Автор: Бочаров В.А. Абрютин Д.В.
Теги: обогащение минерального сырья геология обработка металлов минералогия
ISBN: 978-5-87623-416-2
Год: 2011
Текст
МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ РФ
ФЕДЕРАЛЬНОЕ ГОСУДАРСТВЕННОЕ АВТОНОМНОЕ ОБРАЗОВАТЕЛЬНОЕ УЧРЕЖДЕНИЕ
ВЫСШЕГО ПРОФЕССИОНАЛЬНОГО ОБРАЗОВАНИЯ
«НАЦИОНАЛЬНЫЙ ИССЛЕДОВАТЕЛЬСКИЙ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ «МИСиС»
В.А. Бочаров
Д.В. Абрютин
Технология
золотосодержащих руд
Монография
Под редакцией действительного члена
Академии горных наук,
профессора В.А. Бочарова
ИЗДАТЕЛЬСКИЙ ДОМ
Москва 2011
УДК 622.7.09
Б86
Издание осуществлено при финансовой поддержке Российского фонда
фундаментальных исследований по проекту № 10-05-07102
Рецензенты'.
акад. РАЕН, проф. А.А. Абрамов', д-р техн, наук, проф. Л.С. Стрижко
Бочаров, В.А.
Б86 Технология золотосодержащих руд : моногр. / В.А. Бочаров,
Д.В. Абрютин. - М. : Изд. Дом МИСиС, 2011. - 420 с.
ISBN 978-5-87623-416-2
Изложены сведения о сырьевой базе золотосодержащих руд; рассмотре-
ны технологические особенности вещественного состава различных типов
упорных руд; описаны свойства минеральных образований и ассоциаций зо-
лота. Приведена характеристика процессов и аппаратов обогащения руд, ос-
новные технологические способы и методы извлечения золота с применени-
ем гравитационных, магнитоэлектрических, флотационных, гидрохимиче-
ских и химико-металлургических методов. Отмечены особенности отечест-
венной и зарубежной практики и схем обогащения золота; приведены приме-
ры гидрохимической технологии золотосодержащих руд и материалов; выде-
лены технологические особенности гидрометаллургической переработки пи-
ритных, пирротиновых, сурьмяных, теллуридных, полиметаллических, мед-
но-цинковых, глинистых, углистых и других руд и материалов. Рассмотрены
физико-химические способы выщелачивания золота из упорных руд и мето-
ды его извлечения из растворов; описана технология плавки золотосодержа-
щих концентратов и продуктов; приведены технологические схемы золото-
извлекательных фабрик российских и зарубежных предприятий.
Для научных работников, специалистов золотоизвлекательных предпри-
ятий, обогатительных фабрик, химико-металлургических цехов, перерабаты-
вающих золотосодержащее сырье, может быть полезна аспирантам, студен-
там, преподавателям высшей школы, инженерам, бакалаврам, магистрам.
УДК 622.7.09
ISBN 978-5-87623-416-2
© В.А. Бочаров,
Д.В. Абрютин, 2011
ОГЛАВЛЕНИЕ
Предисловие..................................................6
1. Характеристика вещественного состава руд..................9
1.1. Минеральный состав....................................9
1.2. Технологическая классификация........................16
1.3. Развитие технологии извлечения золота................49
1.4. Применение благородных металлов......................54
1.5. Требования к качеству сырья..........................56
2. Физико-химическая характеристика благородных металлов....58
2.1. Особенности вещественного состава руд................58
2.2. Физико-химические свойства золота....................65
2.3. Растворение золота в растворах химических соединений.79
2.3.1. Критерии устойчивости золота.....................79
2.3.2. Растворение в кислотах...........................81
2.3.3. Растворение золота в растворах хлора, йода и брома.81
2.3.4. Тио карбамидное и тиосульфатное растворение
золота....................................................83
2.3.5. Цианирование.......................................85
2.3.6. Восстановление (осаждение) золота из растворов
выщелачивания...........................................88
2.3.7. Технологические свойства, определяющие выбор
способов и аппаратов обогащения золота..................94
3. Подготовка минерального сырья к обогащению...............97
3.1. Раскрытие золота.....................................97
3.2. Дробление руд........................................98
3.3. Измельчение руд.....................................107
3.4. Рудо подготовка и кондиционирование пульп...........112
3.5. Физико-химические способы разделения минералов......119
3.6. Характеристика основных технологических процессов
обогащения золота........................................133
3.6.1. Гравитационные процессы.........................133
3.6.2. Магнитоэлектрические методы.....................184
3.6.3. Флотация золота.................................198
4. Гравитационно-флотационные схемы извлечения золота......204
4.1. Основные процессы рудоподготовки....................204
4.2. Практика гравитационно-флотационных схем
обогащения...............................................211
3
4.3. Особенности гравитационно-флотационных схем извле-
чения золота........................................254
5. Гидрометаллургические процессы переработки руд
и продуктов...........................................288
5.1. Кислотное выщелачивание........................288
5.2. Выщелачивание в растворах хлора, йода, брома...289
5.3. Тиокарбамидное, тиосульфатное и сульфитное
выщелачивание.......................................292
5.4. Растворение золота в сернощелочных растворах...296
5.5. Выщелачивание золота щелочными растворами
цианидов............................................297
5.6. Выщелачивание просачиванием....................298
5.7. Кучное выщелачивание...........................299
5.8. Выщелачивание перемешиванием...................301
5.9. Сорбционное выщелачивание......................302
5.10. Автоклавное выщелачивание.....................303
5.11. Биохимическое выщелачивание...................306
5.12. Способы осаждения золота из растворов.........311
5.13. Практика химического обогащения...............320
5.13.1. Переработка пиритсодержащих руд и продуктов..320
5.13.2. Переработка пирротинсодержащих руд
и продуктов.......................................330
5.13.3. Переработка сурьмяных продуктов...........331
5.13.4. Переработка сернистых руд.................334
5.13.5. Обогащение глинистых руд..................342
5.13.6. Обогащение руд черных металлов............348
5.14. Магнитно-электроимпульсная обработка..........350
5.15. Электрохимическая обработка...................350
5.16. Обработка энергией ускоренных электронов
и электромагнитными импульсами с высокой
напряженностью магнитного поля......................352
6. Пирометаллургические способы переработки концентратов.354
6.1. Окислительный обжиг............................355
6.2. Хлорирующий обжиг..............................363
6.3. Щелочной и сульфидизирующий обжиг..............369
6.4. Вакуумный обжиг................................370
6.5. Плавка медных концентратов.....................371
6.6. Плавка цинковых концентратов...................373
4
6.7. Плавка свинцовых концентратов....................375
6.8. Плавка сурьмяных продуктов и сульфидных
концентратов..........................................379
6.9. Плавка концентратов на сплав металл Доре.........381
6.10. Основы аффинажной переработки золотосодержащих
материалов.............................................383
6.11. Хлорирование и электролитическое рафинирование
золота и серебрянозолотых сплавов......................384
7. Обезвреживание сточных вод обогащения и растворов
выщелачивания золота и цветных металлов.................389
7.1. Очистка сточных цианистых вод....................389
7.2. Очистка отработанных электролитов и сточных вод..392
7.3. Пробоотбор и контроль на предприятиях,
перерабатывающих золотосодержащие руды................409
Библиографический список................................413
5
ПРЕДИСЛОВИЕ
Технологические схемы переработки золотосодержащих руд в за-
висимости от особенностей минерального, фазового, химического,
гранулометрического состава сырья, крупности и геометрической
формы частиц золота, чистоты поверхности золотин, которые опре-
деляют «упорность» минерального сырья, весьма многообразны и
включают десятки технологических операций, сочетающих обогати-
тельные и химико-металлургические процессы.
Современные технологии имеют развитые циклы рудоподготови-
тельных операций, основные из которых: рентгенорадиометрическая
сепарация, само- и полусамоизмельчение; каскады гравитационных
аппаратов, доводка черновых концентратов, методы магнито-
электрической и электронной сепарации, флотационные процессы;
различные способы химического выщелачивания (кучное, чановое,
автоклавное, сорбционное, бактериальное, «уголь в пульпе»); спосо-
бы осаждения золота из растворов выщелачивания (сорбционно-
экстракционные, электролиз), электролитическое рафинирование и
многие другие специфичные методы переработки руд, концентратов,
минеральных материалов; пирометаллургические процессы обработ-
ки золотосодержащих руд, концентратов и продуктов цветных ме-
таллов. Книга состоит из семи глав.
В первой главе приведены химико-минералогическая характери-
стика золотосодержащих руд, генетическая и технологическая клас-
сификация; выделены технологические особенности минеральных
образований золота, рудных, породных и сопутствующих минералов;
указаны справочные сведения о производстве золота в Российской
Федерации, зарубежных странах и регионах мира, состояние техно-
логии, характеристика благородных металлов, их применение в эко-
номике.
Во второй главе рассмотрены особенности химического и мине-
ралогического состава руд, физико-химические свойства благород-
ных металлов, их минеральных образований, гранулометрический
состав минералов и золота; систематизированы химические свойства
золота, условия растворения его в растворах кислот, щелочей, циа-
нида, тиомочевины, тиосульфатов; способы осаждения золота из рас-
творов.
6
В третью главу включены способы подготовки минерального сы-
рья к обогащению, условия раскрытия золота и его минеральных
форм, схемы, режимы рудоподготовки и кондиционирования пульп
перед разделением минералов по крупности, плотности, растворимо-
сти и т.д.; дана краткая характеристика технологических процессов;
гравитационных методов и аппаратов, особенности применения кас-
када гравитационных аппаратов, модульных установок, доводки чер-
новых концентратов, магнитоэлектрических методов, флотационных
способов.
В четвертой главе подробно рассмотрены гравитационно-
флотационные технологии золотосодержащих руд: схемы, режимы и
показатели обогащения российских и зарубежных золотоизвлека-
тельных фабрик.
В пятой главе освещены гидрохимические и гидрометаллургиче-
ские процессы переработки руд и концентратов: выщелачивание с
использованием кислот, растворов хлора, йода, брома, тиокарбамида,
тиосульфата, серощелочных и цианидных растворов; способы и ап-
параты выщелачивания, включая биохимические процессы; приведе-
ны примеры гидрохимического выщелачивания золота; описаны спо-
собы осаждения золота, схемы химического обогащения руд и кон-
центратов (пиритных, пирротиновых, сурьмяных, серных, глинистых
и др.); дана практика химического обогащения; описаны магнито-
электрические способы.
В шестой главе описаны пирометаллургические процессы перера-
ботки концентратов: обжиг, плавка упорных концентратов - медных,
цинковых, свинцовых, сурьмяных, сульфидных; плавка концентратов
на металл Доре.
В седьмой главе даны способы обезвреживания сточных вод обо-
гащения и растворов выщелачивания золота и цветных металлов;
приведены основы организации пробоотбора и контроля на золото-
извлекательных предприятиях.
Главы 1-4 написаны В.А. Бочаровым, гл. 5, 6 - В.А. Бочаровым
совместно Д.В. Абрютиным; гл. 7, 8 - Д.В. Абрютиным. Предисло-
вие и заключение написаны В.А. Бочаровым.
В обобщении материалов по теории и практике переработки золо-
тосодержащих руд, а также консультативную, практическую помощь
и редакционные рекомендации оказывала доц., канд. техн, наук
В.А. Игнаткина.
7
Авторы благодарны авторам книг по обогащению и металлургии
благородных и цветных металлов: Ю.А. Котляру, М.А. Меретукову,
Л.С. Стрижко, В.В. Лодейщикову, М.И. Фазлуллину, А.А. Абрамову,
Э.В. Адамову, В.П. Небере, В.А. Игнаткиной и другим, а также авто-
рам докладов, тезисов, статей, опубликованных в трудах конферен-
ций «Плаксинские чтения», «Неделя горняка», «Конгресс стран
СНГ», в журналах «Цветные металлы», «Горный журнал», «Обога-
щение руд», и многим другим ученым и специалистам за ценные ма-
териалы и рекомендации.
8
1. ХАРАКТЕРИСТИКА ВЕЩЕСТВЕННОГО
СОСТАВА РУД
1.1. Минеральный состав
Понятие «вещественный состав» включает в себя информацию о
минералогическом, химическом, фазовом, гранулометрическом со-
ставе, текстурно-структурных характеристиках, физико-химических
и технологических свойствах рудного сырья. Параметры веществен-
ного состава определяются при технологическом опробовании, гео-
лого-технологическом картировании, геолого-технологическом мо-
делировании, которые осуществляются на всех стадиях геологиче-
ских работ, технологической оценки и промышленной переработки
руд. При этом решаются следующие задачи:
- изучение минералогического и химического состава, минераль-
ных форм рудных и породных компонентов;
- исследование технологических свойств минералов и руд с це-
лью определения оптимальных методов их разделения;
- исследование возможных способов повышения контрастности
свойств разделяемых полезных и породных компонентов;
- определение текстур но-структурных признаков во взаимосвязи
с технологическими свойствами и показателями обогащения;
- выделение технологических типов и сортов руд разных тел,
блоков, горизонтов с определением прогнозируемых показателей
обогащения по исследованным технологическим схемам;
- определение комплекса критериев, характеризующих вещест-
венный состав типов руд по основным технологическим параметрам,
на основе которых формируются технологические свойства руд и
минералов, определяющие направления в разработке оптимальных
схем обогащения;
- классификация и изучение вещественного состава техногенных
месторождений с определением экономической оценки утилизации
минеральных складированных материалов с извлечением ценных
компонентов.
Технологические свойства минералов и выбор методов обогаще-
ния определяются типоморфно-генетичекими особенностями форми-
рования рудо проявлений золота и других благородных металлов.
Различным генетическим типам месторождения (в основу которых
9
положена классификация Бетехтина) присущи строго конкретные
ассоциации минералов и рудных элементов (табл. 1.1).
Таблица 1.1.
Распределение компонентов в некоторых генетических типах месторождений
Г енетические типы месторождений Полезные и рудные компоненты
Основные Попутные
Магматический тита- номагнетитовый Железо, тиган, вана- дий, апатит Хром, платиноиды, медь, цир- коний, золото, серебро, титан, ниобий, редкие земли, галлий, скандий
Магматический медн о-никелевый Никель, медь, ко- бальт, платиноиды Селен, теллур, серебро, золото, пирротин, таллий, галлий
Пегматитовый редкометалвный Литий, бериллий, тантал, ниобий Олово, уран, торий, рубидий, титан, скандий, иттрий, цезий, церий, редкие земли, ювелирные камни, кварц-полевошпатовые, керамическое сырье
Карбонатитовый редкометалвный Ниобий, тантал, цир- коний, редкие земли Уран, торий, стронций, барий, скандий, цементное сырье
Скарновый магнетитовый Железо Кобальт, ванадий, никель, бор, висмут, селен, теллур, серебро, редкие земли, скандий, берил- лий, цирконий,платина
Г идротермалвный медн о-молибденовый Молибден, медь Вольфрам, рений, германий, висмут, селен, теллур, золото, серебро
Г идротермалвный молибден- вольфрамовый Молибден, вольфрам Олово, бериллий, висмут, скан- дий, теллур, селен, серебро, золото
Г идротермалвный касситериг- сульфидный Олово, свинец, цинк Индий, медь, кобальт, кадмий, германий, селен, теллур, серебро, золото, висмут, галлий, таллий, бериллий, скандий, редкие земли
Гидротермальный и стратиформный Свинец, цинк Серебро, кадмий, германий, кобальт, висмут, индий, галлий, медь, селен, теллур, олово, тал- лий, сурьма, бериллий, золото, барит
Колчеданный медно- цинковый Медь, пирит, цинк Кадмий, германий, серебро, золото, кобальт, висмут, сви- нец, индий, галлий, ртуть, сурьма, мышьяк, таллий, селен, платиноиды
Стратиформный, ме- дистые песчаники и сланцы Медь Свинец, цинк, кобальт, серебро, золото, рений, селен, платинои- ды
10
На выбор схемы и показателей обогащения влияют основные гео-
лого-минералогические критерии: содержание ценных компонентов,
минералогический состав рудных и породных минералов, формы про-
явления ценных элементов, изоморфизм и примесный состав минера-
лов, степень окисленности, текстурно-структурные признаки [1-3].
Формы нахождения золота в земной коре разнообразны: самород-
ное, теллуридное, ферри-формы, тонкодисперсные включения в
сульфидах, сорбированное, металлоорганическое, водорастворимое.
В зависимости от массового содержания и соотношения форм разно-
образны и типы золотосодержащих руд и месторождений. Техноло-
гическая оценка золотосодержащих руд определяется генотипом ме-
сторождения, глубиной и условиями залегания руд, характером руд-
ной минерализации, содержанием, крупностью, формой нахождения
золота, наличием примесей.
Технологические свойства золота в техногенном месторождении
значительно отличаются от рудного золота. При хранении золотосо-
держащих пород и хвостов золотоизвлекательных предприятий в от-
валах, на складах, хвостохранилищах происходят значительные гео-
химические изменения исходного минерального материала. Золото,
несмотря на низкую растворимость, способно к комплексообразова-
нию, механической миграции и геохимической подвижности в виде
микроскопических форм. С разрушением золотосодержащих рудных
минералов и пород под действием различных климатических и гео-
химических факторов при хранении в техногенных минеральных
объектах (ТМО) золото может переходить в раствор, мигрировать и
осаждаться повторно. Процессы миграции золота при техногенном
минералообразовании зависят от степени устойчивости к разруше-
нию рудных минералов - носителей золота. Устойчивость горных
пород в техногенных объектах в отношении выделения золота в
жидкую фазу можно расположить в ряд: метаморфические - магма-
тические кислые - габброиды - ультрабазиты - гранодиориты -
кварцевые диориты - диориты - габбродиориты - амфиболиты - уг-
листые и глинистые сланцы - алевролиты. Кроме механического пе-
реноса возможно и химическое растворение золота, которое проис-
ходит на всех стадиях рудообразования, разработки, обогащения,
хранения, транспортировки золотосодержащих материалов.
Сульфидные золотосодержащие руды. Основная золотосырье-
вая база коренных месторождений сосредоточена: в России - на Ура-
11
ле, в Якутии, в Забайкалье, на Дальнем Востоке и Северо-Востоке; в
Казахстане - в регионах Севера, Запада и Востока; значительно
меньшие запасы золота имеются в Киргизии и Узбекистане. Основ-
ную часть рудных месторождений золота составляют гидротермаль-
ные эндогенные золото-кварцевые, золото-кварц-сульфидные, золо-
то-теллуридные, золото-сульфидные. Большинство экзогенных ме-
сторождений приурочено к корам выветривания, «железным шля-
пам» серно-медно-колчеданных и полиметаллических месторожде-
ний, а также к россыпям. Месторождения ЮАР, Танзании, Ганы и
других регионов мира в основном являются мето мор физированными
ко нгломератами.
Общая характеристика руд
Полезные компоненты в рудах представлены разными формами:
- самостоятельные минеральные образования;
- изоморфные примеси в кристаллических решетках рудных и по-
родных минералов;
- рассеянные или сорбированные в зернах или на поверхностях
других минералов;
- биоорганические соединения и другие формы.
По распространенности и значимости минералы золотосодержащих
руд разделяют на рудные, породные, главные, второстепенные и ред-
кие. Главные рудные минералы, как правило, являются концентрато-
рами ценных компонентов, основные из которых, содержащиеся в ру-
дах цветных и благородных металлов, приведены в табл. 1.2 [3].
Таблица 1.2
Главные рудные минералы
Металлы Минералы Формула Содержание основного компонента, % Примеси
Висмут Висмутин Bi2S3 81,3 Cu,Pb,Hg,As,Sb, Fe,Se,Te,Zn,In, Au,Ag
Тетрадимит Bi2Te2S 59,3 Ag,Au,Cu,Pb
Г аленовисмутит PbBi2S4 55,5 Sb,Se,Au,Cu,Fe
Матильдит AgBiS2 54,8 Pb,Au,Ag,Se
Козалит РЬгВ12 S3 42,1 Cu,Au,Ag,Te,Tl, Mn,Se,Fe,Sb
Аикинит PbCuBiS3 36,3 Au,Ag,Te,Ni,Fe,Sb
12
Продолжение табл. 1.2
Кобальт Пирит (Fe,Co)S2 14,0 Au,Ag,Ni,Cu,As, Sb
Пентландит (Fe,Ni,Co)9 Ss 10,0 Cu,Ag,Au,Se,Te, Ru,Pd
Медь Самородная Си 98,0 Au,Ag,Zn,Pb,Bi, Ge,Hg,Fe,V,As
Халькозин Cu2S 79,9 Fe,Au,Ag,Co,Ni, As
Халькопирит CuFeS2 32,9 Au,Ag,Zn,In,Tl, Bi,Pb,Sn,Se,Te, Co,Ni,Cd,Ge,Ga, Mn,As
Ковеллин CuS 66,5 Ag,Se,Pb,Fe
Борнит Cu5FeS4 63,3 Ag,Re,Se,Te,Co, Ni,Pb,Zn
Теннантит Cu12As4 S13 45,8 Ag,Fe,Bi,Zn,Co, Ni,Hg,Se,Te,Ge, Ga,Cd
Тетраэдрит Cu12Sb4S13 51,6 Ag,Fe,Bi,Zn,Co, Ni,Hg,Se,Te,Ge, Ga,Cd
Азурит Cu3(OH)2 (CO3)2 55,5 Au,Si
Мышьяк Самородный As 98,0 Sb,Hg,Fe,Ni,Au, Cu,Bi,Pb,Zn,Mn,Ba
Арсенопирит FeAsS 46,0 Co,Ni,Sb,Bi,Au, Ag,Cu,Pb,Zn,Mn
Леллингит FeAs2 72,8 Co,Ni,Sb,Bi,S,Te, Au,Ag,Cu
Никель Бравоит (Ni,Fe)S2 30,0 Co,Cu,Au,Ag,Hg, Zn,Pb,Cd,Ge
Пирротин (Co,Ni,Fe)„S 0,4 Ni,Co,Cu,Ag,Pt, Pd,Ru,Rh,Os,Ir
Пентландит Fe4Ni4 (Co,Ni,Fe)„S8 34,2 Cu,Ag,Se,Te,Ru, Rh,Pd
Ртуть Самородная Hg 100,0 Au,Ag
Киноварь cc-HgS 86,0 Au,Ag,Se,Sb,As, Си,Ta
Колорадоит HgTe 61,1 Bi,Au,Ag,Pb,Cu
Свинец Галенит PbS 86,6 Ag,Se,Te,Sb,As, Ti,Cd,Tl,Cu,Zn, Mo,U,In
Алтаит PbTe 61,9 Au,Ag,Cu,Fe,Se,S
13
Продолжение табл. 1.2
Свинец Буланжерит Pb5Sb4Sn 55,4 Bi,Ag,Cu,Zn,Hg, Fe,As
Бурнонит PbCuSbS3 42,3 Ag,Zn,Bi,Ni,Mn, Fe,As
Джемсонит Pb4FeSb6S14 40,2 Bi,Ag,Cu,ZiiAs,Mn
Сурьма Самородная Sb 98,0 Au,Ag,Fe,As
Антимонит Sb2S3 71,4 As,Bi,Au,Ag,Pb, Cu,Fe,Zn,Co,Mo, Ni,V,Ga,Sr
Цинк Сфалерит ZnS 67,1 Fe,Mn,Cu,In,Cd,Hg, Ga,Ge,Se,Te, Au,Ag,T a,Pb,Ni, Bi, Sb, As
Теллур Самородный Те 97,9 Se,Au,Ag,Fe
Алтаит PbTe 38,1 Se,Au,Ag,Cu,Fe,S
Гессит Ag2Te 37,1 Au,Bi,Pb,Fe,Cu,Mg
Тетрадимит Bi2Ti2S 36,2 Au,Se,Cu,Sb,Fe
Креннерит (Au,Ag)Te2 56,4 Sb,Cu,Fe
Калаверит (Au,Ag)Te2 56,4
Сульванит (Au,Ag)Te4 62,6 Sb,Cu,Ni,Se,Fe,S
Голдфелит (СиАиДп)12 (Sb,Te)4S13 16,0 Ag,Bi,As,Fe
Золото Самородное Au 60...99 Ag,Cu,Bi,Pt,Pd, Hg,Fe
Электрум Au,Ай 30...60 Cu,Bi,Hg
Калаверит AuTe2 43,6 Ag
Креннерит (Au,Ag)Te2 33,0 Cu,Fe,Sb
Сильванит (Au,Ag)Te4 24,2 Sb,Cu,Ni,Se,Fe,S
Серебро Самородное Ag 87...99 Au,Hg,As,Sb,Bi, Cu,Fe,Zn,Pb
Аргентит P-Ag2S 87,1 Cu,Fe,Zn,Sb,Se
Акантит a-Ag2S 87,1 Cu,Fe,Zn
Петцит Ag3AuTe2 41,7 Hg,Cu,Mo,Se,Fe
Интерыбергит AgFe2S2 34,2
Науманнит Ag2Se 73,2 Pb,S
Дискразит Ag3Sb 72,7 As,Cu
Агвиларит Ag4SeS 79,5 Cu,Sb,Fe
Плати- ноиды Платина самородная Pt 98... 99,5 Pd,Fe,Rh,Cu,In, Au
Изоф ерроплати- на Pt3Fe 86...93 Rh,Ir,Pd,Os,Ru, Ni,Cu
Тетр аферро пла- тина PtFe 75...80 Cu,Ni,Ir,Rh,Pd
14
Продолжение табл. 1.2
Осмиридий (Os,1г) Ir-до 79,0 Os-до 40,0 Ru,Pt,Rh,Fe,Ni, Pd,Cu
Иридосмин (Ir,Os) Os-до 80,0 Ir-до 46,0 Ru,Ni,Rh,Fe,Ni
Атокит Pd3Sn 72,9 Pb,Te,Bi,Sb,As
Котульскит Pd(Te,Bi) До 46 Pt,Pb,Sb,Ag,Cu
Куперит PtS 85,9 Pd,Ir,Ni,Fe,Rh
Бреггит (Pd,Pt)S Pt-до 69,0 Pd-до 43,0 Ni,Rh,Zr,As,Ag
Лаурит RuS2 61,2 Os,Ir,Rh,Pt,Fe,Cu
Эрлихманит OsS, 74,8 Ru,Ir,Rh,Pt,Fe,Pd
Сперрилит PtAs? 56,5 Rh,Fe,Cu,Sb,S,Sn
Примечание. В табл.1.1 и 1.2 использованы данные А.Г. Бетехтина, А.А. Годови-
кова, Д.Дена, В.М. Изоитко и др.
Второстепенные минералы содержатся в рудах в небольшом ко-
личестве и существенно не влияют на выбор технологии для извле-
чения основных ценных компонентов. Минералы, в которых заклю-
чена основная масса полезного компонента, являются минералами-
носителями или минералами-концентраторами. Технологические
схемы должны предусматривать извлечение этих минералов, а также
других ценных сопутствующих компонентов.
Схемы измельчения, классификации руд цветных и благородных
металлов в значительной степени определяются твердостью (по шка-
ле Мооса) основных рудных минералов: меди (1...6), железа (2...6,5),
молибдена (1...4,5), никеля (2...6), свинца (1...4), цинка (2...5,5), зо-
лота и его минеральных форм (2...3), серебра и его минеральных
форм (1...2,5), платиноидов и их минеральных форм (2...7,5). По
данным академика РАН К.Н. Трубецкого, практически все группы
рудных минералов имеют широкий диапазон твердости - от единицы
до 7,5, что необходимо учитывать при выборе схем, определении оп-
тимальной степени раскрытия, как легко измельчающихся (1... 4), так
и наиболее крепких (4...7,5) минералов. На разрушение и измель-
чаемость пород и руд влияют крепость породных минералов, их
твердость и крупность минеральных агрегатов. Большинство пород-
ных минералов, слагающих руды цветных и благородных минералов,
имеют неодинаковую твердость 2...7,5; наиболее твердые: авгит
(5...6), альбит (6...6,5), апатит (5), арагонит (4), диопсид (6), жадеит
(7), кальцит (3,5), кварц (7), корунд (9), лабрадор (6,5), лазурит (5,5),
15
марказит (6), мельниковит (5), микроклин (6,5), оливин (7), опал
(5,5), ортоклаз (6,5), пироксен (6), пироп (7,5), плагиоклазы (6,5), по-
левые шпаты (6,5), фосфорит (5). Лишь немногие породные минера-
лы - слюды, гипс, графит, доломит, криолит, серпентин, хлорит, яро-
зит и другие - имеют твердость 1.. .3,5.
Качественный, количественный состав, соотношение рудных и
породных минералов, количественный состав легкошламующихся и
твердых минералов, характер их крупности и равномерность распре-
деления по рудному телу определяют выбор технологии усреднения,
дробления, измельчения, грохочения, классификации и способов
обогащения.
1.2. Технологическая классификация
В России длительное время основными сырьевыми источниками
производства золота являлись россыпи, но в настоящее время благо-
даря государственной политике и инициативе золотопромышленни-
ков основной рост производства золота предполагается осуществить
за счет освоения исключительно эндогенных рудных месторождений
и метаморфических образований. Существует множество классифи-
каций месторождений руд [3] (Ю.А. Билибин, К.И. Богданович, М.Б.
Бородаевский, Г.П. Воларович, М.И. Новгородова, Н.В. Петровский,
И.С. Рожков, В.И. Смирнов и др.). Все они имеют общие признаки:
плутоногенные месторождения - в основном гидротермальные; глу-
бинные - высокотемпературные; вулканогенные - приповерхност-
ные или малоглубинные и низкотемпературные.
Основные причины, осложняющие систематизацию руд, следую-
щие:
1) часто месторождения золота разнообразны по времени образо-
вания и ассоциированы с минералами цветных, редких и других ме-
таллов ?
2) рудо проявления золота формируются в широком диапазоне
температур (400... 1300 °C), на различных глубинах (0,5...5 км) и ге-
нетически связаны с основными, ультраосновными, щелочными и
кислыми породами. Помимо этого вмещающие породы могут быть
вулканогенные и осадочные;
3) золото проявляется в достаточно высоких концентрациях в ме-
сторождениях руд цветных, редких, радиоактивных и других метал-
лов в виде примесей в различных формах;
16
4) месторождения золота, как правило, комплексные, содержащие
кроме золота цветные, редкие и другие металлы, стоимость которых
часто превышает стоимость золота.
Обобщающая классификация содержит элементы генетического
класса, определяющего условия рудообразования: например - магма-
тический, скарновый, гидротермальный (низкотемпературный), кол-
чеданный, метаморфизованный и метаморфический - всего семь ти-
пов. Геол ого-промышленные типы руд этой классификации насчи-
тывают одиннадцать групп, основные из них - медно-никелевые
(Норильск, Талнах); золото-халькопиритовые (Ольховское, Синю-
хинское и др.); золото-кв ар ц-пиритовые (Советское, Мурунтау и др.);
зо лото-кварц-ар сенопиритовые (Кочкар и др.); золото-
полисульфидные (Березовское, Валей, Дарасун и др.); золото-
антимонитовые (Сарылахское и др.); золото-медно-молибденит-
порфировые (Кальмакыр и др.); теллуридно-полисульфидные (Крипл
Крик и др.); золото-серебро-сульфидные (Куранах, Балей, Тассеев-
ское и др.); золото-халькопирит-пир итовые (Гайское, Зырянов ское и
др.); золото-пирит-уранитовые (Витватерсранд); углерод-сульфидно-
кварцевые (Сухой лог и др.) [3, 64, 65].
Породные минералы вмещающих пород весьма разнообразны:
скарны (граниты, диабазы, дпорит-порфиры, кварцевые порфиры);
граниты, гранодидиориты, гранитпорфиры, углистые сланцы; мон-
цониты, диориты, плагиограниты; сиониты, монцониты, диоритовые
порфириты, габброиды, углистые и графитистые сланцы; андезиты,
дациты, габбродиориты, песчаники, сланцы; базальты, кварцевые
долериты, туфы, лавы; песчаники, конгломераты. Вещественный со-
став золоторудных месторождений весьма разнообразен.
Генетическая и геолого-технологическая классификация, пред-
ставленная и процитированая в работах В.М. Изоитко, позволяет
прогнозировать принципиальные схемы обогащения в зависимости
от особенностей вещественного состава минерального сырья.
Рудные тела Кочкарского месторождения по составу относят к зо-
лото-кварц-сульфидной минерализации. Золото ассоциировано с квар-
цем, пиритом, арсенопиритом, тетрадимитом, халькопиритом, блек-
лыми минералами меди. Форма выделения золота- комковидная и
дендритообразная. Размеры золотин колеблются от тысячных долей до
нескольких миллиметров, пробность золота - 800...970. Золото место-
рождений Северо-Востока характеризуется кварцевыми жилами, дай-
17
ками кислого состава, прожилковыми зонами. Золотое оруденение
связано с кварцевыми или кварц-альбит-карбонатными прожилками и
жилами, в которых преобладают рудные минералы: пирит, арсенопи-
рит, пирротин, золото, шеелит, галенит, сфалерит, джемсонит, анти-
монит, халькопирит, блеклые руды. Золото чаще встречается в сво-
бодном виде в крупных зернах, дендритовых прожилках, самородках.
Для руд Хаканджинского месторождения (Охотский массив) ха-
рактерно, что в кварцевых жилах и прожилко вато-метасоматических
залежах присутствуют адуляр, гидрослюды, доломит, кальцит, ара-
гонит, родонит, родохрозит; из рудных минералов распространены
пирит, аргентит, самородное серебро и золото, сфалерит, халькопи-
рит, арсенопирит, киноварь, содержание которых составляет 1... 2% и
более. Вещественный состав руд месторождения Валунистое близок
к Хакаджинскому. Руды месторождения Советское представлены
жилами и прожилками. Жилы состоят из массивного крупнокристал-
лического кварца. Жильные минералы - кварц, карбонаты, альбит,
серицит, хлорит. Выделены типы руд - кварцевые, кварцево-
сланцевые, кварц-пиритовые, кварц-сланцевые, кварц-
ар сенопиритовые, кварц-сульфидные полиметаллические. Рудные
минералы - пирит, арсенопирит, халькопирит, галенит, сфалерит,
пирротин, марказит. Золото - самородное мелкое и тонкое; форма
золотин - угловатая и комковидная.
В золото-пиритных рудах Куранахского месторождения рудные
тела - лентообразные залежи с раздувами и пережилами. Содержа-
ние пирита от 5... 10 до 50...60%; в ассоциации с пиритом встреча-
ются марказит, самородное золото, серебро, висмут, пирротин, халь-
копирит, арсенопирит, галенит, сфалерит. Основной минерал золото-
содержащих кварцевых метасоматитов - разнозернистый кварц.
Крупность золотин - до 1,5 мм с пробностью 900...923. Золото-
кварцевое месторождение Белая гора принадлежит к малосульфид-
ному с прожилково-вкрапленной минерализацией. Рудные минера-
лы - пирит, арсенопирит, сфалерит, сульфосоли серебра, самородное
золото и серебро. Крупность золотин 0,5 мкм...8 мм; свободного зо-
лота - 70%, в сростках с другими минералами - около 30%. Форма
золотин - комковидная, жилковидная, пластинчатая; пробность 630-
670.
Для руд Ольховского месторождения, которые залегают в карбо-
натных породах, сульфидные тела имеют форму залежей столбооб-
18
разных линз, труб. Оруденение представлено кварцевыми и кварц-
сульфидными жилами и прожилками. Рудные минералы - пирротин,
пирит, халькопирит, марказит, сфалерит, арсенопирит, галенит, са-
мородное золото, магнетит, висмут, гессит, борнит, халькозин. Золо-
то - тонкодисперсное неправильной, комковидной, проволочной и
скелетной форм - в сульфидных рудах; уплощенной и пластинчатой
форм - в кварцевых жилах; крупность золотин 0,05...Змм; проб-
ность золота 359...688. Рудные минералы Ключевского месторожде-
ния - пирит, халькопирит, арсенопирит, рутил, сфен, золото, теннан-
тит, молибденит, галенит, сфалерит, борнит и др. Золото мелкое
(0,1...0,0001 мм), в основном связано с сульфидами; пробность
840... 880.
Золоторудное месторождение Итакинское (Читинская обл.) пред-
ставлено молибденит-халькопирит-кварцевым, золото-пир ит-
кварцевым, золото-арсенопирит-кварцевым, золото-лимонит-
кварцевым (Малеевский участок) типами руд (табл. 1.3). Руды -
прожилково-вкраллейные и вкрапленные, иногда жильные. В квар-
цевых рудах основные минералы: кварц, адуляр, гематит, полевые
шпаты, карбонаты, серицит, каолинит, самородное золото и серебро;
сульфидов - до 3%, мышьяка 0,8%. Мышьяковистые руды содержат
минералы - кварц, карбонаты, каолинит, тонкокристаллический ар-
сенопирит, пирит-марказит в ассоциации с тонкодисперсным золо-
том; содержание сульфидов 3...7%, мышьяка до- 2%. Золото-
лимонит-кварцевые руды содержат минералы: лимонит, гематит,
гидро гетит, ярозит, каолинит, самородное золото. Серебро содер-
жится во всех типах руд до 1250 г/т. Руды участка Сурьмяная горка
содержат мышьяк 0,9... 17%, сурьму 0,008... 0,31%, золото
7,2... 15,5 г/т, серебро 6,2.. .7,8 г/т.
Минеральный состав руд Уконикского месторождения неравно-
мерный. Руды вкрапленные, пр ожилково-вкрапленные, содержащие
1,5% сульфидов; на золото-пиритные руды приходится 80...90% за-
пасов золота, содержание в них золота неравномерное и составляет
1... 110 г/т, мышьяка - до 0,22%. В золото-кварцевых рудах содержа-
ние золота- до 80 г/т, мышьяка- до 0,8%. Золото-арсенопирит-
кварцевые руды - жильные и прожилков о-в крапленные, содержащие
20 г/т серебра, 10...20 г/т золота. Среди руд участка Гавриловский
встречаются золото-арсенопирит-кварцевые руды; содержащие се-
ребра- до 1220 г/т и золота - до 7 г/т. В рудах Уконикского место-
19
рождения основными рудными минералами являются пирит, само-
родное золото, пирротин, марказит, халькопирит, теннантит, элек-
трум, аргентит, гематит, ильменит, магнетит, платиноиды и др.; не-
рудные - кварц, лимонит, ярозит, хлорит, сидерит, кальцит, апатит и
др. Основными минералами - носителями золота являются арсено-
пирит, пирит, сфалерит, в которых распределение золота составляет
4,0; 40,8; 10,5% соответственно. Содержание золота 1... 120 г/т, се-
ребра 4.. .250 г/т; содержание мышьяка - до 6%, сульфидов - до 16%.
Таблица 1.3
Химический состав руд участка Малеевский Итакннского меторождения
Химические элементы, соединения Содержание элементов, %, в рудах
золото- пирит- кварцевых золото- кварцевых золото- арсенопирит- кварцевых золото- лимонит- кварцевых
Золото, г/т 2,45 5,59 3,43 2,43
Серебро, г/т 12,68 24,49 3,95 19,81
Медь 0,021 0,055 0,004 0,024
Цинк 0,055 0,032 0,006 0,031
Сера 2,83 0,39 — 0,95
Оксид калия 4,40 3,54 4,44 3,03
Оксид натрия 1,04 0,34 0,51 1,31
Оксид кальция 2,16 0,83 3,03 0,71
Свинец 0,05 0,06 0,002 0,04
Мышьяк 0,168 0,148 0,90 0,05
Руды Ключевского месторождения относят к прожилково-
вкрапленным жильного типа. Вмещающие породы - гранодиорит-
порфиры, граниты; различают первичные и окисленные руды.
Структура первичных руд - неравно мерно-зернистая, гетероморф-
ная, радиально-лучистая; для окисленных - пористая, сетчатая, ре-
ликтовая. Основные минералы - кварц, молибденит, пирит, магне-
тит, рутил, циркон, апатит, минералы меди, доломит, кальцит, флюо-
рит, арсенопирит. Содержание золота 2 г/т, бортовое содержание
1 г/т; золото пластинчатое, комковидное с размером золотин
0,05...0,3 мм. Содержание золота амальгамируемого 22...44%, циа-
нируемого 18. ..50%, связанного с сульфидами - до 48%, с гидрокси-
дами и породными минералами - до 10%.
Многокомпонентные руды Чинейского месторождения - ильме-
нит-титан-магнетитовые, содержащие ванадий, цветные и благород-
ные металлы. Содержание металлов в рудах, %: железа 25,4...54,79,
20
оксида титана 3,6... 10,9, оксида ванадия (V) 0,29... 1,12, меди 0,4,
никеля 0,78, кобальта 0,28; г/т: платины 2,7, палладия 0,83, золота
0,5, серебра 2. Концентраторами цветных и благородных металлов
являются халькопирит, пирит; палладия - пирротин. По распределе-
нию с сульфидами связано до 93% платины, 63,7% палладия и 92,4%
золота.
Бугдайнское золото-молибденовое месторождение порфирового
типа сложено кварцевыми, кварц-магнетитовыми, кварц-
молибденовыми, кварц-пиритовыми и другими жилами и прожилка-
ми. Основные минералы - пирит, молибденит, галенит, сфалерит,
арсенопирит. Среднее содержание молибдена 0,07%, золота - до
110 г/т, серебра - до 270 г/т. Самородное золото различной крупно-
стью - от тонкодисперсного до 3 мм.
Золото-кварцевые руды сульфидных месторождений в Россий-
ской Федерации распространены на Урале, Северо-Востоке. В тече-
ние многих десятилетий разрабатывается Березовское месторожде-
ние (Урал), которое характеризуется жилами, приуроченным к дай-
кам. Рудные минералы - пирит, тетраэдрит, шеелит, галенит и халь-
копирит - присутствуют в количествах 2... 10%. Золото мелкое, пы-
левидное, частично связано с сульфидами. Агатовское месторожде-
ние сложено кварцевыми и карбонат-кварцевыми жилами, с содер-
жанием сульфидов до 10%; структура руд тонкозернистая до мета-
коллоидной.
Коммунарское месторождение (Алтай) сложено жилами диорито-
вого состава, скарнами и кварцевыми прожилками. Рудные минера-
лы - пирит, пирротин, халькопирит, блеклые руды, магнетит и иль-
менит. Крупность золотин - от 0,01. ..0,001 мм (65%) до 1,5 мм.
