных исследований (расхождение не более 5-10 %).
Научная повита работы состоит в следующем:
- установлены закономерности изменения скорости фильтрации раствора и
6 извлечения золота при KB руд месторождения «Дельмачик» в зависимости от времени выщелачивания и расхода добавляемого в дробленую руду цемента;
выявлены закономерности процесса KB золота при цианиднои подготовке свежедробленой и лежалой руды и насыщением кислородом циркулирующих растворов в зависимости от времени выщелачивания, расхода цианида натрия на предварительную подготовку и крупности выщелачиваемого материала;
определено влияние сорбции золотоцианистого комплекса дробленой рудой на извлечение металла при цианиднои подготовке руды в зависимости от влажности окомкованного сырья и продолжительности выщелачивания;
разработана математическая модель и определены оптимальные параметры и режимы процесса выщелачивания золота из окомкованных с цементом и цианидом натрия руд Дельмачикского месторождения, подготовленных предварительной обработкой и выстаиванием с растворами цианида натрия высокой концентрации;
разработан новый способ KB золота на основе предварительной цианиднои подготовки руды (Положительное решение ФИПС по заявке № 2004129546/02(032157) от 07.10.2004 г.).
Практическая ценность работы. На основе проведенных исследований разработана эффективная технологическая схема KB золотосодержащих руд Дельмачикского месторождения и установлены ее оптимальные параметры и режимы, которые могут быть применены при выщелачивании аналогичных руд.
Личный вклад автора заключается в: анализе и обобщении горногеологических условий применения технологии на месторождении «Дельмачик» и результатов отечественного и мирового опыта KB; обосновании эффективного способа рудоподготовки золотосодержащих руд Дельмачикского месторождения; постановке задач исследований; проведении, обработке и интерпретации результатов лабораторных исследований; определении оптимальных параметров и режимов процессов KB; разработке технологической схемы KB; экономической оценке эффективности предлагаемой технологии.
Реализация результатов работы. Рекомендации по технологии KB золо-
7 та из руд месторождения «Дельмачик» приняты ОАО «Забайкальский. ГОК» к использованию при разработке технологических регламентов и рабочих проектов, а также применены в учебном процессе в Читинском государственном университете при подготовке горных инженеров по специализации «Геотехнологические способы разработки месторождений».
Апробация работы. Основные результаты исследований, докладывались и обсуждались в 2000-2004 гг. на научно-технических конференциях Горного института ЧитГУ, на научно-технических совещаниях ОАО «Иргиредмет», ОАО «Забайкальский ГОК» и получили положительную оценку.
Публикации. По теме диссертации опубликовано 8 работ, в том числе получено положительное заключение по заявке на изобретение.
Объем и структура работы. Диссертация изложена на 125 страницах машинописного текста и состоит из введения, четырех глав, заключения, списка использованных литературных источников из 104 наименований, приложений, включает 23 таблицы и 26 рисунков.
Ниже по тексту диссертационной работы используются следующие понятия, не являющиеся стандартизированными или общепринятыми в технической литературе:
«Время выстаивания» - продолжительность выдержки окомкованной с концентрированным раствором цианида натрия и связующим (цементом) дробленой руды в штабеле перед началом орошения, иначе «экспозиция». Единица измерения — сутки.
«Влажность руды» - дополнительное увлажнение дробленой руды, смешанной с цементом, перед операцией окомкования, т.е. это та влага, которая добавляется вместе с крепким цианистым раствором помимо естественной влажности руды. Еденица измерения - % от массы руды.
Автор выражает благодарность научному руководителю зав. кафедрой ИРМПИ д.т.н., проф. В.М. Лизункину за методическую помощь при выполнении работы; зав. кафедрой обогащения ЧитГУ д.т.н., проф. В.П. Мязину за полезные замечания; к.т.н., доц. Ю.И. Рубцову за помощь в проведении
X лабораторных экспериментов; руководству ОАО «Забайкшіьский ГОК» (Г.М. Адосику, И.И. Курсинову, В.Юдину, С.Г. Кондинскому, А.А. Боро:шову, С.Ы. Лиханову и др.) за оказание помощи при сборе первичной информации, содействии в проведении исследований на действующей на предприятии лабораторной установке; сотрудникам ОАО «Иргиредмет» (С.С. Гудкову, А.П. Татаринову, Ю.Л. Николаеву, Ю.Б. Ярошу) за предоставление информации по современным способам выщелачивания и критические замечания, а также многим другим.
