ООО “АТ-МЕТАЛС” Утверждаю: Ген. Директор Преснов Р.В

ООО “АТ-МЕТАЛС”
Утверждаю:
Ген. Директор
Преснов Р.В.
“ ”
ОТЧЕТ
По теме:
ИЗВЛЕЧЕНИЕ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ
ЗОЛОТОСОДЕРЖАЮЩИХ РУД МЕГРАСАРСКОГО УЧАСТКА,
МЕСТОРОЖДЕНИЯ КАРАСАР-ПРИХРЕБТОВЬЕ
Исполнительный директор
МЕЖЛУМЯН Г.О.
Начальник тех. отдела
ОГАНЕСЯН А.К.
Ереван 2013
1
2013г.
СПИСОК ИСПОЛНИТЕЛЕЙ
МЕЖЛУМЯН Г.О.
Исполнительный директор
ОГАНЕСЯН А.К.
Начальник технического отдела
ОГАНЕСЯН Р.В.
Главный геолог
ХАРАТЯН Э.Г.
Геохимик
БЕГЛАРЯН А.А.
Начальник аналитической лаборатории
2
ОГЛАВЛЕНИЕ
1. ВВЕДЕНИЕ ………………………………………………………………………. 4
2. МЕГРАСАРСКОЕ РУДОПРОЯВЛЕНИЕ ЗОЛОТА ……………………………. 9
3. ХАРАКТЕРИСТИКА ИССЛЕДУЕМЫХ РУД …………………………………. 12
4. ТИОМОЧЕВИННОЕ (ТИОКАРБАМИДНОЕ)
ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ …………………………………………………………….. 13
5. РОЛЬ ПРОЦЕССА ВЫДЕЛЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ
ТИОМОЧЕВИННЫХ ЭЛЮАТОВ В ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЕ ………. 15
6. РЕКОМЕНДУЕМАЯ СХЕМА ИЗВЛЕЧЕНИЯ
БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ МЕГРАСАРСКОГО УЧАСТКА,
МЕСТОРОЖДЕНИЯ КАРАСАР-ПРИХРЕБТОВЬЕ........................................... 22
7. ЗАКЛЮЧЕНИЕ .................................................................................................. 23
3
1. ВВЕДЕНИЕ
Большинство научных разработок и публикаций последних лет в области обогащения и
металлургической переработки руд благородных металлов так или иначе связаны с проблемами
извлечения упоркого золота. В их решении принимают участие научно-исследовательские организации,
предприятия и фирмы всех стран, явлвющихся основными (или просто крупными) производителями
этого металла из рудного сырья.
В производстве благородных и редких металлов, несмотря на то, что главная часть затрат состоит
в добыче руды, основной проблемой является извлечение металлов из породы, т. е., в случае с
выщелачиванием, наиболее полное раскрытие руды. Именно этапом раскрытия руды определяется
экономическая целесообразность и выгода всего процесса, т.к. здесь определяется степень извлечения
благородного металла. Для успешного процессa выщелачивания необходима поготовка руды, что до сих
пор являлось серьезной проблемой.
В настоящем обзоре проведен анализ состояния современных научных разработок и
технологических решений проблем, связанных с переработкой пород, содержащих благородные
металлы.
Золото и серебро встречаются в разнообразных горных породах в различном состоянии.
Например, в сульфидных и теллуристых полиметаллических породах золото кроме самородного
состояния встречается в виде соединений арсекопирита – FeAsS, теллурида -AuTe2, оно встречается в
карбонатных, углеродистых, кварцевых породах часто в виде изоморфного вкрапленного золота. Оно
может находится в связанном состоянии в кристаллической решетке алюмосиликатов, железистых
силикатов. В зависимости от формы нахождения золота в породах требуются различные технологии его
извлечения.
Такие методы, как амальгамация (обработка ртутью), обжиг, сплавление со свинцом являются
нежелательными с точки зрения экологии и экономики. Например, интенсивный обжиг многих пород
(пирометаллургические методы) приводит к значительным потерям микронного золота, испоряющегося
в виде аэрозоля.
Учитывая реальное положение дел, необходимо считать месторождение, содержающее мелкое
и тонкое золото новым видом сырья, для которого не существует эффективной технологии обогащения
с высоким извлечением. В связи с этим, одним из важнейших направлений преодоления технических и
экономических проблем золотодобывающей промышленности является отказ от устаревшей
технологии, рассчитанной на практически исчезнувшую категорию крупного золота. Необходимо
перейти к новым наукоемким процессам и аппаратам, новой экологически чистой технологии,
обеспечивающей извлечение весьма тонких классов драгметаллов, т.е., основой для решении проблемы
прироста продукции россыпной золотодобычи является создание новой техники и технологии для
повышения извлечения благородных металлов.
4
В настоящее время наиболее экономичным считается переработка пород геотехнологическим
методом. Геотехнология определяется как метод добычи цветных, редких, и благородных металлов,
путем их изберательного растворения химическими реагентами на месте залегания и последующего
извлечения образованных в зоне реакции химических соединений без формирования значительных
пустот массового движения вмещающих пород. К геотехнологии относятся также кучное и отвальное
выщелачивание
металлов,
хотя
эти
методы
являются
промежуточными
между
собственно
геотехнологическим выщелачиванием – подземным и гидрометаллургическим – чановым.
Геотехнологические
методы
добычи
полезных
ископаемых
следует
рассматривать
никак
конкурирующие с традиционными, а как дополняющие их.
Эти методы целесообразно применять на неректабельных для подземного и открытого способов
обьектах:на крупных месторождениях сравнительно бедных руд, где значительный экономический
эффект может быть получен за счет масштабности производства; на мелких залежах и рудопроявлениях
богатых руд, на месторождениях, отработанных традиционными методами для извлечения полезных
компонентов из оставшихся целиков и забалансовых руд: на отвалах забалансовых руд и хвостов
обогащения закрытых и действующих горных предприятий.
Можно выделить следующие основные способы выщелачивания;
1. Цианидное выщелачивание
2. Тиосульфатное (тиокарбанатное) выщелачивание
3. Бактериальное выщелачивание
4. Окислительное выщелачивание минеральными кислотами и солями
1.1 Цианидное выщелачивание
Цианидное выщелачивание на сегодняшный день является основным способом извлечения золото из
руд, как в традиционной технологии, так и при геотехнологической добыче. В качестве реагента
используются соли циановой кислоты – цианиды натрия или калия с концентрацией 0.02-0.3%.