Руды Ольховского месторождения залегают в виде линз, труб,
столбообразных залежей и представлены кварцевыми и карц-
сульфидными рудопроявлениями. Для Балейского и Тассеевского
месторождений жильного типа, которые расположены в Восточном
Забайкалье, характерны крупнозернистые выделения золота
(0,2...0,5 мм). Жилы сложены кварцем, адуляром, каолинитом, кар-
бонатами, блеклыми рудами. Золото тонко дисперсное, реже средней
и крупной вкрапленности. Примеси - сурьма, ртуть, селен, теллур.
В месторождениях Приморья главным минералом жильной мине-
рализации является кварц (97%). Рудные минералы представлены:
пиритом, марказитом, гематитом, галенитом, сфалеритом, халькопи-
21
ритом, аргентитом, теллуридами золота и серебра, молибденитом,
касситеритом, вольфрамитом. Крупность золотин 0,2...0,4 мм. Фор-
ма - комковидная и дендритовидная. Часть золота тонкодисперсная
по всей массе кварца, образующая тончайшие включения внутри зе-
рен кварца и на поверхности в виде эмульсионного налета.
Олимпиадинское золоторудное месторождение расположено в
районе Крайнего Севера на территории Северо-Енисейского района
Красноярского края. По природно-климатическим и горно-
геологическим условиям месторождение является сложнейшим в
мире. Среднее содержание золота на 1 т горной массы при добыче
окисленных руд составляет 270 мг. Многолетняя мерзлота имеет
островной характер и развита в долинах рек и на северных склонах.
В геологическом строении породы представлены верхнекординской
подсвитой верхнего протерозоя, перекрытой корами выветривания
мощностью до 400 м. Породы смяты в сложные складки. Окислен-
ные руды месторождения залегают в древних сланцах. Первичные
руды (упорные - сульфидные и мышьяковистые) состоят из мелков-
крапленных сульфидных минералов (арсенопирит, пирротин и др.).
Золото (20...40 мкм) размещено внутри сульфидных минералов, сво-
бодного золота 6... 12% от общей массы. На месторождении разведа-
но четыре рудных тела, из них три мелкие и имеют сложную конфи-
гурацию; четвертое рудное тело содержит 85% всех запасов золота
месторождения. Форма рудообразований месторождения - цилинд-
рическая с расширением в глубину. Руды четвертого рудного тела
выходят на поверхность на горизонте 670 м; его размеры по окис-
ленной руде на отметке 600 м - 400 X 150 м, на отметке 300 м - 170 X
80 м; по первичной руде на отметке 600 м - 200 X 70 м, на отметке
300 м - 600 X 300 м. Предусматривается отработка окисленных руд
четвертого рудного тела карьерным способом до отметки 300 м. Гид-
рогеологические условия месторождения исключительно сложные.
Водоносный горизонт трещиноватых отложений кординской свиты
распространен повсеместно. Уровень грунтовых вод изменяется от
0,1 до 7,1 м. Питается водоносный горизонт в основном за счет ин-
фильтрационных вод. На месторождении выделяется комплекс водо-
носных горизонтов, представленный четвертичными отложениями,
корами выветривания, породными комплексами кординской свиты.
Фильтрационные свойства отложений меняются в широких преде-
лах- от 0,55 до 8,23 м/сут. Из-за сложности гидрогеологических ус-
22
ловий отработка месторождений возможна только с предваритель-
ным осушением.
На территории Чукотского автономного округа учтено шесть ко-
ренных месторождений, на долю которых приходится 45% суммар-
ных запасов категорий А+В+С и около 98% категории С2. Относи-
тельно высокая доля коренных месторождений в запасах золота при
их небольшом числе обусловлена запасами крупного Майского золо-
тосульфидного месторождения - одного из крупнейших по запасам.
Среднее содержание золота в руде 12 г/т. На месторождении (пло-
щадь рудного тела 10 км2) выявлено около 20 преимущественно кру-
топадающих рудных тел мощностью 2...4 м, протяженностью по
простиранию 200...1100 м. Рудные тела характеризуются равномер-
ным распределением полезного компонента. Главная масса золота
сосредоточена в игольчатом арсенопирите. Установленный верти-
кальный размах оруднения - 900 м. Первичных руд - около 90% за-
пасов, окисленных 10%. Первичные руды относятся к упорным. Ка-
ралвеемское золоторудное месторождение золото-кварцевого типа,
среднее по запасам, с богатыми рудами, расположено также в Чукот-
ском автономном округе. Рудные тела представлены полого- и кру-
топадающими кварцевыми жилами значительной протяженности по
падению и простиранию. Характеризуются крайне неравномерным
распределением золотого оруденения и разнообразием элементов
залегания и морфологии. По данным технологических испытаний -
руды легкообогатимые.
Воронцовское золоторудное месторождение расположено на Се-
верном Урале. На месторождении выявлено 48 рудных тел. Содер-
жание золота колеблется от 2,65 до 5,2 г/т. Выделены два основных
типа руд Воронцовского месторождения:
1) скальные первичные сульфид но-силикатные и сульфидно-
карбонатные;
2) рыхлые окисленные (структурные коры выветривания).
На территории Казахстана в настоящее время выделено 20 золо-
торудных районов, в которых насчитывается более 2000 месторож-
дений и рудопроявлений золота, из них разведано около 200. Золото-
содержащие месторождения Казахстана весьма разнообразны. Ос-
новные из них: Аир, Акбеит, Акэнал, Аксу, Аиансай, Баладжал, Ба-
кырчикское, Барамбаевкое, Бетсюбе, Васильков ское, Вера-Чар,
Джаркулак, Джеламбет, Джетыгара, Джуса, Железногорское, Казан-
23
Чункур, Комсомольское, Степняк и др. Для рудопроявлений Мадань-
ят и Азыобай характерна пирит-пирротиново-халькопирит-золотая
минерализация. Кварц-сульфидное Акбеитское месторождение пред-
ставлено жилами и телами, в которых вмещающими породами явля-
ются андезито-дацитовые туфы с линзами порфиров и дацитов,
кремнистые сланцы, песчаники, туфы. На Аксуйском рудном поле
выделяют кварцевые жилы и метасоматические кварциты с сульфи-
дами. Золото в них содержится в кварцитах, кварц-серицитовых и
кремнисто-углистых сланцах, магнетитовых скарнах, монокварцитах.
Мелкое золото встречается в кварце, пирите, халькопирите, гидро-
ксидах железа. Оруденения Центрального, Северного и Южного ме-
сторождений Казахстана представлены кварцевыми жилами про-
жилкового, прожилково-вкрапленного типа с высоким содержанием
золота (18...975 г/т). Десятки месторождений Северного Казахстана
сложены кварц-сульфидными, кварц-баритовыми жилами в габбро-
диоритовом массиве. Встречаются кварц-полевошпатовые жилы с
молибденитом, арсенопиритом, вольфрамитом; ассоциации с пири-
том, арсенопиритом, халькопиритом; кварц-баритовые жилы, жилы с
галенитом, а также с сульфидами и теллуридами. Все они имеют
прожилковую и прожилково-вкрапленную минерализацию. Майка-
инская и Александровская группы месторождений являются кварце-
выми; среди них выделяют барит-металлические и серно-
колчеданные, которые сложены изгибающимися линзами, состоящи-
ми из барита и сульфидов.
Васильковское месторождение расположено на севере Кокчетав-
ской области, в нем преобладают мышьяковистые руды (1,28...8,5%
As) вкрапленной, прожилковой и прожилков о-в крапленной минера-
лизации. Золото распределено неравномерно, его содержание - от
десятых долей до 4 г/т. Кварц-арсенопиритовые прожилки составля-
ют основную массу рудных тел. Выделяют кварц-сульфидныс жилы
и зоны прожилкования. Основные рудные минералы: самородное
золото, висмут, гематит, пирит, марказит, арсенопирит, халькопирит,
молибденит, блеклая руда, висмутин, халькозин, борнит, кварц, се-
рицит, хлорит, турмалин, кальцит, флюорит. Широко распространено
золото на контакте кварц-арсенопирит. Размер частиц самородного
золота - от десятых долей до 120 мкм.
Месторождения северо-запада Казахстана характеризуются нали-
чием в руде золото-теллур-висмутово-медной минерализации. Жилы
24
располагаются в гранодиаритах с высоким содержанием золота
(50...537 г/т). Месторождения Восточного Казахстана представлены
комплексными медно-полиметаллическими и собственно золоторуд-
ными жилами кварцево-жильного типа с содержанием золота
19... 100 г/т. Золото гнездовое или столбовое, есть руды прожилково-
вкрапленного типа, в том числе кварцевые порфиры. В Южно-
Алтайском районе Маралихинское месторождение характеризуется
наличием кварцевых жил с охристо-землистой массой по периферии.
Вмещающие породы представлены кристаллическими сланцами по-
левошпатамфиболого и слюдистого состава. Рудные минералы - ар-
сенопирит, пирит, галенит, сфалерит. Золото связано с пиритом, ар-
сенопиритом, имеет неравномерное, кустовое распределение.
Месторождения Центрального Казахстана (Акабастау, Кусмурун
и др.) характеризуются медно-зол ото-барит-по лиметаллическими
рудами, в том числе обогащенными золотом в зоне окисления; стол-
бовидные и пластообразные залежи представлены ярозитом, опалом,
гидро гематитом, глинистыми породами. Золото тонко дисперсное;
20...30% находится в свободном состоянии. В руде присутствуют се-
ребро, свинец, барит; под зоной окисления залегает золотосодержа-
щая пиритовая «сыпучка». Отдельные руды относятся к кварц-
баритовому типу пластообразной формы, переходящему на глубине в
бедные сульфидные полиметаллические руды.
В Прибалхашье насчитывается около двух десятков месторожде-
ний различных типов: кварц-золото-пирит-арсенопиритовый, кварц-
турмалин-золото-халькопиритовый, кварц-барит-золото-галенит-
сфалеритовый, кварц-золото-шеелитовый, кварц-золото-пиритный,
кварц-золото-антимонитовый, золото-пирит-магнетит-халькопиритовый,
кв ар ц-карбонат-зо лото-сульфидный. На севере от озера Балхаш рас-
положено перспективное Таскоринское рудное тело, представленное
кварцевыми жилами и штокверками. В рудах установлены гематит-
кварцевая, золото-сфалерит-халькопирит-кварцевая, золото-
молибденит-кварцевая, кварцевая, сульфидная, цеолит-карбонатная
ассоциации. В руде встречаются халькопирит, сфалерит, галенит,
пирит; содержание золота 0,5...1,5 г/т. Породные минералы пред-
ставлены кварцевыми диабазами, дацитовыми порфирами, кварце-
выми микро диорит-порфир итами и гранит-порфирами.
25
На территории Южного Казахстана выявлено более 600 место-
рождений золота мало сульфидных кварцевых и кварц-сульфидных
руд. Сульфидная минерализация выражена пиритом, халькопири-
том, блеклыми минералами, галенитом, сфалеритом, арсенопири-
том. Содержание золота 10... 15 г/т. В Каратау месторождения пред-
ставлены золотоносными кварцитами с вкрапленностью пирита,
халькопирита, сфалерита, шеелита, серебра, галенита, арсенопирита
и др. Распределение золота неравномерное, кустовое. Минералы
породы - кварц, барит, серицит, турмалин, флюорит, гранат, эпи-
дот, биотит, амфибол. В регионе Каратау известны ряд месторож-
дений (Кызыл-Булок, Алтын-Тау, Карамурун, Баламурун и др.), для
которых характерна золотая минерализация среди известняков, ок-
варцованных диабазовых порфиров, песчаников, плагиогранитов,
слюдистых сланцев, карбонат-кремнистых сланцев с трещиновато-
стью и лимонитизацией пород, среди которых наблюдается рассе-
янная вкрапленность пирита, галенита, золота, минералов висмута,
мышьяка, серебра. Из наиболее известных золото-скарновых рудо-
проявлений развиты гранат-магнетитовые (Брик Восточный) и гра-
натовые скарны (Таскайнар), несущие редко метальную минерали-
зацию. Содержание в них золота до 40 г/т. Золото свободное, а так-
же связанное с кварц-сульфидной ассоциацией: галенитом, сфале-
ритом, халькопиритом, пиритом.
Из месторождений Кыргызстана наибольший интерес представ-
ляют около 10 рудо проявлений золота. Они составляют три минера-
лого-морфологических типа: золото-полиметаллические жилы, зоны
с прожилково-вкрапленной сульфидной минерализацией, кварцево-
медноколчеданные жилы. Содержание золота около 6...10 г/т.
Из месторождений Узбекистана крупными являются Кочбулак-
ское, Куранах, Мурунтау. Первое представлено золоторудными жи-
лами и зонами окварцевания. Рудные минералы - гюбнерит, арсено-
пирит, пирит, висмутин, сфалерит, халькопирит, блеклая руда, мар-
казит, галенит, аргентит, тетраэдрит, теллуровисмутит, самородный
висмут, сильвенит, калаверит, гессит, самородное золото. Нерудные
минералы - кварц, серицит, кальцит, барит. Текстура жил полосча-
тая, кокардовая. Крупность золотин от пылевидной до 0,1...0,2 мм;
форма - комковатая, жилковидная, проволочная, дендритовая. Ме-
сторождение Куранах залегает в карбонатных, доломитных и мерге-
26
левых породах. Форма залегания жило ленто образная. Распростране-
ны щебеночно-глинистые породы, песчаники, известняки, брекчие-
вые текстуры осадочных пород, сцементированные кварцем. Имеют-
ся ассоциации золота с пиритом, марказитом, серебром, висмутом,
пирротином, халькопиритом, арсенопиритом, галенитом, сфалери-
том. Крупность частиц золота - от мелких и средних до мельчайших
зерен.
Промышленные концентрации золота установлены практически
во всех сульфидных месторождениях руд цветных металлов. В мед-
но-никелевых рудах (Норильская группа) золото связано с оливинит-
габбровой формацией; золото ассоциирует с теллуридами, висмутом
и платиновыми металлами, иногда - с халькопиритом, пирротином,
пентландитом. Золото в основном тонкодисперсное 0,001...0,05 мм.
Иногда золото встречается в ассоциации с теллуридами в виде элек-
трума и других форм. Химический состав золота, %: золото
68,5...79,5, серебро 17,3...23,2, медь 0,1...0,9, палладий 1,4...2,9. В
малосульфидных рудах содержание золота невысокое 0,1. ..0,2 г/т,
оно ассоциирует с халькопиритом, пентландитом, миллеритом, пир-
ротином. Самородное золото представлено палладиевой разновидно-
стью (5... 10% палладия) в виде тонкой вкрапленности в сульфидах.
В скарновых рудах (Чойское, Восток-2, Лермонтовское, Тырныа-
уз, Яхтой, Синюхинское, Лебедское, Саякское и другие месторожде-
ния), представленных гранат-пироксеновыми скарнами, главные ми-
нералы - пироксен, гранат, амфибол, эпидот, магнетит, шеелит, мо-
либденит, пирит, минералы меди, теллуриды серебра. Содержание
золота 0,1...3г/т. Форма золотин дендритовая, угловатая, изомет-
ричная. Крупность золота 0,001...0,06 мм. Форма золотин ксено-
морфная, комковидная, проволочная, скелетная.
Теллуридно-полисульфидный тип руд распространен в Австра-
лии, США, Японии, Армении, северо-востоке Российской Федера-
ции. Рудные минералы - теллуриды золота и серебра, пирит, арсено-
пирит, галенит, сфалерит, минералы меди. Свободного золота мало.
Формы золотин - комковидная, пластинчатая, губчатая, дендритовая
крупностью от мелкого до крупного 2...3 мм. Золото-серебряные ру-
ды распространены на северо-востоке Российской Федерации (Охот-
ско-Чукотский вулканический пояс, Забайкалье). Золото-серебро-
адуляровый геологический тип руд залегает среди слоистых осадоч-
27
ных и эффузивных пород. Рудные минералы - пирит, галенит, сфа-
лерит, марказит, блеклые руды, сульфосоли серебра, золото, серебро,
киноварь. Структура полосчатая. Крупность золотин - субмикроско-
пическая в кварце и сульфидах. Примером этих руд являются место-
рождения Карамкен (Дальний Восток) и Перкьюпайн (Канада).
Колчеданные месторождения - медные, мед но-цинковые, полиме-
таллические, цинковые, серноколчеданные характеризуются низким
содержанием золота (0,5... 1,5 г/т) с незначительным содержанием
свободного золота (5...30% от общей массы). Остальная часть золота
тесно ассоциирована с сульфидами, в основном с пиритом. Колче-
данные месторождения широко распространены на Кавказе, Урале,
Казахстане, в Болгарии, Швеции, Японии. Выделяют пять типов кол-
чеданных месторождений: кипрский, уральский, малокавказский,
руд но алтайский и раммельсбергский.
Медноколчеданные золотосодержащие месторождения Урала
приурочены к осадочно-вулканогеным толщам (рассланцованные
диабазы, диабазовые порфиры, альбитофиры, туфы, сланцы). Основ-
ные ценные компоненты, имеющие промышленное значение и из-
влекаемые в товарные концентраты: медь, цинк, сера, золото, сереб-
ро, селен, теллур, германий, кадмий, индий. В зависимости от соот-
ношения рудных и нерудных минералов выделяют сплошные и вкра-
пленные руды. По условиям образования В.И. Смирнов выделяет три
группы руд: вулканогенно-осадочные; субвулканические, метасома-
тические, образовавшиеся под воздействием гидротермальных рас-
творов; комбинированные. Все они прошли в разной степени стадии
метаморфизма. Главные рудные минералы и ценные компоненты
колчеданных руд пирит (марказит, мельниковит), халькопирит, сфа-
лерит (вюрцит), борнит, блеклые руды, халькозин, ковеллин, арген-
тит, самородное золото и серебро; реже встречаются молибденит,
кубанит, пирротин, магнетит, гематит и др. Основные жильные по-
родные минералы - серицит, хлорит, кварц, барит, кальцит, сидерит,
гипс, рутил.
Пирит наиболее распространен на всех месторождениях в виде
нескольких генераций. Основная масса серноколчеданных залежей -
пирит - мелко- и неравномернозернистый крупностью 0,1...0,5 мм.
Пирит II - крупнозернистый (0,5...2,0 мм), ассоциирует с халько-
пиритом; пирит III - тонко- и скрытокристаллический, иногда имею-
28
щий колломорфное, мелкоглобулярное и полосчатое строение; ассо-
циирует со сфалеритом, реже в ассоциации с халькопиритом и блек-
лыми рудами; пирит IV-тонкозернистый, встречается во вкраплен-
ных рудах, пористый, кружевной, часто имеет полосчатую текстуру,
ассоциирует с минералами меди. Свойства пирита изменяются в за-
висимости от формы его выделения и степени метаморфизма.
По обобщенным данным В.И. Изоитко [64], физические и хими-
ческие свойства (табл. 1.4) пиритов разных генераций значительно
различаются. Физические свойства пирита приведены ниже:
Структура пирита Микротвердость, кг/ммг
Землистая....................................358.. .464
Колломорфная.................................557... 623
Тонкозернистая...............................623... 927
Крупнозернистая..............................1072... 1564
Прожилковая..................................1150... 1350
Таблица 1.4
Химические свойства пиритов1
Типы руды Гене- рация Содержание, % Параметр ячейки нм
Fe S Си Se Те
1 2 1 2 1 2 1 2
Пирито- вая I 45,5 45,83 53,02 53,2 0,16 0,18 0,0089 0,0022 0,5420 0,54164
Пир ит- хал ь ко- пир ито- вая II 45,7 45,8 52,59 52,82 0,36 0,31 0,0035 0,0038 0,54163 0,54170
Пир ит- хал ь ко- пир ит- сфаяери- товая ш 45,65 45,79 52,84 52,10 0,23 0,30 0,0028 0,0038 0,54168 0,54176
У срод- ненная - 45,62 45,81 52,82 52,70 0,25 0,29 0,0051 0,0033 0,54178 0,54170
'Степень метаморфизма: 1-значительная; 2-слабая.
Халькопирит, как и пирит, распространен в четырех генерациях;
он основной концентратор меди, теллура, индия и в меньшей степени
золота; в нем имеются примеси цинка, свинца, кадмия, индия, сурь-
мы, мышьяка. Выделения халькопирита представлены тонкодис-
персными включениями и прожилками в пирите, эмульсионной
вкрапленностью - в сфалерите и секущими прожилками с баритом,
кварцем.
29
В табл. 1.5 в качестве примера приведен примесный состав мине-
ралов Гайского месторождения.
Таблица 1.5
Распределение примесей в минералах Гайского месторождения, %
Элементы Пирит Халькопирит Сфалерит
Селен 0,064 0,0010 0,004
Теллур 0,0026 0,0036 0,0011
Висмут 0,004 0,0048 0,0065
Индий 0,0001 0,0029 0,0017
Галий 0,003 0,0024 0,0436
Германий 0,003 0,0008 0,0042
Таллий 0,0004 0,00025 0,0005
Свинец — 0,011 0,09
Сурьма — 0,008 0,016
Мышьяк — 0,0015 0,048
Кобальт — 0,0016 0,001
Селен - Теллур 24,6 0,28 0,36
Остановимся подробно на комплексных рудах месторождений
Норильского региона, являющихся основным сырьем для производ-
ства платиновых металлов в России. По данным В.М. Изоитко и дру-
гих авторов [64], в мед но-никелевых рудах Норильска присутствуют
все металлы платиновой группы. В виде разных ассоциаций встре-
чаются самородные металлы, их сплавы, интерметаллические обра-
зования, сульфиды, сульфоарсениды и арсениды. Во всех ассоциаци-
ях возможны изоморфные замещения Pt-Pd; Bi—Ti; As-Sb и т.д. В
разных ассоциациях металлы благородной группы встречаются во
всех рудопроявлениях: сплошных пирротиновых, сплошных медных,
пиритовых, талнахитовых и других типах руд. В малосернистых ас-
социациях образуются интерметаллиды, а в высокосернистых -
сульфиды платины и палладия. Вкрапленные формы приурочены к
халькопириту, другим сульфидам, магнетиту и силикатам. Возможны
ассоциации с галенитом, сфалеритом, валлеритом. Палладий и пла-
тина находятся в руде в виде собственных минералов (табл. 1.6),
твердых растворов в пирротине, пентландите; родий, рутений, ири-
дий, осмий - в виде примеси. Платина и палладий вместе с золотом
ассоциируют с минералами меди, родий и другие - с никелем и ко-
бальтом.
30
Таблица 1.6
Минералы платиновой группы
Система Минералы Размеры, мкм Микротвердость, кг/мм2
Pt - Fe Ферро платина 1...3000 214...357
Поликсен 9,1 340...470
Pt-Pd-Sn-Pb Звягинцев иг 1...100 211...250
Плюмбопалладинит 1...150 340...396
Паоливит 2...200 —
Pd-Pt-Te-Bi Соболевскит 5...100 272...286
Pd-Pt-As Сперрилит 0,5...4000 869...1297
Металлы платиновой группы (МПГ) различаются размерами вы-
делений, структурой, твердостью, хрупкостью. Отличительной осо-
бенностью платиноносного горизонта является неоднородность ми-
нерального состава (табл. 1.7), строения, структуры (габбровая, офи-
товая, зернистая). Основные породообразующие минералы - пирок-
сен, оливин, биотит, флогопит, апатит, хлорит, карбонаты, кварц,
цеолиты, роговая обманка, плагиоклаз и др.; рудные - пирротин,
пентландит, халькопирит, кубанит, миллерит, пирит и др. Платино-
вая минерализация распределена неравномерно.
Таблица 1.7
Химический состав минералов меди о-никелевых руд
месторождений Норильска, г/т
Минералы | Pt Pd Rh | Ru Ir Os
Рудные минералы
Золото самородное 600 10...1000 60 - 30 4
Серебро самородное 40 10 - - - -
Медь само- родная 0,3 - - - - -
Висмут самородный 0,8 - - - - -
Пирротин 1...3 2...25 0,4...1,6 0,02...0,45 0,07...0,5 0,06...0,3
Троилит 380 510 — — — —
Халькопи- рит 0,1...05 0,2...45 0,02...1 0,09...0,2 - 0,03...0,05
Кубанит 8,6 12...270 0,2...0,5 0,3 - -
Борнит 10 0,01...33 - - - -
Пентландит 0,2...10 0,5...910 0,4...1 0,06...0,32 0,05...0,6 0,04...0,1
Никелин 380 0,1...0,45 - - -
Молибде- нит 0,02...1 0,01 0,2 - 0,05 -
31
Продолжение табл. 1.7
Аргентит 4 9 2 - 1 -
Прустит 20 3 0,8 — 0,2 —
Кобальтин 0,1...2 0,1...0,5 - - -
Албаит 10 30 2 - 2 0,05
Гессит 50 60 12 - 15 -
Клаусталит 40 90 - - 5 0,1
Уманганит 10 5 — — 0,6 —
Касситерит 0,2...05 0,4 0,01 0,05...0,2 0,05 —
Магнетит 6,4 0,6...20 0,3 — — —
Хромит 0,08...15 0,1...05 0,01...0,1 0,02...0,05 0,01...0,1 0,02...0,03
Нерудные минералы
Оливин 0,08 0,05 0,01 0,05
Серпентин 0,05...0,1 0,08
Диопсид 0,01 0,02
Амфибол 0,06 0,007 0,001
Ортоклаз 0,04 0,008 0,0001
Апатит 0,01...0,04
Циркон 0,04...0,1
Таблица 1.8
Химический состав минералов платины, %
Мине- ралы Место- рожде- ние Pt Pd Rh Ir Fe Cu Ni
Поли- ксен Нижне- тагиль- ское 76,9... 80,9 0,2 0,7...1,1 7...7,6 9,5...11,9 0,3... 2,5 0,3...0,5
Поли- ксен Инагли 79,4... 85,7 0,3 0,4...1,3 1,0...2,8 8,3...10,5 0,4... 0,9 0,1...0,2
Поли- ксен Коидер 86,3 0,4 0,6 2,1 10,5 0,4 0,1
Фер- р опла- тила Нижне- тагиль- ское 70,4... 76,4 0,1...0,2 3,2 0,8...1,3 15,5...19,0 0,3... 2,0 —
Ку- пропла тина Нижне- тагиль- ское 65,4...68,0 0,2 1,4 1,3 16,2...17,6 13,4...14,0 1,7
Химический состав минералов неоднороден (табл. 1.8).
Элементы платиновой группы содержатся также в хромите, маг-
нетите. Так, в магнетите КМА содержание их, г/т: Pt - 0,1...0,56; Pd -
0,03...0,05; в магнетите месторождения Кондер: Pt-0,01...0,71; Pd-
0,03...0,05; Rh - 0,003...0,5; Ru < 0,003; Ir < 0,008; Os < 0,005. В хро-
митах Нижнего Тагила, Кимперсая содержание МПГ составляет, г/т:
Pt- 19,4 и 0,05...0,1; Pd- 2,22 и 0,1...0,6; Rh- 0,04 и 0,008...0,04-
со отв етств енно.
32
В табл. 1.9 приведено содержание МПГ в халькопиритовом, мо-
либденовом концентратах по типам месторождения.
Таблица 1.9
Содержание МПГ в халькопиритовых и молибденовых концентратах
Тип место- рождений Месторождения Pt Pd Rh Os
Халькопирит
Скарновый Ю. Янгикан 0,02 0,016...0,03 — —
Бозымчак 0,021 0,021...0,03 — —
Малко-Тырново 0,11 0,038...0,47 0,027...0,037 —
Медн о- порфиро- вый Коунрад 0,15 0,31...0,35 0,03...0,037 —
Айгедзор 0,5 0,17 0,03 —
Каджаран Сл. 0,042 0,056 —
Кальмакыр 0,02 0,21 —
Бощекуль До 4,2 0,3...100 —
Терек-Кан Од 0,09 0,012 —
Терек-Кан 1,2 0,16 0,018 —
Медет 0,216 0,095 0,024 —
Медн о- колчедан- ный Им. Шмидта 0,1...0,182 0,026...0,029 0,029...0,031 —
Блявинское 0,084 0,039...0,049 0,029...0,035 —
Карабашское — 0,02 — —
Им. III Интер- национала 0,021 0,033 0,03 -
Колчедан- но- полимета- лический Айгедзор 0,5 0,17 0,03 —
Ахтальское 0,007...0,14 0,03 0,02...0,03 —
Маднеули 0,08 0,03...0,05 0,02...0,03 —
Худее ское 0,22 0,09 0,03 —
Молибденит
Медн о- порфиро- вый Агарак — — — 0,2
Айгедзор — — — 0,35
Каджаран — — — 0,088
Дасбакерт — — — 0,25
Кальмакыр 0,2...1,0 0,4...3,0 0,005 2...3,4
Бошекуль — — 3,7... 4,8 —
Грейзено- вый Коунрад 0,43 0,5...0,9 0,04 1,5...2,1
Количество МПГ возрастает с увеличением содержания меди в
руде и долей пород повышенной основности. МПГ в основном свя-
заны с сульфидами, в конечной стадии переработки руд они накап-
ливаются в сульфидных концентратах, а затем извлекаются при ме-
таллургических процессах. При конвертировании медных концен-
33
тратов МПГ переходят в черновую медь, а при электрохимическом
рафинировании черновой меди остаются в анодных шламах, которые
перерабатывают на аффинажных заводах с извлечением всех благо-
родных металлов. Осмий, как и рений, концентрируется в металлур-
гических пылях и газах, из которых они могут быть извлечены с кон-
центрацией, в миллионы раз превышающей исходное содержание в
руде. Стоимость извлекаемых МПГ (0,075 т) сопоставима со стоимо-
стью 400 т катодной меди.
Практически все промышленные месторождения полиметалличе-
ских руд цветных металлов содержат благородные металлы. Выде-
ляют руды: скарновые; метасоматические в карбонатных породах;
гидротермальные жилы в интрузивных породах; гидротермальные
жилы в вулканических породах; колчеданные; стратиформные; ме-
таморфизованные. Скарновые руды широко распространены в Вос-
точном Забайкалье, Приморье (Тетюхе, Советское, Партизан, Свет-
лое, Тигровое и др.), в Центральном Казахстане, Средней Азии (Ал-
тын-Топкан, Уч-Кулак, Кансай и др.), Китае, Болгарии, Мексике,
США, Швеции, Японии. Текстура массивная, пятнистая, полосчатая
с неравномерной вкрапленностью. Главные рудные минералы - сфа-
лерит, галенит, пирротин, пирит, марказит, халькопирит, арсенопи-
рит, магнетит; реже встречаются касситерит, станин, кубанит, теллу-
риды, золото и серебро. Нерудные минералы - кварц, кальцит, хло-
рит, полевой шпат, серицит.
Метасоматические пирит-галенит-сфалеритовые руды в карбо-
натных и кремнисто-карбонатных породах представлены место-
рождениями в Восточном Забайкалье, на Кавказе, в Казахстане.
Они сложены жило образными рудными телами и залежами. Руд-
ные минералы - сфалерит, галенит, пирит, арсенопирит, халько-
пирит, тетраэдрит, пирротин, аргентит; нерудные - кварц, доло-
мит, кальцит. Основные сопутствующие - серебро, сурьма, мышь-
як, кадмий, золото.
Гидротермальные месторождения в силикатных породах пред-
ставлены рудами Восточного Забайкалья, Кавказа, Средней Азии,
Приморья и зарубежными. Рудные минералы - галенит, сфалерит,
халькопирит. Жильные нерудные минералы - кварц, кальцит, барит,
флюорит, серицит, хлорит, гидрослюды; сопутствующие элементы в
рудах - серебро, золото, кадмий, индий, теллур, селен, сурьма, мо-
либден.
34
К эффузивным породам и вулканическим структурам приурочены
месторождения Закарпатья, Забайкалья, Армении, Узбекистана, Бол-
гарии, Перу и др. Рудные тела - в виде кварц-карбонат-сульфидных
жил, линз и прожилок. Текстура руд прожилковая, вкрапленная, по-
лосчатая, брекчиевая, со средне- и мелкозернистой, метаколлоид ной,
колломорфной структурой. Главные рудные минералы - галенит,
сфалерит, пирит, халькопирит; жильные породные - кварц, кальцит,
барит, флюорит; второстепенные - арсенопирит, блеклая руда, бор-
нит, аргентит, сидерит, доломит, каолинит; сопутствующие - медь,
серебро,золото.
Из колчеданных золотосодержащих полиметаллических месторо-
ждений интерес представляют на Алтае (Белоусовское, Золотушин-
ское, Зыряновское, Орловское, Риддер-Сокольное, Тишинское и др.);
в Забайкалье (Озерное, Халоднинское и др.); в Казахстане (Жайрем и
др.); на Кавказе (Маднеули, Филизчайское и др.); в Средней Азии
(Хандиза и др.) и многие месторождения Канады, США, Австралии,
Швеции, Турции, Японии. Из стран СНГ можно отметить месторож-
дения Николаевское и Текелийское (Казахстан). Месторождения свя-
заны с вулканогенными толщами. Рудные залежи представлены лин-
зами и пластообразующими телами. Текстура руд массивная, вкрап-
ленная, полосчатая, пятнистая, брекчиевидная; структура - мелко- и
тонкозернистая, метаколлоидная. Главные рудные минералы - пи-
рит, галенит, сфалерит, халькопирит; второстепенные - пирротин,
арсенопирит, блеклые руды, марказит, магнетит, реже - теллуриды,
самородное золото и серебро; нерудные - кварц, альбит, серицит,
флюорит, барит, кальцит, доломит, хлорит, каолинит, магнезит, си-
дерит.
Запасы стратиформных свинцово-цинковых руд весьма сущест-
венны. Основные из них: Ачисай, Миргалимсай (Казахстан); место-
рождения Киргизии, Узбекистана, Якутии, Австрии, Алжира, Болга-
рии, Италии, Испании, Ирана, Канады, США и других регионов ми-
ра. Оруденения этих месторождений - пластообразные, линзовид-
ные, жило- и гнездо- образные с полосчатой, прожилков ой, вкрап-
ленной текстурой и мелко- и тонкозернистой структурой. Основные
рудные минералы - пирит, галенит, сфалерит; нерудные - доломит,
кальцит, барит, кварц; в незначительном количестве присутствуют
халькопирит, теннантит, тетраэдрит, халькозин, аргентит, самород-
ное серебро, арсенопирит, магнетит, гематит, флюорит и др. Наи-
35
большее значение имеют свинец, барит, цинк, серебро, золото, гер-
маний, таллий, кадмий, медь, кобальт.
В группе метаморфизованных месторождений промышленное зна-
чение имеют Горевское, Холоднинское, Таежное (Россия); месторож-
дения Австралии, Индии, Канады, США. Рудные тела - пластовые и
пластообразные, встречаются линзообразные и секущие. Рудные ми-
нералы - галенит, сфалерит, пирит; нерудные - кварц, сидерит, доло-
мит, кальцит; второстепенные - пирит, марказит, магнетит, арсенопи-
рит, халькопирит, золото, серебро, хлорит, биотит, серицит и др.
В основных рудных минералах большинства месторождений по-
лиметаллических руд присутствуют изоморфные примеси других
ценных компонентов. В сфалерите - железо, марганец, кадмий, медь,
серебро в количестве от десятых долей до 20%; олово, индий, ртуть,
кобальт, серебро - до 5%. В галените примесями являются золото,
серебро, висмут, селен, теллур; в халькопирите и пирите - золото,
сфалерит и др.
Особый интерес представляет генетический тип древних рудных
конгломератов и кварцитов, хотя многие геологи и исследователи
относят этот тип сырья к россыпям. Месторождения конгломератов
являются основным сырьевым источником производства золота
(Южная Африка, Гана, Бразилия). Из них получают три четверти
произведенного в мире золота. Месторождение Витватерсранд
(ЮАР) сложено галькой, кварцем, кварцитом, сланцами, сцементи-
рованными шламами кварца, хлорита, слюды, карбонатов, углистым
веществом и рудными минералами - пиритом, марказитом, пирроти-
ном, арсенопиритом, сульфидами меди, свинца. Содержание золота
10 г/т, серебра и платиноидов 3...30 г/т, урана 0,028%. Золото тон-
ковкрапленное в сульфидах. Золотоносные конгломераты имеют
олигомиктовый или мономиктовый состав. Золото находится в виде
тонковкрапленного в сульфидах и цементе (первичное) и перекри-
сталлизованного в цементе и гальке. Серебро присутствует в форме
электрума самородного, штромейрита, прустита и дискразита; пла-
тина представлена сплавом с иридием, бреггитом, куперитом; осмий
и иридий содержатся в преобладающем количестве по сравнению с
рутением и платиной; уран образует самостоятельные минералы.
Крупность самородного золота 1...10 до 100 мкм, примесь палладия
в самородном золоте 0,27%. Основная масса золота - тонкодисперс-
ное (до 78%).
36
Золотосодержащие месторождения Кызылкумского региона (Узбе-
кистан) подразделяются на золотокварцевые, золотоколчеданные и
смешанные. К первому типу относятся руды месторождения Мурун-
тауского рудного поля (Мурунтау, Мютенбай, Беспантау, Бойлик,
Триада), а также месторождения Алтынсай и Айтым. Для этих место-
рождений характерно малое содержание сульфидов (до 2%) и тесная
ассоциация золота с кварцем. В основной массе золото самородное,
свободное (85...95%), тонкодисперсное с размером золотин менее
0,05 мм (до 45% общей массы золота). Золотоколчеданные месторож-
дения широко распространены по границам тектонических блоков.
Основные минералы-носители золота - пирит-арсенопиритовые с
пирротином и сульфосолями, также кварц-сульфидные жилы и про-
жилки, с которыми связано до 40% золота; руды содержат повышен-
ное количество мышьяка. Золотоколчеданные руды достаточно актив-
но окисляются и переотлагаются в зоне гипергенеза. Переотложения
золота в ассоциации с гидроксидами железа часто формируют вторич-
ные месторождения колчеданных руд (Амантайтау, Аджибугут, Ари-
стантауская и Восточно-Тащцныская). Золотокварцевые и золотокол-
чеданные месторождения, относящиеся к типу смешанных, представ-
лены рудами Даугыстау, Кокпатас, Бальтау.
Месторождение Мурунтау - крупный штокверк. Вмещающие по-
роды - метаморфизованные песчаники и алевролиты углисто-
кварцевого состава с прослойками слюдисто-кварцевых, кварц-
хлоритовых, углисто-слюдистых сланцев. Штокверк пересекают
кварцевые жилы, кварцевые брекчии, кварцевые и сульфидные про-
жилки. Рудные залежи прослеживаются по простиранию до 1300 м,
на глубине до 1000 м; мощность рудных тел до 280 м. Месторожде-
ние Даугызтау расположено на площади в 1 км2 и представлено
16 залежами. Месторождение Кокпатас состоит из 30 не связанных
между собой участков с промышленным содержанием золота. Все
месторождения золота Кызылкумского региона характеризуются:
неоднородностью физико-химических свойств горных пород, слож-
ной конфигурацией рудных тел, широким диапазоном изменений
размеров рудных тел и неравномерным распределением в горном
массиве ценного компонента.
При разработке карьера Мурунтау предусмотрена раздельная до-
быча и складирование товарной, забалансовой руды и вмещающих
пород. Горная масса с содержанием золота менее 1 г/т отнесена к по-
37
родам вскрытия. На территории Кызылкумского региона имеются три
действующих (Зарафшанский, Учкудукский, Навоиский) и проекти-
руемый (СП «Амантайтау Голдфилз») горно-металлургические ком-
плексы. В Кызылкумском регионе насчитывается около 100 месторо-
ждений золота, из которых на долю Мурунтау приходится 70% всех
запасов, а на Кокпатас, Даугызтау, Амантайтау и другие приходится
20% запасов; остальные 8... 10% составляют руды месторождений
Аристантау, Сармич, Каракутан, Песчаное, Узунсай и др. На Зараф-
шанском комплексе эксплуатируются месторождения Мютенбай, Бе-
сапантау, Байлик, Триада и менее крупные рудопроявления золота в
радиусе до 10 км; разведаны месторождения Восточно-Ташдынской,
Аристантауской и Ясвайской рудных зон в радиусе до 45 км. В сырье-
вую базу Учкудукского комплекса включены рудные зоны Кокпатас-
кого рудного поля, Алтысай, Айтым, Булуткан, Турбай в радиусе до
30 км. В состав Навоиского комплекса включены месторождения, рас-
положенные в Нуратинских и Зирабулак-Зиаэтдинских горах (40 км от
завода). В новый комплекс СП «Амантайтау Голдфилз» входят место-
рождения Амантайтау и Даузагтау и рудопроявления золота - Асау-
какское, Сар батыр ское, Ясаульское, Зарсайское, Тумшуктауское, Ка-
расайское, Ауминзинская группа месторождений. При переработке
руд месторождения Мурунтау помимо золота получают серебро, пал-
ладий, вольфрам. Кроме того, при переработке золотоурановых руд в
отдельных циклах гидрометаллургической переработки накапливают-
ся молибден, рений, скандий, осмий и другие элементы. За многие де-
сятилетия промышленной разработки золоторудных месторождений
скопились большие запасы отходов гидрообогащения, металлургиче-
ской переработки и отвалов забалансовых руд, в которых содержание
золота составляет не менее 0,6... 0,8 г/т, а часто превышает 1г/т.
Для кучного выщелачивания карьерной руды, отходов, забалансо-
вых отвалов разработаны геотехнологические условия. Содержание
золота > 2 г/т; запасы природного и техногенного минерального сы-
рья оценены в 10 млн т и более; сырье окисленное; форма нахожде-
ния золота - прожилковая минерализация с налетами и корочками
переотложенного золота; более 50% массы золота - свободное и в
сростках с другими минералами с крупностью золотин до 200 мкм;
содержание сульфидов менее 2%; органика отсутствует.
Железо-медистое Волковское месторождение (Урал) расположено
в пределах платиноносного пояса габбро-перидотитовой формации.
38
Вмещающие породы - габбро и диориты. Выделяются типы руд: вана-
диево-железо-медные; ванадиево-железные; борнит-апатит-титан-
магнетитовые; апатит-титан-магнетитовые, халькопирит-борнитовые.
Основные рудные минералы - титаномагнетит, апатит, борнит,
халькопирит, халькозин, гематит, ильменит, малахит, азурит, хризо-
колла, гидроксиды железа. Нерудные минералы - пироксен, роговая
обманка, плагиоклазы, карбонаты, серицит, альбит, хлорит, магнетит.
Крепость пород высокая (1210...2032 кг/см2). Примесные ценные
компоненты - золото, серебро, палладий и другие благородные метал-
лы. Палладиевый минерал- меренскит (PdTe2) встречается часто,
крупность 1... 70 мкм; в меренските примесь платины до 3,31%, золота
0,53%. Содержание палладия доходит до 0,31%. Медно-кобальтовый
теллурид тонкозернистый (10...70 мкм) встречается вместе с борни-
том. Карролит Co2CuS4 обнаружен в ассоциации с меренскитом и са-
мородным золотом. Гессит Ag2Te найден в борнитовых рудах, круп-
ность частиц до 100 мкм; в нем имеется примесь палладия.