Особенности месторождения «дельмачик» и показатели кучного выщелачивания
В настоящее время по результатам поисково-оценочных .работ в пределах месторождения (рудного поля) выделены три морфологических типа золотого оруденения, представляющих промышленный интерес (табл. 1.1) [12, 13]: 1. Изометрический штокверк Центральный. 2. Линейно-вытянутая минерализованная зона Антимоиитовая. 3. Линейно-вытянутый штокверк Северо-Восточный.
Штокверк Центральный располагается в южной части месторождения и приурочен к юго-восточному контакту эксплозивной палео кальдеры с вмещающими гранитами. На глубину 5-ИО м отрабатывался ранее открытым способом с заложением карьера. В плане на поверхности штокверк оконтурен канавами и имеет форму округлого прямоугольника размером 55x45 м, в разрезе он имеет вид уплощенной линзы и прослежен скважинами на глубину до 120 м но падению (горизонт 710 м). Средняя мощность штокверка 23,6- 25,4 м при колебаниях от 11,8 м (скважина 72) до 40,1 м на поверхности. Падение штокверка непостоянное, преимущественно под углом 40 60 на северо-запад, вы-полаживаясь на отдельных участках до 25.
Штокверк сложен измененными алевропсамитовыми брекчиями, пронизанными тонкими прожилками кварца. В результате гидротермально-метасоматических процессов эксплозивные брекчии преобразованы в метасо-матиты с золоторудной мшіерализацией (преимущественно золото-полиметаллическая ассоциация). Содержание золота в рудах невысокое, в среднем 3,2 г/т, при колебаниях по пробам от "следов" до 10,4 г/т. Среднее содержание серебра убогое и равно 0,7 г/т. Общие запасы руды составляют 703,3 тыс.т.
Минерализованная.зона Антимонитовая пространственно располагается в северной части месторождения и является основным, по запасам, золотосодержащим объектом месторождения. Зона приурочена к мощной текточеской структуре дробления северо-западного простирания с падением на северо-восток под углом 75- -85. Она прослежена с поверхности канавами на протяжении 3000 м и скважинами на глубину до 250- 450 м. По простиранию и падению зона не оконтурена. Мощность зоны меняется в широких пределах от 5 до 55м. Контакты зоны с вмещающими породами (граниты, гнейсы, сланцы) четкие. В строении минерализованной зоны Антимонитовой участвуют катаклазированн-ные, гидротермально-метасоматически измененные породы (граниты, гранито-гнейсы, гнейсы и реже - сланцы) с золотым оруденением. На "всем протяжении минерализованная зона состоит из линзующих жил, прожилков и отдельных гнезд антимонита мощностью от одного до 40 см.
В пределах минерализованной зоны золотое оруденение распределено неравномерно и рудные тела с промышленным содержанием металла выделяются только по результатам опробования. В настоящее время в зоне установлено 3 рудных тела — NN 1,2,3.
Рудное тело N 1 приурочено к лежачему боку минерализованной зоны ее юго-восточном фланге. На поверхности рудное тело прослежено канавами на длину до 1660 м и подсечено скважинами на глубину до 250 м падению с прогнозированием промышленного оруденения до глубины 400- -500 м. Мощность рудного тела контрастно изменчива от 0,4 м до 18,4 м при средней мощности 5,9 м в контуре открытых работ и 1,8 м в конуре подземных работ.Падение рудного тела крутое под углом 75- -85 на северо-восток. Среднее содержание золота невысокое - 3,2 г/т - в блоках для открытых работ и 6,1 г/т в блоках для подземных работ. Содержание серебра соответственно 5,9 г/т и 9,6 г/т. Суммарные запасы руды в контуре открытых работ составляют 751,2 тыс. т, количество руды для подземной добычи - 723,3 тыс.т.