Растворение золота происходит по реакции
2 Au + 4KCN + ½ O2 + H2O = 2Kau(CN)2 + 2 KOH, из которой следует необходимость
введения в процесс окислителя-добавок в рабочий раствор перекиси водорода, гипохлоритов калия,
натрия и др. В цианистых растворах должно быть обеспечено, кроме того, создание, так называемой
защитной щелочи, уменьшающих разложение цианистых солей.
Процесс цианирования золотосодержащих руд и концентратов используется в традиционной
технологии и, соответственно, разносторонне изучен.
5
Продолжительность выщелачивания колеблется от 7 до 30 суток для дробленной руды
(крупностью менее 20 мм) и до нескольких месяцев получаемой в результате взрыва (при кучном
выщелачивании).
При всех достоинствах цианистого процесса извлечения золота из руд, у него имеется и
существенный недостаток – очень высокая токсичность цианистых солей. До сих пор не решена
проблема обезвреживания стоков, поэтому уже давно ведется поиск альтернативных реагентов для
гидрометаллургической (в том числе и геотехнологической переработки золотосодержающего
сырья).
1.2 Тиомочевинное (тиокарболидное) выщелачивание
Несмотря на то, что 90% золотоизвлекающих фабрик используют циановую технологию,
ужесточающиеся
природоохранные
требования
в
последние
годы
заставляют
искать
альтернативные технологии переработки пород, содержащих благородные металлы. К тому же
циановый метод не всегда является эффективным, особенно для переработки “упорных пород”.
Сущность гидрометаллургических процессов заключается в выщелачивании золота, то есть его
перевода из металлического состояния в растворенное. Возможным заменителем цианистых
растворителей золота являются кислые растворы тиомочевины. Исследования показали следующие
преимущества тиомочевинного растворения, по сравнению с цианированием: скорость процесса
выше примерно в 10 раз, он менее подвежен к воздействию со стороны ионов-примесей, меньше
удельный расход и коррозионная активность реагента. Вместе с тем указывались и отрецательные
моменты: тиомочевина дороже NaCN на 25%, в окислительных условиях она разлагается, имеются
сложности при извлечении золота из тиомочевинных растворов активированным углем.
Тиомочевинная технология перспективна для переработки углеродсодержающих глинистых
золотоносных руд, а также мышьяксодержающих.
Установленно, что наилучшим из исследованных реагентов является раствор тиомочевины с
добавками серной кислоты и трехвалентного железа. При этом окислительно-восстановительный
потенциал не может быть ниже 125-130 мВ (из-за осаждения золота) и выше 160-165 мВ (из-за
окисления свободной тиомочевины).
Эксперименты показали, что в случае тиомочевинного выщелачивания золото извлекается с
большей
полнотой,
чем
цианирование:
90-97%
против
81-92%.
Показана
возможность
использывания растворов тиомочевины в замкнутом цикле с концентрацией железа не выше 10-12
г/л.
6
В промышленном масштабе тиомочевина применяется лишь на предприятиях с богатым
концентратом, что оправдывает затраты на реагент.
Эксплуатационные затраты при тиокарбалидном выщелачивании в целом примерно на 25% меньше,
чем для цианирования.
1.3 Тиосульфатное и аммиачно-тиосульфатное выщелачивание
Процессы тиосульфатного и аммиачно-тиосульфатного выщелачивания золота протекают по
следующим реакциам:
4Au + O2 + 8S2O32- + 4H+
Au (S2O3)2 3 - + H2O
Au + 5S2O32- + Cu (NH3)42+
Au (S2O3) 3 - + NH3 Cu (S2O3)35-
Образующийся тиосульфатный комплекс золота очень прочный. Наличие растворимой меди и
сульфидов может замедлить процесс аммиачно-тиосульфатного растворения золота, если не принять
специальных мер.
Аммиачно-тиосульфатное выщелачивание применимо к упорным для цианистого процесса
рудам: марганцевым и медистым. Оптимальные условия сохраняются поддержанием в растворе на
уровне 7-8 ед.
Испытания, проведенные с рудами рода месторождений США и Мексики, показали, что
выщелачивание реагентом состоящим из смеси тиосульфата и сульфита аммония, обеспечивает
извлечение золота в пределах 50-96%.
Аммиачными тиосульфатными растворами можно добывать золото и серебро из хвостов
окислительного выщелачивания в присутствии меди.
1.4 Бактериальное выщелачивание
Существенная интенсификация процесса выщелачивания достигается в присутствии бактерий.
Бактериальное выщелачивание помогает решить проблему переработки труднообогательных руд.
Проводится поиск новых видов микроорганизмов, которые способны функционировать не только в
кислой, но и в нейтральной и щелочной средах.
В процессах бактериального выщелачивания золота определяющая роль принадлежит продуктам
микробного синтеза: аминокислотам, пептидам, белкам и нуклеиновым кислотам. Углеводы в
растворении золота участия не принимают.
Экспериментально установлено, что в кислой среде белки осаждают золото, а в щелочной- растворяют.
7
1.5 Окислительное выщелачивание минеральными кислотами и солями
Известно, что не все кислоты способны растворить золото, так например, соляные и серные кислоты в
отдельности не реагируют золотом, но их смесь позволяет сделать это. С точки зрения термодинамики
электрохимии для растворении золота необходимо, чтобы окислительный потенциал системы был бы
выше определенной пороговой величины. Так, в присутствии кислорода или хлора соляная кислота
растворяет золото. Другими словами в растворе должен присутствовать окислитель. Роль кислорода
может быть в окислении золота до окислов, которые затем растворяются в кислоте:
AuO2 + 8HCl = HAuCl4 + 3H2O
Ag2O + 2HCl = 2AgCl + H2O
Роль хлора в процессе выщелачивания заключается в гидролизе хлорной воды с образованием
соляной и хлорноватистой кислоты:
Cl2 + H2O = HCl + HClO
Далее хлорноватистая кислота распадается на кислород и соляную кислоту:
2HClO = 2HCl + O2
В момент выделения кислород находится в атомарном очень активном сотоянии, что играет важную
роль в растворении золота. Это обстоятельство привело ученых и технологов к применению
растворов гипохлоритов щелочных металлов, например гипохлорита натрия, для выщелачивании
металлов из пород.