Исследованиями [64] показано, что хромитовые руды характери-
зуются малым содержанием платиноидов. Тугоплавкие иридий, ру-
тений, осмий находятся в виде мельчайших включений (1...5 мкм) в
хромшпинелидах в виде самородных, сульфидных и сульфоарсенид-
ных включений. Платина и палладий приурочены к сульфидам и
встречаются в самородной, теллуридной и арсенидной формах в
пирротине, пентландите, халькопирите, хизлевудите.
В железистых кварцитах содержание золота на порядок превыша-
ет кларковые количества в земной коре. Концентрация золота нерав-
номерная - 0,005...20 г/т. В рудах Костомукшского железорудного
месторождения установлена повышенная золотоносность биотит-
магнетитовых, магнетитовых, амфибол-магнетитовых, грюнерит-
магнетитовых разновидностей железистых кварцитов. Максимальное
содержание золота (12...23 г/т) прослеживается в самородной и тет-
рааурикупридной формах в ассоциации с арсенопиритом, сфалери-
том, галенитом, висмутом. Содержание благородных металлов в от-
дельных пробах составляет, г/т: Pt - 0,05, Pd - 0,2, Au - 4,5. Ресурсы
золота оценены в 5... 9 т. Содержание золота в железистых кварцитах
Оленегорской группы месторождений от 0,01 до 12 г/т; содержание
платины и палладия коррелирует с концентрацией золота. Золото
самородное и в ассоциации с пиритом, халькопиритом, галенитом,
борнитом, гематитом и реже с силикатами. Есть собственные мине-
39
ралы золота - аурикуприт и тетракупроаурид, иногда в сростках с
халькопиритом. Встречается самородный осмий крупностью 50 мкм.
В немагнитной фракции гравитационного концентрата обнаружены
осмий, иридий, рутений, рубидий, платина, палладий.
В гематитовых рудах - железистых кварцитах Михайловского ме-
сторождения - содержание золота до 5 г/т с крупностью зерен
30...70 мкм; золото пластинчатое, крючковатое, палочкообразное,
комковидное. В рудах Лебединского месторождения самородное зо-
лото приурочено к сульфидам в кварцевых прожилках - от 0,5 до
1,2 г/т. Золото чешуйчатое в сростках с пиритом. Платина концен-
трируется в магнитном продукте, а палладий - в слабомагнитном;
основная часть платиноидов рассеяна в виде эмульсионной вкрап-
ленности в силикатах и магнетите.
В отдельных рудах железистых кварцитов при извлечении гематита
гравитацией в нем концентрируется золото; после доводки гематито-
вого концентра на Оленегорской обогатительной фабрике извлекается
40...60 кг золота в год. В скарновых железорудных месторождениях
Абаканской группы выведено более 30 золотоносных залежей с со-
держанием золота 1,3... 19 г/т и серебра 5...45 г/т. Отмечается гидро-
термальная полиметаллическая и марганцевая минерализации золота с
галенитом, сфалеритом, пиритом, халькопиритом, заключенные в аг-
регаты магнетита. Самородные отложения золота в виде кюстелита
образуют и мелкие включения (0,04.. .4 мм), не связанные с сульфида-
ми. Самородное золото в пирите, пирротине и магнетите имеет круп-
ность от долей микрона до 0,35 мм; преобладает крупность 5... 10 мкм.
Скарновые железорудные месторождения - Шерегешевское, Тейское,
Абаканское, Ампалыское, Высокогорское и Гороблагодатское - также
содержат золото, г/т: 0,2...0,7; 0,05...0,15; 0,05... 3,2; 0,6... 7;
0,06... 0,11 соответственно. Как уже отмечалось, благородные металлы
содержатся в рудах Качканарского и Гусевогорского титано-
магнетитовых месторождений (0,05...0,2г/т), ассоциированные в ос-
новном с сульфидами. Основные минералы благородных металлов -
высоцкит, брэггит, куперит, изоферроплатина, атенсит, мертиит с
крупностью 1...200 мкм. На Ковдорском бадделеит-апатит-
магнетитовом месторождении выявлены высокие концентрации бла-
городных металлов во флотационном продукте после гравитационного
выделения из него тяжелой фракции высокоплотных минералов, г/т:
Pt - 0,54...0,83; Pd - 0,05...0,4; Au - 0,025...0,2; Ag- 3... 12. Получен-
40
ные концентраты содержат 100 г/т благородных металлов. Минералы
платиновой группы в этих продуктах: изоферроплатина, самородная
платина, куперит, мертиит, сперрилит, мончеит, брэггит, штумфлиит,
винсентит, гаунглинит. Платиноносные хромитовые руды Алданского
щита (Инаглинское и Кондерское месторождения) представлены как
коренными, так и элювиально-аллювиальными типами.
В табл. 1.10 приведен сравнительный химический состав платино-
содерщащих хромитов Алданского щита.
Таблица 1.10
Химический состав хромитов
Типы руд Содержание, % Содержание, мг/т
Сг2О3 Fe | Mg S1O7 Pt Pd Ir Ru Rh
Игнальское месторождение
Элювиальный 0,63 5,3 — 40,0 32 44 9 13 7
Элювиальный 0,75 5,2 25,0 39,2 420 1190 120 — 400
Элювиальный 0,6 5,4 26,3 38,2 1030 2460 210 770 310
Коренная 0,66 19,9 — 34,5 58 30 6 5 13
Аллювиальный 21,3 — — — 14300 — — —
Кондерское месторождение
Коренная Не ан. — — — — — <10 10 10
Аллювиальный Не ан. — — — — — 130 <5 <60
При выветривании коренной руды в тонкую фракцию переходят
платина, иридий и осмий; железо, палладий и рутений распределя-
ются пропорционально выходам классов. Значительно обогащается
платиноидами класс -0,074 мм.
В табл. 1.11 приведено распределение рудных и благородных ме-
таллов по классам крупности.
Таблица 1.11
Распределение элементов в руде элювиального типа (Сг2О3 0,63 %)
по классам крупности, %
Классы, мм Выход, %
Cr Fe SiO2 Pt Pd Rh Ir Ru Os
-0,5 84 90,5 84,8 83,2 83,4 80,7 71,0 89 92,6 83,6
+0,5 16 9,5 15,2 16,8 16,6 19,3 29,0 11 7,4 16,4
-1,0 57,6 75,6 54,6 60,5 74,8 57,6 59,7 84,6 60,1 84,5
+ 1,0 42,4 24,4 45,4 39,5 25,2 42,4 40,3 15,4 39,9 15,5
41
В последние десятилетия значительно увеличилось производство
золота вследствие вовлечения в переработку техногенного золотосо-
держащего сырья: хвостов золотоизвлекательных фабрик, легкой
фракции гравитационного обогащения россыпей, забалансового сы-
рья, пиритных огарков и других продуктов. Поскольку содержание в
рудах и россыпях характеризуется весьма низкими значениями
(2... 10 и 0,2...0,5 г/т соответственно) объем массы, необходимой для
производства 1 г золота составляет 0,2...5 т, а при мировом производ-
стве это составляет миллиарды тонн в год. Получающиеся отходы,
складируемые в отвалах, хвостохранилищах, оставляемые в недрах, -
это источники получения золота в будущем, из которых для получе-
ния 1 г золота необходимо переработать в десятки раз больше техно-
генного сырья, чем природного минерального. Из всех отходов наи-
более подготовленными считаются хвосты золотоизвлекательных
обогатительных фабрик. Варианты утилизации хвостов выбираются
на основе технико-экономического анализа их переработки по раз-
личным технологиям.
Техногенные отходы производства золота можно классифициро-
вать на несколько групп:
1. Минерализованные породы, забалансовые руды, которые при
вскрытии рудных тел месторождения складируются в отвалах. В
них сырье представлено крупно- и мелкокусковым материалом, ме-
лочью, глинистыми частицами, содержащими сульфиды, кварц, по-
левые шпаты с крупностью от 10...20 до 600... 1200 мм; содержание
золота составляет 0,5...3,0 г/т, присутствуют серебро, медь, цинк,
молибден.
2. Отвалы дражных полигонов, карьеров по добыче песков харак-
теризуются крупностью валлунно-галечного, пескового материала
различного гранулометрического состава; руды достаточно бедные
по содержанию золота, но богаты серебром и платиной.
3. Отвальные хвосты и шламы горного производства и обогати-
тельных фабрик крупностью от -2 + 0,5 до 60...80 мм содержат золо-
та до 2 г/т; присутствуют медь, цинк, иногда уран.
4. Отвальные хвосты циклов измельчения, гравитации, флотации
золотоизвлекательных фабрик представлены материалом от мелкой
(1...2 мм) до весьма мелкой (0,074 мм) крупности; содержание золо-
та - до 0,5 г/т; присутствуют серебро и цветные металлы.
42
5. Хвосты цианирования, складированные в хвостохранилищах
золотоизвлекательных фабрик и гидрометаллургических заводов с
крупностью материала от мелкого до весьма мелкого содержат золо-
та до 0,4 г/т; незначительно содержание серебра и цветных металлов.
6. Хвосты амальгамации золотоизвлекательных фабрик с крупно-
стью материала от мелкого до весьма мелкого содержат до 0,1 г/т
золота; в меньшем количестве содержатся серебро и цветные метал-
лы.
Кроме того, существует классификация техногенных формирова-
ний по групповым признаками:
• отвалы внешние, внутренние, гидроотвалы;
• хвостохранилища - намывные и наливные, сухого складирова-
ния;
• запасники сырья, временные склады.
Каждый тип техногенного формирования имеет разновидности:
целиковые; внутриконтурные целики (открытый способ); охранные
целики - площади с недоработанными и незащищенными песками
при подземном способе; активированные площади; отвальные - тор-
фяные, галечные, эфельные, заиленные и заэфельные площади.
К техногенному сырью относят шлиховые материалы, получае-
мые на драгах и промприборах, хвосты шлихообогатительных уста-
новок, хвосты золото-урановых предприятий, хвосты и пиритные
продукты переработки колчеданных руд цветных металлов, хвосты
обогащения железных руд и др. Шлиховые продукты характеризу-
ются высоким содержанием благородных металлов (5...50 г/т), тяже-
лых породных и полезных фракций; значительная часть золота в этих
продуктах представлена тонкодисперсными и чешуйчатыми части-
цами. Для переработки техногенных материалов возможно примене-
ние двухуровневых схем переработки с получением на первой стадии
грубого золотошлихового продукта с последующей его переработкой
на специальных шлихообогатительных фабриках.
При обогащении полиметаллических руд потери золота с хвоста-
ми обогащения составляют 30...80% при содержании в них золота
0,5...2,5 г/т. По запасам заключенного в хвостохранилищах золота
они соответствуют мелким, средним и крупным золоторудным ме-
сторождениям техногенного класса.
Разработка технологии обогащения техногенных продуктов не
может быть качественно выполнена без исследования геохимических
43
процессов, происходящих при длительном хранении этих продуктов
на разрабатываемых месторождениях. При разрушении золотосо-
держащих пород золото может переходить в растворы, мигрировать
и вновь осаждаться. При среднем содержании золота в отвалах и
складах для руд кварцево-жильных 60...125 мг/т, кварцево-
сульфидных 50...550 мг/т, колчеданных полиметаллических- до
50 мг/т проблема извлечения золота из них становится актуальной. В
условиях хранения техногенных продуктов возможен механический
перенос, химическое растворение, переотложение и повторное рас-
творение золота. Растворение, миграция и осаждение золота зависят
от площади его выделений, минерального состава и текстурно-
структурных особенностей пород, физико-химических свойств сре-
ды. Так, чем крупнее золотины, тем меньше вероятность растворения
золота. В растворы переходит микроскопическое и тонкодисперсное
золото. Максимальному растворению золота способствует высокое
значение отношений кальция к магнию, кремния к железу, калия к
натрию, ванадия к хрому. Чем выше степень дифференциации, тем
благоприятнее условия для перераспределения золота. Основными
растворяющими компонентами золота являются водные растворы
FeCl2, Fe2(SO)3, CuCl2, CuSO4, NaCl, HC1, H2SO4, которые образуют-
ся непосредственно в отвальном массиве. Золото растворяется также
водами отвала, содержащими галогенидные, азотно- и сернокислые
соли щелочных металлов, органические кислоты и др.
В сернокислых растворах в присутствии диоксида марганца, ки-
слорода, трехвалентного железа и двухвалентной меди растворение
золота идет интенсивно. Способность золота к комплексооборазова-
нию значительно повышает его миграционную способность. В при-
сутствии галогенид-ионов, даже при небольших концентрациях, про-
исходит окисление золота с последующим его растворением более
слабыми окислителями. Очень часто в массиве отвалов образуются
высоко концентрированные растворы кислородных соединений серы
низшей валентности. Продукт окисления сульфидного минерала -
тиосульфат - образует с золотом растворимые комплексные соедине-
ния:
Au + 2S2O3“ -у Au(S2O3)2”+е.
В моно минеральных водах возможно образование гидро ксоком-
плекса [Аи(ОН)2]“, а в сильно минерализованных водах - хлоргид-
44
р оксо комплекса [АиС13ОН] . Иногда тонкодисперсное золото может
переходить в коллоидный раствор. Стабилизаторами коллоидного
золота являются коллоидный кремнезем, карбонат натрия и гидро-
ксид железа (III). Присутствие в отвальных водах хлорид-ионов, ко-
торые получаются в результате взаимодействия хлоридов и диоксида
марганца, является основанием для образования устойчивого трехва-
лентного комплекса золота АиС14”.
Растворимость золота при одной и той же концентрации FeCl3
выше для пород с высоким содержанием марганца:
2Au + 3MnO2 + 12НС1 -> 2AuCl3 + ЗМпС12 + 6Н2О .
При этом возможно и образование свободного хлора, являющего-
ся окислителем золота. Растворимое соединение АиС13 образуется
также при действии окислителей хлоридов железа и меди. При этом
в водной среде образуются комплексныесоединения H2[AuC1NH3],
Me[Au(Cl)4], AuF3, AuBr3, Aul3.
В динамических условиях возможна реакция
Au + 3FeCl3 + НС1 H[AuC14 ] + 3FeCl3,
но при этом возможен сдвиг реакции вправо.
Золото в отвальных водах может растворяться йодом под дейст-
вием аминокислот (серин, гистидин, аспарагин), гуминовых кислот в
щелочных средах, сульфокислот в кислых, нейтральных и щелочных
средах. При этом образуются комплексные соединения типа хелатов.
Скорость фильтрации золотосодержащих растворов в отвалах оп-
ределяется пористостью отвального массива. Для песчаников она
составляет 10...20%, карбонатов 5%, магматических пород 1...2%, для
сплошных пород 1...4%, для сульфидных продуктов с высокой сте-
пенью окисления 20...40%.
В условиях хранения золотосодержащих продуктов золото может
мигрировать в форме галогенидных и других комплексных соедине-
ний с органическим веществом, в виде коллоидных частиц, суспен-
зий, взвесей или сорбированных тонких частичек на глинистых шла-
мах и коллоидах гидроксидов железа. Возможны также сульфатные
Au(SO4)2 , сульфитные Au(SO3)2, сульфидные AuS, тиосульфатные
45
Au(S2O3)2, хлоридные AuCl4, гидро ксокомплексные Au(OH)2,
Au(OH)4 формы миграции золота.
Локализованное техногенное концентрирование золота в резуль-
тате его переотложения из растворов зависит от возможных геохи-
мических барьеров: кислородного, восстановительного, сульфатного,
карбонатного, щелочного, углеродистого, сульфидного, сорбционно-
го или их комбинаций. Повышение концентрации кислорода увели-
чивает вероятность распада всех, кроме коллоидных, миграционных
форм золота и осаждение его в самородном состоянии.
Из всех отходов горного и перерабатывающего комплексов наи-
более подготовленными к вторичной переработке являются хвосты
золотообогатительных фабрик. Возможные схемы извлечения из них
ценных компонентов - это различные комбинации гравитационно-
флотационной технологии извлечения золота из хвостов. Извлечение
золота из пиритных (или других сульфидных) продуктов, в которых
золото тесно ассоциировано с ними, возможно на основе применения
различного типа энергетических воздействий, позволяющих вскрыть
минеральные комплексы.
Процессы растворения, миграции и вторичного осаждения золота
в условиях хранения техногенных минеральных объектов (ТМО) за-
висят от вещественного состава горных пород, физико-химических
свойств среды. При хранении в ТМО в раствор переходят микроско-
пическое и тонко дисперсное золото, которое после высвобождения
от вмещающих минералов легко мигрирует в отвальном массиве.
В сернокислых средах в присутствии сильных окислителей - ди-
оксида марганца, кислорода Fe3+ и Си2+ - золото растворяется интен-
сивно. В присутствии галогенид-ионов происходит окисление золота
с последующим его растворением. При окислении сульфидов обра-
зуются устойчивые в нейтральных и щелочных средах тиосульфаты,
которые при взаимодействии с золотом образуют комплексные рас-
творимые соединения Au + 2Si2O3” Au(Si2O3)2” + е . Ассоциации
золота в пирите наиболее подвержены растворению вследствие дей-
ствия сульфата трехвалентного железа, являющегося сильным окис-
лителем. Пирит и пирротин активно окисляются при значениях
pH > 5 и особенно в щелочных средах. Тонкодисперсное золото при
растворении сульфидов переходит в коллоидный раствор под воз-
действием коллоидного кремнезема, карбоната натрия и гидроксида
46
железа. При окислении золота активную роль играют хлорид-ионы,
которые выделяются в результате действия кислых вод, содержащих
хлориды, диоксид марганца (пиролюзит, псиломелан, вад и др.). При
этом в отвальном массиве хлорид-ион образует с Au3+комплексное
устойчивое соединение АиС14 по реакции
2Au + 12Н + 3NI11O2 + 8С1 —> N4n2 + 2[AuC14 ] + 6Н2О
или
Au + 3Fe3+ + 4СГ -> [AuC14 ]’ + 3Fe2+.
Чем выше содержание марганца в отвальном массиве, тем выше
растворимость золота:
МпО2 + 4СГ -> МпС12 + Н2О + С12;
2Au + 3C12 -^2AuC13.
Золото в раствор может переходить и под действием брома, йода.
Также растворяют золото гуминовые кислоты, которые образуют с
ним комплексные соединения типа хелатов.
Таким образом, при окислении в условиях хранения горной массы
в ТМО возможно присутствие сульфатных Au(SO4)2, сульфитных
Au(SO3)2, сульфидных AuS, тиосульфатных AuS2O3, хлоридных
АиС14 и гидр оксо комплексов Au(OH)2, Аи(ОН)4 . Основные формы
существования золота: Au°, Au+, Аи+3, H3AuO3; H2AuO3, AuClA
AuCl;, AuBr2”, AuBr4“, AuF. AuCl(OH)3, AuCl3(OH)“,
AuC12 (OH)2, Au(SO4 и т.д. Золото активно мигрирует среди био-
активных и углистых пород. В ТМО повышенное содержание золота
наблюдается в слабокислых, нейтральных или слабощелочных водах.
Перенос золота в виде хлорных комплексных ионов возможен в
сильнокислыххлористо водородных водах; в более щелочных водах с
pH > 6,5 устойчивы комплексные тиосульфатные соединения золота.
При окислительных (кислородных) процессах, когда золото активно
растворяется, переотложение (осаждение) золота не происходит,
возможно только частичное поглощение его из растворов гидрокси-
дами железа или марганца - продуктами окисления сульфидов.
При восстановительных процессах золото переходит из растворов
в самородные формы при наличии восстановителей - органических
47
веществ, сероводорода, поливалентных металлов - железа, меди, си-
дерита, железистого кальцита, марганца, серного ангидрида и других
восстановителей.
Существенное влияние на подвижность золота в массиве ТМО
оказывают карбонатные процессы, при которых наряду с осаждени-
ем карбонатов восстанавливается до самородной формы и происхо-
дит насыщение золотом кальцита и других карбонатов. В случае
смены кислых вод на нейтральные или слабощелочные наблюдается
повышение концентрации золота. При pH < 8 золото концентрирует-
ся вместе с опалом, гидроксидами железа. При нейтрализации кис-
лых вод карбонатными породами происходит также осаждение золо-
та; минералы халькозин, пирротин способствуют осаждению золота.
Хлористое золото неустойчиво и разлагается по реакциям:
3AuCl AuCl3 + 2Au J,;
AuCl3 + 3FeSO4 Au J, +FeCl3 + Fe2 (SO4 )3.
Все сульфиды, через которые мигрирует растворенное золото, а
также карбонатные минералы осаждают золото из хлоридных рас-
творов - их поверхность покрывается слоем мелкого коллоидного
золота. Постепенно укрупняясь, отложения коллоидного золота об-
разуют высокопробное губчатое золото. Сорбентами для осаждения
золота из растворов могут быть каолинит, галлуазит, глины, опал,
кварц, псиломелан, гематит, гетит, ярозит, кальцит, смитсонит, мала-
хит, слюда. В кислых средах прочное закрепление золота происходит
на каолините, опале; в щелочных средах - на минералах щелочного
ряда. Основные концентраторы золота в зоне окисления ТМО - ок-
сиды железа, гипс, барит, сульфиды.
Примерами техногенных месторождений могут быть Матросов-
ское месторождение, которое существует более 50 лет с момента
разработки Наталкинского золото-кварц-сульфидного прожилково-
вкрапленного месторождения. Главный полезный компонент - золо-
то, содержание которого составляет 0,4...3,2 г/т. Основные минера-
лы: кварц (50%), слоистые силикаты, плагиоклазы, пироксен, эпидот,
цеолит, ангидрит и сульфиды. Рудные минералы - пирит, пирротин,
арсенопирит, халькопирит, гидрогетит. Имеются включения халько-
пирита и пирротина в пирите, а таже углистые вещества в свободной
форме и включения в кварце.
48
В табл. 1.12 приведен минеральный и гранулометрический состав
хвостов.
Таблица 1.12
Гранулометрический и минеральный состав хвостов обогащения
ЗИФ рудников им. Матросова, %
Классы, мм Вы- ход, % Кварц Поле- вые шпаты Слои- стые силика- ты Магне- тит Суль- фиды Само- род- ное золото Другие мине- ралы
+0,5 1,2 68 12 24 2 1 0 3
-0,5+0,4 3,6 66 12 15 2 1 0 4
-0,4+0,315 18,6 58 11 23 3 2 0 3
-0,315+0,16 32,4 55 15 25 3 2 0 2
-0,16 44,2 49 14 28 1 2 0,7 6
В среднем 100,0" 53 14 26 2 2 0,53 3
Итого.
Самородное золото присутствует в трех формах: открытые срост-
ки с сульфидами крупностью 10...30 мкм листоватой, пластинчатой
и неправильной формы, зерна которых покрыты пленкой гидрокси-
дов железа; тонкодисперсные закрытые сростки золота в пирите, ар-
сенопирите (менее 10 мкм); тонкодисперсное золото в силикатах ок-
руглой изометричной формы. Содержание золота в хвостах около -
0,5 г/т; возможное содержание элементов платиновой группы
(ЭПГ)-до 30 г/т.
Проявления благородных металлов обнаружены также в хвостах
обогащения руд многих месторождений железа, марганца, а также
комплексных, редкометальных и неметаллических руд, что пред-
ставляет необходимость их комплексной переработки.
Как отмечалось, например, железистые кварциты (КМА) содержат
золото в количествах, позволяющих его накапливать в гравитацион-
ных концентратах (15 г/т) при высоком извлечении (75%).
1.3. Развитие технологии извлечения золота
Технологические процессы производства золота совершенствова-
лись в течение многих столетий. Такие способы, как промывка пес-
ков, дезинтеграция вручную в каменных ступках, жерновах были из-
вестны с древних веков. Обогащение проводилось на примитивных
49
шлюзах-желобах, а золото улавливалось на шкурах диких животных.
В древнем Египте была известна плавка золота, а процесс амальга-
мации впервые применили 2000 лет назад. Центрами добычи золота
являлись Африка, Испания, Азия, Кавказ, Китай, Америка. Особое
развитие производство золота получило в связи с применением его
как меновой ценности, когда оно стало выполнять функцию денеж-
ных знаков [3, 9, 10, 18].
Гидравлические установки добычи золота, механические способы
дезинтеграции (измельчение), амальгамация появились в XV-
XVII вв. В России увеличение добычи золота началось с открытием
россыпных месторождений в XVII в. Наибольший бум в добыче и
производстве золота начался в XIX в. с открытием в Калифорнии
(США) россыпных месторождений. В это же время появляются пер-
вые обогатительные фабрики по обогащению руд с применением
амальгамации, обжига, хлорирования, плавки сульфидных руд на
штейн. В XIX в. впервые была применена технология, включающая
цианирование золота в присутствии окислителя - кислорода, а затем
и процессы осаждения золота из цианистых растворов с применени-
ем в качестве восстановителя металлического цинка.
Первые установки по цианированию золота зарегистрированы на
Урале в 1898 г. Производство золота в России из руд коренных ме-
сторождений отмечается в 1745 г. вблизи Екатеринбурга. Активная
добыча и переработка россыпей Урала, Алтая, Сибири, Забайкалья
начинается с XIX в.
Современная технология переработки золотосодержащих руд
включает две основные стадии: обогащение и металлургию. При
обогащении применяют сочетание последовательных технологиче-
ских операций: дробление, грохочение, измельчение, дезинтеграцию
и промывку (для россыпей), гравитацию, флотацию. Металлургиче-
ская переработка руд и концентратов включает процессы цианирова-
ния (или иные методы выщелачивания), амальгамацию, обжиг, плав-
ку, сорбционные методы извлечения золота из пульпы и растворов,
экстракционные способы концентрации золота из растворов выщела-
чивания, осаждение золота из растворов восстановителями (цемента-
ция), электролиз золота, методы гидрохлорирования, автоклавного
окислительного выщелачивания труд нов скрываемых форм золота и
аффинажное производство.
50
В последние годы проведена типизация руд месторождений с уче-
том технологических факторов извлечения золота. В основу класси-
фикации положено разделение руд по крупности выделяемого золо-
та: очень крупное - более 0,3 мм; крупное 60...70 мкм; мелкое 10...60
мкм; тонкодисперсное - менее 10 мкм. Определена характеристика
геометрических форм золота: изометрическая, пластинчатая, чешуй-
чатая, палочная, неопределенной формы, дендровидная, кристалли-
ческая. Выделены понятия чистоты поверхности: чистая, частично
покрытая пленкой и со сплошной пленкой. Обозначены границы
упорности минерального сырья, когда золото считается трудноизвле-
каемым: тонкодисперсное золото; в сульфидах; сурьмяное золото;
мышьяковистое золото; золото, связанное с глинистым и углистым
веществом.
Переработку золотосодержащего сырья на всех исторических эта-
пах развития производства золота определяло: наличие в рудах со-
путствующих полезных компонентов, имеющих промышленное зна-
чение; содержание в рудах окисленных и сульфидных минералов;
наличие компонентов, осложняющих технологию переработки; фа-
зовый состав и крупность частиц золота.
Основным сырьем для производства золота являются:
• золотые руды и россыпи;
• руды цветных металлов и полиметаллическое минеральное сырье;
• вторичное сырье (промышленный и бытовой лом, отходы);
• техногенное сырье.
Для выделения свободного золота применяют гравитационные
методы обогащения как из руды, так и из продуктов ее переработки
(хвостов обогащения, цианирования, огарков), с использованием для
этого различных гравитационных аппаратов. До 80-х годов XX в. для
выделения свободного золота очень часто гравитацию совмещали с
амальгамацией, но с 80-х годов в России законом запрещено приме-
нение амальгамации. Флотационные способы обычно применяют для
извлечения золота из упорных и комплексных руд, руд со сложным
вещественным составом и сульфидных руд.
Сульфидные руды с тонко вкрапленным золотом перерабатывают
по схеме: флотация- обжиг концентратов цианирование. При суль-
фидно-теллуридном сырье для извлечения золота используют флота-
цию с последующим цианированием хвостов и продуктов и плавкой
51
концентратов. Из сульфидных руд флотируют сульфиды и золото с
последующей плавкой концентрата и цианированием хвостов.
Перколяционное выщелачивание используют при переработке руд
и шламов. В последние годы в Канаде и США активно применяют
сорбционно-бесфильтрационные технологии выщелачивания, ис-
пользуя ионообменные смолы и активированные угли. В США раз-
работан процесс извлечения золота активированным углем из
пульп - «уголь в пульпе». Для обжига сульфидных золотых концен-
тратов, упорных глинистых руд и другого подобного сырья исполь-
зуют подовые печи кипящего слоя с температурой 500...730 °C и по-
следующим цианированием огарка; извлечение золота высокое - бо-
лее 97%. Применяют также автоклавное вскрытие сульфидов, осво-
бождая золото под давлением при температуре 120... 130 °C в водно-
кислородной, щелочной, цианидной, кислой и кислородно-
аммиачной средах; при этом железо и мышьяк не переходят в рас-
твор. Для извлечения золота из углистых руд применяют предвари-
тельное окисление органики растворами гипохлорита натрия, а затем
ведут сорбцию на смолах.
В странах СНГ золото из растворов извлекают в основном спосо-
бами цементации, сорбции на углях и ионообменных смолах. Конеч-
ной продукцией золотоизвлекательных предприятий являются чер-
новое золото, богатые золотые осадки, шламы электролитического
производства цветной металлургии.
В последнее время широкое распространение получили техноло-
гические схемы выщелачивания: кучное выщелачивание (КВ), шахт-
ные системы выщелачивания, скважинные технологии выщелачива-
ния. Наиболее широко применяется КВ золота цианидными раство-
рами. Выщелачиванию подвергают малосульфидные, золотокварце-
вые, окисленные руды, оруденение которых приурочено к прожил-
кам, трещинам со свободным золотом, с открытой поверхностью и
отсутствием вредных примесей. Вредными примесями являются
сульфиды, углистые и органические вещества, карбонаты, глины,
слюды.
Важное значение для эффективности извлечения золота имеет са-
мородное золото, размеры частиц которого могут быть в широких
пределах - от +0,07 мм до -0,001 мм. Самородки золота встречаются
редко. Золото, как правило, содержит более 40 примесных компонен-
52
тов: серебро, платина, палладий, медь, висмут, железо, свинец, сурь-
ма и др.
В.М. Крейтер и В.М. Изоитко для руд золота выделяют общие ха-
рактерные черты:
• связь с магнитными породами;
• отложение самородного золота и минералов золота в поздние
стадии рудообразования из гидротермальных растворов;
• постоянство ассоциаций самородного золота с пиритом, арсе-
нопиритом, галенитом, сфалеритом, халькопиритом, сульфосолями,
теллуридами и др.
Несмотря на сходства наблюдаются и различия в свойствах золо-
та. Это главным образом зависит от условий формирования место-
рождений (температура, давление, состав и свойства растворов).
Кроме того, растворимость золота и его комплексов в воде также за-
висит от температуры. Концентраторы золота для разных генетиче-
ских типов неодинаковы. Так, для мед но-колчеданных и медно-
цинковых руд - это пирит; для медно-порфировых - халькопирит;
для полиметалических - галенит; для золотых руд - арсенопирит и
пирит. Наиболее распространненым золотосодержащим минералом
является пирит, имеющий несколько генераций и разные кристалло-
графические формы: кубическую, октаэдрическую и др. Кристаллы
пирита чаще октаэдрической формы. Пирит содержит до 2% золота.
Иногда сера пирита замещена мышьяком. Вторым золотосодержа-
щим минералом является арсенопирит. В нем золото часто является
механической примесью. В арсенопирите железо и часть мышьяка
изоморфно замещены золотом. В глубинных месторождениях часть
золота тонкодисперсно рассеяна в массе метаколлоидного кварца.
Выбор процессов и апаратов для извлечения золота зависит от
форм нахождения и морфологии золота. Так, крупное золото извле-
кают гравитацией; мелкое - флотируют и выщелачивают; тонкое и
тонкодисперсное - цианируют после окислительного обжига или
подвергают пирометаллургической плавке, как и золото, связанное с
кварцем. Применяют и новые процессы: радиометрическую, пенную
сепарацию, кучное и бактериальное выщелачивание, хлоридовозгон-
ку и др.
Россйские золотодобытчики и ученые внесли значительный вклад в
развитие производства золота. Среди них М.В. Ломоносов, разрабо-
тавший основы методики пробирного анализа с использованием жид-
53
кого хлора; П.Р. Багратион, впервые применивший растворение золота
в щелочных растворах; П.П. Аносов, разработавший способ плавки
золотосодержащих продуктов и другие процессы производства золота.
Большой вклад в развитие новых методов переработки золотосодер-
жащего минерального сырья внесли ученые XX в.: В.О. Мостовин,
И.Н. Плаксин (комбинированные технологии на основе обогащения и
гидрометаллургии); В.В. Лодейщиков, И.А. Каковский (растворители
золота, теория и технология выщелачивания); А.Г. Лопатин (обогаще-
ние золота в центробежных концентраторах) и др.
1.4. Применение благородных металлов
Благородные металлы составляют целый класс химических элемен-
тов, к которому относят золото, серебро, металлы платиновой группы
(платина, палладий, осмий, иридий, рутений, родий). Золото, серебро,
платина известны с древних времен, а остальные открыты в XVIII-
XIX вв. Все они при определенных условиях имеют достаточно высо-
кую химическую активность. Несмотря на малую распростаненность в
природе и высокую стоимость, благородные металлы и их сплавы
имеют широкое применение в технике и в быту, что связано с разно-
образием их физико-химических, механических и других свойств. Зо-
лото и серебро в Периодической системе Д.И. Менделеева занимают
I группу, а платиновые металлы -VIII группу.
Золото и серебро имеют гранецентрированную кубическую кри-
сталлическую решетку, близость размеров которой дает возможность
получать сплавы в виде ряда твердых растворов. Во внешнем элек-
тронном слое имеется по одному электрону, а в предпоследнем 18
электронов. Степень окисления золота - потеря электронов +1, но
золото может в определенных условиях потерять электроны из пред-
последнего электронного слоя, и тогда валентность его может быть
+3. Золото и серебро являются легкоплавким металлами и имеют вы-
сокую пластичность. Они обладают хорошей ковкостью и тягуче-
стью, легко поддаются прокатке. При этом можно получить золотую
фольгу толщиной 0,1 мкм и проволоку диаметром 1 мкм. Золото и
серебро имеют высокую теплопроводность и электропроводность; у
серебра она больше, чем у всех других металлов; золото по этим ха-
рактеристикам занимает третье место после серебра и меди.
Золото и серебро имеют более низкие температуры плавления и
кипения по сравнению с металлами платиновой группы:
54
Ru Rh Pd Ag Os Ir Pt Au
Т емпература плавления, ° С... 2450 1966 1552 960,5 2700 2450 1773,5 1063
Т емпература кипения, °C 4900 4500 3980 1950 5550 5300 4500 2600
Так, температура плавления золота 1063 °C, а серебра 960 °C, ос-
мия 2700°С. По твердости металлы платиновой группы близки к за-
каленной стали, а у золота и серебра она очень низкая. Плотность их
высокая и составляет, г/см3: рутений 12,2; родий 12,45; палладий
12,16; платина 21,45; золото 19,3. По химической устойчивости (а
они все достаточно стойкие) они располагаются в ряд: серебро, пал-
ладий, осмий; платина и золото; рутений, родий - весьма устойчивы;
иридий наиболее устойчив.
Золото растворяется в царской водке и ряде других растворите-
лей. Все металлы платиновой группы при воздействии кислот при
обычных температурах никаких соединений не образуют. Устойчи-
вы: к кислороду - платина; к сере - рутений; к хлору - иридий; к
фтору - родий.
Легко окисляется кислородом на воздухе при обычной температу-
ре осмий с образованием OsO4. Все благородные металлы образуют
компексные соединения. Их применение в технике и в быту связано
с химической и коррозионной стойкостью, высокой тепло- и элек-
тропроводностью, высокими теплоэлектрическими и другими свой-
ствами. Из них готовят многочисленные сплавы специального назна-
чения, электро контакты, термосопротивления, термопары, нагрева-
тели лабораторных печей, химическую посуду, антикоррозионные
покрытия, медицинский инструмент, катализаторы, зубные протезы,
ювелирные изделия и др.
Золото до настоящего времени сохраняет денежный эквивалент.
Основная масса его потребляется в виде сплавов, главным образом -
в ювелирном деле. Это сплавы золота с медью и серебром с добавле-
нием платины, палладия, цинка, олова и других цветных металлов. В
России в ювелирном производстве установлены пробы (число частей
благородного металла в 1000 частей по массе):
для золота....375 (37,5% золота); 500; 583; 750; 958;
для серебра...750; 800; 875; 916; 925; 960.
55
Существует также карат - мера соодержания золота в сплаве, рав-
ная 1/24 массы сплава; чистый металл соответствует 24 каратам; так,
золотой сплав пробы 18 карат содержит 18 весовых частей чистого
золота и 6 весовых частей других металлов. Соотношение метриче-
ской системы с каратом следующее: 23 карата - проба 958, 21 карат -
проба 875, 18 карат - проба 750, 14 карат - проба 583. Проба изделий
гарантируется постановкой на них оттиском специального клейма.
Для придания механических свойств и цвета в сплавы ювелирных
изделий вводят добавки цветных и драгоценных металлов. Белое зо-
лото содержит серебро и палладий. Изменение соотношения содер-
жания золота и серебра в сплаве позволяет получить золото белого,
желтого, зеленоватого цветов. Золотой сплав, содержащий 9% сереб-
ра и 32,5% меди, имеет оранжевый цвет. Червонное (красное) золото
является сплавом золота с медью (соотношение 9 : 1).
В табл. 1.13 приведены пробы золота для обручальных колец в
разных странах.
Таблица 1.13
Пробы золота, используемые для изготовления обручальных колец
Проба золота Страна Содержание золота, % Содержание золота, карат*
958 Россия 95,8 23,0
920 Франция 92,0 22,1
917 Англия 91,66 22,0
840 Франция 84,0 20,2
750 Россия 75,0 18,0
585 Нидерланды 58,5 14,0
583 Россия 58,3 14,0
500 Италия, Россия 50,0 12,0
415 Нидерланды 41,6 10,0
375 Англия, Россия 37,5 9,0
333 — 33,3** 8,0
* 1 каратная проба = 41,666 метрической пробы.
** Не может считаться золотом.
1.5. Требования к качеству сырья
При переработке золотосодержащего сырья обязателен контроль
качества исходных и конечных продуктов. В настоящее время при
контроле качества используют следующие стандарты.
56
1. Отраслевой стандартный образец состава концентрата флота-
ционного, золотосодержащего - ОСО 33-87 (КФЗ-1), аттестованный
на содержание золота (22,7 г/т), мышьяка (0,59%), сурьмы (0,087%),
оксида алюминия (1,95%).
2. Стандартный образец предприятия состава руды, золотосодер-
жащей- СОП РЗС-1-2000, аттестованный на содержание золота
(11,8 г/т), серебра (26,2 г/т), меди (0,026%), цинка (0,015%), свинца
(0,035%), сурьмы (0,098%), мышьяка (0,108%) и серы общей (0,65%).
3. Стандартный образец предприятия состава хвостов общих зо-
лотосодержащих, аттестованный на содержание золота (0,50 г/т).
Гравитационному золотосодержащему концентрату по ТУ 117-2-
8-75 соответствует содержание: золота (не менее 50 г/т), мышьяка
(не более 0,7%), сурьмы (не более 0,3%), оксида алюминия (не более
10%).
Согласно ГОСТ 28058-89 в России выпускают две марки золота:
ЗЛА-1П ЗЛА-1
Au, %, не менее.............. 99,9 99,9
Примеси, %, не более:
РЬ....................... 0,0005 0,001
Sb....................... 0,0005 0,001
Bi....................... 0,0005 0,001
Fe....................... 0,0005 0,001
Всего.................... 0,01 0,01
Золото лигатурное в слитках по ТУ 117-2-7-75 содержит: золото -
не менее 10%, серебро и медь - не ограничивается, свинец - не более
5%, ртуть - не более 0,1%.
Золото катодное по ТУ 48-16-3-78 содержит: золота и серебра-
не менее 40%, ртути - не более 0,1%.
57
2. ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКАЯ
ХАРАКТЕРИСТИКА БЛАГОРОДНЫХ
МЕТАЛЛОВ
2Л. Особенности вещественного состава руд
В запасах золота существенную роль играют эндогенные, экзо-
генные и техногенные месторождения.
Среди гидротермальных месторождений золота по минеральным
ассоциациям выделяют нескольких основных формаций [3, 64]: золо-
то-кварцевая, золото-сульфидная, золото-кварц-сульфидная, золото-
кварц-арсенопиритовая и антимонитная, золото-кварц-висмутиновая,
золото-баритовая, золото-карбонатная.
В состав золото-кварцевых руд входит до 5% сульфидов, основ-
ные из них - пирит, пирротин, арсенопирит, реже галенит, сфалерит,
халькопирит, марказит, висмутин и другие, жильный минерал -
кварц. Нерудные минералы - полевой пшат, биотит, мусковит, тур-
малин, кальцит, хлорит, апатит и другие. Основная масса золота об-
разовалась после минерализации кварца, арсенопирита и турмалина
одновременно с полиметаллами. Это золото имеет мелкую вкраплен-
ность в кварце, пирите и других сульфидах, а также присутствует в
виде пленок на контактах сульфидов, комковатых, угловатых, округ-
лых частиц. Кварцевые мало сульфидные руды незначительны по за-
пасам, хотя и богаты золотом (4... 12 г/т). Золото в них крупное са-
мородное, ассоциированное с кварцем.
Золото-пирит-кварцевые руды просты по вещественному составу.
В них доля крупного свободного золота составляет 8...20% при со-
держании в руде 2... 12 г/т. Доля добычи золота из таких руд в Ро со-
ставляет всего 4%, а в Узбекистане практически все золото добыва-
ется из золото-пирит-кварцевых руд.
Золото-кварц-сульфидные месторождения находятся среди вулка-
ногенно-осадочных толщ. Состав руд сложный, золото в них нахо-
дится в разных формах: тонкодисперсное - в сульфидах, самород-
ное - в кварце. Руды широко распространены во всех странах мира.
Наиболее характерный пример этих руд - Березовское месторожде-
ние на Урале.