Рудное тело N 2 располагается к северо-западу от рудного тела N I и субпараллельно ему. Прослежено по простиранию канавами на длину 220 м и подсечено скважинами на глубину до 90 м по падению (прогнозируемая глубина промышленного оруденения до 310 м). Мощность рудного тела невелика и колеблется в пределах 0,61-4,56 м при средней мощности 1,1м. Падение рудного тела крутое на северо-восток под углом 75- 85. Среднее содержание золота 8,4 г/т и серебра - 1,8 г/т при небольших запасах руды (60,9 тыс.т):
Рудное тело N 3 располагается вблизи рудного тела № 1 и также субпараллельно ему. Длина рудного тела на поверхности составляет 94 м, на глубину оно прослежено на 80 м по падению. Мощность рудного тела равна 51 см, падение крутое под углом 75- 85. Среднее содержание золота 18,0 г/т при малом количестве руды (11,2 тыс.т).
Исследования способа интенсификации процесса кучного выщелачивания золота оком кованием
Данные лабораторные исследования проводились в 2000 г. в лаборатории ЗабГОКа. Для их проведения бралась руда с содержанием золота 2,3-4 г/т, добытая с верхних горизонтов карьера и заложенная для выщелачивания в промышленную кучу. Класс крупности руды -20 мм. В ходе лабораторных исследований были проведены тестовые эксперименты, которые позволили сделать вывод о высокой эффективности переработки руды месторождения «Дельмачик» методом кучного выщелачивания с использованием цемента. При расходе последнего от 1 до 5 кг/т извлечение золота составило от 73 до 85%. Кроме того, были определены и уточнены минеральный состав рудных тел, характер распределения полезных компонентов: удельный вес руды - 2,6 т/м3, насыпной вес - 1,63 т/м , химический (табл. 2.1) и гранулометрический состав (табл. 2.2).
Руда по минеральному составу представлена: пиритом—1,9%, сфалери-том-0,2%, сростками-0,26%, кальцием-14%, кварцем—58%, обохренным квар-цем-12,6%, каолинитом—13%. В сростках отмечены сульфиды с кварцем и тонкодисперсное золото.
В результате анализа минералогического состава установлено, что руда «Дельмачикского» месторождения характеризуется наличием относительно высокой доли глинисто-слюдистых минералов, склонных к набуханию(27%) и шламов (около 10% класса-0,1 мм), которые как показала практика, снижают проницаемость дробленой руды.
Методика данного исследования включает следующее. Через руду, дробленную до крупности -20 мм, загруженную в фильтрационную колонку, пропускали цианистые растворы, при поддержании ргТ=10 каустической содой. Поступающий продуктивный раствор один раз в сутки корректировался по концентрации NaCN и NaOH, растворы анализировались на содержание золота атомно-абсорбционным методом. После завершения процесса выщелачивания полученные хвосты выщелачивания также анализировались на содержание золота.
Для определения рациональных технологических параметров были проведены исследования по выщелачиванию руды с различной загрузкой цемента. Было загружено четыре колонки, в одной из которых цемент отсутствовал, а в трех других расход цемента составил соответственно 1кг/т, Зкг/т и 5кг/т. Перед загрузкой руды в колонны произведено тщательное перемешивание ее со связующим (цементом) в барабанном окомкователе. Затем полученную массу орошали цианистым раствором при максимально возможной плотности орошения. Колонка наполнялась раствором до уровня 50-75 мм выше уровня поверхности руды и измерялась скорость фильтрации. Во время эксперимента осуществляли контроль над концентрацией металлов, динамикой выщелачивания золота во времени, удельной скоростью фильтрации. Эксперименты завершали при концентрации золота в продуктивных растворах менее 0,5 мг/л. Расход NaCN во всех опытах составил 0,5 кг/т. Результаты экспериментов представлены в табл. 2.3, 2.4 и на рис. 2.1, 2.2, 2.3. В результате проведения исследований были установлены скорости фильтрации рабочих растворов, которые представлены на рис. 2.1 и в табл. 2.3.
Оптимизация параметров кучного выщелачивания
Фиксируя натуральные значения на нулевом уровне, подставляем полученные коэффициенты а; (табл. 3.3) в уравнение 3.2 расчитываем значения Pj. Зная значения Pj решаем уравнение 3.1. Получаем извлечение Yj, по которым строим графики зависимости извлечения золота в раствор от факторов варьирования (рис. 3.1-3.5).