Применение автоклавного метода обработки находит все большее применение, т.к. позволяет
перерабатывать породы за более короткое время и более полно по сравнению с процессами при
атмосферном давлении.
Заслуживает внимание технология переработки руд, согласно которому золотосодержащие руды
подвергались выщелачиванию в среде, содержащей кроме хлоридов также озон.
Предмринимались успешные попытки извлечения золота
например двуокис марганца.
MnO2 + 4HCl = MnCl2 + Cl2 + H2O
Или
MnO2 + 3H2SO4 + NaCl = MnSO4 + NaHSO4 + 3H2O + Cl2
8
присутствии других окислителей,
При этом газ выделяется непосредственно в обьеме раствора, на атомарном уровне.
Таким образом катионные комплексы золота и серебра уже могут быть использованы для
электроосаждения на катоде.
Переход на хлорную технологию способствует значительному сокращению материальных,
трудовых, энергетических затрат.
Разработчики технологии предлогают составить проект по извлечению золота, серебра и других
металлов
под
конкретную
породу
и
требования
заказчика,
поставить
соответствующие
оборудование и собрать весь комплекс под ключ и провести запуск.
Преведенная технология уже успешно применяется на роде месторождений Российской Федерации.
2. МЕГРАСАРСКИЙ УЧАСТОК, МЕСТОРОЖДЕНИЯ КАРАСАР-ПРИХРЕБТОВЬЕ
Геологическое строение Меграсарского участка, и его рудоносность
Меграсарское рудопроявление является непосредственным продолжением Личкваз-Тейского
золоторудного месторождения и находится от последнего на растояниии 15 км. по дороге МегриКаджаран, в верховьях р. Мегри на отметках 2300-2700 м.-ов, восточнее Дебаклинского разлома.
Участок был выделен для поисковых работ на основании результатов, полученных при
проведении геолого-сьемочных работ, в период 1978-80 гг.
В процессе этих работ была составлена геологическая карта М 1:10000 с широким применением
дешифрованных аэрофотоматериалов.
По геологическим особенностям территория расматреваемого участка является одним из
интересных районов в Армянской ССР. Геолого-структурные особенности этого района в первую
очередь обусловлены его расположением в узле пересечения разнонаправленных разломов и в
пространственном отношении совпадают с Тертерасарским и Личкваз-Тейским рудопроявлением
золота. Интересно отметить что в подобных геолого-структурных условиях находится Тертерасарское
и Личкваз-Тейское месторождение. Притом, одна из зон разлома (Дебаклинский разлом) для обеих
районов является общим. Это обстоятельство в известной мере определяет степень перспективности
изучаемого района на золотое оруденение.
В геологическом строении участка участвуют интрузивные породы Мегриского плутона:
гранодиориты, гранодиорит-порфиры, габбро, габбро-диориты, монцониты. Из жильных пород
встречаются диобазовые, диоритовые порфириты, аплитовые дайки и кварцевые жилы.
В результате проведенных геологопоисковых работ выявлено более десятка кварц-карбонатзолоторудных и гидротермально измененных оруденелых зон, мощностью ст 0.5 до 3-4м. Все они
имеют северо-восточное простирание с углами падения 55-750, на СЗ 280-3000, иногда вертикального и
обратного падения.
9
Кварцовые жилы представляют собой выдержанные по простиранию рудные тела с брекчированным
темно-серым кварцем, богатом, в основном окисленными сульфидами и сульфосолями: галенит,
сфалерит, халькопирит, борнит, ковелин, антимонит, молибденит, пирит, марказит, арсенопирит и др.
Встречаются также самородные минералы: золото, серебро, олово, свинец, и медь.
Самородное золото встречается на 103 конце жилы № 4 (канава № 145, шлих 551). Оно представлено в
виде неправильных, реже округленных и гластинчатых зернышек, размером до 1.5 мм, цвет золотистожелтий со слабо красноватым оттенком.
Серебро встречается редко, в виде зерен, размером до 0.3 мм. Результаты минерологических
исследований приводятся в таблице № 21.
Как в зонах, так и в жилах оруденение характеризуется неравномерным распределением (по данным
пробирного анализа). Богатые участки сменяются убогими, кроме того в водораздельной части хребта,
где более пологий рельеф установлено повышанное содержание золота, что связано по всей
вероятности с зоной обогощения и окисления.
Отмечается также взаимосвязь между содержанием золота и серебра. Там, где имеется повышенное
содержание серебра, содержание золота уменьшается и, наоборот. Так в пробах № 225, 226, 227
отобранных из канавы № 23 по третьей рудной зоне на интервалах 12.5-13.5, 13.5-14.5, 14.5-15.5 м.-ах
содержание золота 4.4 г/т, 3.4 г/т, 4.2 г/т, серебра 26.0 г/т, 22.2 г/т, 3.6 г/т.
В пробах № 154, 285, 373 отобранных из канав № 28, 54, 55 на интервалах 1.2-1.15, 3.0-4.0, 1.0-2.0 м.ах содержание золота 49.0 г/т, 3.0 г/т, 7.0 г/т, а серебра 12.0 г/т, 12.8 г/т, 10.2 г/т. Скважины заданные
для подсечения золоторудных зон на глубине пересекли зоны с промышленным оруденением. Так, скв.
№ 7 на глубине 106.8-108.2 пересекла зону со средневзвешенным содержанием золота 13.55 г/т, серебра
7.85 г/т, вскрытая мощность 1.4 м, а на интервале 106.8-110 м вскрытая мощность 3.2 м,
средневзвешанное содержание золота 7.38 г/т. Все зоны изучены с поверхности канавами, щурфами, а
на глубину – скважинами. Как зоны так и жилы по простиранию прослеживаются от 300 до 800 м, а на
глубине изучены скважинами, где рудные зоны представлены гидротермально измененными,
окварцованными, пиритизированными породами и пересечены на глубинах от 130 до 180 м. В зонах
наблюдаются богатые скопления пирита, представленные тонкими прожилками и мелкими
вкрапленниками.
В пределах Меграсаркого рудопроявления широким развитием пользуются разрывные нарушения.