58
Золото-арсенопиритовые руды характеризуются повышенным со-
держанием сульфидов (до 10%) и более значительным содержанием
мышьяка (Урал, Казахстан, Забайкалье, Красноярский край). Само-
родное золото в них в виде крупных выделений в кварце и мелких,
тонкодисперсных включений в сульфидах.
Золото-турмалин-пир итовые руды распространены в Забайкалье;
в них самородное золото отлагается в кварц-пиритов ой, кварц-
полиметаллической, редкометалльной формациях. Мелкое золото
связано в основном с пиритом, крупное - с кварцем.
Руды золото-полисульфидные распространены в Забайкалье, Уз-
бекистане, Приморье, Казахстане. В них мелкое и тонкодисперсное
золото связано с сульфидами. Золото-антимонитовые руды на Урале,
северо-востоке РФ, представлены жилами и линзами кварца с бога-
тым сурьмяным оруденением (до 50...70%). Самородное золото-
тонкодисперсное в антимоните и пирите; содержание золота
5... 10 г/т.
Молибденит-халькопиритовые руды содержат золото и серебро в
небольших количествах: 0,05...0,8 г/т и 1... 12 г/т соответственно.
Самородное золото - тонкодисперсное в пирите и халькопирите.
Гидротермальные вулканогенные месторождения распространены
в Охотско-Чукотском, Карпатском поясах; среди них выделяют тел-
луридные, золото-серебряные. В России теллуридные руды встреча-
ются редко. Свободного золота в рудах мало; золото в основном тон-
кодисперсное в пирите и кварце.
Золото-серебряные руды широко распространены в Охотско-
Чукотском поясе, в Забайкалье, на Кавказе. Содержание в них суль-
фидов до 10%. Самородное золото в них тонкодисперсное
(3...50 мкм) и приурочено к сульфидам. Теллуридное золото отлага-
лось в конце процесса минералообразования. В колчеданных место-
рождениях золото в основном тесно ассоциировано с пиритом и час-
тично с минералами меди, свободного золота - до 30%.
Минеральный состав руд золота изменяется от простого кварцсо-
держащего до сложного (более 100 минералов). Полиминеральность
руд, содержание в них теллуридов и тонкодисперсного золота
уменьшается с увеличением глубины и температуры образования
рудопроявления. Большая часть золота выделяется в конце процессов
минерализации после сульфидов железа, меди, свинца и цинка, по
времени близкому к выделению серебросодержащих блеклых руд,
59
буланжерита, тетрадимита и теллуридов. Позднее золота выделяются
джемсонит, антимонит, киноварь, карбонаты, халцедон.
В зоне окисления сульфидных руд субмикроскопическое золото
растворяется в Fe2(SO4)3 и FeCl3, а более крупное золото - высвобож-
дается и накапливается в нижних зонах железных шляп и реже вто-
ричного обогащения. Для руд золота различных генетических типов
характерны общие черты: связь с магматическими породами; отло-
жение самородного золота и золотосодержащих минералов в поздние
стадии рудообразования; близкая температура отложения золота;
чувствительность процессов отложения золота к колебаниям темпе-
ратуры, pH и еН, содержанию в растворах железа, серы, мышьяка,
других элементов. Содержание золота в рудных минералах колеблет-
ся в широких пределах (табл. 2.1).
Таблица 2.1
Содержание золота в рудных минералах
Минералы Содержание золота, г/т Название (тип), регион
Антимонит 0,1...3,4 Средняя Азия
26...100 Гимлер (США)
Арсенопирит 55 Дарасун
50...1000 Бакырчик
Висмутин 0,1...254 Мышьяково-висмутовые
0,1...600 Мышьяково-висмутовые
0,01 Медно-висмутовое
Галенит 2,8...16,2 Зырян овское
до 32 Кальмакыр
Пирит 1,5 Кальмакыр
0,06 Серноколчеданные
<0,1 Дарасун
50 Метадзор
22,3...38,7 Зодское
0,1...1500 Кварц-золоторудное
1,2...3,6 Зырян овское
Сфалерит 0,1...1,8 Зырян овское
Халькопирит 950 Дарасун
6...48 Кальмакыр
10 Ирису
1 Алтын-Топкан
0,5...1,5 Зырян овское
Реальгар До 20 Зырян овское
60
Наиболее распространен золотосодержащий минерал пирит. Кри-
сталлы пирита (в основном октаэдры) содержат до 2% золота. Неод-
нородность строения пирита обусловлена микровключениями слю-
ды, кварца, сфалерита, углистого вещества, рутила, циркона. Харак-
терной примесью золотосодержащего пирита является мышьяк. Ус-
тановлена прямая зависимость золотоносности руд от содержания
мышьяка в пирите. Золото изоморфно входит в катионную часть ре-
шетки пирита вместо железа. А.М. Гаврилов и Ю.К. Камышев уста-
новили низкое содержание золота и мышьяка по краям зерен пирита
и высокое (в 30-40 раз выше) - в центре кристаллов.
Арсенопирит содержит механическую примесь частиц золота
размером от 5 до сотых долей микрометра и менее; возможно изо-
морфное замещение железа одновалентным золотом; по другим дан-
ным, большая часть золота в арсенопирите находится в виде химиче-
ских соединений катионной и анионной формы (до 73,5%), при этом
анионные комплексы образуются путем замещения атомов мышьяка
атомами золота. Химический состав арсенопирита (содержание
мышьяка, серы и золота) влияет на его измельчаемость.
Платиновая минерализация в породах верхних горизонтов рас-
пределяется весьма неравномерно, иногда превышает содержание
суммы платиновых во вкрапленных и массивных рудах в несколько
раз. Отношение ЭПГ/S составляет 4...40 и более.
Палладий концентрируется в пентландите, арсенидах и сульфоар-
сенидах никеля и кобальта, родий - в пирротине, пентландите и
сперрилите, иридий - в пирротине (1 г/т).
Характерные особенности имеют руды малосульфидного Федоро-
во-Панского месторождения, приуроченные к массиву пород Цен-
трально-Кольского рудного района. В них основными породообра-
зующими минералами являются плагиоклаз, гиперстен, авгит, оли-
вин, оксиды кремния, в которых более 50% оксидов железа, около
10% оксидов алюминия и титана - около 9%, оксидов щелочных ме-
таллов - более 30%, сульфидов - менее 0,1%.
Рудные минералы присутствуют в малых количествах - пирротин,
магнетит, ильменит, миллерит, борнит, реже халькопирит и пентлан-
дит. В рудах прослеживается связь между содержанием ЭПГ, цвет-
ных металлов, кальция, калия; в ряде типов руд содержание плати-
ноидов коррелирует с содержанием сульфидов (пирротина, пирита и
пентландита), которые представлены различными структурами. Сре-
61
ди минералов благородных металлов установлены сульфиды (купе-
рит, брегет, высоцкит), арсениды (сперрилит, аресенопаладинит),
теллуриды (меренскит, мончеит, котульскит, кейконнит, сопчеит,
тиларгпалит), антимониды (изомертит), станниды (атокит), сульфо-
арсениды; самородных форм благородных металлов, кроме паллади-
стого золота, не обнаружено.
Основная масса металлов платиновой группы связана с теллури-
дами (50%), сульфидами (20%) и арсенидами (15%). Состав рудных
минералов приведен в табл. 2.2.
Таблица 2.2
Химический состав рудных минералов, %
Минералы Элементы, %
Си Ni Со Pt-10^ Pd-10^
Пирротин:
гексагональный 0,18 0,35 0,01 2,6 4,8
моноклинный 0,2 0,6 0,01 0,4 3,6
Пентландит 0,01 34,9 1,02 <20 630
Халькопирит 34,2 0,2 0,01 20 27
Пирит 0,1 0,3 0,6 — —
Магнетит 0,005 0,15 0,002 1,0 0,8
Силикаты 0,004 0,002 0,001 — —
Платиносодержащий хромитовый тип минералов распространен в
группе месторождений Урала (Качканарское и др.). Руды приуроче-
ны к габбро-пироксенит-дунитовой формации.
Платиновая минерализация связана с хромшпинелидами, обра-
зующими гнезда, линзы, жилы и другие формы. Текстура этих руд
массивная, вкрапленная; содержание ЭПГ в них достигает 50 г/т.
Большая часть из них представлена самостоятельными минералами
вместе с высокопробным золотом среди хромитов, а также в виде
изоморфных примесей в хромшпинелидах, магнетите и силикатах.
Основные минералы ЭПГ - самородные и интерметаллические
формы (поликсен, изоферроплатин, платинистый иридий), реже -
невьянскит, сысерскит, куперит и др. (табл. 2.3 и 2.4). Распределение
МПГ в рудах - неравномерное разнозернистое.
62
Таблица 2.3
Химический состав минералов платины, %
Минералы Месторождения (тип) Pt Pd Rh Ir Fe Си Ni Размеры
Поликсен вы- соко- ириди- стый Нижнетагильское 76,9...80,9 0,2 0,7...1,1 7... 7,6 9,5...11,9 0,3...2,1 0,3...0,5 30 мкм... 1,3 мм
Поликсен ма- лоиридистый Инагли (россыпь) 79,4...85,7 0,3 0,4...1,3 1...2,8 8,3...10,5 0,4...0,9 0,1...0,2 -
Поликсен ма- лоиридистый. Кондер (россыпь) 86,3 0,4 0,6 2,1 10,5 0,4 0,1 -
Ферроплатина маложелезилтая Нижнетагильское (россыпь) 70,4... 76,4 0,1...0,2 До 3,2 0,8...1,3 15,5...19 0,3...2 Н/о -
Купроплатина высокомедистая Нижнетагильское 65,4...68 До 0,2 До 1,4 До 1,3 16,2...17,6 13,4...14 До 1,7 -
Купроплатина маломедистая Нижнетагильское 72,9... 74,6 Не опр. Не опр. Не опр. 12...15,9 7,7... 10,5 До 1,7 0,1... 1 мм
Таблица 2.4
Содержание ЭПГ в хромите и магнетите, г/т
Минералы Вмещающие породы (месторождения) Pt Pd Rh Ru h Os
Хромит Дуниты (Кондер) — — — (4...7)75,3 (0...2)71,3
Дуниты (Нижний Тагил) — — — 0,26 0,56
Дуниты (Нижний Тагил) 19,4 2,22 0,04 0,408 0,205 0,27
Серпентиниты (Кимперсай) (0,05...0,1)70,05 (0,1 ...0,6)70,26 (0...0,00 4)70,00 8 - -
Магнетит КМА (0,1...0,56)70,27 (0,03.. .0,05)70,04 — — — —
Клинопироксениты (Инагли) - - - 0,01 - 0,08
Клинопироксениты (Кондер) (0,01...0,71)70,12 (0,03...0,5)70,1 (0,003...0,04)/0,016 < 0,003 < 0,008 < 0,005
Клинопироксениты (Кондер) 0,159 0,112 0,009 < 0,003 < 0,008 < 0,005
Клинопироксенитовая жила в дунитах (Кытлым) 13,8 5,44 0,06 — — —
Примечание. Числитель - пределы колебаний; знаменатель - среднее содержание.
2.2. Физико-химические свойства золота
Под техническими и физико-химическими свойствами рудных
минералов и благородных металлов понимают плотность, механиче-
ские, спектрорадиометрические, магнитно-электрические, физико-
химические, химические, термохимические и др. Чем выше контра-
стность указанных свойств рудных и породных минералов, тем эф-
фективнее проходят процессы их разделения
Для золотосодержащих руд основными физико-механическими
свойствами являются плотность рудных минералов и форм золота, в
частности самородного, крепость рудных и породных минералов,
гранулометрический состав минеральных форм золота, а также рудо-
и породообразующих минералов.
Плотность (8) минералов определяется их химическим составом
и структурой кристаллической решетки. Наибольшую плотность
имеют благородные металлы, минералы тяжелых цветных и редких
металлов, и некоторых железорудных минералов. По плотности ми-
нералы условно разделяются на легкие (менее 3 г/см3), средние
(3.. .4 г/см3), тяжелые (4... 5 г/см3) и очень тяжелые (более 6 г/см3).
В табл. 2.5 приведена плотность основных минералов, наиболее
часто встречающихся в рудах, содержащих благородные металлы.
Плотность самородных благородных металлов значительно выше
плотности тех минералов, которые указаны в табл. 2.5. Рутений име-
ет плотность 12,2 г/см3, родий 12,45, палладий 12,16, платина 21,45,
золото 19,3. Высокая плотность благородных металлов позволяет
достаточно легко выделять их из общей рудной массы, применяя
гравитационные методы обогащения в различных средах - воде,
воздухе, тяжелой жидкости, суспензии и жидком электролите, по-
мещенном в скрещенные электрические и магнитные поля.
Плотность минералов изменяется в зависимости от микровключе-
ний и изоморфных примесей на десятые доли. Плотность в сочета-
нии с крупностью минеральных зерен определяет эффективность
применения гравитационных и других процессов разделения.
65
Таблица 2.5
Плотность основных минералов руд благородных металлов, г/см3
<3 3...4 4...5 5...6 >6
Альбит Авгит Антимонит Арсенопирит Айкинит
Гиббсит Азурит Барит Борнит Англезит
Гипс Апатит Вюрцит Г ематит Аргентит
Графит Биотит Гидроцинкит Джемсонит Бреггит
Доломит Брошантит Ильменит Дигенит Буланжерит
Кальцит Гетит Малахит Ильменорутил Висмут самород.
Каолинит Г идрогетит Марказит Куприт Висмутин
Кварц Диаспор Мельниковит Магнетит Вольфрамит
Магнезит Каламин Молибденит Миллерит Галенит
Микроклин Кианит Пентландит Миметизит Гессит
Нефелин Корунд Пирохлор Моноцит Гюбнерит
Опал Малахит Пирротин Мышьяк само- род. Золото самород.
Ортоклаз Оливин Повеллит Пирит Калаверит
Серицит Перовскит Полидимит Пироморфит Касситерит
Серпентин Пироксены Рутил Самарскит Киноварь
Тальк Пирохлор Смитсонит Халькозин Кобальтин
Халькантит Родонит Талнахит Шеелит Медь самород.
Хлорит Родохрозит Теннантит Невьянскит
Хризоколла Сидерит Тетраэдрит Никелин
Сподумен Троилит Осмий самород.
Сфалерит Халькопирит Палладий
Флюорит Платина
Фосфорит Серебро
Хлорит Теллур
Ярозит Электрум
Гранулометрическая характеристика золота
Характер крупности и вкрапленности золота, его геометрические
формы, взаимосвязь с рудообразующими сульфидными и породными
минералами влияют на выбор методов и аппаратов для извлечения
минеральных форм золота. В коренных рудах различают: крупное зо-
лото (> 70 мкм), мелкое золото (-70 + 20мкм), тонкое и тонкодисперс-
ное золото (менее 20мкм). Золото мелкое и крупное достаточно легко
выделяется с применением гравитационных и флотационных методов.
Тонкое и тонкодисперсное золото руд не раскрывается от сростков с
другими минеральными формами даже при ультратонком измельче-
нии; при цианировании такое золото не вскрывается; при флотации и
гравитации частично извлекается с минералами-носителями: сульфи-
66
дами меди, пиритом, арсенопиритом, пирротином и др. Руды с тонко-
дисперсным золотом называют упорными, для их обогащения приме-
няют специальные методы переработки. Форма частиц самородного
золота коренных месторождений различна- зернистое, полосчатое,
комковидное, уплощенное, пластинчатое, округлой и кубической
структуры. Частицы золота правильной геометрической формы плохо
извлекается флотацией, но эффективно могут быть выделены гравита-
цией. Пластинчатое, чешуйчатое, губчатое золото с развитой поверх-
ностью хорошо извлекаются флотацией и цианированием.
Гранулометрический анализ золотосодержащего рудного мате-
риала проводят путем разделения на классы крупности на ситах (до
крупности +0,040 мм), гидравлической (при крупности -0,074 мм)
классификацией в восходящих потоках, микроскопическими и дру-
гими методами. Для ситового анализа применяют стандартные набо-
ры сит. Для гидравлической классификации используют аппарат для
дисперсного анализа порошков (АДАП). Применяют также метод
седиментационного анализа, основанный на различии скоростей оса-
ждения частиц различной плотности и крупности. Фракции грануло-
метрического состава анализируют на распределение отдельных
элементов (благородных металлов), используя для этого химический,
минералогический и фазовый методы анализа.
Размеры выделений золота в месторождениях уменьшаются от
высокотемпературных скарновых и золотокварцевых к вулканоген-
ным; например, от нескольких миллиметров в рудах Кочкарского
месторождения до 0,01.. .0,05 мм в рудах Балейского. В табл. 2.6 при-
ведено распределение золота по генетическим типам, минеральным
формам и размерам.
На примере двух типов руд Федорово-Панского месторождения
показаны гранулометрические характеристики основных рудных ми-
нералов и платины (табл. 2.7 и 2.8).
Типы существенно отличаются составом, вторичными измене-
ниями, структурой, текстурой, размерами зерен и составом рудных
минералов. В I типе руд преобладают темноцветные (пироксены и
оливин), во II - плагиоклаз; среди рудных в I типе руд - пирротин,
магнетит и ильменит; во II типе - сульфиды (борнит и миллерит); в
обоих типах руд содержатся халькопирит и пентландит.
67
Таблица 2.6
Распределение золота по крупности генетических типов руд, %
X ар актеристика золота Гео лого-техн о логические типы руд
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10
Крупное 6...8 8...36 5...28 14...25 5...18 - 0...12 0...22 - -
Мелкое в срост- ках с силикатами 10...36 5...20 14...60 1...8 0...7 - 15...38 15...30 - 0...5
Мелкое в срост- ках с сульфидами 12...27 - 28...82 22...47 20...32 - 30...48 22...40 - 5...50
Мелкое в сростках с антимонитом - - - 0...1 5...64 - 0...1 0...4 - -
Мелкое в ассо- циации с угли- стым веществом — 0...5 — 0...8 — — — — — 20...40
Тонкодисперсное в суль фидах 50...69 6...32 10...20 3...52 9...28 - 20...42 22...40 - 20...70
Калаверит и дру- гие теллуриды 0...10 0...5 - 0...3 - - 0...5 0...5 - -
Таблица 2.7
Гранулометрический состав пентландита и халькопирита
Классы крупности, мм Халькопирит Пентландит
Средний размер, мм Частота нахожде- ния, % Массовое распреде- ление, % Средний размер, мм Частота нахожде- ния, % Массовое распреде- ление, %
I II I II I II I II I II I II
-0,04 0,01 0,01 74 78 16 24 0,01 0,01 78 67 18 15
-0,08+0,04 0,06 0,06 16 11 19 13 0,06 0,06 7 13 9 16
-0,15+0,08 0,11 0,12 5 5 12 14 0,10 0,12 8 15 14 38
-0,3+0,15 0,25 0,24 3 4 19 19 0,22 0,21 2 3 11 11
+0,3 0,85 0,69 2 2 34 30 0,54 0,38 5 2 48 20
Итого - - 100 100 100 100 - - 100 100 100 100
Примечания: 1. В таблице приведены линейные размеры.
2. Средневзвешенные размеры составляют: пентландит - 0,3 и 0,16 мм, халькопирит - 0,36
и 0,28 мм.
Таблица 2.8
Гранулометрическая характеристика минералов платины и палладия
Классы крупности (площадь сечения), мкм2 Средняя площадь сечения, мкм2 Частота нахож- дения, % Массовое рас- пределение, %
I II I II I II
+ 1500 2225 - У - 42 -
-1500+300 336 948 551 907 2 тт 7 12 23 39 51 62
68
Продолжение табл. 2.8
-300+100 232 227 192 185 7 тт 11 24 50 М 28 25
-100+40 9 58 56 50 2 14 15 24 6 3 11
-40 8 10 12 24 89 53 67 40 21 2 10 6
Итого - - 100 100 100 100
Примечание. Числитель - данные для теллуридов; знаменатель - для сульфидов.
На примере золотосодержащих медно-цинковых сульфидных руд
Гайского месторождения в табл. 2.9 показано распределение золота
по классам крупности пробы, измельченной до флотационного раз-
мера частиц. Золото неодинаковой крупности освобождается от сро-
стков с сульфидами минералов постепенно в зависимости от степени
измельчения. Золото крупное и мелкое раскрывается при измельче-
нии 30% содержания класса -0,074 мм; золото тонкое и частично
тонкодисперсное при измельчении 70% класса -0,074 мм.
Распределение золота в лежалых хвостах по классам крупности
имеет другой характер: в них во флотационные классы распределяет-
ся значительно меньше золота (табл. 2.10). Подробно характеристика
распределения золота по классам крупности руды и продуктов обо-
гащения будет рассмотрена при изложении материалов по техноло-
гии обогащения руд.
Таблица 2.9
Распределение золота по классам крупности, %
Класс крупности, мм Выход, % Содержание, г/т Распределение, %
AUrj6uj AU сульф АПсвсб АиПОрф Au сбщ Au сульф AUcbc6 Аипорф
+0,25 5,29 1,45 0,21 1,24 0,129 5,19 0,80 3,93 0,46
-0,25+0,10 25,58 2,00 0,40 1,60 0,098 34,61 6,91 25,99 1,71
+0,10 30,87 1,91 0,28 1,43 0,104 39,80 7,71 29,92 2,17
-0,1+0,074 18,76 2,40 0,52 1,88 0,093 30,45 6,60 22,67 1,18
-0,074+0,044 13,98 2,00 0,52 1,48 0,094 18,92 4,91 13,12 0,89
-0,044+0 36,40 0,44 0,07 0,37 0,18 10,83 1,72 4,69 4,42
+0,044 63,60 2,08 0,45 1,53 0,098 89,17 19,22 65,71 4,23
-0,25+0,044 58,31 2,13 0,47 1,57 0,096 83,98 18,42 61,78 3,78
Исходная проба 100,00 1,48 0,31 1,04 0,13 100,00 20,94 70,40 8,66
69
Таблица 2.10
Гранулометрический состав лежалых хвостов
Класс, мм Выход, % Соде ржание, %,г/т Извлечение, %
Си, % Au Ag Си Аи Ag
+0,295 10,4 0,23 0,5 5,0 6,57 4,17 8,45
-0,295+0,208 13,3 0,22 0,7 3,7 8,06 7,46 8,0
-0,208+0,147 14,9 0,31 0,5 4,4 12,7 5,97 10,66
-0,147+0,104 15,1 0,42 1,3 6,0 17,43 15,73 14,72
-0,104+0,074 12,6 0,46 1,6 7,8 15,56 16,16 15,98
-0,074+0,044 10,0 0,40 1,8 7,0 11,0 14,42 11,38
-0,044 23,7 0,44 1,9 8,0 28,68 36,09 30,81
Итого 100,0 0,36" 1,25" 6,15" 100,00 100,00 100,00
Средние значения.
Если сравнить распределение золота в сульфидной и окисленной
(кварц-ярозитовой) рудах Гайского месторождения, то во втором
случае в класс +0,25мм распределяется золота на порядок выше
(табл. 2.11), что указывает на высокую концентрацию крупного золо-
та в условиях естественной дезинтеграции при формировании рудо-
проявления золота в зоне коры выветривания коренных сульфидных
РУД-
Таблица 2.11
Гранулометрический состав пробы руды коры выветривания
Класс крупности, мм Выход, % Содержание зо- лота, г/т Распределение золота, %
+2 38,4 3,25 25,47
-2+1 11,6 2,7 6,40
-1+0,5 9,0 3,0 5,5
-0,5+0,25 6,5 6,0 7,96
-0,25+0,16 6,6 6,5 8,76
—0,16+0,08 5,4 7,0 7,71
-0,08+0,044 2,7 8,5 4,68
-0,044+0,02 од 11,0 2,25
-0,02+0,01 0,7 23,5 3,36
-0,01+0 19,0 7,19 27,91
Итого 100,0 4,90* 100,0
Среднее значение.
70
Золото в хвостах обогатительной фабрики Салаирского ГОКа
(табл. 2.12) связано в основном с сульфидами (95% - пирит, а также
халькопирит, галенит, блеклая руда гидроксида железа, кварц, вто-
ричные минералы). Пирит в основном раскрыт от сростков; золото -
тонко дисперсное самородное, серебро - изоморфное связано с гале-
нитом, блеклой рудой и самородным золотом. Кристаллы пирита со-
держат до 20 г/т золота при среднем содержании в хвостах до 0,4 г/т.
Таблица 2.12
Гранулометрический состав хвостов Салаирского ГОКа
Класс круп- ности, мм Выход, % Золото Серебро
Содержание, г/т Распределение, % Содержание, г/т Распределение, %
+0,315 15,92 0,16 6,3 5,6 13,63
-0315+0,16 36,62 0,08 7,4 7,0 39,18
-0,16+0,08 21,29 0,17 7,6 5,6 18,22
-0,08+0,04 8,82 0,41 9,0 8,3 11,18
-0,04+0,02 4,06 0,43 4,4 10,0 6,2
-0,02+0,01 4,39 0,37 4,0 3,0 2,01
-0,01+0,005 2,84 0,60 4,3 3,0 1,30
-0,005+0,001 3,77 0,405 3,8 4,3 2,48
-0,001 2,29 9,3 53,2 16,6 5,8
Исходный материал 100,0 0,40* 100,0 6,54* 100,0
Средние значения.
Как отмечалось, среди многочисленных месторождений Краснояр-
ского края одним из наиболее перспективных является Васильевское.
Содержание в руде золота до 12 г/т с крупностью золотин 0,01... 1,5 мм.
Золото в основном самородное свободное (63%), с сульфидами связано
31%, с силикатами 6%. Распределение золота по классам крупности и
минеральным формам приведено в табл. 2.13 и 2.14.
Таблица 2.13
Распределение золота по классам крупности в руде Васильковского
месторождения
Класс крупности, мм Выход, % Содержание золота, г/т Доля золота,%
+2,5 48,4 7,0 28,1
-2,5+1 16,5 6,2 8,5
71
Продолжение табл. 2.13
-1+0,5 11,3 34,0 31,9
-0,5+0,3 6,1 17,8 9,0
-0,3+0,16 4,8 21,0 8,4
-0,16+0,074 7,7 11,3 7,2
-0,074+0 5,2 16,01 6,9
Исходная руда 100,0 12,05* 100,0
Среднее значение.
Таблица 2.14
Содержание золота в минералах руды Васильковского месторождения
Минералы Содержание, % Размер зерен, мм
Рудные минералы
Пирит 0,43 0,12...4,0
Арсенопирит 0,47 0,3...0,7
Галенит 0,046 0,24...0,8
Блеклая руда 0,024 0,3...1,4
Сфалерит 0,03 0,4...1,3
Халькопирит 0,02 0,01...0,06
Гидроксиды железа 2,5 До 0,1
Нерудные минералы
Кварц 60,4 0,03...2,0
Карбонаты 3,9 0,015...0,03
Хлорит 3,5 0,015
Гидрослюда 2,2 0,009...0,45
Альбит 5,0 0,03
Рутил 0,75 0,01...0,02
Апатит 0,9 0,01...0,015
С плотностью и крупностью минеральных материалов связаны и
другие физические свойства: кусковатость, крепость, рыхлость, по-
ристость, прочность или хрупкость, твердость.
Кусковатость оценивается выходом различных классов крупно-
сти, средневзвешенным диаметром кусков, диаметром максимально-
го куска. Для разных типов руд цветных, черных, редких, благород-
ных металлов кусковатость руды нормируется техническими усло-
виями и определенным образом влияет на выбор схем и аппаратов
дробления, измельчения и дезинтеграции с лимитированием шламов
в конечном продукте, поступающем на обогащение.
72
Твердость характеризуется способностью минерального вещест-
ва противодействовать проникновению в него другого крепкого по
прочности тела. По десятибалльной шкале Мооса твердость возрас-
тает в ряду от 1 до 10: тальк, гипс, кальцит, флюорит, апатит, орток-
лаз, кварц, топаз, корунд, алмаз.
Крепость пород характеризуется сопротивляемостью разруше-
нию в технологических операциях и оценивается по шкале
М.М. Протодьяконов а: мягкие имеют коэффициент до 10, твердые
30...40, весьма твердые > 45.
Прочность пород оценивают по сопротивляемости разрушающе-
му усилию на сжатие и растяжение. Механическая прочность и кре-
пость пород определяет энергетические затраты на дробление и из-
мельчение руд. При механическом воздействии горная порода под-
вергается деформации - упругой, пластической и разрушающей.
Пластическая деформация обусловлена внутризерновым или меж-
зерновым скольжением, зависит от минерального состава и не нару-
шает агрегативной целостности. Повышение пластичности пород, в
частности повышение содержания в золотосодержащих рудах глини-
стых составляющих, сопровождается снижением их модуля упруго-
сти; повышение содержания кварца снижает их пластичность.
Разрушение горных пород может быть результатом их хрупкости
или пластичности и сопровождается разрывом всевозможных свя-
зей - межзерновых и внутримолекулярных. Величина кристалличе-
ских напряжений в породах и их прочность зависят от прочности
минералов, структуры горных пород, их слоистости.
Трудно разрушаются вязкие породы с высокой прочностью и пла-
стичностью. Механическая прочность (крепость) пород и руд в тех-
ногенных условиях характеризуется дробимостью, хрупкостью, твер-
достью, абразивностью.
Механические свойства минералов, кристаллов (деформация,
твердость и упругость) неодинаковы. В одном направлении кристалл
может быть пластичным, в другом - хрупким. Упругость зависит от
прочности и характера межатомных связей. Эти свойства минералов,
имеющих различную упругость, используются при обогащении по
упругости, при обогащении по форме и по трению.
В табл. 2.15 приведена классификация минералов по твердости и
хрупкости.
73
Таблица 2.15
Классификация минералов по твердости и хрупкости
Твердость (по Моосу) Минералы
хрупкие нехрупкие ковкие и упругие
10,0 Алмаз Корунд —
8,0 Топаз Шпинель, аль- мандин, пироп -
7,5 Берилл, фена- кит,турмалин -
7,0 Кварц, силлиманит, андрадит, сподумен Андалузия, став- ролит, циркон -
6,5 Бертрандит, диаспор, гематит, дистен, пирит, колумбит, танталит, кассите- рит, оливин, браунит Бадделеит, везу- виан, эпидот, рутил
6,0 Хромиты, марказит, магнетит Лейкоксен, по- левые шпаты -
5,5 Актинолит, вилле- ниг, вольфрамит, кобальтин, монацит, нефелин, пиролюзит, микролит, сфен, датолит, гетит Глаукофан, иль- менит, лопарит, авгит, эгирин, родонит, роговая обманка, перов- скит Арсенопирит
5,0 Апатит, лимонит
4,5 Каламин, гематит, шеелит, магнетит Браннерит, то- рит Платина
4,0 Пирротин, манганит, родохрозит, флюо- рит Станнин Железо
3,5 Азурит, алунит, до- ломит, куприт, мала- хит, пентландит, сидерит, пиромор- фит, сфалерит, халь- копирит, церусит, миллер иг,миметиз иг, барит, висмутин, ад амин Повеллит
3,0 Алтавиг, ангидрит, борнит, ванадинит, вульфонит, кальцит, серпентин, хризокол- ла, энаргит, арозит Кубанит Халькозин
74
Продолжение табл. 2.15
2,5 Англезит, буланже- рит, крокоит, висму- тин, галенит, джем- сонит, карналлит, криолит, киноварь, флогопит, антимо- нит, айкинит, пирар- гирит Бруссит, цин- нвальдит, гид- раргилит, хлори- ты Медь, золото, био- тит, мусковит, се- ребро, вис- мут,арсенопирит
2 Бура, галит, гидро- борацит сера само- родная, силь- вин, селитра Ковеллин, киа- нит Олово
1,5 Гарниерит, галлуа- зит, мирабилит, гипс, тальк Аурипигмент, графит, реаль- гар, вермикулит, молибденит, пирофиллит -
Магнитоэлектрические свойства минералов
У большинства минералов магнитные свойства возникают и про-
являются в сильном магнитном поле с высокой напряженностью.
Основные параметры проявления магнитных свойств - магнитная
индукция, создаваемая магнитным полем, магнитная проницаемость
минералов и связанная с нею магнитная восприимчивость, от кото-
рых зависит намагниченность минералов, величина которой опреде-
ляется напряженностью магнитного поля. Магнитные свойства зави-
сят от химического состава и структуры минералов. Повышенная
магнитная восприимчивость и намагниченность свойственны мине-
ралам, в которых содержатся железо, никель, кобальт, марганец.
В зависимости от напряженности внешнего магнитного поля ми-
нералы делятся на диа-, пара- и ферромагнитные. У диамагнитных
минералов (они имеют отрицательную магнитную восприимчи-
вость), намагниченность направлена противоположно внешнему
магнитному полю и они выталкиваются. К диамагнитным относят
соли, сульфиды, силикаты и самородные металлы (висмут, графит,
серебро, золото), флюорит, кальцит, кварц. Парамагнитные материа-
лы характеризуются примесными ионами с нечетным числом элек-
тронов или с незаполненной внутренней оболочкой. К ним относят
ильменит, гематит, хромит, вольфрамит, сидерит, пиролюзит и желе-
75
зосодержащие силикаты. Удельная восприимчивость и намагничен-
ность увеличивается с ростом напряженности магнитного поля и
уменьшается при нагреве. По данным В.И. Ревнивцева, непродолжи-
тельный обжиг увеличивает магнитную восприимчивость сфена, ру-
тила, лейкоксена.
Минералы-ферромагнетики характеризуются высоким положи-
тельным значением магнитной восприимчивости и являются силь-
номагнитными минералами. Их восприимчивость зависит от напря-
женности магнитного поля и температуры. При нагревании магнит-
ные домены и их магнитные моменты компенсируются и ферромаг-
нетик превращается в парамагнетик. К ферромагнетикам относят са-
мородное железо, ферроплатину, железосодержащее золото. Ферро-
магнитные минералы также относят к сильномагнитным, но они от-
личаются от ферромагнитных меньшей величиной намагниченности
и наличием в их составе немагнитных катионов и анионов. Наи-
большей намагниченностью обладают магнетит, затем титаномагне-
тит, кубанит, троилит, ильменит. Они имеют высокую остаточную
намагниченность и высокомагнитны в отсутствие магнитного поля.
При обогащении золотосодержащих руд различие в магнитных свой-
ствах минералов используется при доводке черновых золотых кон-
центратов или продуктов с целью их очистки от примесных компо-
нентов, обладающих магнитными свойствами.
Электрические свойства минералов используют для их разделе-
ния при электрической, магнитно-гидродинамической и магнитно-
гидростатической сепарации. Мерой электропроводности минера-
лов служит удельное электрическое сопротивление или удельная
электропроводность. Минералы по величине электропроводности
подразделяют на проводники, полупроводники и диэлектрики. Ми-
нералы-проводники (10 ... 1()2 Омм)- самородные металлы с ме-
таллическим типом химической связи. Минералы-полупроводники
(ИГ6... 1О10 Омм) - большинство сульфидов, некоторые оксиды, ис-
копаемые угли. Среди них различают минералы с и-типом дырочной
проводимости. Электропроводность их зависит от примесей и струк-
турных дефектов, температуры. У минералов-диэлектриков валент-
ная зона целиком занята электронами. К диэлектрикам относят ми-
нералы с ионной и ковалентной связью - галоидные соединения, си-
ликаты, соли кислородных кислот, минералы - мусковит, галит. Под
действием электрического тока у диэлектриков возможна поляриза-
76
ция, мерой которой является диэлектрическая проницаемость. У
кварца, полевых шпатов, слюды она равна 4... 5; у карбонатов 6... 8, у
рутила 150, у касситерита 24, у церуссита 25.
Различия в электропроводности минералов используются при обо-
гащении на электростатических, коронных электрических, коронных
электростатических, трибоэлектростатических сепараторах. Мате-
риалы для электрической сепарации подвергают сушке, обеспылева-
нию, классификации по крупности, иногда их обрабатывают реаген-
тами для очистки поверхности минералов.
При МГД- и МГС-сепарации разделение минералов ведут в элек-
тролите, помещенном в скрещенные электрическое и магнитное по-
ля. МГД- и МГС-сепарация применяются при доводке черновых зо-
лотых концентратов с получением при этом высококачественных
концентратов с минимальными потерями золота.
Одной их важных характеристик электрических свойств является
электродвижущая сила их кристаллов (ТЭДС), представляющая со-
бой разность потенциалов, возникающую в них при наличии гради-
ента температуры. При нагреве отдельных частей кристалла свобод-
ные носители (электроны, дырки) диффундируют из горячей зоны с
более высокой концентрацией и энергией в холодную зону. Переме-
щение заряженных частиц противоположного знака приводит к их
концентрации на разных участках, что вызывает образование внут-
реннего электрического поля и возникновение ТЭДС.
Текстурно-структурные особенности руд определяют выбор схе-
мы и показателей обогащения. Текстурой руд определяется строение,
формы, размеры и пространственное соотношение минеральных аг-
регатов. Текстуры подразделяют на макроскопические и микротек-
стуры. А.Г. Бетехтин составил классификацию текстур, в которую
положены генетические признаки (табл. 2.16).
Таблица 2.16
Классификация текстур руд
Текстуры Г енетические группы Морфологические виды
Благоприятные для обогащения Однородные Равномерновкрапленная, массивная
Пятнистые Вкрапленная, пятнистая, модулярная
Удлиненные Полосчатая, гнейсовидная, слоистая, линзовидная, сланцевая, плойчатая, прожилковая, денуритовая
77
Продолжение табл. 2.16
Неблагоприятные для обогащения Катакластические, Брекчиевая, брекчиевидная,
Кластические Конгломератовая
Цементные Цементная
Натечные (коллоидные и металлоидные) Почковидная, колломорфная корковая, натечно-скорлуповатая, сталактитовая, сталагмитовая, порошковая
Коррозионные Скелетная, каемочная, нитеобразная, петельчатая или сетчатая, субграфи- ческая, эмульсиевидная
Каркасные Пористая, ящичная, ячеистая
Структура руд определяется строением минерального агрегата,
формой, размером и характером сростков слагающих кристалличе-
ских зерен. В основу классификации структуры А.Г. Бетехтиным по-
ложены генетические признаки. Крупность полезных компонентов,
их связь с другими рудными и породообразующими минералами оп-
ределяют конечную степень измельчения (табл. 2.17).
Таблица 2.17
Классификация структур руд
Вид структуры Г енетические группы Морфологические виды
Благоприятные для обогащения Зернистые Идиоморфно-зернистая, гребенчатая, радиально-лучистая, аллотриоморфно- зернистая, ипидиоморфно-зернистая, сидерионитовая
Метазернистые Идиоморфно-зернистая, аллотриоморфно- зернистая, гипидиоморфнометазернистая
Собственно кри- сталлобластиче- ские Идиоморфнобластическая, аллотрио- морфнобластическая или гранобластиче- ская, гипидноморфнобластическая
Неблагоприятные для обогащения Катакластические, кластические Раздробленная, гранокластическая, ори- ентированно-кластическая, ориентиро- ванно-зернистая, обломочная
Корозионные Скелетная, реликтовая, скрытокристали- ческая
Колоидные Концентрически-зональная, перлитовая
Металлоидные Радиально-лучистая, пластинчатая, ре- шетчатая, субграфическая, пламеневид- ная, петельчатая
Распады твердых растворов Эмульсионная, пластинчатая, графиче- ская, субграфическая, пламеневидная, петельчатая
78
2.3. Растворение золота в растворах химических
соединений
2.3.1. Критерии устойчивости золота
Химические свойства минералов и руд характеризует раство-
римость в растворах различных органических и неорганических
растворителей в присутствии окислителей с целью последующего
применения гидрометаллургических, биохимических и электро-
химических технологий в схемах комплексной переработки полез-
ных ископаемых. Различие в химических свойствах минералов ис-
пользуется при селективном или коллективном растворении мине-
ральных рудных или породных компонентов. В качестве раство-
рителей используют кислоты, щелочи, комплексообразующие со-
единения, чаще в присутствии различного рода окислителей, сти-
мулирующих процесс растворения. Скорость растворения зависит
от концентрации растворителя, крупности частиц минералов, сте-
пени их окисленности, примесных компонентов и других факто-
ров. Эффективность растворения зависит также от интенсивности
перемешивания пульпы, температуры, минерального состава (са-
мородные металлы, оксиды, карбонаты, сульфаты, сульфиды и
т.д.) и применения бактериальных культур.
Химические свойства минералов изменяются также под воздейст-
вием различных реагентов (растворов, газов), электрохимического и
других видов кондиционирования. Нагревание, обжиг, плавка приво-
дят к полиморфным переходам, фазовым превращениям, термиче-
ской диссоциации, окислению или восстановлению в присутствии
различных окислителей или восстановителей. На основе этих
свойств созданы процессы окислительного, восстановительного,
магнетизирующего, сульфатизирующего, сульфидизирующего, хло-
рирующего обжига.
Золото и другие благородные металлы по сравнению с другими
металлами являются химически стойкими. Золото не реагирует с
кислородом, водородом, азотом, серой, углеродом даже при высо-
ких температурах; активно взаимодействует с бромом при комнат-
ной температуре, а с фтором, хромом, йодом - при нагревании.
Электродный потенциал Аи+ равен + 1,58 В, а Аи3+ + 1,50 В. В
щелочах и кислотах золото растворяется в присутствии сильных
окислителей. Золото легко растворяется в царской водке, в раство-
79
pax цианидов щелочных металлов при наличии кислорода, в рас-
творе тиомочевины в присутствии окислителя - хлорида или суль-
фата трехвалентного железа. Растворяют золото хлорная и бромная
вода, раствор йода в йодистом калии или йодоводородная кислота.
Во всех случаях растворение золота сопровождается образованием
комплексных соединений. В разных условиях золото образует ок-
сид золота, галиды золота, прочный цианидный комплекс, простой
цианид, растворимый в цианиде натрия (калия), водородораствори-
мые тиосульфатные и сульфитные комплексы; хлориды золота,
тиомочевинный комплекс.
Для переработки труднообогатимого (упорного) минерального
сырья применяют - обжиг, плавку, химическое выщелачивание,
энергетические методы обработки (электромагнитно-импульсная) с
последующим цианированием. В.В. Лодейщиковым разработана ти-
пизация руд, по которой золото должно успешно извлекаться циани-
рованием, если:
- в раствор переходит 90% золота и более, при этом содержание
его в отвальных хвостах не превышает более 0,5... 1,0 г/л.
- крупность измельчения руды перед цианированием не превыша-
ет 80.. .90% содержания класса -0,074 мм;
- продолжительность перемешивания пульпы не превышает 24 ч;
- золото легко осаждается из растворов выщелачивания стандарт-
ными способами, например, цементацией цинковой пылью со степе-
нью осаждения 95...97% (возможны сорбционно-электролитические
способы);
- цианистые пульпы легко могут сгущаться и фильтроваться;
- расход цианида не превышает 0,5... 1 кг/т.