Полученные зависимости свидетельствуют о том, что влажность оказывает существенное влияние на процесс выщелачивания при предварительной ру-доподготовке. Из графика видно, что количество влаги должно быть строго регламентированным. Судя по характеру зависимостей, значение влажности должно находиться в интервале не менее 8%, но не более 10%, т.к. в других случаях извлечение заметно (на 1-2 %) меньше максимального.
Представляет большое научное и практическое значение зависимость из- влечения золота от расхода цианида натрия при различном времени экспозиции (рис. 3.8).
Из графика (рис. 3.8) видно, что при небольших значениях расхода цианида натрия (I кг/т), время экспозиции играет определяющую роль. Однако при увеличении расхода цианида натрия (до 2 кг/т) влияние времени выстаивания уменьшается. Таким образом, с увеличением продолжительности экспозиции фактически лишь сокращается время орошения, необходимое для достижения требуемого извлечения, т.е. время выщелачивания.
Для технологической интерпретаций результатов теоретического изучения необходимо учитывать следующие моменты: Непосредственное влияние на величину извлечения оказывает из пяти факторов только загрузка (концентрация, расход) цианида натрия на операцию о комкования.
Крупность дробления руды в оптимальных пределах связана с извлечением экстремальной зависимостью. До определенной крупности измельчение повышает извлечение золота за счет его механического вскрытия, но при пере-измельчении увеличивается сорбционная активность рудных компонентов, а извлечение по технологии кучного выщелачивания падает. Заірузка цемента на операцию окомкования влияет на прочность гранул, от которой зависит фильтрующая способность рудного штабеля, а также проницаемость самих гранул для выщелачивающего раствора. При увеличении загрузки цемента в определенных пределах улучшается диффузионная кинетика. За счет того, что гранулы на ранних этапах выщелачивания не рассыпаются (не «раскисают»), поддерживаются оптимальные гидродинамические условия протекания выщелачивания. За счет щелочной реакции цемент заменяет известь в качестве защитной щелочи, предотвращая гидролиз цианида, и тем самым сохраняет концентрацию цианида на постоянном уровне. Таким образом, оптимальная загрузка цемента дает возможность извлечь с максимальной полнотой цианируемое золото.
Продолжительность экспозиции (выдержки) гранул до начала орошения, при которой осуществляется переход цианируемого золота в золотоцианистый комплекс, главным образом влияет на интенсификацию кинетики последующего выщелачивания золота, не оказывая прямого влияния на достигаемую к окончанию процесса выщелачивания величину извлечения. С увеличением продолжительности выдержки фактически лишь сокращается время орошения, необходимое для достижения требуемого извлечения.
Степень дополнительного увлажнения смеси дробленой руды со связующим и крепким раствором цианида натрия оказывает влияние на скорость диффузии выщелачивающего реагента к частицам золота в гранулах, улучшая кинетику образования золотоцианистого комплекса в так называемой «внешне-диффузионной области». Опосредованно, ускоряя проникновение реагента к золоту, снижает его долю, непроизводительно окисляющуюся за счет атмосферных факторов, таким образом, как бы увеличивая «эффективную концентрацию» цианид-иона в зоне реакции. В свою очередь, эффективная концентрация реагента определенным образом влияет на величину извлечения золота.