Одно нарушение протягивается на западном фланге рудопроявления и прослеживается в пределах
участка протяженностью более 1 км. Этот разлом проходит почти паралельно Дебаклинскому разлому
и переходит через Дебаклинский перевал в сторону Каджаранского месторождения. Амплитуда
разлома по горизонтальной плоскости составляет 5-6 м. Плоскость разлома падает на СЗ в сторону
Дебаклинского разлома под углом 80-850, мощность 3-3.5 м, наполнена пиритизированными,
рассланцованными, глиноподобными, сильно измененными породами. Второе нарушение проходит в
СВ части участка по водоразделу и имеет СЗ простирание. Во многих местах наличие разлома
доказывается морфологическими формами рельефа. Местами в полосе разлома встречаются скалы и
крупные обломки пород с зеленоватым оттенком. Наличие этого разлома подтверждается также
геофизическими данными.
10
В 103 части разлома породы сильно измененные, а на СВ от разлома они более свежие. СВ
продолжение рудных жил и зон смещены на 10В примерно на 30-35 м, но покрыты наносами
мощностью более 10 м. Разлом почти вертикальный и упирается в Дебаклинский разлом.
Участок характеризуется широким развитием кварц-карбонатных жил, которые размещены в
монцонитах. Околожильные изменения в основном представлены каолинизацией, серицитизацией и
местами заохренностью.
В общей сложности в пределах района работ было выявлено более 15 кварцевых жил с
протяженностью на 100-800 м.
В состав жил входят кварц и карбонат, реже хлорит; в большом количестве присутствуют
пирит, лимонит. В протолочных пробах обнаружены циркон, золото, серебро, олово, свинец, медь,
галионит, сфалерит, халькопирит, анатаз, антимонит, висмутин и др.
Кварцовые жилы в подавляющем большинстве брекчированы и сцементированы кварцовой
массой. Макроскопический размер зерен кварца варьирует в очень широких пределах от 1.0 мм до 4-5
см, форма зерен также разнообразна, контуры бывают гладкие, извилистые или угловатые.
В отчетный период более детально изучены 5 жил (3-7) и несколько маломощных и
невыдержанных по простиранию прожилков.
11
3. ХАРАКТЕРИСТИКА ИССЛЕДУЕМЫХ РУД
Как уже было сказано, в результате проведенных геологопоисковых работ выявлено более
десятка кварц-золоторудных и гидротермально измененных оруденелых зон.
Все анализы химических элементов, а также пробирные анализы по комбинированному методу
с разваркой королька и определением содержания золота и серебра в растворах атомноабсорбционным
способом
выполнены
в
центральной
аналитической
лаборатории
горнометаллургического института.
Анализы проводились также в других лабораториях (Институт неорганической химии АН
Армении, Институт геологии АН Армении и т. д.).
Иследование показали, что данное месторождение содержит, главным оброзом, кварц (около
80%). Содержание трехвалентного железа (Fe3+) составляет около 6% (после помола содержание
трехвалентного железа увеличивается до 7-и 8-и%-ах).
Таблица 1
Силикатный анализ руды
No/No
Наименование
1
2
3
Руда-1
Руда-2
Руда-3
Si O2
%
80,8
78,2
81,0
Al2O3
%
5,52
7,00
6,01
Fe2O3
%
7,35
7,60
7,50
12
MgO
%
0,44
CaO
%
1,12
1,75
0,91
TiO2
%
1,0
-
S
%
0,27
ППП
%
3,10
3,13
2,88
Таблица 2
Пробирной анализ руды
No/No
Наименование
1
2
3
4
5
6
7
Руда-1
Руда-2
Руда-3
Руда-4
Руда-5
Руда-6
Руда-7
Au
г/т
4,86
3,63
3,73
4,22
13.3
14.2
8.1
Ag
г/т
9,14
8,34
6,67
9,38
15.0
22.1
12.2
Выход
%
82.5
85.2
76.4
82.1
87.0
90.1
94.0
Рентгенструктурный анализ руды показал, что алюминий в основном находится Al2(Si2O5)(OH)4
форме в составе кварца. 1,5-2% Al2O3 существует в виде Al(OH), осталное в форме Al2O32SiO2.
Таблица 3
Химический состав руды (Руда-1)
No
Руда-1
Cu
0,014
Zn
0,012
Содержание, %
Pb
0,011
Fe
5,500
Mo
0,004
Содержание, г/т
Au
Ag
4,86
9,14
4. ТИОМОЧЕВИННОЕ (ТИОКАРБАМИДНОЕ) ВЫЩЕЛАЧИВАННИЕ
Тиомочевинное выщелачивание предложено в 40-вых годах прошлого века И. Н.
Плаксиным. Оно осуществляется в кислой среде РН =2-4, при которых тиомочевина не окисляется, в
качестве окислителя используется сернокислый раствор соли трехвалентного железа Fe2(SO4).
Скорость выщелачевания зависит от РН раствора и концентрации тиомачевины и окислителя.
Реакция растворения золота идет по уровнению:
Au0 + 2CS(NH2)2 + Fe3+ = Au2+ + Fe2+
Способность тиокарбамида [ThiO или CS(NH2)2] к комплексообразованию определяется
наличием групировки NH2-C=S-.
Устойчивость
тиомочевинного
комплекса
золота
AuThiO2+,
определенная
полярографическим методом равна 4,4.10-22.
Использование серной кислоты связано с необходимостью сохранения тиомочевинного
комплекса золота, устойчивого при РН<4 и предупреждения гидролиза сульфата железа (III).
Растворение золота в тиомочевине в присутствии сульфата железа происходит без участии
кислорода. Но еслив в системе есть кислород, то тиомочевина им окисляется до дисульфата
формамидина, который является сильным окислителем для растворения золота. Реакция окисления
тиомочевины выражена уравнением:
13
4NH2CSNH2 + O2 = 2NH2(NH)CS + SC(NH)NH2 + 2H2O
Такой окислитель, как пиролюзит (MnO2) растворяется в тиомочевине с востановлением его
до Mn .
2+
2NH2CSNH2 + MnO2 +2H+ = Mn2++ C2S2N4H6 + 2H2O
В дальнейшем дисульфид формамидина окисляет золото с образованием комплекса:
Au + C2S2N4H6+ NH2CSNH2+ 2Н+ = [Au(NH2CSNH2)2]+ + CS(NH2)2
Повышение температуры до 30-40 0C вызывает термохимическое разложение тиомочевины,
которое происходит с образованием цианида и сереводорода по реакциям:
(NH2)2CS = NH2CN + H2S
H2S + 0,5 O2 = H2O +S 0
При выщелачивании золотых руд, содержащих медь, в виде сульфидов предпочтительнее
применять вместо цианидного растворения карбамидное, т. к. в этом случае растворимость меди в
тиомочевинном растворе в 6-8 раз ниже, чем при цианировании.