Наиболее благоприятным сырьем для цианирования является
кварцевая золотосодержащая руда; глинистая руда плохо фильт-
руется; при цианировании углистой руды велики потери золота с
хвостами; сульфидная руда с тонкодисперсным золотом цианиру-
ется плохо и считается упорной. Для упорных руд с целью удале-
ния в раствор примесных компонентов предварительно проводят
кислотное выщелачивание (автоклавное, бактериальное), иногда
окислительный обжиг с последующим цианированием кека или
огарка.
80
2.3.2. Растворение золота в кислотах
Наряду с классическими методами растворения золота, хлориро-
ванием и цианированием, разработаны процессы выщелачивания в
кислотах, щелочах, растворах тиосульфата, тиокарбамида, других
органических соединений, в растворах йода, брома. Выщелачивание
золота в царской водке существует издавна и применяется в аффи-
нажном производстве и при очистке золотосодержащих материалов и
растворов. В растворах кислот золото не растворяется, но в смесях
кислот, например соляной и азотной при соотношении 3:1, золото
активно растворяется по реакции
ЗНС1 + HNO3 = NOC1 + С12 Т +2Н2О;
Au + HNO3 + 4НС1 = HAuC14 + NO + 2Н2О.
Газообразный хлор в этой системе является окислителем со стан-
дартным потенциалом Ео =1.36 В. который меньше потенциала зо-
лота; при этом затрачивается 317 кДж/моль.
В аффинажной практике в царской водке растворяют золото из ма-
лосеребряных сплавов, при этом серебро остается в виде хлорида се-
ребра в осадке. Из раствора выщелачивания удаляют азотную кислоту,
а остаток с растворенным золотом разбавляют водой и осаждают золо-
то каким-либо восстановителем (цинковым порошком, и другими ме-
таллами). Из-за громоздкости, дороговизны и низкопробности полу-
чаемого золота применение метода цементации ограничено.
2.3.3. Растворение золота в растворах хлора,
йода н брома
Растворение золота в растворах хлора сравнимо с цианидным
процессом. В хлорно-хлоридной среде (раствор хлора и хлорида на-
трия), где хлор является окислителем и комплексообразователем,
растворение золота идет по реакциям:
Аи + 0,5С12(рр) + СГ = AuC12”; AG = -23.94 кДж/моль;
Аи + 1,5С12ф.р) +СГ = AuC14”; AG = -116,2 кДж/моль;
У АиС12~ + С12ф.р) = AuC14”; AG = -92,18 кДж/моль.
81
Подкисление раствора соляной кислотой увеличивает эффект рас-
творения вследствие повышения концентрации хлорид-ионов. В ка-
честве окислителя в этих растворах используют также диоксид мар-
ганца. В системе Au - Cl - Мп - Н2О растворение золота с образова-
нием комплексных ионов АиС12” и АиС14” возможно в присутствии
окислителей С12, Н2О2, атомарного и молекулярного кислорода.
Процесс проходит в широких диапазонах pH = (0,5...6,0), но с раз-
ной скоростью. Из хлоридных растворов золото легко восстанавлива-
ется щавелевой и муравьиной кислотами, хлоридом олова, углеродом,
цинком, оксидом углерода, диоксидом серы и другими восстановите-
лями. Хлоринация золота до использования цианидного процесса бы-
ла основным методом его извлечения. Этот процесс как способ пред-
варительного выщелачивания перед цианированием в США применя-
ется и в настоящее время. Система хлоридного выщелачивания вклю-
чает: обработку кислотами (соляной и серной), хлоридом натрия -
окислителем, а также, возможно, гипохлоридом (перманганатом, ди-
оксидом марганца). Расход окислителя сокращается при увеличении
расхода соляной кислоты и хлорида натрия. Активным началом в этом
процессе является образование хлорида, а его количество зависит от
pH раствора и концентрации хлорида. При растворении золота вначале
образуется хлорид золота: 2 Au° + С12 2АиС1, а затем комплексные
ионы золота: AuCl + С12 + СГ 2АиС14” .
Как будет показано ниже, гипохлоридное растворение (как и циа-
нидное) является электрохимическим процессом.
В случае применения сернокислотно-хлоридно-пиролюзитовой
системы суммарная реакция растворения золота имеет вид
2Au + 3MnO2 + 7H2SO4 + 8NaCl = 2HAuC14 + 3\ InS( )4 + 4Na2SO4 + 6Н2О.
Преимущество этого способа растворения заключается в возмож-
ности растворения золота, связанного с сульфидами (пиритом, арсе-
нопиритом, что при цианировании не проыисходит):
2FeS2 + 15МпО2 + 14H2SO4 = Fe2(SO4 )3 + 15MnSO4 + 14Н2О;
FeAsS + 7МпО2 + 6H2SO4 = FeAsO4 + 7MnSO4 + 6H2O.
82
Золото из растворов после хлоридного выщелачивания осаждают
сульфатом желез а(П), который не образует избыток хлора и восста-
навливает золото:
6FeSO4 + ЗС12 = 2Fe2 (SO4 )3 + 2FeCl3;
2AuCl3 + 6FeSO4 = 2Au + 2Fe2 (SO4 )3 + 2FeCl3.
Золото можно осаждать древесным углем:
4AuCl3 + 6Н2О + ЗС = 4 Au + 12НС1 + ЗСО2.
Йод (йодид) при малых концентрациях, не являясь токсичным, мо-
жет быть использован в качестве растворителя золота. Система на ос-
нове йода состоит из йода 12 и йодида Г в отношении 12:Г= 1:(5...9).
Растворение идет по реакции: Аи° +1/212 +1” = Aul2” при значениях
pH 3,5...9,5; для снижения эффективности выщелачивания железа из
сульфидов процесс ведут при pH 6...7. Йодидное выщелачивание
экономично, если раствор йодида регенерировать, применяя элек-
тролиз. При электролизе на катоде возможны реакции:
AuI2 + е — Au + 21 ; 13 + 2е — 31 ;
Н2()+г = 1 211,+ОН .
На аноде: I = 1 212 + е; 31” = 13 + 2е.
Золото из йодидных растворов можно осадить, применяя химиче-
ский и сорбционный методы. Вначале пероксидом водорода осажда-
ют элементарный йод, а затем смолой АВ-17-84 в растворе амино-
кислоты осаждают золото. Процесс исследован на руде Воронцов-
ского месторождения. Из руды с содержанием 2,6 г/т золота извлече-
ние в раствор составляет 84%. Кинетика растворения сопоставима с
цианидным выщелачиванием. В литературе имеются данные по ис-
следованию бромидной технологии. Гипобромная кислота окисляет
золото до трибромида золота, который по реакции
2Аи° +ЗНОВг + ЗВг” —> 2AuBr3 +ЗОН” переходит в тетрабромид
АиВг4” .
2.3.4. Т но карбамидное н тиосульфатное растворение золота
Растворение золота в тиомочевине идет по реакции
Au° +2CS(NH2)2 +Fe3+ = Au[CS(NH)3]2++ Fe2+.
83
Процесс проходит в растворе кислоты, что вызвано необходимо-
стью сохранения тиокарбамидного комплекса золота, который ус-
тойчив при pH < 4. Окисляющая роль Fe3+ связана с образованием
комплекса Fe(ThiO2)3+ или [Fe(SO4) • CS(NH2)2]2+ по реакции
Au + nThiO + [Fe(ThiO)2 ]3+ = [Au(ThiO)2 ]+ + [Fe(ThiO)„ ]2+.
Если присутствует кислород, то тиокарбамид окисляется до ди-
сульфата формамидина, являющегося окислителем при растворении
золота. Повышение температуры вызывает разложение тиокарбамида
с образованием роданида и сероводорода.
При выщелачивании золотых руд, содержащих сульфиды меди,
предпочтительнее вместо цианидного растворения применять тио-
карбамидное, так как при этом растворение сульфидов меди в 6-8 раз
ниже. Но в этом случае расход тиокарбамида незначительно возрас-
тает за счет образования тиокарбамидного комплекса меди:
2Cu2+ + 2(«+1)Cs(NH2)2 = 2Cu[Cs(NH2)2]+„ +[(Cs)2N4H6]2+ .
Для снижения расхода тиокарбамида предварительно окисляют
сульфиды железа, сурьмы, меди в кислой среде гидроксидом железа.
Из тиокарбамидных растворов золото осаждают цементацией свин-
цом, цинком, алюминием, сорбцией на активных углях, щелочами,
электролизом.
Тиомочевинное растворение возможно при переработке глини-
стых углеродсодержащих руд при подземном и кучном выщелачива-
нии. Исследования, выполненные на многих типах минеральных про-
дуктов и руд в России и за рубежном (Китай, Франция, Австралия,
Греция), показали, что тиокарбамидное выщелачивание конкуренто-
способно с процессами хлоринации, цианирования по следующим
параметрам: меньше токсичность; сопоставимость, а в ряде случаев и
большая скорость растворения золота; меньше чувствительность к
примесным компонентам; применимость процесса к низкокачествен-
ному природному и техногенному сырью.
Тиосульфатное растворение золота происходит по реакции
4Au + 8S2O32“ + О2 + 2Н2О -у 4[Au(SO3)23“ + 4ОН“].
Термодинамическая вероятность растворения золота высока:
-AG298 = -81 102 Дж/моль. С увеличением концентрации тиосульфа-
та и кислорода растворение золота возрастает. При повышении тем-
пературы и продолжительности процесса тиосульфат частично раз-
84
лагается с образованием сульфид-иона и гидро сульфид-Иона, кото-
рый также является растворителем золота. Оптимальное соотноше-
ние тиосульфата и окислителя должно быть 5:1.
При продолжительности процесса свыше 30 ч отмечается разло-
жение тиосульфата; с повышением температуры с 40 до 80°С ско-
рость разложения возрастает в четыре раза. С повышением в раство-
ре сульфата меди разложение заметно активизируется. Возможно
также образование на частицах золота кислородно-гидратных покры-
тий, что требует применения реагентов-востановителей. При умень-
шении побочных явлений тиосульфатное растворение сопоставимо с
цианированием. Растворение золота возможно также в серощелоч-
ных растворах и сероорганических растворителях.
Реакция растворения золота в серощелочных растворах имеет вид
2Au + 2HS” + 3S22“ + 2ОН“ = [Au2 (HS)2 ]2“ + 4S2“ + 2Н2О .
Основную роль в процессе растворения металлов играют гидро-
сульфид-ионы и полисульфидные ионы. Для золота основным явля-
ется дисульфид-ион (S22-), никеля - трисульфид-ионы (S32-), меди
и серебра - тетрасульфид-ионы (S42-). Процесс растворения метал-
лов определяется мольным соотношением серы к кислороду; с уве-
личением его степень растворения увеличивается в ряду: Au < Ni <
Си < Со < Ag < Pb < Zn, что предполагает возможность селективного
выщелачивания металлов.
Растворы органических сульфидов селективно растворяют цвет-
ные и благородные металлы, образуя устойчивые сольваты. В при-
сутствии в растворе Си2+ (окислителя) образуется прочный комплекс
[AuCuC12S]~ . При накоплении в растворе сольвата меди при подаче в
процесс металлического цинка последний восстанавливает медь
сольватов до металлической фазы, которая является цементирующим
агентом для золота.
2.3.5. Цианирование
Цианирование является основным методом извлечения золота из
упорных руд и концентратов; оно осуществляется в разбавленных
растворах цианистых солей щелочных и щелочноземельных метал-
лов в присутствии окислителя (кислород, пероксидные соли, озон и
др.) [14 - 16]. При растворении металлического золота в водном рас-
85
творе цианида, насыщенного кислородом воздуха, образуется проч-
ный цианидный комплекс [Au(CN)2 ]" по реакции
2Au + 4CN“ + О2 + 2Н2О = 2[Au(CN)2 ]2“ + 2ОН“ + Н2О2. Окисли-
тельные потенциалы кислорода (+0,4 В), пероксида водорода
(+0,95 В) недостаточны для окисления золота и перевода его в рас-
твор. Но потенциал золота уменьшается вследствие уменьшения ак-
тивности ионов золота в растворе при его растворении в щелочных
цианидных растворах. Растворение золота идет по электрохимиче-
скому механизму: на аноде - переход ионов золота в раствор с осво-
бождением эквивалентного количества электронов: Au-r = Au
(Ео = +1,68 В); на катоде - концентрация избыточных электронов в
присутствии окислителя (кислорода) с его восстановлением и обра-
зованием гидроксида, пероксида.
Скорость восстановления кислорода на поверхности металла оп-
ределяет кинетику растворения золота. Кислород или другой окисли-
тель необходим для окисления избыточных электронов, которые на-
капливаются при переходе в раствор ионов металла. При недостатке
кислорода (даже при избыточной концентрации цианида) растворе-
ние золота может прекратиться. Цианирование - гетерогенный про-
цесс; он состоит из нескольких стадий: адсорбция кислорода раство-
ром; доставка ионов цианида и молекул кислорода из объема раство-
ра к поверхности метала; химическое взаимодействие с поверхно-
стью метала; отвод продуктов растворения металла в раствор. Ско-
рость процесса растворения зависит от скорости каждой стадии. Са-
мая медленная стадия - перенос растворителя и окислителя из обще-
го раствора к поверхности минеральных частиц. Вероятность и ин-
тенсивность взаимодействия минеральных частиц с растворителем и
окислителем определяется молекулярной диффузией за счет разно-
сти концентрации и вследствие движения (перемещения) частиц рас-
творенного вещества вместе с потоком жидкости.
Молекулярная диффузия играет значительную роль при малой
скорости движения жидкости, т.е. при недостаточном или слабом
перемешивании. Молекулярная диффузия наиболее существенна
лишь в тонком приграничном слое вблизи поверхности частиц мине-
рала. Толщина этого слоя в меньшей степени зависит от величины
диффузионного слоя, примыкающего непосредственно к поверхно-
сти частицы металла, а определяется в основном интенсивностью
86
перемешивания, т.е., зависит от скорости движения жидкости отно-
сительно твердого тела. Процесс выщелачивания металла может
имитироваться скоростью химической реакции при взаимодействии
растворителя, окислителя с поверхностью твердого тела. Скорость
химической реакции описывается кинетическими уравнениями и не
зависит от условий перемешивания. Кинетические и диффузионные
ветви процесса влияют на растворение металла. Увеличение скоро-
сти растворения с повышением интенсивности перемешивания сви-
детельствует о том, что процесс выщелачивания проходит в диффу-
зионном режиме. И наоборот, независимость скорости растворения
от условий перемешивания указывает на кинетический режим. Ско-
рость химической реакции с повышением температуры растет быст-
рее, чем скорость диффузии, хотя скорость диффузии также возрас-
тает, но значительно меньше.
При низких температурах кинетические реакции могут перейти в
диффузионные, а при уменьшении перемешивания - наоборот. На
практике в большинстве случаев растворение золота идет в диффу-
зионном режиме при применении растворов с концентрацией циани-
да 0,02...0,05% и интенсивного перемешивания с аэрацией. Опти-
мальный диапазон температур 15...45 °C. На скорость выщелачива-
ния влияют: крупность исходного материала, пористость, форма час-
тиц, вязкость и плотность пульпы, примесный состав. В частности
теллуриды золота снижают скорость растворения металла; сульфиды
железа и цветных металлов повышают расход кислорода и цианида.
Продукты окисления сульфидов железа, взаимодействуя с цианидом,
образуют роданиды, простые цианиды железа, ферроцианид. Мине-
ралы меди и цинка, взаимодействуя с цианидом, образуют различные
комплексные цианистые соединения, роданиды, нерастворимые соли
цианидов.
Роль щелочи в цианистых растворах велика: она предотвращает
гидролиз цианистых соединений и образование синильной кислоты и
других вредных примесей. Для защиты от гидролиза цианида приме-
няют 0,025%-ный раствор извести или 0,01%-ный раствор NaOH.
При pH < 9,36 цианистый водород выделяется в атмосферу. Сниже-
ние pH возможно при промывке пульпы и аппаратов цианирования,
при случайном попадании углекислого газа. Повышение концентра-
ции щелочи также нежелательно, так как при этом снижается ско-
рость растворения вследствие образования на поверхности минерала
87
пленок; возрастает взаимодействие с сопутствующими компонента-
ми, что увеличивает расход цианида; повышается расход восстанови-
теля (цинка) при цементационном методе осаждения золота из рас-
твора.
2.3.6. Восстановление (осаждение) золота из растворов
выщелачивания
Из растворов выщелачивания золото выделяют, применяя осаж-
дение цинком, сорбцией ионообменными смолами и активными уг-
лями, экстракцией, электролизом.
В электрохимическом ряду напряжений потенциал цинка (-
0,76 В) значительно отрицательнее, чем потенциал золота (+1,5 В) и
серебра (+0,8 В). В цианистых растворах электродный потенциал для
цинка также более отрицателен (-1,26 В), чем для золота (0,61 В) и
серебра (-0,51 В). Поэтому металлический цинк легко вытесняет зо-
лото из цианистых растворов по реакции
2Au(CN)2” +Zn = 2Au + Zn(CN)42- . Теоретически расход цинка на
восстановление золота составляет 0,19 г на 1 г золота, а практически
его расход в десятки раз больше, так как металлы, стоящие в элек-
трохимическом ряду слева от него (медь, серебро, платина, свинец,
никель и др.), будут осаждаться вместе с золотом. По электрохими-
ческому механизму на анодных участках цинка идет его ионизация, а
на катодных - восстановление золота, кислорода, воды. При этом
происходит перетекание электронов по металлу от анодных участков
к катодным. Со временем вследствие окисления цинка его активная
поверхность уменьшается, возрастает анодная поляризация, стацио-
нарный потенциал сдвигается в сторону положительных значений и
может начаться процесс растворения осажденного золота. Для уве-
личения поверхности цинка его обрабатывают раствором соли свин-
ца - уксусной или азотнокислой. На поверхности цинка образуется
рыхлый губчатый осадок металлического свинца с очень большой
удельной поверхностью.
Освинцевание тонко дисперсно го порошка металлического цинка
ускоряет осаждение золота из раствора. Скорость осаждения золота
ограничена скоростью диффузии анионов Au(CN)2 к катодным уча-
сткам. Интенсивное перемешивание увеличивает скорость диффузии
анионов к поверхности цинка. Чрезмерное перемешивание ведет к
88
восстановлению кислорода, увеличению расхода цинка и отрыву
восстановленных пленок золота. Поэтому перед восстановлением
золота цианистые растворы подвергают обескислороживанию, а оса-
ждение ведут методом просачивания через слой порошка металличе-
ского цинка.
При цементации происходит окисление цинка с образованием
цинкат-ионов:
2Zn + 4ОН“ + О2 = 2ZnO22“+2H2O;
Zn + 2( )11 = Zn( )22 +Н2.
При низкой щелочности цинкат-ионы гидролизуются с образова-
нием нерастворимого белого осадка гидроксида цинка:
ZnO22- + 2Н2О = Zn(OH)2 + 2ОН”, который при слабой концентра-
ции цианида взаимодействует с комплексным цианидным ионом
цинка с образованием белого осадка цианистого цинка:
Zn(CN)4- + Zn(OH)2 = 2Zn(CN)2 + 2ОН“ .
Образование белых осадков гидроксида и простого цианида цинка
нежелательно, так как они отлагаются на поверхности цинка, препят-
ствуют контакту цинка с раствором. В связи с этим концентрация
цианида и щелочи в растворе должна быть оптимальной, чтобы не
допустить образования белых осадков. При избытке цианида простой
цианид цинка растворяется, а цинкат-ион образует комплексный ион
цинка:
Zn(CN)2 + 2CN“ = Zn(CN)^“;
ZnO2” + 4CN“ + 2H2O = Zn(CN)^“ + 4OH“ .
Примесные компоненты образуют на поверхности цинка плотные
пленки, препятствующие осаждению золота:
2Cu(CN)3- + Zn = 2Cu + Zn(CN)J“ + 2CN“ .
Поэтому вначале из раствора осаждают цинком медь, а затем ос-
винцованным цинком - золото. Растворы для цементации должны
быть абсолютно чистыми. Растворы осветляют, сгущая в песковых
фильтрах, рамных вакуум- и прессфильтрах. Осветленные растворы
смешивают с цинковым порошком и уксуснокислым свинцом и
фильтруют, одновременно осаждая золото.
Цементация протекает с высокой скоростью и полно. Расход
свинцовой соли составляет 10.. .30% от расхода цинка, а расход цин-
ка 10. ..50 г/т раствора. Степень осаждения золота 99,9%, а концен-
89
трация золота в обеззолоченных растворах не превышает
0,02...0,03 г/м3. Цинковые осадки после цементации имеют сложный
состав, в них содержится, %: золото 5...35, цинк 20...60, свинец
4...25, медь до 30, селен - до 12 и другие элементы. Способы очист-
ки золотых осадков различны. Наиболее распространен метод серно-
кислотной (10... 15%) обработки с последующей сушкой и плавкой
кека на золотосеребряный сплав.
В этом процессе в растворе кислоты растворяют основную массу
цинка и другие соединения; расход кислоты 1...2 кг на 1 кг осадка;
пульпу фильтруют; золотосодержащий осадок промывают водой;
фильтрат и промывная вода содержит до 1 г/м3 золота, которое из-
влекают активным углем или смолами. Из растворов выщелачивания
кристаллизацией осаждают сульфат цинка или содой осаждают кар-
бонат цинка, которые после прокаливания отправляют на цинковый
завод. Золотосодержащий осадок промывают, фильтруют и сушат;
содержание в нем золота повышается до 50%. Затем осадки прокали-
вают при 500.. .700 °C, при этом неблагородные металлы переходят в
оксиды, которые при последующей плавке выделяются в шлак. В
качестве флюсов при плавке используют соду, буру, кварцевый пе-
сок, плавиковый шпат. В шихту вводят окислитель - натриевую се-
литру или диоксид марганца для предотвращения образования штей-
на, в который может перейти часть золота. При плавке осадка оксиды
неблагородных металлов переходят в шлаки. Полученные сплавы
могут содержать благородные металлы 950...980-й пробы, которые
отправляют на аффинажное производство. Шлаки повторно плавят,
затем обогащают, выделяя из них золото и серебро амальгамацией,
обогащением на шлюзах, концентрационных столах с последующим
цианированием хвостов.
Применяют и другие методы очистки осадков, например плавку
сырых цинковых осадков без кислотной обработки и сушки. Этот
метод применяется для богатых осадков. Используют также: окисли-
тельный обжиг и плавку сырых осадков; двукратную обработку 30%-
ной соляной кислотой с переводом неблагородных металлов в рас-
твор. Кек после промывки и сушки плавится на золото серебряный
сплав. Реже применяется хлорирование осадка с переводом золота в
раствор и последующим его осаждением диоксидом серы.
В качестве сорбентов для извлечения золота из растворов исполь-
зуют нерастворимые твердые высокомолекулярные вещества, кото-
90
рые в своем составе имеют ионогенные активные группы, способные
обмениваться с ионами раствора того же заряда и знака в эквива-
лентном количестве. Макромолекула ионообменных смол состоит из
полимерных молекул, углеводородные цепи которых имеют попе-
речные связи - мостики, образующие матрицу смолы. Матрица несет
в себе неподвижные заряженные группы - фиксированные ионы, за-
ряд которых нейтрализуется внутри смолы подвижными ионами
противоположного знака - противоионами. В целом фиксированные
ионы и противоионы образуют ионогенную группу.
Противоионы обладают подвижностью и легко обмениваются с
ионами раствора того же знака. Если фиксированные ионы имеют
отрицательный знак, то смола способна к обмену катионов и называ-
ется катионитом, а если заряд положительный, то смола может обме-
ниваться анионами и называется анионитом. Ионный обмен возмо-
жен, если ионообменная группа диссоциирована. По степени диссо-
циации, если группы содержат противоионы Н+ или ОН", ионооб-
менные смолы делят на сильно- или слабокислотные катиониты и
сильно- или слабоосновные аниониты. Большое распространение
получили ионообменные смолы с четко выраженными физическими
порами - макропористые иониты с развитой внутренней поверхно-
стью (10...60 м3 на 1г ионита). Ионообменные смолы выпускают в
виде гранул сферической формы размером 0,5...Змм. Увеличение
объема гранул смолы при набухании в воде составляет 1,5...20%.
Для цианистого комплекса золота в качестве ионообменной смолы
разработан на основе стирола и дивинилбензола бифункциональный
макропористый анионный сорбент АМ-2Б. Противоионом в смоле
является гидроксильный ион ОН", который легко обменивается на
золотоцианистый комплекс. Смола легко регенерируется, имеет вы-
сокую емкость и селективность; расход смолы 10.. .20 г/т.
Взаимодействие цианистого комплекса со смолой проходит по ре-
акции [Au(CN)2 ]" + ROH = R[Au(CN)2 ] + ОН", где R - каркас ионита.
Сорбцию золота на анионитах ведут из цианистых пульп, содержа-
щих 2... 10 мг/л золота.
Активные угли - пористые углеродные сорбенты, которые полу-
чают из древесины, углей, костей животных, скорлупы кокосового
ореха и т.д. Для получения микропористой структуры уголь активи-
руют обработкой диоксидом углерода или водяным паром при
91
800... 900 °C. Удельная поверхность активного угля составляет
400... 1000 м^/г.
Активные угли проявляют анионо- и катионообменные свойства в
зависимости от температурного режима активирования. При комнат-
ной температуре при контакте после активирования с кислородом на
поверхности углей образуются оксиды; при соприкосновении с во-
дой кислород образует гидроксил, а поверхность угля заряжается по-
ложительно. В этом процессе «положительный» уголь обменивает
ионы ОН" на анионы растворенного электролита аналогично меха-
низму обмена ионами в ионообменной смоле. При контактировании
угля с кислородом при повышенной температуре (400... 500 °C) часть
кислорода хемосорбционно входит в состав поверхностных соедине-
ний, имеющих кислотный характер. В растворах электролита такой
уголь (отрицательный) проявляет катионообменные свойства; часть
емкости этих углей обусловлена ионами ЬГ. Практически катионо-
обменные угли частично обладают и анионными свойствами, и на-
оборот, анионообменные угли частично имеют катионообменные
свойства.
Для сорбции благородных металлов из цианистых растворов
применяют «положительные» активные угли, у которых преоблада-
ют анионообменные свойства. Такой активный уголь используют для
сорбции благородных металлов как из осветленных цианистых рас-
творов, так и из пульп. Сорбция на активных углях широко исполь-
зуется в практике кучного и других видов выщелачивания.
Экстракция используется для селективного извлечения металлов
из водных растворов с получением концентрированных растворов по
извлекаемому металлу. Экстрагент - органическое вещество, обра-
зующее с извлекаемым металлом соединение, способное растворять-
ся в органической фазе. Экстрагент должен обладать селективно-
стью, малой растворимостью в водных растворах, легко регенериро-
ваться, иметь низкую вязкость, отличаться от водной фазы по плот-
ности, иметь малую летучесть, быть малотоксичным. В качестве раз-
бавителей применяют органическое вещество (жидкое), которое не
смешивается с водой, но растворяет экстрагент. Наиболее часто при-
меняют керосин, ксилол, уайт-спирит, толуол и др. При экстракции
получают экстракт и рафинат. Применяемые экстрагенты подразде-
ляются на четыре группы:
92
• сольватирующие (эфиры, кетоны, спирты, трибутилфосфат -
ТБФ и др.);
• катионообменные (нафтеновые кислоты, ди-2-этилгексилфос-
форная кислота - Д2ЭГФК);
• анионообменные (четвертичные аммониевые основания, пер-
вичные, вторичные и третичные амины);
• хелатообразующие соединения.
Для экстракции золота из солянокислых тиомочевинных и циани-
стых растворов, солянокислых отходов аффинажа используют соль-
ватирующие экстрагенты. Меньше изучены катионообменные экст-
рагенты (ТБФ, амины и др.)
Электролиз - наиболее совершенный метод осаждения золота из
растворов выщелачивания. При пропускании постоянного тока через
тиомочевинный раствор на катоде восстанавливается золото:
[Au(ThiO)2]+ + е = Au + 2ThiO . Вместе с золотом восстанавливается
серебро и в меньшей степени металлы - примеси с более отрица-
тельным потенциалом. На катоде также идет восстановление водоро-
да: 2Н+ + 1е = Н2. На аноде идет окисление молекул воды с выделе-
нием кислорода: 2Н2О = 4Н+ + О2 + 4е .
Возможно также окисление тиомочевины с образованием форма-
мидиндисульфида, который разлагается на тиомочевину, цианид и
элементарную серу. Окисление тиомочевины приводит к увеличе-
нию ее расхода, загрязнению катодного осадка серой, которая спо-
собствует растворению уже восстановленного золота. Во избежание
этого анодное и катодное пространство электролизера разделяют ио-
нитовой мембраной с высокой электропроводностью, пропускающей
катионы или анионы.
В катодное пространство попадает золотосодержащий тиомоче-
винный раствор (католит), в анодное пространство - разбавленный
раствор (20 г/л) серной кислоты (анолит). Для разделения простран-
ства этих растворов применяют катионитовые мембраны. В катодном
пространстве должна регенерироваться вся тиомочевина и частично
серная кислота. В реальных условиях часть серной кислоты попадает
в катодное пространство, возможно также проникновение в анодное
пространство католита. Температура повышает скорость электроли-
за, но при 50 °C и более мембрана начинает разрушаться. Интенсив-
ность электролиза золота возрастает с увеличением катодной по-
93
верхности. Катодные блоки выполнены в виде набора тонких пла-
стин или волокнистых углеродных материалов (толщина волок
5... 10 мкм). На электродных катодах осаждают 30...50 кг золота на
1 кг углеродного материала.
2.3.7. Технологические свойства, определяющие выбор
способов н аппаратов обогащения золота
Выбор технологии обогащения золотосодержащих руд определя-
ется, как и для большинства типов минерального сырья, генезисом
месторождения. Его текстурно-структурные особенности, характер
крупности и вкрапленности золота, его геометрические формы и фа-
зовый состав являются основными факторами, влияющими на выбор
процессов и аппаратов, применяемых для обогащения золотосодер-
жащих руд.
Как уже отмечалось, в коренных рудах основные формы золота
тесно ассоциированы с рудообразующими (сульфидами) и породооб-
разующими (кварц) и другими минералами, и лишь незначительная
часть приходится на свободное золото и собственные минералы зо-
лота. В коренных рудах различают: крупное золото (> 70 мкм); мел-
кое золото (-70+20 мкм); тонкое и тонкодисперсное золото
(< 20 мкм). Геометрические формы частиц золота- зернистая, по-
лосчастая, комковидная, уплощенная, с неровной с разрывами линии
по периметру зерна, с правильной геометрической формой (сфериче-
ская, кубическая и т.д.). Тонко дисперсное золото, тесно ассоцииро-
ванное с рудными и породными минералами, не раскрывается от
тесной взаимосвязи со сростками даже при ультратонком измельче-
нии. Тонкое золото при цианировании не вскрывается и не растворя-
ется, а при гравитации или флотации возможно извлечение только
открытых сростков тонкого золота или просто сростков золота с ми-
нералами-носителями: сульфидами меди, пиритом, арсенопиритом,
пирротином и др. Для обогащения таких упорных руд, в которых
тонкодисперсного золота более 50% от общей массы золота, приме-
няют энергетические методы вскрытия золота и его минеральных
форм: автогенную плавку сульфидных продуктов, предварительный
обжиг; процессы хлорной металлургии, биотехнологические процес-
сы, электро- и магнитноимпульсное активирование с последующим
цианированием.
94
Золото мелкое и крупное извлекают с применением гравитацион-
но-флотационных методов. Золото мелкое и тонкое раскрывается при
тонком измельчении также не полностью. Такой крупности золото
хорошо флотируется, если находится в свободном виде и с минера-
лами-носителями; оно неплохо цианируется, но хуже извлекается
гравитацией, а если и извлекается, то вместе с минералами-
носителями, что требует в дальнейшем доводки концентратов; амаль-
гамация такого золота также неэффективна. Золото средней крупно-
сти неплохо раскрывается при тонком измельчении, хорошо флоти-
руется само и с минералами-носителями, неплохо цианируется, хо-
рошо амальгамируется, частично может быть извлечено гравитацией.
Золото крупное свободное и в сростках эффективно извлекается гра-
витацией, цианируется, амальгамируется, хуже извлекается флотаци-
ей.
Степень окисленности основных рудных минералов - пирита, ок-
сидов железа, пирротина, арсенопирита и других минералов - носи-
телей золота определяет состояние разрушенности горной массы и
степень освобождения золота от сростков с минеральными формами
и предопределяет возможность гравитационного обогащения или
создания специальных условий для флотационного извлечения золо-
та и его минеральных форм.
Наличие в руде глины и шламов предопределяет необходимость
промывки или дешламации. Если со шламами теряется до 10% об-
щей массы золота, то этими классами можно пренебречь, переведя
их в отвальный продукт.
Геометрическая форма частиц золота влияет на выбор методов и
аппаратов обогащения. Золото пластинчатое и чешуйчатое хорошо
флотируется; золото округлой, кубической формы плохо извлекается
флотацией, но хорошо может быть извлечено гравитацией; золото с
развитой неровной поверхностью хорошо цианируется и амальгами-
руется.
Золото с чистой поверхностью без примесных компонентов хо-
рошо извлекается всеми основными методами. Золото, покрытое раз-
личными пленками, хуже флотируется, цианируется; гравитацией
такое золото извлекается, но требуется доводка черновых концентра-
тов.
Теллуриды золота легко переизмельчаются и плохо обогащаются
гравитацией, но легко флотируются.
95
«Золото в рубашке» плохо амальгамируется - необходима пред-
варительная механическая и химическая очистка поверхности.
В соответствии с отмеченными факторами технологических осо-
бенностей золотосодержащих руд различных типов с учетом геоло-
го-технологической классификации можно прогнозировать выбор
основных методов переработки золоторудного минерального сырья.
Так, для медно-никелевых руд (месторождения Норильской группы),
в которых благородные металлы ассоциируются с халькопиритом,
пентландитом, миллеритом, пирротином, основные методы их извле-
чения - флотация и гравитация, которые в настоящее время реализо-
ваны на обогатительных фабриках ОАО «Норильский никель». Из
скарновых руд шеелитовых месторождений золото, связанное с
сульфидами, теллуридами, самородное, извлекают также гравитаци-
ей и флотацией.
Из кварцево-сульфидных, кварцево-золото-карбонатных руд гид-
ротермальных месторождений золото извлекают, применяя гравита-
ционно-флотационные схемы обогащения.
Для золото-арсенопирит-кварцевых руд применяют комбиниро-
ванные схемы - гравитацию крупного золота, флотацию мелкого и
тонкодисперсного золота с получением коллективных или селектив-
ных пиритного и арсенопиритного концентратов с последующим се-
лективным обжигом и выщелачиванием. Иногда применяют бакте-
риальное выщелачивание сульфидов мышьяка и пирита для вскры-
тия золота. При обогащении золото-полисульфидных руд применяют
гравитацию крупного золота, обесшламливание с удалением угли-
стого вещества перед флотацией сульфидов, коллективную флота-
цию, магнитную сепарацию пирротина, выделение теллуридов перед
флотацией, удаление минералов сурьмы при обесшламливании и
окислительном обжиге.
Для медно-молибденовых порфировых и медно-колчеданных руд
месторождений разработаны гравитационно-флотационные способы
извлечения благородных металлов с выделением золота в различные
сульфидные концентраты (медный, цинковый, молибденовый, пи-
ритный) в соответствии с их минеральной ассоциацией и распреде-
лением по сульфидным продуктам.
96
3. ПОДГОТОВКА МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ
К ОБОГАЩЕНИЮ
3.1. Раскрытие золота
Рудоподготовительные процессы, применяемые для раскрытия
всех минеральных форм золота, как и для большинства рудного сы-
рья, включают операции дробления, дезинтеграции, грохочения,
классификации, измельчения. Для золотосодержащего минерального
сырья в схемах рудоподготовительных процессов должны учиты-
ваться физико-механические свойства золота и его минеральных
форм: неравномерная (от эмульсионной до крупнозернистой) вкрап-
ленность в рудных и породных минералах; высокая плотность; не-
одинаковая геометрическая форма частиц (от правильной до пла-
стинчатой и чешуйчатой); различная твердость и крепость рудных,
породных минералов и самородного золота; расплющивание и раз-
вальцевание частиц самородного золота при ударных и истирающих
нагрузках с образованием тончайших листообразных пластин с раз-
рывами по периферии; наличие в минеральном составе руды легко-
шламующихся рудных (вторичные сульфиды, колломорфный пирит,
пирротин, арсенопирит, молибденит, теллуриды золота и другие) и
породных (тальк, хлориты, углистые сланцы, глинистые минералы и
другие) минералов; степень окисленности основных рудных минера-
лов и наличие различных гидроксидных пленок на частицах само-
родного золота.
Основная задача рудоподготовительных процессов состоит в по-
лучении измельченного продукта необходимого гранулометрическо-
го состава, обеспечивающего достаточно полное раскрытие золота и
его минеральных форм при сохранении естественной геометриче-
ской формы и размеров частиц золота для последующего эффектив-
ного их извлечения с применением сочетания различных обогати-
тельных и химических технологий. Для достижения необходимой
степени раскрытия минералов и сохранения естественных характери-
стик золота важно выбирать оптимальные схемы дробления, измель-
чения и классификации, обеспечивающие необходимый грануломет-
97
рический состав и исключающие расплющивание частиц золота и
переизмельчение частиц легкошламующихся минералов.
Выбор схемы рудоподготовки зависит от вещественного состава и
технологических свойств минерального сырья, основные из которых:
физико-механические свойства руды, крупность исходного рудного
материала, необходимая крупность для последующего обогащения с
максимально возможной степенью раскрытия минералов и мини-
мальным количеством переизмельченного материала.
3.2. Дробление руд
Схемы дробления золотосодержащих руд практически не отлича-
ется от схем, используемых в практике обогащения других типов
руд. Для первичного дробления крупнокусковых золотосодержащих
руд применяют щековые и конусные дробилки, для среднего дробле-
ния - конусные дробилки разных конструкций (как и для руд цвет-
ных и других металлов), для мелкого дробления - короткоконусные,
реже - молотковые, иногда валковые дробилки.
В последние годы в проектах реконструкции действующих и при
проектировании новых фабрик применяют схемы с мельницами по-
лусамоизмельчения, исключающие среднее и мелкое дробление.
Интенсивность процесса дробления в каждой стадии характеризу-
ется степенью дробления, равной отношению размеров максималь-
ных кусков в исходном материале и дробленом продукте. Общая сте-
пень дробления равна произведению степеней дробления всех ста-
дий. Крупность дробимого материала по стадиям составляет:
• крупное дробление (от 1500...300 до 350... 100 мм);
• среднее дробление (от 350... 100 до 100...40 мм);
• мелкое дробление (от 100...40 до 30...5 мм).
Измельчение дробленой руды проводится в одну или несколько
стадий в зависимости от требуемой крупности измельченного мате-
риала, текстурно-структурных особенностей и характера вкраплен-
ности рудных минералов. Степень измельчения оценивается соотно-
шением размеров зерен исходного и измельченного продуктов или
содержанием в конечном продукте готового (требуемого) класса
крупности (+100 мкм; -0,074 мкм; -0,044 мкм) в процентах. Процес-
сы дробления и измельчения считаются энергоемкими; на них расхо-
дуется более половины энергетических затрат. В связи с этим на
98
практике всегда действует принцип: «Не дробить ничего лишнего».
Поэтому перед дроблением или измельчением готовые классы круп-
ности выделяют, применяя операции грохочения или классификации
(рис. 3.1) для последующего обогащения.
Циклы дробления или измельчения, включающие операции гро-
хочения и классификации, могут быть открытыми или замкнутыми.
Операции предварительного грохочения в циклах среднего и мелкого
дробления позволяют снизить содержание класса +16 мм в дробле-
ном продукте до 12%, что в дальнейшем улучшает гранулометриче-
скую характеристику измельченного продукта. Снижение крупности
дробленого продукта в замкнутых циклах наряду с уменьшением
размера ячейки сит на грохотах возможно с применением двухсту-
пенчатых циклов мелкого дробления. Додрабливание дробленого
продукта третьей стадии возможно как в короткоконусных дробил-
ках мелкого дробления, так и в дробилках роторного типа (при не-
большой производительности фабрики). На рис. 3.1-3.4 приведены
схемы рудоподготовки, применяемые на отечественных и зарубеж-
ных предприятиях [5, 27].
Т)рб8лени? им
измельчение t
ОЪроЬление
или
измельчение
Грохочение или
клосс ификаций
ГрОхОчение или
классификация
Грохочение * или
к ла с с и ф>и к£>ци»
Рис. 3.1. Схема открытых (а и б) и замкнутых (в и г) циклов
дробления и измельчения с предварительным (б) и поверочным или
контрольным (е) и совмещенным предварительным и поверочным (г)
грохочением или классификацией
99
CL
Руда
ф Дробление
Грохочение
Дробление
& Руда
ф Дробление
Грохочение
-^[Дробление
6
Руда
/Ч Крупное
k_J дробление
Грохочение
Среднее
дробление
г Руда
/^Крупное
\_J дробление
Грохочение
(^Среднее
дробление
Грохочение
Мел-
кое
Лч Мелкое
kJ дроблена
лениг
Рис. 3.2. Двухстадиальные (а, б) и трехстадиальные (в-д) схемы
дробления
$ Руда
Х\ Крупное
I/ дробление
Грохочение
Мел-
кое
дроб-
ление
а Руда
Грохочение
Х^Крупное
{^дробление
б Руда
Грохочение
в Руда
Крупное
) дробле-
ние
Складирование
Складирование
Грохочение
Грохочение
X. Среднее
\Доробление
Бункер о в ание
еднее
'обле-
ление
Грохочение
бункерование
Х^Мелкое
CJ дробление
Складирование
Среонее
дробле-
ние
По схеме а или б
в самостоятельную
обработку
в самостоятельную
обработку
В самостоятельную
обработку
Рис. 3.3. Рекомендуемые трехстадиальные схемы дробления
100
а Руда
Крупное
дробление
Свежая
° Руда.