В результате анализа математической модели и графических зависимостей решения системы уравнении получены следующие оптимальные значения исследуемых параметров
Технико-экономическая оценка разработанной технологической схемы кучного выщелачивания
Конечной целью любого производства является получение прибыли от реализации, выпускаемой продукции. Горнодобывающие комлапии в процессе своей производственной деятельности стремятся получать максимально возможную прибыль. В основном это достигается путем совершенствования технологии добычи и переработки руды. Внедрение новых технологических линий и увеличение производственной мощности позволит предприятиям увеличить выпуск продукции и улучшить ее качество. Для внедрения нового или реконструкции используемого оборудования необходима технико-экономическая оценка, которая позволит выбрать наиболее целесообразный и экономичный вариант. Основными параметрами сравнительной экономической оценки служат чистая прибыль, рентабельность и экономический эффект от реализации мероприятий. В основу технико-экономических расчетов принято следующее: Внедрение новой, разработанной на основе проведенных исследований, технологии рудоподготовки и формирования рудного штабеля производится на базе применяемой, на предприятии технологии в результате ее реконструкции. Обоснование эффективности внедрения предлагаемой технологической схемы предполагает получение экономического эффекта за счет увеличения извлечения металла. Результаты лабораторных исследований подтверждают возможность получения экономического эффекта. Годовая производительность рудника- 150 000 т руды. Режим работы сезонный (180 дней) в 2 смены по 12 часов, с непрерывной рабочей неделей. Средняя заработная плата принята условно в размере 10 000 руб. в месяц. Численность работающих по обслуживанию дополнительного оборудования— 6 человек. Стоимость 1 кВтч электроэнергии составляет 1,35 рубль. Стоимость материалов принята по состоянию на третий квартал 2005 года. Амортизационные отчисления рассчитаны по нормам амортизационных отчислений. Дня расчетов приняты ставки налоговых выплат: отчисления в социальные фонды — 29,4 % от фонда оплаты труда (ФОТ); налог на добычу полезных ископаемых - 6 % от выручки от реализации продукции; плата за воду, землю, лес и охрану окружающей среды — 1 % от выручки от реализации продукции; НДС — 18 % (подлежит возврату); налог на прибыль - 24 %. Затраты на ремонт приняты в размере 5 % от сметной стоимости оборудования. Цеховые расходы составляют 35 % от ФОТ. Фактическое содержание золота в руде гораздо ниже, чем содержание, принятое проектом, фактическое извлечение также отличается от проектного.
С целью снижения риска при освоении месторождения в технико-экономические расчеты приняты среднее содержание золота в руде штокверка «Центральный» С=2,5 г/т, а извлечение в раствор при существующей технологии равным 69 % (проектное) [13], хотя фактическое не превышает 60 % [15]. Извлечение золота в раствор при рекомендуемой технологической схеме, принимаем равным 80 % (на основании проведенных исследований). Расчетное сквозное извлечение золота составляет: 1-вариант (применяемая технологическая схема) Ки =0,69 0,98 0,975 0,999 0,9994=0,658 2-вариант (рекомендуемая технологическая схема) К„2=0,80 0,98 0,975 0,999 0,9994=0,763 где 0,69 и 0,80 — коэффициенты извлечения золота в раствор; 0,98 - извлечение золота на уголь; 0,975 — извлечение золота при десорбции и электролизе; 0,999 - извлечение золота при плавке катодных осадков; 0,9994 - извлечение золота при аффинаже. Товарной продукцией предприятия является золото-серебряный сплав. Особенность продукции (золото-серебряный сплав) определяет однозначность ее сбыта.
Волее сложным является вопрос цены продукции и своевременности платежей за реализованную продукцию. Постановлением Правительства РФ от 30 июня 1997 года № 773 «О внесении изменений в порядок регулирования цен на драгоценные металлы» контроль над ценами драгоценных металлов со стороны Правительства РФ формально отменяется. Цены определяются на рыночной основе по договоренности покупателя и продавца с сохранением ориентировки на котировки Лондонского рынка. Хотя в краткосрочном плане цена золота в кредитно-бумажных деньгах, в частности в долларах, может, как показывает опыт резко колебаться, практически несомненно, что в долгосрочном плане она должна повыситься, сохраняя стабильную покупательскую способность. В наиболее привлекающей внимание книг о золоте, академической работе американца Джестрема «Золотая постоянная. Опыт Англии и США 1560-1976» на основе анализа четырехсотлетнего опыта сделан вывод о том, что колебания покупательской способности золота на протяжении четырех столетий были относительно невелики, и она упрямо возвращалась после отклонения к довольно устойчивой постоянной величине. На сегодняшний день цена на золото колеблется на уровне 15-И 6,7 $ за грамм, в нашем случае принимаем Ц„=16 $ за грамм. Курс доллара в расчетах принят в размере 29,0 рубля за 1 доллар. Суточный расход электроэнергии определялся по выражению: А= P-K, кВт-ч где Р — установочная мощность электродвигателей, кВт; t - время работы двигателей в сутки, ч; К - поправочный коэффициент. Поправочный коэффициент определяется по выражению: где Кспр - коэффициент спроса мощности, колеблется от 0,6 до 0,9 для разного оборудования;