Преимущества тиомочевинного выщелачиванния могут быть следующие:
-
При переработке углистых руд достигается большое извлечение золота в сравнении с
цианидной технологией без предворительного окисления углерода;
-
Перспективность применения для низкосортных отвалов;
-
Низкая токсичность стоков и отработных отвалов;
-
Высокая скорость растворения и меньше примесей даже таких как природный углерод;
-
Простая схема регенерации растворителя.
Недостатки процесса:
-
Кислая
среда
и
необходимость
использования
дорогого
антикоррозионного
оборудования;
-
Сложный
контроль
процецца
выщелачивания
из-за
возможного
розложения
растворителя;
-
Неприменимость к карбонатсодержащим рудам.
Перспективность тиомачевинного растворения золота возможно при переработке глинистых
руд, при подземном и кучном выщелачивании.
14
5. РОЛЬ ПРОЦЕССА ВЫДЕЛЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ ТИОМОЧЕВИНННЫХ ЭЛЮАТОВ В
ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЕ
Извлечение золота из кислого тиомочевинного элюата является завершающей операцией
переработки практически любого типа руд, если в технологической схеме была использована
операция тиокарбамидного выщелачивания золота. Наиболее подготовленным к промышленному
использованию при переработке золотых руд технологического типа В является тиокабамид.
Об эффективности данного растворителя, в частности, можно судить по результатам
экспериментов, приведенных в табл. 1. Выщелачивание золота производилось из рудных смесей,
составленных из золотосодержащего кварца
(2 пробы руды с содержанием Аu соответственно
равным 12,9 и 2.3 г/т) и вводимых в него различных минеральных добавок. В качестве последних
использованы: борнит-халькозиновый концентрат (содержание Сu 70, S 20 %), штуфной антимонит
(98 % Sb2S3), смесь реальгара и аурипигмента. содержащая 53 % Аs и 32 % S, а также
активированный уголь марки ОУ. Доля вводимых добавок составляла 1 % от массы кварцевой
основы. Из приведенной таблицы видно, что процесс тиокарбамидного выщелачивания,
обеспечивая примерно одинаковые с цианированием показатели извлечения золота из простых
кварцевых руд. .менее чувствителен к примесям (медь, сурьма, мышьяк), что позволяет
рассматривать его в качестве одного из возможных вариантов гидрометаллургической переработки
руд, относящихся к технологическому типу "В".
Таблица 4
Результаты сопоставительных опытов по извлечению золота из минеральных смесей
цианистыми и тиокарбамидными растворами
Извлечение Аu в растворы, %
Исходный материал для
выщелачивания
Цианирование
Руда (1) с исходным содержанием
Au 12, 9 г/т
Руда (2) с исходным содержанием Au
2,3 г/т
Руда (1) с добавкой борнитхалькозинового концентрата
Тиокарбамидное
выщелачивание
93-97
87-96
80-85
75-78
50-60
87-91
концентрация Сu в растворах, мг/л
740
17-22
Руда (2) с добавкой борнит15
27
65-74
халькозинового концентрата
Руда (1 ) с добавкой антимонита
Руда (2) с добавкой реальгараурипигмента
Руда (1) с добавкой активированного
угля
0
75-79
22-43
65-70
0
0
Примечание: Общие условия выщелачивания: температура 20-25 °С, продолжительность 6 ч; Ж:Т=2:1: исходная концентрация NаСN и растворах 2.5 г/л; сослав
тиокарбамидных растворов (г/л): ТhiO - 20; Fе2(SО4)3 (окислитель) - 3,0; Н2SO4 (регулятор
среды) - 5.0.
В период 1964-1984 гг. специалистами Иргиредмета проведен комплекс теоретических и
экспериментальных исследований по изучению общих закономерностей процесса растворения
золота и его химических соединении в кислых растворах тиокарбамида с последующей разработкой
технологии извлечения металлов из руд на основе тиокарбамидного выщелачивания, включая
операции осаждения золота и серебра из растворов и нейтрализации сточных вод технологического
процесса. Однако данная операция достаточно сложная, так как процесс малоизучен и
трудноосуществим так как руды достаточно бедные и экономически невыгодно применять данную
операцию.
5.1
ОБЗОР
ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО
ПРОЦЕССА
ВЫДЕЛЕНИЯ
ЗОЛОТА
ИЗ
ТИОМОЧЕВИННЫХ ЭЛЮАТОВ
5.1.1 ХАРАКТЕРИСТИКА И ХИМИЗМ ПРОЦЕССА
Из раствора ТМ золото и серебро могут быть осаждены рядом методов.
Для растворов с промежуточным содержанием золота и серебра достаточно перспективным,
как показали проведенные исследования, представляется использование метода цементации Au и
Ag электроотрицательными металлами (цинк, алюминий, свинец, железо).
Более предпочтителен в этом плане металлический свинец, позволяющий за 10 мин
извлекать в цементный осадок 99,5 % Au и 99,9 % Ag. Однако относительно высокий расход
цементатора (7 частей на 1 часть суммы Au и Ag) и связанное с этим низкое содержание
благородных металлов в осадке (менее 12%) требуют тщательной оценки эффективности процесса
цементации, применительно к конкретному сырью.
16
1. Цементация свинцом золота осуществляется из солянокислых ТМ элюатов с
последующим купелированием осадка. При загрузке в раствор свинцовой стружки или пыли
протекает следующая реакция цементации золота:
2Au[SC(NH2)2]Cl+Pb=2Au+Pb[SC(NH2)2]4Cl2.
Расход свинцовой пыли составляет 20-30 г на 1 г золота. Недостатками метода являются
загрязнение раствора свинцом, что затрудняет использование его в обороте, и непригодность для
сернокислых ТМ элюатов.
2. Цементация цинком. Содово-цинковый способ осаждения золота и серебра разработан и
внедрен
в
производство
на
Лебединской
опытной
ионообменной
установке.
Раствор
предварительно нейтрализуется содой до рН 6-7, затем загружается цинковая пыль в количестве 3—
4 г на 1 г золота и перемешивается с раствором в течение 2-3 ч. Золото осаждается по реакции:
{Au[SC(NH2)2]2}2SO4+Zn=2Au+Zn[SC(NH2)2]4SO4.