г Т
Грохочение
/к Крупное
\) дробление
Складирование
(с промывкой) X Среднее
дробление
г"\ Среднее
дробление
Оттаивание
и подсушка
бункерование
Грохочение
Классификация
(мех ан и чёс кии
классификатор)
Грохочение
v
Сгущение
Мелкое
дробление
Сгущенный продукт
в классификацию
цикла измельчения
Мелкое
дробление
б
Руда
г ♦
Грохочение
д Крупное
до о бпение
( колосниковый
грохот)
У
Грохочение 8 двухдечном
вибрационном грохоте
Рудная
галл
Дк Среднее
\}дробление
Д\ Мелкое
LJ дробление
Рис. 3.4. Особые трехстадиальные схемы дробления
Электрогидравлические и электроимпульсные дробилки пока не
находят широкого практического применения, хотя по принципу их
действия (разрушение материала преимущественно происходит из-
101
бирательно по плоскостям спайности минералов и трещинам в гор-
ных породах) наиболее эффективно могут работать в схемах дробле-
ния хрупких и мягких материалов (алмазы, изумруды, благородные
металлы и др.). Применение электрогидравлических дробилок огра-
ничено в связи с большим расходом электроэнергии, малым сроком
службы электрооборудования и повышенной опасностью при работе
на оборудовании с высоковольтным напряжением. Применение элек-
троимпульсных дробилок более перспективно: они обеспечивают
более высокую избирательность раскрытия при расходе электроэнер-
гии, близком к механическим дробилкам.
На рис. 3.5-3.10 приведены примеры [27] схем рудоподготовки в
открытом и замкнутом циклах для золотосодержащих руд коренных
месторождений. На этих рисункх и далее: Ьо - ширина выходной ще-
ли; dH - номинальная крупность дробленого материала; QM - макси-
мальная производительность оборудования при принятой выходной
щели; в скобках приведены марки используемых дробильных аппа-
ратов и грохотов.
Исходная руда
18 м’/ч
-350 мм
Дробление
Щековая дробил- 5° ~ ™ ММ
ка (ЩДС 4x9) |
Грохочение
-70+15 мм
12 м’/ч
Наклонный инерционный
грохот (ГИТ 32)
О„ • 30 м’/ч
Дробление
Конусная
дробилка
(КОД 600)
Ьо »14 мм
15 мм
Ом «13 м’/ч
Готовая продукция
18 м’/ч; -15 мм
-15 мм
6 м’/ч
Рис. 3.5. Схема дробления руды до класса крупности -15 мм
в открытом цикле
102
Исходная руда
18 мэ/ч
-350 мм
Дробление
Щековая дробилка
(ЩДС 4x9)
Ь9 - 50 мм
= 70 мм
О»ш18м’/ч
Грохочение
-70+10 мм I Наклонный инерционный грохот (ГИТ 42Н)
1 О„ - 35 м’/ч
Дробление
Конусная дробилка
(КОД 900)
Ьо - 15 мм
20 мм
-10 мм
18 м3/’
Готовая продукция
18 мэ/ч; -10 мм
Рис. 3.6. Схема двухстадиального дробления руды до класса
крупности -10 мм в замкнутом цикле с грохочением на второй стадии
дробления
Исходная руда
18 м’/ч
-350 мм
Дробление
Щековая дробилка
(ЩДС 4x9)
6^-50 мм
4,-70 мм
01-18 м’/ч
Грохочение
-70+10 мм
17 м’/ч
Наклонный инерционный
грохот (ГИТ 52Н) Q. - 40 м’/ч
-10+5 мм
6 м’/ч
-5 мм
12 м’/ч
Дробление
Конусная дробилка I
(КСД 900)
20 мм
‘ 33 м’/ч
Готовая продукция
Рис. 3.7. Схема трехстадиального дробления руды до класса
крупности -5 мм в замкнутом цикле с грохочением на второй стадии
дробления
103
-40+15 мм
30 м’/ч
Исходная руд»
60 «иг’/ч 1 -350 мм
Дробления
11 лnrtftu лк'я
ЯЦЖтЧ ^liUiFwr
(ЩДП6х12)
= 1QQ мм
d„x 140 мм
Ои - 87 м’/ч
Дробление
Конусная дробилка
(КОД 1200}
Грохочение
Ьо = 30 мм
= 40 мм
QM = 95 м’/ч
Наклонный инерционный грохот
(ГИТ 51Н)
QM = 30 м’/ч
(30-2 « 60 м’/ч}
Дробление
Конусная дробилка
(КСД 900}
Ьае Юмм
“ 15 мм
QM = 21 м’/ч
21*2 в 42 м’/ч
-15 мм
Готовая продукция
18 м’/ч; -15 мм
Рис. 3.8. Схема дробления руды в открытом цикле до получения
класса крупности -15 мм
Исходная руда
80 м’/ч -350 мм
Дробление
Щековая дробилка | Ьо« 100 мм
(ЩДП 6x12) 4 о^-140 мм
Дробление О.в 87 м /ч
Конусная дробилка
(КОД 1200}
Ьа = 30 мм
d„ - 40 мм
f Q. - 95 м3/ч
Грохочение
-70+10 мм I Наклонный инерционный грохот (ГИТ 51 Б) - 2 шт.
4 Ом = 55 м’/ч (55-2 т, 110 м’/ч)
Дробление
-10 мм
60 м’/ч
Конусная дробилка
(КСД 1200)
Ьл» 10 мм
с/и“ 17 мм
Ом « 50 м’/ч
Готовая продукция
60 м’/ч; -10 мм
Рис. 3.9. Схема трехстадиального дробления руды с грохочением
в замкнутом цикле с получением продукта-10 мм
104
-40+10
50 м3А
Исходная руда
60 м*/ч I -350 мм
Дробление
Щековая дробилка
(ЩДП 6x12)
Дробление
Конусная дробилка
(КСД 1200)
Ьо = 100 мм
(£=140 мм
Q* = 87 мэ/ч
Ьо = 30 мм
= 40 мм
GL = 95 м7ч
_______________Грохочение________________
мм I Наклонный инерционный грохот (ГИТ 51 Б) - 2 шт.
Оы - 55 м*/ч (55-2 = 110 м3/ч)
Дробление
-10 мм
60м3/ч
Конусная дробилка Ьо = 10 мм
с£ = 17 мм
CL - 50 м
Конусная дробилка
(КСД1200)
-10+5 мм
20м7ч
Грохочение
Наклонный инерционный грохот
(ГИТ 51Б) - 3 шт.
Ом = 30 м3/ч (30-3 = 90 мэ/ч)
Дробление
Ьо = 10 мм
= 17 мм
Ом = 50 м3
-5 мм
60 мэ/
Готовая продукция
60 м3/ч; -10 мм
Рис. 3.10. Схема четырехстадиального дробления руды с дроблением
в замкнутом цикле на двух последних стадиях до получения продукта
класса крупности -5 мм
Ниже приведены характеристики конусных дробилок среднего и
мелкого дробления (табл. 3.1 и 3.2).
Таблица 3.1
Основные параметры конусных дробилок мелкого дробления
Параметры КМД-1200 КМД-1750 КМДТ-2200
ГР ГР
Диаметр основания дробяще- го конуса, мм 1200 1750 1750 2200 2200
Ширина приемного отверстия на открытой стороне, мм 50 80 130 100 140
Наибольший размер кусков в питании, мм 40 70 100 80 ПО
105
Диапазон регулирования ши- рины выходной щели в фазе сближения профилей, мм 3...12 5...15 9...20 5...15 10...20
Объемная производитель- ность (для руды средней кре- пости в открытом цикле), м3/ч, не менее 24 35... ПО 95... 130 160... 220 220... 260
Мощность электродвигателя, кВт, не более 75 160 160 250 250
Масса дробилки без электро- двигателя и смазочной систе- мы, т, не более 24 47 47 98 98
Примечание. Здесь и далее: Т - тонкое дробление; ГР - грубое дробление.
Таблица 3.2
Основные параметры конусных дробилок среднего дробления
Параметры КСД-600 КСД-900 КСД-1200 КСД-1750 КСД-2200 КСД-2500 КСД-3000
т Гр Т Гр Т Гр Т Гр Т Гр Т Гр Т Гр
Диаметр основания дробящего конуса, мм 600 600 900 900 1200 1200 1750 1750 2200 2200 2500 2500 3000 3000
Ширина приемного отверстия на открытой стороне, мм 50 75 75 130 125 185 200 250 275 350 335 450 475 600
Наибольший размер кусков в питании, мм 40 60 60 100 100 150 160 200 250 300 270 360 380 500
Диапазон регулирова- ния выходной щели в фазе сближения про- филя, мм 5... 15 12... 35 5...20 15... 40 10... 25 20... 50 15... 30 25... 60 15... 30 30... 60 15... 45 45... 65 25... 50 50... 80
Объемная производи- тельность (для руды средней крепости в открытом цикле), м/ч, не менее 5... 15 12... 35 8...40 30... 45 38... 65 70... 105 90... 180 160... 340 174... 340 340... 580 480... 660 750... 1200
Мощность электродви- гателя, кВт, не более 30 30 55 55 75 75 160 160 250 250 320 320 400 400
Масса дробилки без электродвигателя и смазочной системы, т, не более 5 5 12.5 12.5 24 24 53 53 98 98 200 200
В последнее время в схемах рудоподготовки стали использовать
конусные инерционные дробилки КИД, обеспечивающие более вы-
сокую эффективность процесса дробления по крупности дробленого
материала (табл. 3.3).
106
Таблица 3.3
Основные параметры конусных инерционных дробилок КПД
Параметры кид- 60 КИД- 100 КИД- 200 КИД- 300 КИД- 450 КИД- 600 КИД- 900 КИД- 1200 КИД- 1750 КИД- 2200
Диаметр дробя- щего конуса, мм 60 100 200 300 450 600 900 1200 1750 2200
Максимальная крупность за- гружаемого материала, мм 6 10 20 20 35 50 70 80 90 ПО
Пр оизво дитель - ность, т/ч (на примере грани- та) 0,005 0,1 0,15 1,8 8 25 45 100 180 300
Максимальный размер частиц1 в готовом продук- те, мм 0,2 0.3 0,7 2 3 5 6 8 10 12
У станов ленная мощность Элек- тр о двиг ате ля, кВт 0,55 1 5,5 10 30 65 160 200 400 600
Масса дробилки, т 0,015 0,05 0.2 8 3,5 6,5 16 35 90 140
При настройке дробилки на минимальную крупность продукта в открытом цикле.
3.3. Измельчение руд
Дробленый материал подвергают измельчению. В зависимости от
вида измельчающей среды различают мельницы шаровые, стержне-
вые, самоизмельчения, полусамоизмельчения, которые по способу
разгрузки подразделяют на мельницы с решеткой и с центральной
разгрузкой. В схемах измельчения руд применяют шаровые мельни-
цы с решеткой (МШР) или центральной разгрузкой (МШЦ).
Галечные и рудно-галечные мельницы с разгрузкой через решетку
МГР и МШРГУ диаметром 4.. .6 м, длиной 6... 12,5 м с рабочим объ-
емом 83...320 м3 применяют для тонкого измельчения золотосодер-
жащих, полиметаллических, железных и других типов руд и продук-
тов. Замена в мельницах металлических шаров на галю и куски руды
плотностью около 3,5 г/см3 (плотность шаров 7,8 г/см3) приводит к
снижению производительности мельницы в 2-2,5 раза и некоторому
увеличению расхода электроэнергии.
Мельницы самоизмельчения (рис. 3.11) предназначены для тонко-
го измельчения крупнокускового (300...600 мм) неклассифициро-
ванного или расклассифицированного на две фракции исходного ма-
териала (+100 и-100 мм), используются в схемах обогащения, мед-
107
но-молиб деновых, золотосодержащих, железных и других типов руд.
В этом процессе крупные куски самоизмельчаются вследствиие ис-
тирания и трения между собой, футеровкой мельницы, а мелкие кус-
ки измельчаются более крупными. Отличие мельниц самоизмельче-
ния от обычных заключается в ином соотношении диаметра
(11... 13 м) и длины (0,3...0,5 диаметра). Величина диаметра мельни-
цы обеспечивает большую силу удара кусков материала и увеличи-
вает производительность мельницы.
Рис. 3.11. Мельницы самоизмельчения: а - сухого («Аэрофол»):
1 - барабан; 2 - лифтер; 3 - торцевые крышки барабана;
4 - отражательные кольца; б — мокрого (ММС-7000х2300): 1 — барабан;
2 — лифтеры; 3 — торцевые крышки; 4 — загрузочная цапфа; 5 — подшипники;
б - загрузочное устройство; 7 - электродвигатель; 8 - зубчатая муфта;
9 - бутара; 10 - зубчатый венец; 11 - подшипники; 12 - разгрузочная цапфа;
13 - решетка; 14 - торцевые крышки
108
Применение мельниц самоизмельчения заменяет две-три стадии
дробления, одну-две стадии измельчения, снижает расход измель-
чающей среды, повышает эффективность процесса измельчения и
раскрытия сростков минералов, улучшая гранулометрический состав
измельченного материала. Однако процесс самоизмельчения имеет
ряд недостатков: чувствительность к изменению физико-
механических свойств руды, зависимость от количества кусков «кри-
тической крупности» (которые не измельчаются и не могут быть ме-
лющими телами), большие энергозатраты. Для устранения этих не-
достатков в мельницу добавляют стальные шары (до 10% объема
мельницы).
Увеличение массы шаровой загрузки ведет к росту производи-
тельности мельницы. По опыту работы мельницы самоизмельчения
на СП «Эрдэнет» увеличение шаровой загрузки до 90 т положитель-
но влияет на производительность мельницы и выход готового класса,
улучшая интенсивность и эффективность процесса измельчения в
мельницах ММС 90x30. Сравнением работы двух мельниц ММС в
режиме шаровой загрузки 55...60т и 82...90т (шары диаметром
100... 120 мм) показано, что при увеличении загрузки производи-
тельность мельницы возрастает на 12%. С учетом стоимости извле-
каемых металлов, электроэнергии, износа мелющей среды эконо-
мичность процесса самоизмельчения с увеличенной шаровой загруз-
кой возрастает.
Аналогом мельницы ММС является мельница сухого самоизмель-
чения (рис. 3.12) ММС («Аэрофол»). Измельченный продукт выно-
сится через разгрузочную цапфу воздушным потоком от вентилятора
и поступает в воздушный сепаратор для разделения по крупности.
Трехстадиальные схемы измельчения применяют для массивных
(колчеданных) мед но-цинково-пиритных руд (Гайское, Учалинское,
Узельгинское, Сибайское месторождения и др.). В схемах во второй
и третьей стадиях применяют замкнутые циклы измельчения в шаро-
вых мельницах с гидроциклонами; в первой стадии чаще работают
мельницы стержневые в открытом цикле, если в дробленой руде
крупность материала более 20% класса +16-20 мм. Если в дробленой
руде до 80% и более класса-10... 12 мм, применяют шаровые мель-
ницы. Использование трехстадиальных схем измельчения неизбежно
способствует образованию шламистого материала, если после каж-
дый стадии измельчения не выделять на флотацию готовый по круп-
109
ности материал класса -0,074 мм, который в последующих стадиях
безусловно переизмельчается, ухудшая качественные и количествен-
ные показатели селективной флотации. Применение трехпродуктовых
отечественных гидроциклонов в схемах измельчения сульфидных руд
позволяет распределить циркуляционные нагрузки между стадиями
измельчения, уменьшить шламообразование, улучшить гранулометри-
ческую характеристику конечного продукта измельчения.
Рис. 3.12. Мельница для сухого рудного самоизмельчения:
1 - воронка; 2 - подшипник; 3 - барабан; 4 - торцевая крышка;
5 - отражательные кольца; 6 - лифтеры; 7 - разгрузочная горловина;
8 - спираль
Принятые схемы измельчения позволяют получать в питании
флотации содержание готового класса -0,074 мм: для сплошных
сульфидных руд 80...90%; для смешанных сульфидно-вкрапленных
руд 65...75%.
Практика обогащения руд показала, что и при тонком помоле ру-
ды раскрытие минералов не полное: пирит и ковеллин раскрываются
на 95%, сфалерит- на 80%, халькопирит - на 90%, теннантит на
70%.
Наличие различных генераций минералов в рудах является одной
из причин переизмельчения некоторых минералов. Так, мелкозерни-
стый прожилково-вкрапленный сфалерит раскрывается уже в первой
стадии, а во второй и третьей стадиях происходит раскрытие и пере-
110
измельчение обеих генераций сфалерита. Мелкозернистый халькопи-
рит в первой стадии частично раскрывается, а крупнозернистый рас-
крывается полностью; во второй стадии продолжается раскрытие мел-
козернистого и переизмельчение крупнозернистого халькопирита, а в
третьей стадии продолжается раскрытие и начинается переизмельче-
ние мелкозернистого халькопирита и заканчивается переизмельчение
крупнозернистого. Пирит - основной рудообразующий минерал -
представлен несколькими генерациями - от крупнокристаллического
различной структуры, до тонкокристаллического, коломорфного и ко-
родированного (разрушенного) со скрытой кристаллической структу-
рой. Значительна часть модификаций пирита легко переизмельчается
и становится также весьма флотоактивной, ухудшая качество концен-
тратов цветных и благородных металлов. Стадиальность схем измель-
чения и флотации позволяет уменьшить переизмельчение легкошла-
мующихся модификаций минералов по классу -20+5 мкм. Исследова-
ниями и практикой показано, что более 60% потерь сульфидных ми-
нералов приходится на классы менее 20 и более 70 мкм.
В строительной, химической, металлургической, золоторудной
промышленности используют вибрационные мельницы (рис. 3.13). В
этих мельницах, используемых для сухого измельчения, нет вра-
щающихся механизмов.
Рис. 3.13. Схема вибрационных мельниц инерционного (а),
гирационного (б) типов, вертикальной типаМВВ2 (в)
и типа «Пала-У» (г)
111
Инерционный, или гирационный, вибратор возбуждает круговые
колебания, вызывающие измельчение материала в результате удар-
ных и истирающих нагрузок. При изменении амплитуды колебания
(5... 15 мм) и частоты вращения дебаланса (1000.. .3000 мин-1) можно
создавать дозированное разрушающее воздействие на измельчаемый
материал. Мелющие тела вибромельниц - шары, стержни; футеров-
ка - резина, сталь. Мельницы могут работать при повышенном дав-
лении и вакууме, при нагревании и охлаждении; они обеспечивают
более тонкий помол, чем обычные мельницы работают в замкнутом
цикле с воздушным сепаратором.
3.4. Рудоподготовка и кондиционирование пульп
Большинство месторождений золотосодержащих сульфидных руд
цветных металлов в верхних горизонтах представлено окисленными
и смешанными сульфидно-окисленными рудами зон вторичного обо-
гащения и «железной шляпы», в которых содержание вторичных
сульфидных минералов составляет 50% и более, окисленных мине-
ралов - до 30% от общей массы цветных металлов. Схемы рудопод-
готовки таких руд имеют свои технологические особенности, учиты-
вающие возможность шламообразования и переизмельчения минера-
лов. В операциях дробления при переработке этих руд образуется
достаточно большое количество первичных шламов, а при измельче-
нии руд неизбежно появляются и вторичные шламы. Мировой и оте-
чественный опыт показывает, что для снижения отрицательного
влияния первичных шламов и снижения шламообразования при из-
мельчении в технологических схемах должны быть предусмотрены:
промывка дробленой руды перед измельчением; циклы самоизмель-
чения и полусамоизмельчения; схемы многостадиального измельче-
ния в стержневых и шаровых мельницах с межстадиальной гравита-
цией и флотацией; создание оптимальных условий в операциях из-
мельчения и классификации, при которых обеспечивается достиже-
ние циркулирующей нагрузки, способствующей снижению шламо-
образования; контрольные и поверочные классификации сливов в
рудных гидроциклонах второй и третьей стадий измельчения с ис-
пользованием сочетания гидроциклонов разного типоразмера; трех-
продуктовые гидроциклоны с выделением грубого и тонкого слива;
112
коллективные, промпродуктовые и доводочные циклы флотации с
раздельной обработкой песковой и шламовой фракций.
Учитывая способность многих типов сульфидных руд цветных и
благородных металлов к самоокислению, перед селективной флота-
цией необходимы специальная пульпоподготовка и кондициониро-
вание.
При окислении сульфидных минералов в пульпе одновременно
проходят процессы окисления сульфидной серы минералов, особен-
но пирита, с образованием различных серосодержащих анионов в
жидкой фазе и реакции окисления металлов сульфидных минералов с
образованием оксидных и гидроксидных соединений на их поверх-
ности (табл. 3.4-3.8).
Приведенные данные свидетельствуют, что в сульфидных пуль-
пах в процессе рудоподготовки окислительно-восстановительные
реакции проходят интенсивно (рис. 3.14). Продуктами окисления
сульфидных минералов являются S°, S2“, S2O32 , SO32 , S/7CV . SnO62~,
SO42 и др. В слабокислых средах образуются ионы HSO3' и диоксид
серы SO2. Наиболее устойчивыми являются ионы S2O32” и SO42 [5].
Рис. 3.14. Зависимость скорости поглощения v кислорода единицей
поверхности сульфидов при измельчении в насыщенном растворе
извести от времени измельчения /: 1 - ковеллин; 2 - халькопирит;
3 - пирит; 4 - сфалерит; 5 - борнит; 6 - халькозин
113
Таблица 3.4
Содержание сернистого железа и серы, образующихся при разложении пирита
Показатели измельчения Содержание, г, при продолжительности измельчения, мин
20 40 60 80
Масса сернистого железа (из- мельчение 1 кг пирита) 3,2 8,9 25,1 30,0
Расчетная масса элементной серы 0,85 1,6 2,7 5,5
Исследованиями показано, что концентрация серосодержащих ионов
в растворе зависит от времени измельчения, скорости окисления пири-
та, которая определяется pH раствора. С повышением pH в щелочных
средах концентрация сульфоксидных соединений повышается. Количе-
ство сульфидной серы в металлической мельнице в 10 раз меньше, чем
в фарфоровой, что указывает на окислительно-восстановительный ха-
рактер происходящих при измельчении процессов. В соответствии с
предложенной схемой окисления пирита сера элементная и сера суль-
фидная вначале окисляются до сульфит-иона и тиосульфат-иона, ко-
нечным продуктом окисления серы являются сульфат-ионы. Концен-
трация тиосульфат-иона всегда значительно выше концентрации суль-
фитного иона (в промышленных пульпах она составляет 50... 1500 мг/л,
а концентрация сульфит-иона ничтожно мала). В лабораторных услови-
ях в насыщенном растворе извести (pl 1;к-. 12,3; рНкон 8,9) концентрация
равна 410 и 15 мг/л соответственно.
Таблица 3.5
Концентрация соединений серы в растворе при окислении пнрнта
в процессе его измельчения
Показатели Металлическая мельница Фарфоровая мельница
1н. NaOH (0,65н. NaOH) pH 12,3 (7,3) pH 8,36 (5,1) 1,06н. NaOH (0,85н. NaOH) pH 12,3 (8,9)
Форма серы (ионы):
сульфит 1,740'2 2,29403 7,3340'4 2,3440J 3404
тиосульфат 6,540'3 7,6140'3 4,8940'3 9Д440'3 7,3140'3
тритионат 6,25 4 О'4 2,5640'3 2,2140'3 0 0
высшие политионаты 3,45 4 О'4 4,5540'3 1,2640'3 5,2140'3 4Д440'3
сульфид-ион 1,5940'3 3,240’4 0 1,2340'2 4,444 О'3
Сумма сульфоксидных ионов 2,7640'2 1,740'2 0,640'2 1,6740’2 1Д740'2
Разница по балансу кислорода, пошедшего на окисление пирита 2,916540'2 1,77340'2 0,6094 О'2 2,8994 О'2 1,615 10 2
П римечание .В скобках приведены конечная концентрация щелочи и pH.
114
Таблица З.б
Ионный состав жидкой фазы при измельчении сульфидных минералов
в 1н. растворе NaOH, 10’2 г-экв/дм3
Условия опыта Исследуемые минералы pH в конце опыта и О и м "7 К S2O32’ SO32’
Масса на- вески мине- рала - 50 г; объем рас- твора -100 мл; 1 и NaOH; вре- мя измель- чения -1ч; рНисх 12,01 Пирит 11,96 2Д 0,123 0,544 1,433
Борнит 11,94 0,196 0,159 0 0,037
Халькопирит 11,8 0,97 0,614 0,272 0,084
Теннантит 11,75 0,94 0,362 0,206 0,371
Сфалерит 11,73 0,95 0,338 0,45 0,164
То же + Na2SO3 (1О’г г-экв/дм3) Пирит 11,78 2,507 0,055 0,529 1,923
Борнит 11,76 0,468 0,185 0 0,283
Халькопирит 11,78 0,832 0,241 0,212 0,379
Теннантит 11,7 0,875 0,185 0,250 0,440
Сфалерит 11,6 1,072 0,160 0,654 0,258
То же +KCN (10’2 г-экв/дм3) Пирит 11,1 0,718 0,215 0,187 0,316
Борнит 11,05 0,248 0,05 0 0,316
Халькопирит ид 1,013 0,129 0,243 0,641
Теннантит 11,0 0,915 0,559 0,187 0,169
Сфалерит п,1 1,111 0,387 0,336 0,388
Таблица. 3.7
Ионный состав при измельчении пирита в присутствии сульфита натрия
в растворе NaOH (1 г-экв/дм3) н сернистого натрия (5*10 4 г-экв/дм3),
10 2 г-экв/дм3
Условия опытов £ HS; S2’, S2O32’, SO3Z- HS’ + S2’ s2o32’ SO32’
Без реагентов 1,7 0,2 0,286 1,214
Без сульфита натрия 2,4 0,2 0,76 1,53
С подачей Na2SO3, г-экв/дм3:
510’3 2,387 0,2 0,477 1,71
5-10’г 5,3 0,35 0,64 4,31
5-Ю"1 35,5 1 0,76 33,74
115
Таблица 3.8
Ионный состав питания (числитель) н хвостов (знаменатель) медной флотации
при бесцнанидном разделении коллективных концентратов, 10’3 г-экв/дм3
Реагентный режим ins; S2; s2o32; SO32’ EHS; s2- S2O32’ SO32’
Постоянный расход, г/т Переменный расход, г/т
Na2S 800, ZnSO4 1000 Сульфит натрия
0 1,73/1,73 0/0 1,73/1,73 0/0
300 2,67/1,95 0/0 2,25/1,95 0/0
500 3,16/2,2 0,49/0 2,67/2,2 0/0
700 3,16/2,67 0,49/0 2,67/2,67 0/0
1000 5,09/3,16 0,47/0 4,2/3,16 0,42/0
1000 16,5/4,93 0/0 4,1/4,4 0,42/0
2000 25,8/8,38 14,5/1,94 4,4/4,86 6,9/1,58
Na2S 800, ZnSO4 1000 Кислая соль сернистой кислоты
0 1,65/2,14 0/0 1,39/1,16 0,26/0,08
100 4,26/3,55 0,95/0,74 2,33/2,79 0,98/0,52
300 8,32/5,47 2,38/1,44 2,09/2,56 0,29/1,49
600 12,37/8,55 5,26/2,87 2,33/2,79 4,7/2,89
900 15,21/9,97 6,19/4,75 2,09/2,33 6,93/2,89
При измельчении пирита в атмосфере кислорода выполнен анализ
твердой фазы пульпы. Установлено, что масса сернистого железа,
образующегося при диссоциации пирита, растет с увеличением про-
должительности измельчения пирита, растет и масса элементной се-
ры (см. табл. 3.6).
Результаты исследований и расчетов показывают, что при измельче-
нии сульфидов в металлической и фарфоровой мельницах масса израс-
ходованного кислорода достаточна для образования анализируемых
сульфоксидных соединений и частичного окисления железа измель-
чающей среды (шаров и футеровки). Достаточно высокая концентрация
анализируемых ионов - сульфита, тиосульфата, тритионата, политиона-
тов - при измельчении пирита предопределяет необходимость их учета
при разработке технологического режима измельчения и селективной
флотации сульфидных руд. Наибольший интерес при регулировании
реагентного режима флотации представляют тиосульфат-, тритионат-,
сульфит- и сульфид- ионы, концентрация которых должна учитываться
при определении расходов подавителей флотации сфалерита и пирита -
сернистого натрия и цинкового купороса.
Приведенные результаты свидетельствуют, что в высоких щелоч-
ных средах весь потребляемый кислород расходуется на окисление
116
сульфидов и лишь частично они физически сорбируются на минера-
ле. С повышением pH в щелочных средах доля химически сорбируе-
мого кислорода при измельчении возрастает. В нейтральных и сла-
бощелочных средах эта доля снижается; в этих условиях наблюдает-
ся и меньшая активация минералов.
Подавители сульфидных минералов - сернистый натрий, сульфит
и бисульфит, цианистый натрий - по-разному влияют на поглощение
кислорода сульфидами. Все модификаторы заметно снижают погло-
щение кислорода сульфидами. По защитному действию на пирит по-
давители располагаются в ряд: KCN > Na2S2O3 > Na2SO3 > Na2S.
Теннантит, борнит, халькопирит и сфалерит в присутствии пода-
вителей поглощают кислорода значительно больше, что может быть
использовано для разработки режима разделения руды или коллек-
тивного концентрата.
По степени насыщения жидкой фазы пульпы продуктами окисле-
ния серы сульфиды располагаются в ряд: FeS2 > CuFeS2 > ZnS >
> Cul3AsS12 > Cu5FeS4.
Поглощение сульфидами кислорода в отсутствие породных мине-
ралов выше. В присутствии гипса концентрация суммы ионов серы в
растворе снижается в 2-3 раза больше, чем с кварцем, а с кварцем
ниже, чем с одними сульфидами. Минералы пустой породы снижают
поглощение кислорода смесью сульфидов, что изменяет окислитель-
но-восстановительное состояние пульпы, а соответственно условия
подавления или флотации минералов. Соотношение сульфидных и
породных минералов в руде или концентратах, подбор типа модифи-
каторов-подавителей с учетом состава и концентрации серосодер-
жащих анионов в сульфидной пульпе позволяет влиять на процесс
поглощения кислорода и на результаты селективной флотации.
Стабилизация концентрации депрессирующих ионов в пульпе
важна не только для успешного подавления сфалерита и пирита, но и
определяет условия подавления или флотации золота и его мине-
ральных форм. Установлено, что подача в процессе селекции кроме
сернистого натрия сульфоксидных соединений способствует под-
держанию необходимой концентрации депрессирующих ионов. На
рис. 3.15 приведена кинетика поглощения кислорода пиритом в 1 и.
щелочном растворе в присутствии сернистого натрия и сульфита на-
трия, при измельчении в фарфоровой мельнице. Установлено, что
сернистый натрий снижает массу кислорода, поглощаемого пиритом;
в присутствии сульфита натрия масса кислорода снижается еще в
большей степени; при этом повышается концентрация сульфидных и
117
гидросульфидных ионов, что свидетельствует о защитной роли
сульфита натрия в реакции окисления сернистого натрия кислоро-
дом. Другие модификаторы также способствуют стабилизации кон-
центрации сернистого натрия. Исследованиями установлено: ионный
состав жидкой фазы пульпы зависит от pH среды и в меньшей степе-
ни - от концентрации задаваемых в процесс модификаторов. При pH
4...6 наиболее устойчивы бисульфит-ионы, образующиеся при дози-
ровании в пульпу сульфита натрия, бисульфита натрия, диоксида се-
ры. При pH > 6... 7 достаточно устойчивы сульфитные ионы, которые
образуются при подаче тех же модификаторов. При pH 8... 10 и более
наибольшей устойчивостью обладают сульфид - и тиосульфат - ио-
ны, которые поставляют в раствор сернистый натрий. В случае ис-
пользования одного тиосульфата натрия тиосульфат-ионы сущест-
вуют в широком диапазоне pH 6... 10,5. Таким образом, при подаче
любого серосодержащего модификатора устойчивость серосодержа-
щих депрессирующих ионов определяется значениями pH среды.
Рис. 3.15. Кинетика поглощения кислорода т пиритом при
измельчении в 1 н. щелочном растворе:
1 - пирит в щелочи; 2 - 5 10'4 г-экв/дм3 сульфида натрия;
3 - 5 10'4 г-экв/дм3 сульфида + 5 10'3 г-экв/дм3 сульфита;
4 - 5 10'4 г-экв/дм3 сульфида + 5 10'2 г-экв/дм3 сульфита; 5 - 5 10'4 г-
экв/дм3 сульфида + 5 10'1 г-экв/дм3 сульфита; 6 - 5 10'4 г-экв/дм3
сульфида + 1 н. р-р сульфита; 7- 3, 74-10'4 г-экв/дм3 цианида
118
Одна из основных задач пульпоподготовки - нейтрализация вред-
ного влияния шламов на процесс обогащения. На практике часто
применяют перед измельчением механическое обесшламливание
(отмывку) в классификаторах, гидро цикло нах, сгустителях (в про-
цессе измельчения или перед флотацией). Другой способ уменьше-
ния влияния шламов - обработка пульпы пептизаторами: содой, жид-
ким стеклом, фосфатами, КМЦ и различными органическими и неор-
ганическими соединениями. Пептизаторы гидродилизуют поверх-
ность шламистых частиц, уменьшают их коагуляцию и налипание на
крупных зернах извлекаемых минералов.
3.5. Физико-химические способы разделения
минералов
Аэрационно-тепловое кондиционирование
Различия в физико-химических свойствах поверхности минералов
используют для их селективного разделения, применяя различные
методы обогащения и химико-металлургические процессы. Повыше-
ние контрастности свойств разделяемых минералов возможно с при-
менением различных физико-химических воздействий: температуры,
давления, неорганических или органических реагентов, изменяющих
флотационные, электрические и магнитные свойства разделяемых
минералов.
Воздействие может быть поверхностным и более глубоким. При
поверхностном воздействии минеральная фаза сохраняется, изменя-
ется лишь состав поверхностных соединений минерала, которые
придают минералу новые технологические свойства. При глубоком
воздействии может полностью изменится минеральная фаза с обра-
зованием новых структур с иным химическим составом, совершенно
иными технологическими свойствами. Глубокие фазовые превраще-
ния возможны при воздействии высоких температуры, давления,
сильных окислителей, растворителей, кислот, щелочей и т.д.
Для улучшения технологических свойств минералов применяют
аэрационное и тепловое кондиционирование. При аэрационном кон-
диционировании сульфидных пульп в щелочных средах интенсифи-
цируются процессы окисления сульфидов железа (пирита, пирроти-
на), позволяющие создать более благоприятные условия для подав-
ления их флотации. Аэрационное кондиционирование используют
119
перед медно-цинковой флотацией колчеданных руд для подавления
флотации пирита известью и перед медно-никелевой флотацией для
подавления флотация пирротина и для разделения других руд цвет-
ных металлов.
Аэрационное кондиционирование перед цинковой флотацией
цинково-пиритных концентратов кроме подавления флотации пирита
в известковой среде позволяет изменить соотношение ионной и мо-
лекулярной форм ксантогената на сульфидных минералах. При про-
должительности аэрации 20 мин ксантогенат окисляется до диксан-
тогенида и на поверхности сфалерита до 45% собирателя находится в
молекулярной форме. Изменение соотношения форм сорбции соби-
рателя повышает флотируемость сфалерита. На рис. 3.16 приведена
зависимость извлечения цинка из медно-цинковой руды от времени
кондиционирования с подшихтовкой серного колчедана [5].
Рис. 3.16. Зависимость извлечения цинка из медно-цинковой руды
от времени кондиционирования t при различных режимах:
1 - без серного колчедана; 2-4 - с подшихтовкой соответственно 5;
10; 15% серного колчедана
При тепловом кондиционировании окислительные процессы ин-
тенсифицируются. Показано, что с ростом температуры до 65 °C рас-
творимость диксантогенида и переход его в раствор с поверхности
сульфидных минералов (халькопирита, халькозина) возрастает в 10-
11 раз; одновременно возможен процесс восстановления диксантоге-
нида до ксантогената ионами гидроксила в 1,5-2 раза. Катионы двух-
120
валентного железа, которые поставляют в раствор пирит и металли-
ческое железо измельчающей среды (pH < 7), повышают раствори-
мость диксантогенида. С ростом температуры при продолжительно-
сти кондиционирования 20 мин повышается концентрация тиосуль-
фат-ионов в восемь раз, которые подавляют флотацию пирита и дру-
гих сульфидов. Окислительно - тепловая обработка (пероксид водо-
рода, гипохлорит) приводит к разрушению гидрофобных покрытий
на поверхности минералов меди. Ксантогенат-ионы окисляются вна-
чале до диксантогенида, а затем происходит его разложение до мо-
нотиокар бонат-ио нов. Рост концентрации сульфат-ионов наблюдает-
ся в первые 30 мин до 2 г/л, тиосульфат-ионы не обнаружены. Обра-
зование на поверхности сульфидов меди пероксидного гидратиро-
ванного соединения
о-о-н
Си(
О-Н
является основной причиной депрессии медных минералов при раз-
делении медно-цинковых продуктов. Такое пероксидное соединение
на сфалерите не обнаружено, и сфалерит в этих условиях флотирует-
ся.
Одними из основных процессов обогащения золотосодержащего
минерального сырья являются гравитационные методы, основанные
на разделении минеральных частиц, различающихся плотностью,
крупностью, формой и другими физико-механическими свойствами.
В совокупности с гидравлической классификацией гравитацион-
ные процессы остаются весьма эффективными технологическими
операциями в схемах обогащения золотосодержащих руд и россы-
пей.
Гидравлической классификацией называют процесс разделения
смеси минеральных зерен на классы крупности по скорости падения
в воде. В случае использования в качестве разделительной среды воз-
духа классификация называется пневматической, или воздушной.
Классификацией по крупности можно разделить лишь однородные
минеральные смеси по плотности и форме; если компоненты смеси
имеют значительные различия по этим факторам, то при классифи-
кации происходит частично разделение (обогащение) по гравитаци-
онным признакам - плотности и форме. При гидравлической класси-
фикации материал разделяют на два или несколько классов крупно-
сти. Мелкий продукт, состоящий из зерен тонких и тонкодисперс-
121
ных, увлекаемых водным потоком частиц, - сливом, а продукт, со-
стоящий из потока выпавших грубозернистых частиц, называют пес-
ками. При гидравлической классификации происходит разделение на
классы по равнопадаемости. При содержании в смесях зерен разной
плотности и формы в ходе гидравлической классификации в любой
класс возможно частичное выделение зерен другой крупности - мел-
ких зерен тяжелых минералов и крупных зерен легких минералов в
соответствии с коэффициентом равнопадаемости. В этом отличие
гидравлической классификации от гравитации.
Гидравлическая классификация осуществляется в вертикальных
(восходящих - нисходящих) или горизонтальных потоках воды, или
в потоках, не совпадающих с направлением основных действующих
сил (гравитационных, сил сопротивления среды движению зерен,
инерционных и сил взаимного влияния зерен при соударении). Гид-
равлическая классификация относится к подготовительным процес-
сам рудо- и пульпоподготовки перед гравитационными способами
разделения или для других обогатительных приемов. Исключение
составляет гидравлическая классификация, применяемая для про-
мывки и обесшламливания глинистых руд, когда в отвальный про-
дукт выделяется часть тонких породных минералов. В этом случае
песковая фракция обогащается содержанием ценных компонентов.
Промывка, как классификация, является самостоятельной обогати-
тельной операцией, в том числе и для обогащения золотосодержаще-
го сырья. Но в этом случае потери золота со шламовой фракцией не
должны превышать 10%. В соответствии с законами равнопадаемо-
сти размер зерен рудных минералов, выделяемых в слив, должен
быть в 2-3 меньше размера зерен породных минералов.
Когда классификация включена в цикл измельчения рудного ма-
териала, неизбежно попадание тяжелых мелких зерен ценного ком-
понента (золота) в песковую фракцию с возвращением в мельницу,
что приводит к уменьшению размеров и изменению формы зерен и
ухудшению их технологических свойств. Во избежание этого пески
гидравлической классификации перед подачей в мельницу направ-
ляют на тонкое грохочение или гравитационное обогащение.
Верхний предел крупности материала для гидравлической класси-
фикации руд 5... 6 мм, а граничная крупность разделения более -
40 мкм. Обесшламливание в зависимости от распределения ценного
компонента по классам крупности проводят по зерну размером
122
10...40 мкм. Применяемые аппараты для гидравлической классифика-
ции- классификаторы, гидроциклоны, конусы и др. Классификация
основана на двух основных положениях: во-первых, скорость обтека-
ния зерна равна скорости стесненного падения или скорости свобод-
ного падения зерна при классификации в сильно разбавленных пуль-
пах; во-вторых, скорость движения частиц относительно неподвижных
стенок классифицирующего аппарата равна разности между скоро-
стью восходящего потока и скоростью стесненного падения зерна.
Исходя из этого следует, что теоретически все частицы, скорость
(гидравлическая крупность) которых больше скорости восходящего
потока, должны опуститься на дно и попасть в песковую фракцию, а
зерна с гидравлической крупностью (скоростью), меньше скорости
восходящего потока, должны быть вынесены в сливной продукт. На
практике всегда наблюдается засорение пескового продукта мелкими
зернами, а сливного продукта - крупными зернами. Классификация -
массовый процесс, на который влияют: турбулентность потока; раз-
личная скорость слоев потока по сечению; непостоянство концен-
трации зерен в потоке; изменения давления среды; форма и масса
зерен; взаимодействие соприкасающихся частиц; возмущения при
поступлении исходного материала в зону классификации и т.д.
Массовый характер движения частиц способствует выравниванию
скоростей движения различных по размерам зерен вследствие их со-
ударения и передачи энергии движения от одних зерен к другим, пе-
ремещающимся с меньшей скоростью; возможно образование скон-
центрированных агрегатов зерен («пакетов»), движущихся как еди-
ное целое. Скорость зерен, захваченных таким «пакетом», значи-
тельно возрастает. Таким образом, направление движения, получен-
ное частицей, неоднозначно связано с разницей в скоростях потока и
осаждения зерна.
Эффективность классификации Е определяется разностью между
извлечением в слив расчетного класса Е- и извлечением в него же
крупного класса £(+), т.е. Е = Е(~) + £(+).
Это выражение учитывает и количественный, и качественный со-
став сливного продукта. Есть другие варианты оценки эффективно-
сти классификации, например по Ханкоку и Люйкену, но они недос-
таточно характеризуют процесс и имеют ограниченное применение.
Классификаторы разделяют:
- по принципу действия: гравитационные и центробежные;
123
- по способу разгрузки песков: с механической (принудительной)
и самотечной разгрузкой.