После осаждения золота и серебра в раствор добавляют соду до рН 9-10 для частичного
осаждения из раствора цинка в виде Zn(OH)2. Отфильтрованный цинковый осадок содержит 6—
10% золота и подвергается переработке серной или соляной кислотой с последующей плавкой
осадка на черновое золото. Раствор направляется в оборот — на десорбцию. К недостаткам метода
относятся: невысокое качестве осадка, высокий расход реагентов (сода, цинковая пыль, кислоты) и
загрязнение оборотного элюирующего раствора цинком и солями натрия, которые снижают
качество отрегенерированной смолы.
3. Цементация алюминием. Используется алюминиевая пыль с крупностью частиц 95%
класса -0,074 мм. Осаждение проходит по реакции:
3[Au(TM)2]2SO4+2Al=6Au+12TM+Al2(SO4)3.
Расход алюминия составляет 3 г на 1 г золота, продолжительность контакта 4 ч при температуре 20
°С. Содержание золота в осадке составляет до 25%, остаточное содержание золота в растворе 2—5
мг/л. Осадок обрабатывают 5%-ным раствором NaOH в течение 3 ч для удаления алюминия, после
чего содержание золота в осадке повышается до 85%. Этот осадок плавят для получения чернового
золота. Недостатки метода те же, что и при осаждении цинком.
4. Щелочное осаждение золота. По этому методу элюат предварительно в течение 4—6 ч
продувают воздухом для удаления HCN во избежание образования NaCN при введении щелочи,
растворения и неполного осаждения золота. В раствор при температуре 40-50 °С добавляется 40%ный раствор NaOH до рН 10-12. При этом осаждается гидроксид золота по реакции:
Au[SC(NH2)2]2Cl+NaOH=Au(OH)+2SC(NH2)2+NaCl.
Продолжительность осаждения составляет 2-4 ч. Имеет большое значение поддержание
указанного значения рН раствора, так как при недостатке щелочи возможно неполное осаждение
золота, а при избытке ее — растворение гидрата золота. Вместе с золотом осаждаются гидроксиды
17
металлов-примесей, благодаря чему раствор освобождается от примесей, затрудняющих процесс
регенерации смолы. Гидратные осадки с содержанием золота 10—15% отфильтровывают на фильтрпрессе, промывают горячей водой, продувают воздухом и обжигают при температуре 300 °С для
удаления серы. Огарки затем подвергают сернокислотной обработке для растворения примесей и
при содержании золота 30—45% они поступают на аффинаж. Недостатками метода являются:
плохая фильтруемость гидратных осадков, дополнительный расход кислоты и сравнительно
невысокое качество осадков.
5. Осаждение золота активированным углем. Извлечение золота и серебра из кислых
тиокарбамидных растворов с относительно невысокой концентрацией благородных металлов (Au
до 50мг/л) может быть осуществлено методом сорбции на активированных углях (СКТ, ОУ, КАД и
др.).
О возможностях данного технологического приема можно судить по результатам сорбции
золота порошкообразным активированным углем марки СКТ из растворов от выщелачивания
флотоконцентрата Артемовской ЗИФ. содержащих, кроме золота, некоторое количество меди (до 0.2
г/л), железа (до 1,2 г/л) и других компонентов-примесей. В зависимости от исходной концентрации
золота в растворах (1-20 мг/л), рабочая емкость угля по золоту составила 2-12 %, при содержании
примесей (%): железа 0.12, меди до 2,7; кальция. магния, алюминия, цинка, никеля - в пределах от
0,01-0,1. После озоления уголь содержал Au 40-50; Fе 5-10: Сu 10-15; SiO2 5-8 %, представляя, таким
образом. достаточно концентрированный по золоту продукт, пригодный для отправки на
аффинажные заводы.
Получены результаты исследовании по изучению механизма адсорбции золота из кислых
тиокарбамидных растворов активированным углем. Установлено, что сорбция подчиняется
уравнениям Фрейндлиха и Лэнгмюра и является эндотермическим процессом. Энергия активации,
составляющая 3,5 ккал/моль, свидетельствует о том, что лимитирующей стадией в кинетике
адсорбции является диффузия в пористой структуре активированного угля.
Предложен сорбционно-флотационный вариант извлечения золота из нефильтрованных
тиокарбамидных пульп активированным углем. Но данному варианту пульпа обрабатывается
порошкообразным углем (50-60 % частиц с диаметром менее 40 мкм), после чего подвергается
флотации. В качестве флотационного реагента используется олеат натрия. Продолжительность 5
мин. За этот период из пульпы (рН=1,5), содержащей 20 мг/л золота, 400 мг/л тиокарбамида, 0,5 г/л
угольного порошка, при расходе олеата натрия 100-120 мг/л, достигается извлечение золота в
концентрат на уровне 90 %. Увеличение расхода олеата до 200 мг/л повышает извлечение золота до
95 %.
Лучшие результаты при опробовании различных марок углей получены при извлечении
золота углем СКТ. Сорбция золота углем достаточно избирательна, большая часть примесей остается
в растворе. В противоточном процессе за 4-5 ступеней золото полностью извлекается из растворов и
получаются угольные осадки с содержанием золота 15—20%. Их необходимо сжигать и золу
плавить на черновой металл. Недостатки способа: затруднительность процесса сжигания угля и
большие потери ТМ (10—15%), которая полностью теряется при переработке угольного осадка.
18
6. Экстракция золота. Исследования ученых показали принципиальную возможность
извлечения золота из солянокислых ТМ растворов экстракцией трибутилфосфатом. При контакте
органической и водной фаз в течение 5—10 мин и отношении объемов фаз
О:В=2:1
достигается практически полное извлечение золота из водного раствора. Необходимы дальнейшие
исследования по экстракции из сернокислых элюатов, реэкстракции и переработке реэкстрактов.
7. Электролитическое осаждение золота и серебра. Это наиболее эффективный метод
переработки кислых ТМ элюатов, так как позволяет получить металлическое золото высокой
чистоты без затрат реагентов и проведения дополнительных операций. В качестве анодов при
электролитическом осаждении золота и серебра используют графитовые или платиновые пластины,
в качестве катодов - титановые пластины или графитированный ватин.
Таким образом, при электролизе золота имеет место следующая электрохимическая
система:Au с примесями (катод) | [Au(ТМ)2]2SO4,ТМ,H2SO4,H2O примеси | Ti (анод)
На катоде протекают следующие основные реакции восстановления:
Au[SC(NH2)2]2++e=Au+2SC(NH2)2
2H++2e=H2
Возможно также восстановление меди, свинца и других примесей. На аноде имеет место
электролитическая реакция образования ионов Н+:
2H2O-4e=O2+4H+
Кроме того, на аноде возможны процессы окисления и разложения ТМ с выделением серы
по реакции:
SC(NH2)2-2e=CNNH2+S+2H+
С течением времени цианамид присоединяет воду и переходит в мочевину.
CNNH2+H2O=CO(NH2)2
Суммарный процесс анодного окисления ТМ проходит по реакции
SC(NH2)2+ H2O -2е= CO(NH2)2+S+2H+
Окисление ТМ особенно усиливается при повышении плотности тока > 15 А/м2. Анодное
разложение ТМ увеличивает расход этого дорогостоящего реагента, а продукты разложения его
оказывают вредное влияние на электролитическое выделение металлов из раствора и качество
осадка. Во избежание этого целесообразно проводить процесс электролиза с разделением анодного и
катодного пространств диафрагмой с ионитовой мембраной, т.е. с разделением электролизной
ванны на анодные и катодные камеры. Золотосодержащий ТМ раствор помещается в катодное
пространство, анолитом служит 0,5-1,0%-ный раствор H2SO4 В качестве диафрагм используются
анионитовые или катионитовые мембраны, через которые молекулы ТМ не проходят в анолит.
19
Комплексные ТМ катионы переходят в анолит в малом количестве: 3-4%. При наличии диафрагм
расход ТМ при электролизе резко сокращается. Процесс электролиза проводится при катодной
плотности тока Jк = 8...10 А/м2, напряжении на ванне 3,0 В, температуре электролита 50-60 °С,
значении потенциала 0,3-0,4 В относительно нормального хлор-серебряного электрода. Основная
масса золота осаждается за 2—3 ч электролиза. После концентрации 100—120 мг/л для получения
остаточного содержания золота в растворе 10—20 мг/л продолжительность осаждения
увеличивается до 6-12 ч. Содержание золота в катодном осадке составляет 70-85%, серебра 10-25%,
меди 0,5-5%, цинка 0,1-0,2%, железа 0,1-0,4%. Основная масса примесей неблагородных металлов
остается в электролите и возвращается в процесс десорбции золота. Выход по току по золоту и
серебру составляет около 30%. Увеличение плотности тока более 15-20 А/м2 нецелесообразно, так
как при этом увеличивается осаждение примесей, в частности меди, уменьшается выход по току,
увеличивается унос электролита с пузырьками выделяющегося водорода, изменяется структура
осадка.
8. Электроэлюирование. Метод электроэлюирования, или электродесорбции представляет
собой совмещенный процесс десорбции золота и электроосаждения его из раствора. Исследовано
электроэлюирование золота с применением десорбции раствора NH4SCN. С этой целью 1,5 л
насыщенного ани-онита Деацидит Н с 24% сильноосновных групп после предварительного
элюирования с него никеля и меди раствором NaCN перемешивали в электролизной ванне с 10 л 5
н. (380,65 г/л) раствора NH4SCN (6,67 объема раствора на 1 объем смолы). В качестве анода
использовалась угольная пластина, в качестве катода — свинцовая фольга. Катодная плотность тока
составляла 154 А/м2, напряжение 1,5 В. Золото со смолы извлекается практически полностью за 24 ч
(до содержания 0,066 г/л) и достаточно полно осаждается на свинцовом катоде (до содержания в
растворе 15 мг/л). При напряжении на электродах 1,5-1,6 В роданистый аммоний не разрушается и
может быть использован для электроэлюирования многократно. Разрушение NH4SCN происходило
при наряжении на электродах 1,8—1,86 В. В случае неселективного электроэлюирования 5 н.
раствором NH4SCN при катодной плотности тока 300 А/м2 и напряжении на электродах 1,6 В золото
и медь вымывались из смолы и осаждались на катоде почти на 100%, никель практически не
элюировался, но некоторое его количество (до 9%) осаждалось на катоде. Продолжительность
процесса 60 ч. Преимущество метода — малый объем элюирующего раствора и ускорение процесса
десорбции, но недостатки, свойственные роданистым элюатам, сохраняются. Метод
электроэлюирования с применением слабокислых ТМ растворов разработан М.С.Гирдасовым. Схема
установки для электроэлюирования показана на рис.
В герметически закрывающийся электролизер загружают насыщенный анионит и
электролит в количестве 2-10 м3 на 1 м3 смолы. Электролитом служит соляно- или сернокислый
раствор ТМ с концентрацией 55—65 г/л ТМ и 18-20 г/л НС1 или 25 г/л H2SO4. В качестве анодов
используется платинированный титан, в качестве катодов — титан (марка ВТ-1). Смола во
взвешенном состоянии поддерживается воздушным перемешиванием. Выделяющаяся HCN
отводится с током воздуха в поглотительные сосуды, заполненные раствором щелочи (NaOH или
СаО). Во избежание окисления ТМ и загрязнения осадка металла элементарной серой аноды следует
помещать в камеры с диафрагмами из катионитовых или анионитовых мембран. В анодные камеры в
качестве анолита заливают 1—2%-ный раствор H2SO4. Осаждающиеся на катоде металлы
защищены от перемешиваемой смолы экраном из полиэтиленовой сетки.
Процесс электроэлюирования без анодных диафрагм (по М.С.Гирдасову) проводится при
плотности тока 10-20 А/м2, напряжении на электродах 1—1,5 В в течение 24—30 ч и позволяет
20
получить остаточное содержание золота в смоле 0,2—0,4 мг/г. Применение анодных ионитовых
мембран дает возможность повысить плотность тока до 100—300 А/м2, в результате чего резко
увеличивается скорость и уменьшается продолжительность процесса электродесорбции. При этом
снижается концентрация ТМ в элюирующем растворе с 80-90 г/л в динамическом процессе до 55-65
г/л при электроэлюировании, что значительно уменьшает потери этого реагента и объем
аппаратуры. Эти преимущества компенсируют некоторое увеличение расхода электроэнергии при
повышении плотности тока. Так, при электроэлюировании анионита, предварительно очищенного
от примесей неблагородных металлов, с использованием катионитовой анодной мембраны при
плотности тока 100-150 А/м2, напряжении на электродах 3 В, концентрации ТМ - 55 г/л и НСl - 19
г/л остаточное содержание золота в смоле 0,2 - 0,4 мг/г получено при продолжительности процесса
6 ч. Степень электродесорбции золота составила 95—97%, при осаждении на катоде 87,0 - 92,0%.