Гравитационные классификаторы с механической разгрузкой: ме-
ханические классификаторы (дражные, реечные, спиральные, чаше-
вые); сгустители и осветлители; промывочно-классифицирующие (бу-
тара, гравиемойки, корытные мойки и другие промывочные агрегаты).
Гравитационные классификаторы с самотечной разгрузкой: ко-
нусные классификаторы (песковый и шламовый конусы); гидравли-
ческие многокамерные классификаторы.
Центробежные классификаторы с механической разгрузкой: цен-
тробежные осадительные; центробежные фильтрующие.
Центробежные классификаторы с самотечной разгрузкой: гидро-
циклоны (классифицирующие, обесшламливающие).
Механические классификаторы часто применяют в замкнутых цик-
лах измельчения, иногда - для отмывки глинистых материалов, обезво-
живания зернистых продуктов, реже как смесительные аппараты.
В механическом спиральном классификаторе условно выделяют
несколько слоев, характеризующихся неодинаковой крупностью и
плотностью: 1-й слой - плотный слой осевшего материала (постель
классификатора), предохраняющий днище корыта от износа; в этом
слое накапливается металлический скрап, тяжелые зерна минералов
(золота и др.); 2-й слой - осевшие пески, непрерывно перемещаемые
спиралью к верхнему разгрузочному концу; 3-й слой - плотная
взвесь зерен, при расслоении пополняющая 2-й и 4-й слои; 4-й слой -
слой с восходящими и горизонтальными потоками, перемещающий-
ся в направлении к сливному порогу.
Вследствие неодинаковой глубины корыта по горизонтали (по
длине корыта - зеркала) выделяют условно зоны, в которых грану-
лометрический состав неодинаков (рис. 3.17).
Зона I характеризуется интенсивным перемешиванием - распре-
деление зерен по глубине равномерное; зона II характеризуется вос-
ходящими потоками, выносящими зерна в слив; зона III характеризу-
ется слабым перемешиванием и оптимальными условиями для клас-
сификации зерен.
Выбор и расчет механических классификаторов сводятся к опре-
делению производительности по пескам и сливу. Из гидравлических
классификаторов, работающих на измельченных рудах, применяют
многокамерные аппараты с горизонтальными и вертикальными по-
124
токами. В классификаторах этого типа (рис. 3.18) классификация
проходит в две стадии:
- в горизонтальном потоке в условиях свободного осаждения. В
каждую последующую камеру поступает более тонкий материал;
- в вертикальных классификационных трубках каждой камеры с
восходящими потоками воды определенной скорости. В них класси-
фикация осуществляется в стесненных условиях.
Рис. 3.17. Схема работы механического классификатора:
1 - постель; 2 - пески; 3 - распаивающаяся взвесь; 4 - слив
Рис. 3.18. Четырехспиготный гидравлический классификатор:
1 - опорная рама; 2 - водянной коллектор; 3 - водяной патрубок;
4 - манометр; 5 - кран; 6 - разгрузочные насадки; 7 - разгрузочный конус;
8 - цилиндры спигота; 9 - вортекс спигота; 10 - классифицирующая колонка;
11 - спигот-камеры; 12 - камера; 13 - корпус-ванна; 14 - приводной
механизм; 15 -электродвигатель с редуктором; 16 - сливной порог; 17 - шток
с пробкой; 18 - вал с мешалкой
125
Выбор и расчет гидравлических классификаторов проводят с оп-
ределением производительности конуса по сливу, пескам и исходно-
му питанию.
Центробежные классификаторы широко используют при обога-
щении практически всех типов руд, а в последние годы - для грави-
тационного обогащения тонкоизмельченных золотосодержащих руд.
К центробежным классификаторам относят гидроциклоны и турбо-
циклоны, осадительные центрифуги; конструктивно гидроциклоны
подразделяются на: конические, батарейные, трехпродуктовые, ко-
роткоконусные.
В гидроциклоне существуют два вихревых потока, вращающихся
в одном направлении, но имеющих противоположное осевое пере-
мещение: внешний пристенный - нисходящий и внутренний - восхо-
дящий (рис. 3.19). В приосевой части гидроциклона действует цен-
тробежная сила внутреннего потока с образованием воздушного
столба. Область, разделяющую нисходящий и восходящий потоки,
Рис. 3.19. Качественная
картина вихревых потоков
в циклоне
называют поверхностью реверсирования, или
поверхностью нулевых вертикальных скоро-
стей. Переход жидкости (пульпы) из внешнего
вихря во внутренний, поднимающийся вверх,
происходит при повороте внешнего вихря,
спускающегося по стенке гидроциклона, в
нижней части конуса. Поднимающийся вихрь
образует слив и циркуляционный поток (за
пределами сливного парубка); по наружной
поверхности сливного патрубка имеется ко-
роткозамкнутый подкрышечный поток. Пото-
ки жидкости в гидроциклоне имеют сложный
турбулентный характер; степень турбулентно-
сти максимальна в центральной части подни-
мающегося вихря [2-4, 51].
Скорость движения жидкости в гидроци-
клоне можно разделить на составляющие:
- тангенциальную, направленную перпен-
дикулярно к радиусу вращения в горизонталь-
ном сечении;
-радиальную, направленную к оси вдоль
радиуса гидроциклона;
126
- вертикальную, направленную вниз или вверх в зависимости от
нахождения элемента жидкости.
С увеличением диаметра гидроциклона его производительность
возрастает пропорционально квадрату диаметра, но при этом увели-
чивается крупность слива. В аппаратах диаметром 250... 1000 мм
возможно получение слива крупностью от 0,5 мм до 90... 100%
класса -0,074 мм; более тонкие сливы легче получить в гидроцикло-
нах малого диаметра. С увеличением длины гидроциклона растет его
производительность пропорционально отношению (h/21D)°^6. Изме-
нение диаметра питающего патрубка изменяет производительность
гидроциклона прямо пропорционально диаметру, качество слива ме-
няется мало; форма питающего патрубка - прямоугольная с соотно-
шением высоты к ширине 2:1; диаметр питающего патрубка экви-
валентен диаметру гидроциклона <7ПИТ= (0,08...0,25)7). Диаметр слив-
ного патрубка влияет на все показатели работы гидроциклона: уве-
личение диаметра повышает производительность пропорционально
его величине; установлены оптимальные соотношения:
d^ = (0,2...0,4)7), б/л 1,2<7ПИТ. Изменение диаметра пескового отвер-
стия не влияет на производительность, но изменяет качественные
показатели классификации. Уменьшение размера пескового отвер-
стия повышает содержание твердого в песках, уменьшает их выход и
увеличивает выход слива; при большой насадке вся пульпа может
разгрузиться в пески и классификация полностью нарушается. На
практике <7П= (0,15...0,8)<7сл; <7п/(7сл = 0,3...0,5. Для получения тонко-
зернистых сливов угол конусности 5... 10°, но на практике чаще при-
меняют гидроциклоны с углом конусности до 20°, что ухудшает
классификационные характеристики и гидроциклон начинает рабо-
тать как обогатительный аппарат (рис. 3.20).
Гидроциклоны большого диаметра с удлиненной цилиндрической
частью следует устанавливать в наклонном положении; изменение
угла установки изменяет крупность разделения и соотношение выхо-
дов слива и песков. Давление на входе при заданной объемной про-
изводительности зависит от Дл и <7ПИТ патрубков гидроциклона. При
изменении производительности давление меняется пропорционально
ее квадрату. При получении грубых сливов гидроциклоны удовле-
творительно работают при малых давлениях (5104Па); для получе-
ния тонкозернистых сливов необходимо давление не менее
20 104...30 104 Па. При грубозернистых материалах всегда получают
127
более крупный слив и плотные пески. Эффективность разделения
повышается, когда исходный материал содержит небольшое количе-
ство классов промежуточной крупности. Содержание твердого в ис-
ходном продукте влияет на ; крупность и плотность песков и слива.
Выбор и расчет гидроциклонов производят, находя производитель-
ность по питанию, задаваясь остальными параметрами с учетом их
оптимальных зависимостей.
Угол конической части, градус
Рис. 3.20. Изменение показателей работы гидроциклов
при увеличении угла конусности: 1 - извлечение; 2 — выход
Разделение зерен гравитациоными методами осуществляется по
одному из разделительных признаков путем гидро- или аэродинами-
ческого воздействия на минеральную смесь. Разделительными при-
знаками являются реологические параметры среды разделения, ско-
рости движущихся зерен в пульсирующем потоке в струе жидкости,
текущей по наклонной плоскости, в вертикальном потоке. В зависи-
мости от разделительных признаков и характера среды гравитацион-
ные методы подразделяют: расслоение в гидравлических, пневмати-
ческих, тяжеложидкостных, суспензионных потоках; расслоение в
пульсирующем потоке (отсадка, обогащение на вибромашинах и в
пульсаторах); расслоение в струе жидкости, текущей по наклонной
плоскости (обогащение в желобах и шлюзах, струйных концентрато-
рах, на концентрационных столах, винтовых аппаратах); расслоение
в криволинейных потоках (гидроциклонах, центрифугах, центробеж-
ных концентраторах).
На процесс расслоения минеральной смеси влияют параметры
среды: плотность, вязкость, сопротивление, устойчивость. Плотность
128
различных сред составляет, кг/м3: воды 1000; воздуха 1,23; тяжелых
жидкостей - ZnCl2 2500; СаС12 2500, жидкости Клеричи 4250; высо-
коплотностных суспензий 2700...7200. Разделение в тяжелосредных
потоках для золотосодержащих руд применяют крайне редко - для
золота крупного и средней крупности.
Из тяжелых жидкостей чаще используют хлористый цинк, хлори-
стый кальций, бромоформ, жидкость Туле, жидкость Клеричи, кото-
рые хорошо растворимы в воде. На их основе можно приготовить
растворы с широким диапазоном плотностей, пригодных для фрак-
ционного анализа и обогащения.
Плотность суспензии зависит от плотности утяжелителя и объем-
ного содержания его в суспензии. В практике гравитационного обо-
гащения для приготовления суспензий используют магнетитовый
концентрат плотностью 4400 кг/м3 и ферросилиций плотностью
6800 кг/м3.
Вязкость - это способность оказывать сопротивление движению
элементарных слоев, величина которого зависит от сил внутреннего
трения. Силы трения по закону Ньютона прямо пропорциональны
скорости относительного движения и площади поверхности сопри-
косновения и зависят от рода среды. Вязкость суспензий не зависит
от природы утяжелителя и его плотности, но зависит от крупности
частиц утяжелителя. Для более грубозернистых утяжелителей воз-
растание вязкости проявляется при объемной концентрации 40%; а
для тонкозернистых - при концентрации более 30%.
Устойчивость - способность суспензии сохранять заданную
плотность по высоте слоя. Повышение устойчивости достигается до-
бавлением глины, тонкозернистых утяжелителей и рудных шламов.
Для снижения структур ообразования применяют реагенты-
пептизаторы (жидкое стекло, сульфитный щелок, алюминаты) в ко-
личествах, не превышающих 0,001...0,5% массы утяжелителя.
Минеральные зерна в гравитационных аппаратах перемещаются в
среду с разными скоростями, зависящими от крупности, плотности,
формы зерен и реологоческих параметров среды. Время и путь пере-
мещения - весьма малые величины (в пределах минут и сантиметров
соответств енно).
Движение минеральных зерен в разделительных средах может
быть:
129
- свободным: движение в неограниченной неподвижной среде или
в сосуде, размеры поперечного сечения которого более чем в 30 раз
превышают размеры зерна;
- стесненным: движение в ограниченной среде или сосуде, разме-
ры которого соизмеримы с размерами зерна. При этом зерно испы-
тывает влияние среды и окружающих частиц, а среда испытывает
действие каждого зерна и массы их в целом.
Режим движения разделяемых жидкостей может быть ламинар-
ным - при небольших скоростях движения и турбулентным - при
высоких скоростях.
Важным фактором разделяемых минеральных смесей является
равнопадаемость зерен; зерна различной крупности и плотности,
имеющие одинаковую скорость движения, считаются равнопадаю-
щими. Зерна кварца крупностью 4 мм с плотностью 2650 кг/м3 и час-
тицы галенита крупностью 1 мм с плотностью 7500 кг/м3 при движе-
нии в неподвижной жидкости или восходящем потоке имеют одина-
ковую скорость движения. Для гравитационного разделения таких
материалов необходима предварительная классификация по шкале с
модулем, равным коэффициенту равнопадаемости. Для смеси кварца
и галенита крупностью 80...0мм классификацию необходимо про-
водить на классы -80+20; -20+5; -5+1,25; -1,25+0,31 и т.д., т.е. мо-
дуль равнопадаемости равен 4; он выражает отношение размера зер-
на легкого минерала к размеру зерна тяжелого минерала, равнопа-
дющего с ним.
Характер движения зерен в стесненных условиях и при наличии
встречных потоков жидкости носит иной характер. Совместное дви-
жение зерен сопровождается гидродинамическим сопротивлением и
сопротивлением в результате механического взаимодействия частиц
вследствие их столкновения и трения между собой и о стенки аппа-
рата. Сужение потоков увеличивает градиент относительной скоро-
сти движения и повышает гидродинамическое сопротивление. При
совместном падении частиц скорость в стесненных условиях будет
меньше скорости свободного падения, а с повышением объемной
концентрации твердого в жидкости (плотности пульпы) она в боль-
шей степени снижается.
В обогатительных аппаратах стесненное падение частиц происхо-
дит в жидкости, поток которой ограничен стенками аппарата. По се-
чению аппарата скорости движения жидкости распределены нерав-
но
номерно: у стенок меньше, в центре - больше; но при этом одновре-
менно происходит перемешивание частей потоков в продольном и
поперечном направлении.
Циркуляционное движение частиц нарушает упорядоченность
структуры потока, который приобретает диффузионный характер.
Закономерности стесненного падения тел основывается на двух
концепциях:
- стесненное падение - это совокупное движение частиц как бы в
объеме фильтрационной среды, через которую пропускается жид-
кость в вертикальном направлении снизу вверх;
- стесненное падение - это падение отдельной частицы, находя-
щейся в массе других.
Различия в скоростях движения частиц в свободных и стесненных
условиях изменяет равнопадаемость. Коэффициент равнопадаемости
в стесненных условиях по абсолютному значению значительно
больше для одних и тех же минералов (табл. 3.9).
Таблица 3.9
Коэффициенты равнопадаемости тяжелых минералов по отношению к кварцу
Минерал Свободное падение Стесненное падение
Галенит 3,75 5,842
Вольфрамит 3,26 5,155
Касситерит 3,12 4,698
Арсенопирит 2,94 3,737
Пирротин 2,08 2,808
Сфалерит 1,56 2,127
Практически это означает, что в свободных условиях размер тя-
желого зерна должен быть больше, чем в стесненных условиях, что
позволяет расширить шкалу классификации для выделения классов
крупности с целью последующего их обогащения. Значения равно-
падаемости важны в процессах гидравлической и пневматической
классификации при обогащении золотосодержащих руд цветных ме-
таллов и различных типов золото-сульфидных руд.
Для гравитационных процессов важное значение имеет формиро-
вание структуры взвесей, составляющими компонентами которых
являются вода, минеральные зерна, а для суспензий - частицы утя-
желителя. Нахождение минеральных частиц во взвешенном состоя-
нии определяется физическими параметрами взвеси и их реологиче-
131
скими свойствами. В гравитационных аппаратах взвешенное состоя-
ние достигается применением вертикального, горизонтального, фик-
сирующего, тангенциального и комбинированного потоков.
Горизонтальные и вертикальные потоки применяют в гидравличе-
ских и пневматических классификаторах, суспензионных сепарато-
рах; комбинированные - в отсадочных машинах и классификаторах,
суспензионных сепараторах; пульсирующие - в отсадочных маши-
нах, вибрационных шлюзах, суспензионных сепараторах; тангенци-
альные - в гидроциклонах, винтовых сепараторах, центробежных
концентратор ах.
Способ стабилизации взвеси определяет структуру взвешенного
слоя. Так, в процессе отсадки под действием восходящего потока ма-
териал переходит во взвешенное состояние, при котором частицы
могут относительно перемещаться. Тяжелые частицы проникают че-
рез всю массу и концентруются в нижних слоях, а легкие располага-
ются в верхних слоях рудного потока.
При чередовании восходящего и нисходящего потоков происхо-
дит расслоение материала: на самом нижнем слое (решете) оказыва-
ются мелкие тяжелые частицы; затем слой крупных тяжелых частиц;
между ними могут быть мелкие тяжелые и легкие частицы; затем
слой мелких частиц и над ними - слой крупных легких частиц. При
многократном чередовании потоков смесь четко разделяется по сло-
ям: внизу тяжелые частицы, вверху - легкие. Такое разделение мине-
ральных зерен по крупности и плотности во взвеси называют сегре-
гацией. При движении потока в желобах, шлюзах плотность взвеси в
горизонтальном и наклонном положении аппарата увеличивается
сверху вниз, а подвижность ее уменьшается с глубиной потока. При
гравитационном обогащении взвесь должна быть плотной, но спо-
собной пропустить перемещающиеся в ней минеральные зерна, т.е.
при реализации процессов отсадки, концентрации на столах необхо-
димо создавать условия для снижения стесненности движения час-
тиц. Попеременное разрыхление и уплотнение взвеси способствует
перемещению частиц в условиях высокой плотности. В момент уп-
лотнения происходит эффективное разделение минеральной смеси,
разрыхленность слоев взвеси (постели) определяет эффективность
разделения. Малая разрыхленность постели уменьшает скорость па-
дения или подъема тяжелых и легких частиц. При значительном раз-
рыхлении постели происходит перемешивание частиц различной
132
плотности и крупности, при этом наблюдается взаимозасорение про-
дуктов обогащения посторонними фракциями и снижается эффек-
тивность разделения. Гидродинамика пульсирующего потока (число
пульсаций, скорость и расход воды, параметры цикла отсадки) опре-
деляют структуру взвешенного состояния постели и всей массы ми-
неральной взвеси и оценивается коэффициентом разрыхления.
Взвеси могут быть моно- и полиминеральными. Существует не-
сколько видов движения взвеси: совместное движение частиц, соиз-
меримых по форме и крупности; совместное движение частиц во
взвеси, несоизмеримых по размерам и составленных из зерен мине-
ральной смеси; совместное движение частиц, несоизмеримых по
размеру, в суспензии, составленной из частиц другого минерала.
3.6. Характеристика основных технологических
процессов обогащения золота
3.6.1. Гравитационные процессы
Основные процессы разделения минеральных смесей по плотно-
сти осуществляют в потоках постоянного и переменного направле-
ний, которые реализуются в полях сил тяжести и гидро-
(аэродинамического воздействия среды. При обогащении в потоках
переменного направления применяют процессы разделения минера-
лов в отсадочных машинах. Наиболее сложные гравитационные про-
цессы проходят в горизонтальных, наклонных и вертикальных пото-
ках постоянного направления - в противоточных сепараторах и в
криволинейных потоках - в центробежных концентраторах [52].
Применение отсадки основано на различии скоростей движения
минеральных зерен в пульсирующей среде - водной или воздушной.
Закономерности расслоения материала по плотности в стесненных
условиях обусловлены явлениями разделения во взвешенном состоя-
нии и процессом сегрегации. На перемещение минеральных зерен
влияют масса минералов, гидростатические силы сопротивления, си-
лы инерции среды, механические силы трения, силы ударов зерен
между собой и о стенки аппаратов. Восходящий поток среды, раз-
рыхляя зерна, перемещает легкие зерна, скорость падения которых
меньше скорости потока, вверх, а тяжелые зерна переходят во взве-
шенное состояние. При нисходящем потоке тяжелые зерна увлека-
133
ются им вниз с большей скоростью, чем легкие, при этом на решете
происходит уплотнение минеральных зерен. При многократно вос-
ходяще-нисходящих потоках материал расслаивается: легкие зерна
минералов выносятся вверх, а тяжелые зерна концентрируются в
нижних слоях. Материал, осевший на решето отсадочной машины,
называют естественной постелью. Тяжелая фракция разгружается
через шиберные устройства или решето, а легкие - потоком раздели-
тельной среды выносятся через сливной порог. Оптимальная толщи-
на постели равна 5-10 диаметрам максимальных зерен в питании.
При большей толщине постели происходит ее уплотнение и возрас-
тает гидростатическое сопротивление, а при малой толщине наблю-
дается увеличение скорости потока из-за недостаточного гидроста-
тического сопротивления; при этом материал перемешивается, что
влечет взаимное засорение тяжелой и легкой фракций.
При обогащении рудного мелкозернистого материала (менее
3... 5 мм) на решето укладывают слой искусственной постели - гема-
тит, магнетит, ферросилиций, металлическую дробь и другие мате-
риалы, плотность которых должна быть выше плотности тяжелых
минералов в обогащенном сырье с крупностью в 2-2,5 раза больше
самого крупного минерального зерна, которая составляет 30...40 мм.
Искусственная постель предотвращает прохождение мелких легких
зерен под решето машины, повышая количество тяжелой фракции -
концентрата; она является контрольным «решетом» и средством раз-
деления зерен, способствуя процессу сегрегации минеральных зерен.
Изменяя параметры постели, можно управлять процессом отсадки.
Чем меньше содержание тяжелых зерен в исходном материале, тем
больше должна быть высота постели (не менее трех максимальных
диаметров зерен), а толщина над постельного слоя в 20 раз больше
максимальной крупности частиц минеральной смеси.
Частоту и амплитуду колебаний при отсадке выбирают в зависи-
мости от плотности и крупности исходного материала. При больших
параметрах крупности и плотности применяют большую амплитуду
и меньшую частоту колебаний среды. При меньшем числе пульсаций
достигаются более высокие скорости восходящего потока, увеличи-
ваются амплитуды колебаний и разрыхленность постели, но процесс
отсадки в этом случае неустойчив и чувствителен к изменению про-
изводительности и гранулометрическому составу пульпы. При боль-
шем числе пульсаций процесс более устойчив, но снижается разрых-
134
ленность постели. Средством оперативного регулирования отсадки
являются давление и расход подрешетной воды, с помощью которой
возможно увеличение скорости восходящего потока и разрыхленно-
сти постели, уменьшение скорости нисходящего потока и попадание
мелких легких классов под решето, обеспечение качественного вы-
носа легкой фракции через сливной порог. Увеличение расхода и
давления подрешетной воды снижает выход подрешетного продукта
и повышает его качество, но при этом возможен вынос мелких тяже-
лых фракций в слив. Обычно скорость подрешетной воды увеличи-
вают с крупностью материала, но не более 0,6 см/с.
Плотность пульпы в питании отсадки должна быть не более
Ж:Т=2:1, иначе возрастает скорость горизонтального потока, нару-
шающая расслоение по плотности из-за чрезмерного взмучивания
материала. Общий расход воды при отсадке рудных материалов ко-
леблется в широких пределах 1,0...8,0 мТт (углей 2,3...6,0 м3/т), при
этом доля подрешетной воды составляет 40...70%. Обычно круп-
ность исходного материала для обогащения на отсадочных машинах
0,25...50 мм (для золотых руд - до 25 мм).
Эффективность отсадки повышается при предварительном обес-
шламливании исходного материала. При узкорасклассифицирован-
ном материале разделение минеральной смеси улучшается. С учетом
коэффициента равнопадаемости каждый класс крупности обогащают
на разных отсадочных машинах. Эффективность отсадки возрастает
с крупностью зерен разделяемых минеральных смесей. С уменьше-
нием крупности материала качество разделения частиц по плотности
снижается в связи с возрастающим влиянием вязкости среды. В связи
с этим наибольшее применение отсадка находит при обогащении
крупно- и средневкрапленных железных и марганцевых руд, углей,
не требующих тонкого измельчения. При обогащении золотосодер-
жащих руд и песков россыпей отсадка также широко используется,
если в них содержание мелкого золота не привышает 30...40%. По-
скольку отсадка- процесс достаточно сложный и дорогой, то его
применение требует дополнительной рудо-пульпоподготовки и
должно быть обосновано по сравнению с другими гравитационными
методами (винтовая сепарация, обогащение на центробежных кон-
центраторах и других аппаратах) [2--4, 52].
Для руд крупность золотосодержащего материала, поступающе-
го на отсадку, составляет 6...0,3 мм. Для выделения мелкого и
135
крупного золота (более 0,25 мм) применяют диафрагмовые отса-
дочные машины, которые отличаются простой конструкцией, ком-
пактностью, постоянством амплитуды колебания диафрагмы
(рис. 3.21). Применяемые типы отсадочных машин для обогащения
золота: ОВМ-1, МОД-4, МОД-2, МОД-3, МО-6 и др.
Рис. 3.21. Диафрагмовая отсадочная машина МОД-4:
1 - задняя траверса; 2 - подрешетная рама; 3 - решето;
4 - ндрешетная рама; 5 - корпу; 6 - редуктор; 7 - упругая муфта;
8 - электродвигатель; 9 - разгрузочное устройство; 10 - передняя
траверса; 11 - манжета
Техническая характеристика, режим и показатели работы всех
машин приведены в табл. 3.10-3.12. На рис.3.22 приведена зависи-
мость извлечения частиц золота различной крупности на отсадочной
машине в сравнении со шлюзами. В зарубежной практике на фабри-
ках для обогащения золота применяют отсадочные машины типа
«Кливленд» с диаметром до 7,5 м и площадью 416 м2, производи-
тельность которых может достигать 350 т/ч.
136
Рис. 3.22. Отсадочная машина «Кливленд»:
1 - гребковое утройство; 2 - гребки; 3 - главный подшипник;
4 - редуктор; 5 - электродвигатель; 6 - грохоты с решеткой;
7 - хвостовой желоб; 8 - платформа для обслуживания; 9 - камер-
секция; 10 - диафрагма; 11 - привод-вибратор; 12 - клапан-зажим;
13 - спигоь циклонного типа; 14 - желоб для концентрата;
15 - хвостовой приемник
Таблица 3.10
Техническая характеристика диафрагмовых отсадочных машин
Параметры Производительность до 25 т/ч
МОД-02 МОД-05 МОД-07 МОД-1М1 МОД-2М1
Рабочая площадь, м2 0,18 0,5 0,7 1 2
Число камер, шт. 2 2 2 2 2
Крупность питания, мм, не более 8 15 15 15 15
Производительность, т/ч 0,9 5 7 10 25
Масса, кг 290 380 750 1005 1800
Производительность до 30 т/ч
МОД-ЗМ1 МОД-4М2 ТРУД-3 Труд-бПР Труд-12
у Рабочая площадь, м 3 4 3 6 12
Число камер, шт. 3 4 2 2 2
Крупность питания, мм, не более 15 30 25 25 20
Производительность, т/ч 30 36 46 100...150 200
Масса, кг 2890 3900 2000 5130 13 300
137
Таблица 3.11
Результаты отсадки песков па ОМДСД-1
Регио- ны Пло- щадь, м3 Удельная произво- дитель- ность, м3/м2 Ж:Т Подре- шетная вода, л/(с'М2) Число колеба- ний Ход диа- фрагмы, мм Выход, % Извлечение золота, %
Урал 40 4...6 (4...6):1 3...4 125... 160 16...20 2...10 90... 94
Забай- калье 24 4...6 (10...12):! 3...4 125 35 8,3... 18,8 93...94
Якутия 24 4,6...5,2 (8...10):! 3...3,5 125 40 8...9 91...93
Таблица 3.12
Режим работы отсадочных машин
Технологические параметры Операции отсадки
основная перечистная
Производительность, м3/(ч-мг) 6...8 4...6
Расход воды, м3/(ч-мг) 3,5...4,5 4,5...5,0
Ход диафрагмы, мм 16...22 8...12
Толщина постели, мм 30...40 40...60
Выход концентрата, % 15...20 10...15
Концентраты отсадочных машин подвергают доводке на концен-
трационных столах. Считается, что экономически целесообразно ис-
пользовать отсадочную машину, если более 15% золота представле-
но классом более 0,25 мм.
В отечественной практике использование отсадочных машин в
основном целесообразно при обогащении песков россыпей, в кото-
рых золото в значительной части представлено свободными зернами
крупностью более 0,25...0,5 мм. В рудах же большинства коренных
месторождений золото мелкое, тонкое и тонкодисперсное, которое
легче извлекается частично гравитационными методами (центробеж-
ные концентраторы, концентрационные столы) и в основном - фло-
тацией и химическим выщелачиванием. Отсадка применяется на
обогатительных фабриках, перерабатывающих полиметаллические
руды (Лениногорская, Казахстан), свинцово-цинковые руды (Алма-
лыкский горно-металлургический комбинат, Узбекистан), кварц-
сульфидные и мало сульфидные углистые руды Наталкинского ме-
сторождения (ЗИФ им. Матросова, Магадан). В зарубежной практике
обогащение на отсадочных машинах используют значительно шире,
что безусловно можно объяснить более благоприятным для отсадки
гранулометрическим составом крупного и мелкого золота. По лите-
ратурным данным, в схемах обогащения упорного золоторудного
138
минерального сырья отсадка используется на обогатительных фаб-
риках Канады (8 фабрик), Австралии - 7, России - 4, ЮАР - 2 [53].
При одностадиальном измельчении на сливе мельницы отсадка
применяется на фабриках в замкнутом цикле с механическими клас-
сификаторами, гидроциклонами: «Мак-Интаир» (Канада) - для квар-
цево-пиритных руд; «Кембелл» (Канада) - для пирит-арсенопиритных
руд; «Дилнайт» (Канада) - для пирит-пирротин-арсенопиритных руд;
«Херешу» (Австралия) - для медно-золотых руд; «Консолидейшед»
(ЮАР) - для золото-сурьмяных руд; «Кик крик» (Канада) - для сили-
катно-графитовых руд. В двухстадиальной схеме отсадку применяют
или на сливе стержневой мельницы первой стадии или на сливе шаро-
вой мельницы второй стадии измельчения перед классификацией в
гидроциклонах на фабриках: «Артур вийт» (Канада) - для пирит-
арсенопиритных руд; «Копер Рэнд» (Канада) - для медно-пирит-
пирротиновых руд; «Сарылахская» (РФ) - для золото-сурьмяных гли-
нисто-углистых руд; «Арктик» (Канада) - для золото-серебряных руд.
В большинстве случаев для отсадки применяются отсадочные
машины - «Денвер» (дуплекс), «Минпро», двухкамерные диафраг-
мовые и др. Измельчение руды осуществляется в стержневых, шаро-
вых, рудно-галечных и в мельницах мокрого самоизмельчения. Кон-
центраты отсадки перечищаются на винтовых сепараторах, центро-
бежных концентраторах.
Извлечение золота в гравитационные концентраты в зависимости
от крупности золота в исходном материале составляет 15...65%. По
данным А.Г. Лопатина [53], на степень концентрации золота при от-
садке особо влияет форма зерен постели. Установлено, что кубиче-
ская форма зерен постели обеспечивает более высокую концентра-
цию ценного компонента (рис. 3.23).
Винтовые аппараты (сепараторы, шлюзы) применяют для обога-
щения мелкозернистого материала; они просты по конструкции, не
имеют вращающихся деталей, дешевы в эксплуатации. При движе-
нии в потоке на частицы минералов действуют гравитационные, гид-
родинамические и центробежные силы, вызывающие различие в ско-
ростях по глубине потока и радиусу. По мере удаления зерен от дна к
поверхности слоя потока и от внутреннего борта винта к внешнему
скорости возрастают, что вызывает поперечную циркуляцию потока:
верхние слои удаляются от оси к внешнему, а внутренние слои - к
внутреннему борту желоба.
139
Рис. 3.23. Извлечение золота различной крупности:
1 - на шлюзах; 2 - на отсадочной машине
На винтовом желобе частицы по глубине потока распределяются в
соответствии с их гидравлической крупностью, происходит распреде-
ление частиц и в поперечном направлении. Легкие зерна минералов
верхнего слоя сносятся к внешнему борту, а тяжелые зерна нижних сло-
ев - к внутреннему. Разделение частиц по плотности и крупности за-
вершается после прохождения потоком двух-трех витков, далее части-
цы перемещаются параллельно винтовым линиям на постоянном рас-
стоянии от оси аппарата. Глубина потока не одинакова по сечению; ма-
лая глубина потока у внутреннего борта, максимальная - в средней час-
ти и ближе к внешнему борту. Винтовые сепараторы выпускают с по-
стоянным и переменным шагом. Диаметр сепаратора определяет его
производительность, которая зависит также от крупности и плотности
минералов. Материал крупностью 1...2 мм эффективно обогащается на
сепараторе диаметром 1000 мм и более; для материала крупностью бо-
лее 0,5 мм диаметр сепаратора 500... 750 мм; размер шага винта 0,4... 0,6
м; для грубозернистого материала (-2+0,2 мм) применяют сепараторы с
малым шагом. Извлечение на винтовых сепараторах ниже, чем на отса-
дочных машинах, но их стоимость на 15...60% меньше. Винтовые ап-
параты применяют на основных и перечистных операциях.
Одной из основных активных сил, определяющих общий характер
движения потока, является сила тяжести. Ее радиальная составляю-
140
щая в сочетании с центробежной силой определяет положение и
профиль потока. Силы трения на движение частиц по желобу влияют
незначительно. На винтовом шлюзе эти силы значительно больше,
чем на винтовом сепараторе. Винтовые шлюзы (рис. 3.24) имеют же-
лоб с малой кривизной днища. На шлюзах обогащают тонкозерни-
стый материал (менее -0,074 мм) с уплощенной формой частиц золо-
та при малых скоростях движения потока в желобе.
б
Рис. 3.24. Общий вид винтовых аппаратов:
а - винтовой сепаратор СВ2-1000: б - винтовой шлюз ШВЗ-1000
141
Особенности движения потока по винтовому шлюзу следующие
[51].
Поток под влиянием центробежных сил имеет серповидный ха-
рактер поперечного сечения (рис. 3.25). В разных зонах поперечного
сечения глубина не одинакова - у внутреннего борта она меньше, в
средней части ближе к внешнему - она больше. Различна скорость
потока в зонах поперечного сечения по глубине и по радиусу.
Горизонтальная ось сечения
to
X
Зона движения
концентрата
перераспределения
Рис. 3.25. Расслаивание зернистого материала на винтовом желобе:
a - начальное состояние (I этап); б - процесс расслоения (II этап);
в - сепарация (установившееся движение)
142
Максимальная продольная скорость потока в шлюзах у внешнего
борта (1,5... 2,0 м/с) и минимальная у внутреннего борта (10.. .20 см/с).
Различен и характер движения - от ламинарного в тонких внутренних
слоях до турбулентного в глубокой внешней части потока.
Из-за различия в скоростях движения возникают циркуляционные
течения - поперечная циркуляция потока. Равнодействующая всех
сил, действующих на минеральное зерно, определяет траекторию его
движения и положение в поперечном сечении. В итоге легкие зерна с
большей скоростью перемещения обгоняют зерна придонного слоя
потока и одновременно смещаются под влиянием центробежной си-
лы и поперечной циркуляции к внешнему борту потока, образуя веер
продукта.
Зернистый материал на винтовом желобе расслаивается в два
этапа. В первой фазе материал расслаивается по вертикали с пере-
ходом тяжелых минералов в придонный слой. Во второй фазе идет
перераспределение зерен в радиальном направлении с образовани-
ем веера продуктов сепарации (см. рис. 3.25). Интенсивность по-
перечной циркуляции влияет на перераспределение зерен по сече-
нию желоба, она зависит от глубины потока. При поперечном пе-
рераспределении зерен формируются отдельные слои потока
(концентрат, промпродукт, хвосты). Разделение промпродуктов
обогащения из веера винтового желоба осуществляется поворота-
ми ножей (отсекателей), установленных с интервалом 0,5... 1,0 ви-
ток. На верхних витках выделяют концентрат, ниже - промпро-
дукты, внизу желоба - хвосты. Распределители смывной воды
обеспечивают равномерную подачу ее по всему периметру внут-
реннего борта желоба. С увеличением шага винта возрастает вы-
ход тяжелых минералов в веер концентрата. Винтовые желоба
иногда делают с различной шириной рабочей поверхности по дли-
не винта. Эффективно винтовые шлюзы работают при извлечении
зерен малой крупности и уплощенной формы.
Как отмечалось, винтовые сепараторы применяют на основных
и перечистных операциях. На фабрике «Уоррего» (Австралия) при
обогащении золото-медно-висмутовых руд винтовые сепараторы
используются для извлечения свободного золота в цикле измель-
чения руды. После самоизмельчения руды в одну стадию в замк-
нутом цикле с двухъярусными конусами Рейчерта и гидроцикло-
143
нами черновой золотой концентрат (извлечение в него золота
70%) классифицируют на дуговом грохоте по классу 0,4 мм. Класс
-0,4 обогащают на винтовом сепараторе с последующим дообога-
щением хвостов на шлюзе Вермана. Класс +0,4 мм (дугового гро-
хота) обогащают на отсадочной двухкамерной машине «Денвер»
(0,4 X 0,9 м). На фабрике «Хиллгрув» (Австралия) черновой кон-
центрат, выделенный на конусном сепараторе Рейчерта из пирит-
пирротин-арсенопиритовой руды жильного типа, перечищают
вначале на винтовом сепараторе, а затем на концентрационном
столе. Готовый гравитационный концентрат содержит 2000 г/т зо-
лота при извлечении 35...40%.
Обогащение на концентрационных столах осуществляется в
тонком слое потока воды, текущей по слабонаклонной плоскости
деки стола, совершающей асимметричные возвратно-
поступательные движения в горизонтальном направлении, пер-
пендикулярном движению потока. Крупность обогащаемого мате-
риала -0,3+0,04 мм. Деки стола - трапецеидальной или ромбиче-
ской формы. На поверхности деки крепятся рейки - рифли, высота
которых уменьшается к торцевой концентрационной части. Пуль-
па перемещается под воздействием потока воды и наклона деки
стола в поперечном направлении. На минеральное зерно действу-
ют сила тяжести; сила гидродинамического давления турбулент-
ного потока; сила трения о деку стола зерен, расположенных вее-
ром в зависимости от плотности и крупности. Песковые столы
применяют для материала крупностью -3+0,2 мм и шламовые -
для материала крупностью -0,2+0,02 мм. Они могут быть одно- и
многодечные. Песковые столы имеют прямоугольные рифли на
более узких деках стола, шламовые - более низкие рифли тре-
угольного сечения. Концентрационные столы используют на до-
водочных, перечистных операциях, и реже - в основных техноло-
гических циклах. Показатели их сопоставимы с результатами обо-
гащения на винтовых и центробежных аппаратах. В табл. 3.13
приведена техническая характеристика, а на рис. 3.26-3.29 общие
виды применяемых концентрационных столов.
144
Таблица 3.13
Сравнительные характеристики концентрационных столов типа СКО
Параметры СКО- 0,5 СКО-2 СКО-1- 3,5 СКО- 7,5ТШС СКО-1- 7,5К СКО-15 СКО-22
Число дек 1 1 1 1 1 2 3
Общая пло- щадь дек, м2 0,5 2 3,5 7,5 7,5 15 22
Крупность питания, мм:
песков -3 + 0,4 -3 + 0,2 -1 + 0,5 — 4 -3 + 0,2 -3 + 0,2
шламов 1 -0,2 + + 0,04 -0,5 + + 0,04 — — -0,2 + 0,04 -0,2 + 0,04
тонких шламов -0,1 + 0,01 -0,1 + 0,01
Производительность, т/ч:
по пескам >0,05 0,3...1,0 0,5...1,0 — 0,5... 5,0 2,0...7,0 3,0... 10,0
по шламам — 0,08... 0,3 0,3...0,5 — — 0,7...2,0
по тонких шламам — — — 0,2...0,5 — 0,4... 1,0 1,0...3,0
Масса, кг 80 290 1400 1550 1690 2500 3300
Питание
Рис. 3.26. Веерообразное расположение зерен на деке стола:
А - концентрат; В - промпродукт I; С - промпродукт II; D - хвосты;
Е - отвальные хвосты; F - шламы
145
Рис. 3.27. Многодечный подвесной стол
На фабриках «Кембелла» (Канада), «Сарылахская» (РФ) и других
[4] концентрационные столы работают на перечистных операциях.
На фабриках «Блю-спек» (Австралия), «Консолидейшед Мэрчисон»
(ЮАР), «Калгурли» (Австралия) концентрационные столы работают
в основных циклах измельчения руды. По данным зарубежной и оте-
чественной практики высокую эффективность при доводке тонких
классов обеспечивают концентрационные столы Gemini, выпускае-
мые английской фирмой MTL (рис. 3.28). Установлено что эти столы
могут извлекать тонкое золото класса 0,008...0,01 мм со степенью
извлечения 95...96% и концентрацией 1500-1800 раз. Техническая
характеристика столов представлена в табл. 3.14. На двухсторонней
деке стола Gemini установлены рифли-канавки, расположенные под
146
углом к продольной оси, а параллельно оси проходит «золотая риф-
ля», предназначенная для улавливания тонких свободных зерен золо-
та. Желобки расположены горизонтально, параллельно направлению
хода деки в шесть ярусов. В местах разрыва желобков происходит
перечистка собранного в веере концентрата. Регулируя поступление
воды на каждый веер, меняя частоту колебания деки, можно полу-
чить высокую концентрацию золота. На столе можно выделять кон-
центрат, два промпродукта и хвосты (легкую фракцию).
Рис. 3.28. Концентарционный стол Gemini (фото’. ФТУП ИМГРЭ)
Таблица 3.14
Характеристики концентрационных столов Gemini
Параметры Gemini 60 Gemini 250 Gemini 1000
Производительность, кг/ч:
оптимальная 27 114 455
максимальная 45 136 545
Крупность зерна питания, мм:
рекомендуемая >0,8 >0,8 >0,8
максимальная 1,2 1,2 1,2
Максимальный расход воды, м’/ч 0,7 1,4 2,3
Потребляемая мощность, кВт 0,2 0,2 0,2
Масса, кг 136 273 591
Высота подачи питания, мм 1118 1270 1346
Габариты, мм:
ширина 914 1372 1829
длина 1372 2134 2845
высота 914 1219 1295
147
Рис. 3.29. Схема концентрационного стола СКО-1-3,5
В табл. 3.15 приведена сравнительная характеристика параметров
работы гравитационных аппаратов. В зарубежной практике приме-
няют пневматические концентрационные столы с пористой декой,
через поры которой под давлением подают пульсирующий воздух.