Содержание золота в катодном осадке составляет 80-85%. По сравнению с динамическим
элюированием при электродесорбции золота процесс ускоряется в 3—4 раза при отсутствии
анодных диафрагм и плотности тока 10—20 А/м2 и в 20-25 раз при наличии диафрагм и повышении
плотности тока до 100-150 А/м2. Повышение скорости электроэлюирования объясняется сдвигом
равновесия реакции десорбции золота и увеличением скорости диффузии ионов тиомочевинных
комплексов золота из зерен ионита вследствие уменьшения концентрации этих ионов в растворе
при электроосаждении металла. Процесс электродесорбции примесей — меди, цинка и железа —
щелочным раствором NaCI разработан А.С.Строгановым. Рекомендуемые условия: анодная
диафрагма - катионитовая мембрана, плотность тока 150-200 А/м2; элюирующий раствор: 75-85 г/л
NaOH + 60—75 г/л NaCI; количество раствора 2 объема на 1 объем смолы, продолжительность
процесса 6-10 ч. Остаточное суммарное содержание примесей в смоле составляет 1,5-3,5 мг/г.
Главным препятствием к промышленному внедрению разработанных методов электроэлюирования
является отсутствие удовлетворительной конструкции электролизера, которая могла бы обеспечить
стабильное проведение процесса в производственных условиях. [2]
В качестве возможных вариантов извлечения золота из тиокарбамидных растворов могут
быть также применены: ионная флотация, экстракция с TOA, гидратное (NaOH) осаждение с
последующей переработкой получаемых золотосодержащих осадков методом цианирования,
восстановление газообразным водородом и другие способы.
21
8. РЕКОМЕНДУЕМАЯ СХЕМА ИЗВЛЕЧЕНИЯ
БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ МЕГРАСАРСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ
8.1 Типовая схема для тиомочевинной извлечении благородных металлов из руды
Руда
Дробление до 200-300мм, щековая дробилка
Дробление до 20-30мм, конусная дробилка
Измельчение до 74 мкм,
ТМа, ЖАК
H2SO4,
H2O
Реактор
Фильтрация
H2O
Фильтрат
Осадок
Электрохимическое осаждение золота
металлов
Экстракция
золото
Карчер
электродов
Концентрат
золото
Хвост
золотом
Хим. Обработка и плавка Аu Ag
золото
22
8.2 Предлогаемая схема для извлечения благородных металлов из руды Меграсарского
участка, месторождение Карасар-Прихребтовье
Руда
Дробление до 500мм, щековая дробилка
Дробление до 210мм, тонкая щековая
драбилка
Измельчение до 74 мкм,
H2SO4,
H2O
ТМа, ЖАК
Реактор
Фильтрация
Фильтрат
Электрохимическое осаждение золота
металлов
Хвост
золото
Карчер
электродов
золотом
Хим. Обработка и плавка Аu Ag
8.2.1 Основные оборудования
-
Питатель,
Щековая дробилка,
Вибрационный питатель,
Тонкая щековая дробилка,
Комплект мельницы, мельница с подверсным устройством высокого давления,
Шнековый конвейер,
Шкаф управления,
Металлический реактор с мешалкой,
Пресс-фильтор с ленточным конвейером.
23
7. ЗАКЛЮЧЕНИЕ
7.1
Рудный
материал
Меграсарского
месторождения
согласно
минералогическим
исследованиям различается по степени окисления и по менеральному составу.
До глубины 50-60 м руды Меграсарского месторождения находится в сильно-окисленной
форме, содержание серы не превышает 0.5 %-а. Золото в рудном теле находится
в
тонкодисперсионном состоянии как в свободном, так и в виде соеденении. Около 80% золота
находится в свободном состоянии, из них приблизительно 70 % менее 50 мкм, а 30% менее 25мкм.
Исходя из вышесказанного и учитывая экологические аспекты, нами выбран тиомочевинный
способ выщелачивания согласно указанной схеме.
В дальнейшем по сульфидным рудам не исключается применение схемы обогащения
(гравитация, флуаитация) с последующим выщелачиванием цианидом или тиомачевиной. При
упорных рудах рассматривается также применение технологий биоокисления.
При выщелачивании руды образуются так называемые “хвасты”, состав некоеорых образцов
представлены в таблице-5:
Таблица-5
Силикатный анализ хвостов:
No/No
Наименование
1
2
3
Хвост-1
Хвост -2
Хвост -3
Si O2
%
86.26
78.60
80.30
Al2O3
%
4.82
9.65
8.27
Fe2O3
%
0.25
3.00
5.79
MgO
%
0.55
CaO
%
0.56
1.70
1.18
S
%
1.4
0.6
0.5
ППП
%
5.30
5.20
3.14
Таблица-6
Пробирий анализ хвостов:
No/No
Наименование
1
2
3
4
Хвост-1
Хвост -2
Хвост -3
Хвост -4
Au
г/т
0.53
0.63
0.87
0.82
Ag
г/т
1.87
2.95
4.93
2.38
Ведутся работы по переработке хвастов для различного целевого назначения (строительства,
стекловарение, компазитные материалы и т. д.).
24
7.2 Себестоимость добычи/переработки одной тонны золотосодержащей руды
По тиомочевиной технологии
/ед. изм .в долларах США/
-Сырье/материалы(химикаты,реагенты и т.д) – 28,5
-Затраты на добычу руды( в т.ч. техника,топливо) – 4,5
-Энергоносители (эл-во, вода и т.д) – 2,7
-Зарплата основных рабочих (вкл. пенсионный фонд,подоходный налог)- 1,4
-Внутренняя транспортировка– 1,3
-Административные расходы – 0,8
-Аммортизация – 1,55
-Лаборатория/тестирование – 0,35
-Страховка/охрана - 1,6
-Коммуникациии – 0,085
-Отчисления по роялти/экология – 1,4
-Коммерческие расходы (продажа/маркетинг) – 0,1
Итого - 44,18 долл. США
Себестоимость добычи и переработки одной тонны золотосодержащей руды
По технологиям тиомочевины .
Конечная продукция – золотой слиток чистоты 99,95%.
Размер инвестиции для организаци производство составляет 3 000 000 /три миллиона/ долл. США.
25