Фазы движения деки стола и пульсации синхронизированы. На оло-
вянных рудах показана возможность увеличения производительно-
сти (удельной) в четыре раза в сравнение с концентрационными сто-
лами обычного типа. Известна конструкция пневматического стола
(Иргиредмет) для доводки шлихового золота (см. рис. 3.29). На этом
столе эффективно извлекается золото из мелкозернистых концентра-
тов, шлиховых продуктов крупностью менее 0,25 мм. Параметры ра-
боты пневматического стола: крупность питания 0,25... 1,0 мм; ам-
плитуда колебания деки стола 6 мм; число качаний деки 400; угол
наклона деки 9 град; извлечение золота 95... 99%. Концентрацион-
ный пневматический стол может быть использован для доводочных
операций по очистке черновых богатых концентратов.
148
Таблица 3.15
Сравнительная характеристика гравитационных аппаратов
Параметры Концентрацион- ный стол Концен- трацией- ный сепа- ратор СК- 3,6/3,6 Струй- ный концен- тратор СКГ-ЗМ Вин- товой сепа- ратор СВЗ- 1500 Винто- вой шлюз ШВ5- 1500 Корот- коко- нусный гидр о- циклон КЦ-500 Отса- дочная машина МОД- ЗМ
СКО-05 Gemini
Производи- тельность, т/ч 0,030... 0,070 0,10 1,5...3,0 1,5...3,0 3,75 3,75 12 2
Энергопо- требление, кВтч 1,4 3,3 1,3 0,4...0,6
Массовая доля твердого, % 15...40 15...40 50...60 50...60 15...35 15...35 15...25 30...60
Водопотреб- леине, м7т 2 2...4 0,12 0,07 4...5
Относитель- ная масса, т/ч 2,0 6,0 0,1 0,1 0,2 0,1 0,03 0,2...0,4
Площадь, м2/(т/ч) 4 47 0,2 0,4 0,2 0,3 0,1 0,5...0,7
В гравитационных аппаратах (отсадка, безнапорные наклонные
потоки) основной силой, определяющей разделение зерен, является
сила тяжести. В криволинейных потоках появляется активно дейст-
вующая сила - центробежная. В винтовых аппаратах эта сила, фор-
мируя поток, обусловливает образование веера продуктов. Если цен-
тробежная сила в криволинейном потоке намного больше силы тяже-
сти, разделение в основном идет под действием центробежной силы,
и тогда этот процесс называют центробежным обогащением. Созда-
ние центробежного поля в обогатительных аппаратах (концентрато-
рах или сепараторах) может осуществляться двумя путями:
- тангенциальной подачей потока под давлением в закрытый (или
открытый) неподвижный цилиндрический (конический) сосуд;
-закручиванием свободно подаваемого потока стенкой вращаю-
щегося сосуда или вращающейся мешалкой внутри его.
Аппараты центробежного обогащения называют центробежными
концентраторами: напорные концентраторы циклонного типа приме-
няют для разделения мелкозернистого материала и безнапорные ап-
параты типа центрифуг - для разделения грубых и мелкозернистых
продуктов. К группе напорных аппаратов можно отнести короткоко-
нусные гидроциклоны. Они имеют цилиндрическую верхнюю часть,
в которую под давлением вводится тангенциально суспензия или
пульпа [53, 54].
149
Нижняя часть выполнена или в виде тупого короткого конуса, или
составлена из нескольких усеченных конусов с разными углами ко-
нусности. Длина цилиндрической части не превышает одного диа-
метра, поэтому основное расслоение зерен по плотности и крупности
происходит в конической части, т.е. ниже уровня сливного патрубка.
В классифицирующем гидроциклоне обогатительный эффект про-
является во всем диапазоне крупности песков слабо. Более заметен
обогатительный эффект в классах -0,08+0,04 и -0,04+0,01 мм. Селек-
тивность разделения зерен в крупном классе (-0,25+0,08 мм) снижа-
ется. Тенденция к снижению селективности сохраняется и для зерен
большей крупности. Для тех же зерен легкого и тяжелого минералов,
которые полностью переходят в пески, например для -1+0,5 и -
0,5+0,4 мм, обогатительный эффект исчезает. Таким образом, по
всему диапазону крупности обогатительный эффект невелик. Поэто-
му в классах крупности, которые полностью переходят в песковый
продукт, никакого обогащения по плотности не наблюдается.
Радиальное распределение зерен различной крупности в цилинд-
рической части короткоконусного гидроциклона подчиняется лога-
рифмическому закону. Закон радиального распределения зерен в ци-
линдре оказывается единым для зерен легких и тяжелых минералов.
Например, для гидроциклона с углом конусности 90 град для классов
одной и той же крупности (-0,1+0,05 мм) в цилиндрической части
разделения минеральной смеси по плотности (кварц+ферросилиций)
начинает проявляться, хотя еще и слабо. В цилиндрической части
классифицирующего гидроциклона с углом конусности 20 град при-
стенный слой концентрации тяжелых зерен невелик, а в обогати-
тельном гидроциклоне (угол конусности 90 и 120 град) пристенный
слой составляет 5 вместо 2 мм в обычном гидроциклоне. Чем более
тупой конус у гидроциклона, тем в большей степени тяжелые зерна
концентрируются в пристенной области в его цилиндрической части.
Увеличение угла конусности проявляется двояко: усиливается тур-
булентное перемешивание и наблюдается сегрегация материала в
конусе; с ростом плотности зерен максимум их распределения еще в
большей степени смещается к стенке гидро цикло на. В конусе обра-
зуется более или менее плотная, достаточно толстая минеральная
постель, препятствующая распределению зерен.
Концентрирование тяжелых зерен в конусе обогатительного и
классифицирующего гидроциклонов происходит совершенно неоди-
наково. В первом случае минеральная постель обогащена тяжелыми
зернами при движении ее по конусу вниз к песковому отверстию, во
150
втором случае обогащение происходит лишь во внутренних приосе-
вых частях потока, но не в пристенной. Высокая плотность внутрен-
них слоев в постели препятствует проникновению тяжелых зерен к
стенке в конусе. Плотная минеральная постель при конусности 20 град
в центральной части создает своеобразный затвор для проникновения
крупных легких и более мелких тяжелых зерен. В обогатительном
гидроциклоне содержание тяжелых зерен увеличивается в пристенной
части постели конуса и постепенно распространяется в ее толщу; при
этом во внутренней зоне постели содержание тяжелых зерен не сни-
жается. В классифицирующем гидроциклоне пористость постели
вблизи пеского отвертия одинаковая, а в обогатительном аппарате по-
ристость различных слоев постели различна. Пристенные слои более
плотные, а внутренние слои сохраняют рыхлость даже в близи песко-
вого отверстия. Пристенная концентрация тяжелых зерен в конусе
обогатительного гидроциклона обусловлена снижением поперечного
сечения конуса. С учетом минимальной пористости реальной постели
(45%) максимальная концентрация может достигать 4... 5.
Основное отличие минеральной постели, образующейся в конусе
гидроциклона, - значительно большая неоднородность состава ее
пристенных и внутренних слоев, т.е. пристенные слои более плот-
ные, грубые, а внутренние более разрыхленные. Снижение пористо-
сти пристенной части постели ниже 55% приводит к прекращению
перераспределения зерен по крупности не только в классифицирую-
щем, но и в обогатительном гидроциклоне. Достаточная пористость
постели гидроциклона, особенно в нижней части конуса, - основное
условие, при котором возможно перемещение зерен в радиальном
направлении. Дополнительная подача воды в нижнюю часть конуса,
разрыхляющаа постель, существенно повышают эффективность раз-
рыхления. Многие из конструкций аппаратов с тупым конусом или
различным сочетанием конической и сферической поверхностей по-
зволяют создавать более плотную разделяющую минеральную среду
в нижней зоне аппарата.
Особую группу гидроциклонов образуют аппараты, в которых из-
менена геометрия не только нижней части - конической, но и верх-
ней цилиндрической части. Существуют конструкции гидроциклонов
со спиральными канавками, желобками или выступами на внутрен-
ней поверхности цилиндрической или конической частей, незначи-
тельно влияющими на эффективность обогащения по плотности. В
аппаратах с вращающимся обогатительным конусом навстречу пото-
ку наблюдается «взвешивание» в пристенной части взвесенесущего
151
потока. Оптимальное разрыхление минеральной постели позволяет
получать лучшие показатели обогащения. Аналогичный результат
обеспечивает и дополнительная подача воды через отверстие в ниж-
ней части конуса. Разрыхление придонных слоев вращающегося по-
тока можно также осуществлять посредством наложения вибрации
на сам гидро циклон или на конус. Вибро возбудители можно распо-
лагать и внутри гидроциклона, например по его оси. В некоторых
гидроциклонах применяют сочетание центробежного и вращающего-
ся магнитного полей. Для повышения эффективности разделения по
плотности иногда изменяют конфигурацию поперечного сечения
гидроциклона с круглой на эллиптическую.
Эффективность обогащения в гидроциклонах с увеличением угла
конуса подтверждена результатами обогащения золотосодержащих
руд и продуктов. Прямой зависимости извлечения мелкого золота
крупностью -0,044 мм от диаметра гидроциклона не установлено.
Извлечение частиц золота класса -0,044 мм в гидроциклоне диамет-
ром 100 мм составляет 58%, а в гидроциклоне диаметром 50 мм-
53%. Это указывает на то, что для извлечения мелких зерен тяжелых
минералов можно использовать высокопроизводительные аппараты
большого диаметра.
Высота цилиндрической части влияет на результаты разделения по
плотности и крупности. Для классифицирующего гидроциклона высо-
та цилиндрической части рекомендуется не менее 0,5 диаметра; уве-
личение длины позволяет повысить производительность. Длина ци-
линдрической части короткоконусного гидроциклона от нижней
кромки сливного патрубка до пескового отверстия оказывает такое же
влияние, как и изменение плотности разделения. Оптимальной высо-
той цилиндрической части Н при сохранении объемной производи-
тельности следует считать Н = (l,0...2,0)D, а длина погружения слив-
ного патрубка не должна быть больше высоты цилиндра, т.е. патрубок
не должен заходить в конус. Сливные патрубки большого сечения
обеспечивают более высокую эффективность обогащения. Изменение
диаметра сливного патрубка влияет не только на соотношение потоков
слив-пески, но и на общую производительность. Для классифици-
рующих аппаратов диаметр сливного патрубка принимают больше
диаметра питающего патрубка. Регулирование выхода песков путем
изменения диаметра сливного патрубка в короткоконусном гидроци-
клоне оказывается эффективным при соотношении daJdnm= 1/1,3.
Оптимальное соотношение между диаметром сливного патрубка
da}l и диаметром гидроциклона D для золотосодержащих руд состав-
152
ляет <7сл/7?0,21...0,3. Это соотношение зависит от диаметра пескового
отверстия и составляет 0,21 при = 25 мм и 0,3 при = 45 мм. С
учетом того, что <7ПИТ в гидроциклоне постоянен и принят равным,
например, 0,2 7?, оптимальный диаметр сливного отверстия
б7Сл= (0,232...0,256)7?. Общепринято, что диаметр пескового отвер-
стия не влияет на объемную производительность гидроциклона, но
существенно влияет на эффективность разделения. Диаметр песково-
го отверстия сказывается на выходе песков. Выход песков в коротко-
конусном гидроциклоне (ККГЦ) [53] линейно зависит от отношения
оптимальных диаметров песков и сливного патрубка (рис. 3.30).
Вначале устанавливают оптимальный диаметр сливного патрубка,
который зависит от давления и диаметра питающего патрубка, и
только потом определяют необходимое песковое отношение. Пара-
метры обогащения в короткоконусном гидроциклоне следует регу-
лировать не изменением диаметра песковой насадки, а подбором
Рис. 3.30. Зависимость выхода песков от отношения оптимальных
диаметров пескового и сливного патрубков:
1,2 - диаметр ККГЦ соответственно 350 и 500 мм
153
С увеличением угла конусности гидроциклона эффективность из-
влечения тяжелых фракций возрастает. Отдельные минеральные
компоненты (плотность которых лежит между плотностью легкого и
извлекаемого тяжелого минералов) играют весьма положительную
роль в улучшение эффективности разделения. Так, при обогащении в
короткоконусных гидроциклонах бедных кварцевых руд с малым
(2...3%) содержанием тяжелой фракции добавка 5...7% пирита уве-
личивает извлечение свободного золота.
Крупность разделяемых минеральных компонентов влияет на эф-
фективность обогащения в короткоконусных гидроциклонах. Степень
обогатимости для классов крупности -0,25+0,08 мм, -0,08+0,04 мм и
-0,04 мм в короткоконусных гидроциклонах с углами конусности
100 и 140 град выше, чем для гидроциклона с углом конусности 40
град. Характерно, что небольшое содержание более грубых зерен
кварца в тонкодисперсной смеси положительно влияет на извлечение
мелких тяжелых зерен, поскольку эти зерна играют роль подвижной
улавливающей постели.
Извлечение мелких зерен тяжелой фракции из равномернозер-
нистых смесей различной крупности происходит сложнее; при
этом имеет значение величина соотношений размеров зерен тяже-
лого и максимально легкого зерна в исходном питании. При сте-
пени измельченной руды до -0,5 мм крупность частиц золота долж-
на быть -0,074 мм, а при крупности измельчения -0,2 мм соответст-
венно 0,025 мм, и отношение диаметра зерна кварца и диаметра зер-
на золота должно быть: 0,5 : 0,074 = 6,75 и 0,2 : 0,025 = 8. В этом
случае извлечение мелких зерен золота из грубодисперсной руды
-0,5 мм в целом проходит с меньшей эффективностью, чем тонко-
зернистой (-0,2 мм). Установлена связь между гранулометрическим
составом исходного обогащаемого продукта и крупностью золота
при оптимальном давлении на входе в гидроциклон и показателями
обогащения гидроцикло нов.
Установлено, что при давлении 0,095 МПа оптимальное соотно-
шение диаметра сливного и питающего патрубков гидроциклона со-
ставляет 1,4, а для диаметров сливного и пескового отверстий гидро-
циклона оптимальное соотношение находится в диапазоне 3,6...3.
Плотность пульпы в гидроциклоне влияет как на рост производи-
тельности (по твердому), так и на изменение реологических свойств
суспензии. При обогащении зернистых материалов эффективность
154
разделения в разбавленных пульпах (суспензиях) значительно повы-
шается Ж:Т = (6... 10) : 1, что позволяет включать в схему обогаще-
ния эти аппараты без предварительного обезвоживания исходных
продуктов.
Успешное обогащение в короткоконусном гидроциклоне зависит
от содержания крупных легких зерен (рис. 3.31). Практика показала,
что для эффективного извлечения золота крупность обогащаемых
песков необходимо снижать до 4...5 мм. При обогащении грубозер-
нистых песков желательно крупную фракцию, как правило, не со-
держащую золота, выделять предварительной классификацией в от-
вальный продукт.
Сравнение результатов лабораторных опытов, полученных на ко-
роткоконусных гидроциклонах и других гравитационных аппаратах
на различных пробах золотосодержащих руд, показало, что гидроци-
клоны обеспечивают получение показателей обогащения, близких к
результатам, полученным при обогащении на концентрационном
столе, и даже лучше, чем при отсадке.
Рис. 3.31. Зависимость извлечения свободного золота от крупности
пробы руды:
1 - крупность руды 100% класса -0,5 мм (50% класса -0,074 мм),
выход песков 7,9 %; 2 - крупность руды 100% класса -0,5 мм
(50% класса -0,074 мм), выход песков 15,3%; 3 - крупность руды
100% класса -0,2 мм, выход песков 9,6%; 4 - крупность руды 100%
класса -0,2 мм, выход песков 13,3%; 5 - извлечение кварца в условиях
2; 6 - извлечение кварца в условиях 1
155
Тонкое золото в коротко конусном гидроциклоне эффективнее из-
влекалось, чем на концентрационном столе. При этом производи-
тельность короткоконусного гидроциклона значительно выше, чем
других гравитационных аппаратов. Эффективно короткоконусные
гидро циклоны работают на песках мельниц или сливах классифици-
рующих гидроциклонов первой и второй стадий измельчения суль-
фидных медно-цинковых и полиметаллических руд с перечисткой
песков обогатительных гидроциклонов на концентрационном столе.
Они могут быть применены для извлечения свободного золота из
сульфидного или грубого медного концентратов. При обогащении
высоко глинистых песков крупностью (-3 мм) можно получить сте-
пень сокращения исходного материала в 20 раз, т.е. из песков россы-
пи с содержанием 100 мг/т золота получить богатый продукт с выхо-
дом 4,7% и концентрацией в нем золота более 2000 мг/т при извлече-
нии мелкого золота 93%.
Схема обогащения песков с мелким золотом должна включать
следующие операции: дезинтеграцию и грохочение со сбросом гали
в отвальный продукт; классификацию в гидроциклонах отмытого
зернистого продукта; отсадку песков гидроциклонов классификации
и обогащение слива в коротко конусных гидро цикло нах; доводку тя-
желой фракции отсадки и коротко конусных гидроциклонов в цен-
тробежных концентраторах и на концентрационных столах. При
этом извлечение зерен золота различной крупности в обогатительном
гидроциклоне для класса -0,5+0,074 мм составляет 99...82%. Корот-
коконусные гидроциклоны хорошо работают в схеме с концентраци-
онными столами для улавливания мелкого и тонкого свободного зо-
лота в цикле измельчения при обогащении сульфидных руд цветных
металлов.
Центробежные концентраторы безнапорного типа периодического
и непрерывного действия получили широкое практическое примене-
ние при обогащении золота и платино содержащих руд и россыпных
материалов. Наибольшее распространение получили центробежные
концентраторы канадской компании Knelson Concentrators, основан-
ной в 1980 г. Особенностью сепараторов Knelson («Нельсон») явля-
ется использование промывной воды, подаваемой тангенциально в
кольцевые желоба конуса, что создает «ожиженный» слой и способ-
ствует разрыхлению и перемешиванию накапливаемого концентрата.
Центробежные сепараторы различаются: по диаметру чаши; конст-
156
рукции рабочего органа (чаша или кольцо); видом разгрузки (MD -
ручная разгрузка; CD - центральная разгрузка; CVD - центральная
варьирующая разгрузка; XD - автоматическая разгрузка); компонов-
кой (концентратор сочетается с виброгрохотом KRC-VS соответст-
вующего размера). Рекомендуемая плотность пульпы составляет
25...40% твердого; центробежное ускорение изменяется в диапазоне
60...200 g, (чаще используется 60 g). С 2001 г. на концентраторы
Knelson устанавливается вариатор, позволяющий изменять ускоре-
ние от 60 до 300 g. В табл. 3.16 приведена техническая характеристи-
ка некоторых моделей концентратора Knelson.
Исходная пульпа подается в нижнюю центральную часть чаши,
раскручивается и под действием центробежных сил выбрасывается
через верх чаши. Тяжелые частицы оседают в каналах между нариф-
лениями. На донной части каналов имеется большое количество от-
верстий, сквозь которые под давлением из ватержакета подается во-
да, разрыхляющая осевшие тяжелые частицы, что способствует сег-
регационному разделению (вновь поступающие тяжелые частицы
выталкивают из постели легкие; тяжелые минералы концентрируют-
ся в каналах, а легкие перемещаются к верхнему краю конуса и сбра-
сываются в хвосты). Отверстия направлены почти по касательной по
ходу вращения, что обеспечивает движение осевшей постели вдоль
по каналам и уменьшает попадание частиц в ватержакет. Контроль за
количеством ожижающей воды осуществляется по давлению воды,
подаваемой через сальник.
Таблица 3.16
Техническая характеристика центробежных концентраторов Knelson
Параметры КС- МОЗ КС- MD7 КС- MD12 КС- MD20 КС- CMD30 КС- XD48
Диаметр чаши, мм 100,0 200,0 300,0 500,0 780,0 1200,0
Производительность:
по твердому, т/ч 0,045 0,68 3,6 13,6 30...60 120...150
по пульпе, м3/ч 0,66 5,64 10,14 27,24 Н.д. Н.д.
Максимальная круп- ность питания, мм:
россыпи 1,7 4,7 6,0 6,0 6,0 6,0
коренные руды 1,7 1,7 1,7 1,7 1,7 1,7
Расход ожижающей воды, м3/ч 0,66... 0,9 4,5...6,8 6,8...9,1 18,1... 27,2 34,2... 45,6 40,9... 65,7
157
Продолжение табл. 3.16
Время концентрации, ч:
рудные месторождения Н.д. Н.д. 0,5...4 0,5...4 0,5...4 0,5...4
россыпи — — 4...12 4...12 4...12 4...12
Время выгрузки, мин 1...2 1...2 1...2 1...2 1...2 1...2
Объем концентрата, л Н.д. 0,88 2,82 9,2 17,6 41,0
Масса концентрата, кг 0,08... 0,15 0,7...1 2,5...4,5 7...10 20...30 45...50
Мощность электродвигателя, кВт 0,13 0,56 1,1 3,7 12 30,0
Масса концентратора, кг 25 — 222 544 900 5680
Габариты, см:
высота 41 66 97 140 165 264
длина 54 84 102 137 191 292
ширина 33 61 102 135 163 274
Стоимость, тыс. долл. 6,2 9,6 17,0 28,4 39,5 173,4
Рис. 3.32. Схема центробежного концентратора Knelson KC-MD3:
1 - чаша; 2 - ватержакет; 3 - крышка; 4 - полный вал; 5 - шкив;
6 - сальник; 7 - неподвижный патрубок с пробковым краном
158
Подача ожижающей воды в аппарат Knelson позволяет получать
высокое извлечение золота (извлекаются частицы самородного золо-
та размером от 10 мкм). По периметру конуса сепаратора размещены
горизонтальные кольцевые углубления (кольца), разделенные на
сегменты; диаметр кольца увеличивается снизу вверх. Стенки каждо-
го кольца снабжены сквозными отверстиями для подачи ожижающей
воды, которая поступает с внешней стороны, образуя кипящий слой в
зоне обогащения. При этом частицы тяжелого минерала, попадая в
кольцо, вытесняют более легкий минерал и занимают его место.
Обогатительный конус установлен в специально вращающейся
камере, помещенной в водяную рубашку. Ожижающая вода подается
в камеру через вал ротора. При заполнении камеры водой под давле-
нием она поступает через отверстия в обогатительные кольца. Тре-
буемое количество ожижающей воды зависит от характеристики ис-
ходного питания; при оптимальном разжижении обеспечивается рав-
новесие сил давления воды и внешних центробежных сил. Продол-
жительность цикла обогащения коренных руд крупностью 1,6 мм
составляет от 2 до 6 ч, а при обогащении россыпей крупностью до
6 мм - 8... 12 ч, но на конкретном исходном питании параметры обо-
гащения определяются экспериментально. Питание концентратора
осуществляется самотеком через неподвижную футерованную трубу,
затем пульпа поступает в нижнюю часть конуса и попадает на раз-
гонный импеллер, который равномерно распределяет ее по перимет-
ру конуса. Под действием центробежных сил пульпа устремляется
снизу вверх равномерным слоем. На золотоизвлекательном заводе
Dome Mine (Канада) замена отсадочных машин концентраторами
повысила извлечение золота на 10... 12%.
Работа центробежных концентраторов исследована на различных
объектах: сульфидных рудах, корах выветривания, россыпях, лежа-
лых хвостах, рудных отвалах, продуктах золотоизвлекательных фаб-
рик (ЗИФ), драг, аффинажного производства. Исследованы руды ме-
сторождений Балахчино, Богунай, Майское, Олимпиадинское, Пере-
вальное, Васильевское, Коммунар и др. В большинстве случаев по-
лучены хорошие результаты. Исследованы условия применения цен-
тробежных концентраторов на перечистных и доводочных операциях
шлиховых концентратов. Концентраторы позволяют повысить из-
влечение мелкого и трудноизвлекаемого золота из легко- и средне-
159
промывистых песков ряда россыпей в схеме шлюзовых промывоч-
ных приборов.
Компания Gololfilol Enginering (США) выпускает центробежный
концентратор Gololfilol-ЗО, который по основным техническим ха-
рактеристикам аналогичен сепаратору Knelson и предназначен для
извлечения тонкого золота < 30...50 мкм. Основное его отличие - в
способе подачи разрыхляющей воды. Канадская компания Falkon
Concentrators выпускает два типа концентраторов для центробежного
гравитационного обогащения: модель SB - с ручной или автоматизи-
рованной периодической разгрузкой; модель С - с автоматизирован-
ной периодической разгрузкой. Концентраторы с периодической раз-
грузкой используют для получения высокосортных концентратов
при низком их выходе (при доводке концентратов); рекомендуются
для извлечения драгоценных металлов, в том числе золота. Концен-
траторы с автоматизированной периодической разгрузкой, не тре-
бующие подачи дополнительной воды, используются для извлечения
тонких фракций металлов и минералов (в том числе углей) из хво-
стов обогащения, либо для предварительной концентрации перед ос-
новным циклом обогащения первичных руд или лежалых хвостов.
Центробежные концентраторы Falkon модели SB извлекают час-
тицы золота > 45 мкм. Тяжелая фракция осаждается на гладкой внут-
ренней поверхности конуса и удерживается на ней с помощью поро-
га, а разгрузка осуществляется самотеком непрерывно через выпуск-
ные клапаны. Производительность их - до 390 т/ч. Рекомендуемая
плотность питания 25...45% твердого, крупность питания 1,4...6,0 мм,
время разгрузки 40 с. Они оснащены системой автоматики. На
рис. 3.33 показана принципиальная схема лабораторного концентра-
тора «Фалькон» (Falkon SB-40).
Исходное питание подается по центральной трубе в нижнюю часть
конической чаши, которая находится внутри ватержакета. Внутренний
диаметр чаши равен 100 мм. Ожижающая вода подается в ватержакет
через полый вал и сальник. Из ватержакета вода под давлением через
многочисленные отверстия подается на дно кольцевых каналов, раз-
рыхляя осевшую в них тяжелую фракцию. Во вращение ватержакет с
чашей приводятся через шкив электродвигателем переменного тока,
подключенным через преобразователь частоты, что позволяет в широ-
ких пределах плавно регулировать скорость вращения чаши.
160
num Qwue
Рис. 3.33. Схема концентратора Falkon SB-40:
1 - коническая чаша; 2 - ватержакет; 3 - полый вал для подачи воды;
4 - сальник; 5 - винт для выгрузки концентрата; 6 - пробковый кран;
7 - шкив электродвигателя
В концентраторе Falkon-SB предусмотрено предварительное рас-
слоение пульпы на удлиненной гладкой конической части, после чего
нижние слои постели попадают в кольцевые каналы, в которых раз-
рыхление осевших частиц осуществляется ожиженной водой, пода-
ваемой перпендикулярно по ходу вращения через многочисленные
отверстия в дне каналов. В концентраторе Falkon-SB улавливающих
колец меньше, чем в концентраторе Knelson, но каналы глубже, ско-
рость вращения чаши больше, что позволяет достигать центробежного
ускорения до 300 g, причем возможна плавная регулировка этого па-
раметра. В табл. 3.17 приведена техническая характеристика центро-
бежных концентраторов Falkon модели SB, а в табл. 3.18 техническая
характеристика центробежных концентраторов Falkon модели С.
161
Таблица 3.17
Техническая характеристика концентраторов Falkon-SB
Параметры Falkon SB-40 Falkon SB-250 Falkon SB-750 Falkon SB-1350 Falkon SB-2500 Falkon SB-5200
Максимальная про- изводительность: по твердому, т/ч по пульпе, м3/ч 0,025 2,28 1...8 17,1 5...47 79,5 23...114 141,9 42...206 283,8 105...392 545,1
Площадь концентрирования, смг 285 1710 5320 8710 17445 32615
Центростремигельнс минимальное максимальное >е ускорени 50 300 sg: 50 300 50 300 50 300 50 300 50 300
Масса, кг 37 365 1135 2445 4395 9386
Мощность электродвигателя, кВт 0,4 2,2 7,5 15 30 75
Расход ожижающей воды, м /ч 0,24... 1,2 1,8...2,7 6...9 8...15 15...24 30...42
Таблица 3.18
Техническая характеристика концентраторов
Параметры Концентрацион- ный стол Концен- трацией- ный сепа- ратор СК- 3,6/3,6 Струй- ный концен- тратор СКГ-ЗМ Винто- вой сепара- тор СВЗ- 1500 Винто- вой шлюз UIB5- 1500 Корот- коконус- ный гид- роци- клон КЦ- 500 Отса- дочная машина МОД- ЗМ
СКО-05 Gemini
Производи- тельность, т/ч 0,030... 0,070 0,10 1,5...3,0 1,5...3,0 3,75 3,75 12 2
Энергопо- требление, кВтч 1,4 3,3 1,3 0,4...0,6
Массовая доля твердо- го, % 15...40 15...40 50...60 50...60 15...35 15...35 15...25 30...60
Водопотреб- ление, м7т 2 2...4 — — 0,12 0,07 — 4...5
Относитель- ная масса, т/ч 2,0 6,0 0,1 0,1 0,2 0,1 0,03 0,2... 0,4
Площадь, м2/(т-ч) 4 47 0,2 0,4 0,2 0,3 0,1 0,5... 0,7
162
Центробежный концентратор ЦБК. Концентраторы ЦВК, вы-
пускаемые ОАО «Грант» (рис. 3.34), реализуют способ, основанный
на использовании центробежных сил с высокочастотной направлен-
ной вибрацией, интенсифицирующей разделение минеральной смеси
по плотности. Выпускаются следующие типы концентраторов:
- ЦВК-100 - для переработки малообъемных проб;
- ЦВК-200 - для среднеобъемных проб;
- ЦВК-300 - полупромышленное оборудование;
- ЦВК-500 - промышленное оборудование.
Рис. 3.34. Схема центробежного концентратора ЦВК-100:
1 - чаша; 2 - вал с проточенной контактной шейкой; 3 - втулка;
4 - низкоскоростной двигатель; 5 - резиновая муфта
В процессе работы чаша концентратора ЦВК-100 совершает гар-
монические планетарные колебания высокой частоты (до 150 Гц) с
амплитудой, равной разнице внутренних диаметров вала Ds и втулки
£>; (обычно Г..Змм). Центростремительное ускорение у ЦВК-100
163
ниже, чем у концентратора Knelson MD3, но скорость вращения ре-
гулируется преобразователем частоты в широких пределах. Наложе-
ние высокочастотной направленной вибрации позволяет осевший на
дне материал разрыхлять; суммарное ускорение может достигать
100 g, что приводит к отрыву осевшей в каналах постели из тяжелых
частиц от дна каналов и таким образом обеспечивает разрыхление
постели. Тяжелые минералы задерживаются в нарифлениях, а легкие
уносятся с потоком вверх. В табл. 3.19 приведены характеристики
концентраторов ЦВК.
Таблица 3.19
Характеристики концентраторов ЦВК
Модель (диаметр чаши) Номи- нальная произво- дитель- ность, т/ч Максималь- ное питание по твердому, т/ч Максималь- ное питание по пульпе, м/ч Мощ- ность электро- двигате- ля, кВт Масса, кг Стоимость, руб. (долл.)
ЦВК-100 (100 мм) 0,2 0,18 0,99 0,18 60,0 105 000 (3281)
ЦВК-200 (200 мм) 2,0 5,4 15,0 0,55 75,0 204 000 (6375)
ЦВК-300 (300 мм) 10,0 16,2 45,0 0,74 170,0 280 000 (8750)
ЦВК-500 (500 мм) 20,0 — — — — 560 000 (17 500)
В ЗАО «Новые технологии» разработан центробежный концен-
тратор с плавающей постелью (ЦКПП), в котором использованы эле-
менты, позволяющие соединить преимущества отсадочной машины,
вибрационного стола и центробежного концентратора. В нем части-
цы с большой плотностью независимо от форм и размера под воз-
действием центробежных сил осаждаются на волнообразно изги-
бающуюся (плавающую) постель, а минералы породы в результате
волнового эффекта постоянно находятся в псевдоожиженном со-
стоянии и уносятся из аппарата восходящим потоком воды. Рабочий
орган аппарата изготовлен из эластичного полиуретана в виде усе-
ченного конуса с рифленой внутренней поверхностью. Конус с
внешних сторон обжат роликами, вызывающими волнообразное из-
менение его формы. Аппарат способен улавливать тяжелые частицы
крупностью от 2...3 мм до 10 мкм из весьма бедных и высокоглини-
164
стых материалов. Выпускаются концентраторы с диметром конуса у
основания 120 и 300 мм. Производительность аппарата ЦКПП от
5... 15 до 120 кг/мин по твердому при степени извлечения золота
крупностью 0,01...3 мм составляет 90%. Центробежное ускорение у
верхнего края конуса 0...200g. Промышленный концентратор
ЦКПП-300 имеет производительность по твердому 3...5 т/ч, центро-
бежное ускорение 100 g.
На основе этих аппаратов создаются передвижные промывочные
модули для доизвлечения мелкого и тонкого золота из эфелей и хво-
стов обогащения. Производительность по твердому на россыпях
40...80 т/ч, на руде (измельченной) 25...50 т/ч. А.В. Богданович при-
водит результаты испытаний центробежных концентраторов выше-
приведенных типов на искусственных смесях (табл. 3.20).
Таблица 3.20
Результаты испытаний центробежных концентраторов различных типов
на искусственных смесях
Вид смеси Тип концен- тратора Крупность тяжелого компонента, мкм Выход концен- трата, % Содержание тяжелой фракции в концентра- те, % Извлечение тяжелой фракции в концентрат, %
Кварцевый песок с до- бавкой 1% ферросили- ция Knelson КС- МОЗ" 30 8,3 10,2 85,6
Falcon SB 30 7,8... 8,3 11,1...11,6 86,6... 96,2
ЦКВ-ЮОМ 30 8,9 10,9 96,7
ЦКПП-120 20 8,0 7,7 61,7
Knelson КС- МОЗ" 20 7,8 7,9 61,5
Falcon SB 20 8,0... 9,0 10,8...9,6 86,5... 86,7
Ферросили- ций ФС- 15Г-3 с до- бавкой 0,5% вольфрама Knelson КС- МОЗ" 15 31,1 1,0 62,3
Falcon SB 15 27,1... 30,1 1,1...1,3 60,1...80,3
ЦКВ-ЮОМ 15 35,6 1,1 78,4
Данные табл. 3.20 свидетельствуют о том, что лучшие результаты в
лабораторных условиях получены для центробежного концентратора
ЦВК-100М; результаты обогащения тяжелой фракции на центробеж-
ных концентраторах Knelson KC-MD3" и Falkon SB-40 очень близки.
165
МИСиС и Гинцветметом создана опытно-промышленная установ-
ка, состоящая из короткоконусного гидроциклона, центробежного
сепаратора производительностью 2 т/ч и более. На рис. 3.35 пред-
ставлен центробежный концентратор ЦК, а на рис. 3.36 - схема дви-
жения потоков в нем. Барабанный концентратор БК-4 представляет
собой медленно вращающийся барабан, футерованный внутри рези-
ной с нарифлениями. Материал концентрируется на внутренней по-
верхности барабана. При расслоении тяжелые зерна удерживаются
между нарифлениями, поднимаются вращающимся барабаном в
верхнюю зону и смываются в желоб. Легкие зерна уносятся потоком
пульпы и разгружаются через центробежную торцевую часть бара-
бана. Эффективность расслоения материала повышается при плотно-
сти 30...45% твердого. Показатели извлечения золота крупностью-
0,5 мм близки к результатам, полученным на отсадочных машинах.
Рис. 3.35. Центробежный концентратор ЦК (МИСиС и Гинцветмет):
1 - корпус чаши; 2 - кольцевые рифли; 3 - центральная труба;
4 - кольцевой желоб; 5 - тарелка; 6 - отверстие для разгрузки
тяжелой фракции; 7 - загрузочный клапан; 8 - коллектор; 9 - опорные
фракции; 10 - электродвигатель; 11 - блок управления
166
Рис. 3.36. Схема движения потоков в центробежном концентраторе
(МИСиС и Гинцветмет): 1 — зона нисходящего потока; 2 — зона
турбулентного перемешивания; 3 — зона упорядоченного движения с
максимальной окружной скоростью потока
Вибрационный концентратор ВК-2 разработан для обогащения
минерального сырья крупностью -3 мм, обесшламленного по классу
-0,074 мм. Аппарат состоит из двух жестко связанных концентраци-
онных элементов длиной 2 м каждый, изготовленных из труб диа-
метром 324 мм. Концентрационные элементы подвешены к раме на
пружинах и получают от вибратора круговые колебания с частотой
1000... 1800 в минуту и амплитудой в вертикальной плоскости
0,2...0,7 мм. Под действием вибраций и напора воды, подаваемой
снизу, постель в трубах принимает состояние псевдожидкости, где и
происходит расслоение материала по плотности. Тяжелые зерна из
поверхностного потока выпадают, погружаются в толщу постели и
под действием вибраций и уклона перемещаются в нижние слои к
месту разгрузки. Производительность концентратора ВК-2 на 1 м2
площади пола в среднем в 14 раз больше производительности кон-
центрационного стола, а показатели извлечения золота практически
одинаковые.
Струйные концентраторы, или суживающие желоба, применяют
чаще в зарубежной практике обогащения золотосодержащих песков.
Разновидности этих концентраторов: веерные, клиновидные, шлюзо-
вые и др; размеры желобов: длина 600...1000 мм, ширина загрузоч-
167
ной части 120...230 мм, разгрузочной 8...25 мм; угол наклона
10...22 град; плотность пульпы 40...60% твердого. Шлюзы концен-
тратора «Фаннэн» располагаются параллельно и имеют делитель для
деления продуктов обогащения. Сепаратор «Кеннон» состоит из
48 радиально расположенных желобов. Загрузка желобов произво-
дится с периферии, а разгрузка в центральной части. Упрощенный
песковый шлюз состоит из четырех секций, в каждой из которых по
12 элементов, расположенных навстречу друг другу (зубья одной
гребенки вставляются между зубьями другой). Струйные желоба
применяются в голове процесса обогащения. Они имеют ряд пре-
имуществ: простота конструкции, четкость регулировки, малый рас-
ход воды, высокая производительность (4...8 т/ч на 1 м2 площади по-
ла, винтовых сепараторов 1т/ч на 1 м2).
Показатели извлечения золота сопоставимы с результатами обо-
гащения на винтовых сепараторах. Для повышения извлечения цен-
ных минералов применяют шлюзы с разгрузкой через поперечные
щели в нескольких местах по длине шлюза. Институт «Гиредмет»
сконструировал концентраторы СКГ-2 и СКГ-3, по эффективности
близкие к концентрационным столам и отсадочным машинам.
Гидравлические струйные аппараты также начинают применяться
при обогащении минерального сырья. Среди них трубчатый гидрав-
лический сепаратор «Лаводюн», работающий по принципу гидрав-
лического классификатора со стесненным падением. Обогащение
происходит в наклонной трубе. В нижней части трубы имеется суже-
ние, способствующее в этой зоне увеличению скорости движения
материала. Материал загружается в нижнюю часть трубы. Тяжелые
частицы под действием силы тяжести оседают, образуя подвижную
постель в виде дюны, в которой происходит повторное обогащение с
выделением в нижнюю зону концентрированной тяжелой фракции с
последующей ее разгрузкой. Эффективность удаления легкой фрак-
ции и плотность разделения зависят от скорости движения жидкости
в верхней части трубы, а концентрация тяжелых минералов в дюне -
от скорости движения в суженной части. В аппарате «Лаводюн» обо-
гащают материал крупностью 0,5 мм.
Для более тонкого материала (0,1...0,5 мм) применяют аппарат
«Лавофлукс», разделение в котором происходит в наклонном лами-
нарном восходящем потоке. Разделение осуществляется в наклонных
трубах диаметром 14... 16 мм. Место подачи исходного питания труб
168
расположено чуть ниже середины аппарата. При накоплении под-
вижной постели и достижении определенной высоты тяжелые части-
цы сегрегируют в нижнюю часть и попадают в гидравлическую ло-
вушку, а затем разгружаются через боковой карман. Для увеличения
производительности однотрубного аппарата «Лавофлукс» применя-
ют установку из шести труб.
Аппарат «Лаводюн» может заменить отсадочную машину без из-
менения результатов обогащения. Аппарат «Лавофлукс» имеет высо-
кую удельную производительность, но при этом необходимы пред-
варительная классификация материала по узкой шкале и дополни-
тельный расход воды.
В табл. 3.21 приведены показатели извлечения золота различной
крупности на гравитационных аппаратах.
Таблица 3.21
Извлечение золота различной крупности на обогатительных аппаратах
Аппараты Извлечение золота, %, крупностью, мм
>1,0 1,0...0,5 0,5...0,25 0,25...0,1 0,1...0,05 <0,5
Шлюзы 100 94 79 52 4 —
Отсадочные машины 100 98 93 76 48 18
Концентрационный стол 100 100 97 94 90 75
Короткоконусные гидроциклоны 100 100 95 86 72 61
Центробежные концен- траторы: «Орокон» ЦБК 100 100 94 100 85 97 80 94 38 90 12 75
Гравитационные аппараты - шлюзы, отсадочные машины, винто-
вые аппараты, концентраторы в зависимости от крупности, формы и
фазового состава сопутствующих минеральных компонентов руды
или концентратов могут быть использованы в основных, контроль-
ных, перечистных операциях индивидуально и в различном сочета-
нии. Приведем некоторые характерные примеры использования гра-
витационных аппаратов в технологических схемах переработки раз-
личных типов руд. В руде месторождения Зарнистан (Узбекистан)
содержание свободного самородного золота (в том числе электрум)
составляет 75% от общей массы, серебра - 7,7%; сростков в сульфи-
дах - золота 7,3%, серебра 32,5%; сростков в прочих минералах 17,7
169
и 59,8% соответственно. Сульфиды представлены пиритом, арсено-
пиритом, пирротином, содержащимися в тонких прожилках сиенито-
диоритов и в жильном кварце. Прочие минералы - ильменит, тита-
номагнетит, гидроксиды железа, полевые шпаты, хлорит. Благород-
ные металлы находятся в основном в виде тонкой вкрапленности или
твердых растворов и раскрываются неполностью при измельчении
80% класса -0,074 мм. Рекомендованная схема измельчения предпо-
лагает выделение части свободного золота после измельчения отсад-
кой с перечисткой чернового концентрата на концентрационном сто-
ле с последующей флотацией легкой фракции и хвостов отсадки.
Для руд Федоровско-Талановского месторождения (Кемеровская
область) в технологическую схему обогащения включены: классифи-
кация измельченной руды на классы +2 мм; -2+0,5 мм и -0,5 мм с
сепарацией мелких и тонких классов на центробежных концентрато-
рах «Итомак»; перечистка концентратов на концентрационном столе;
доводка концентратов столов на магнитожидкостном сепараторе с
получением шлихового золота; измельчение легкой фракции и кон-
трольная центробежная сепарация.
Испытаны различные варианты схем с использованием концен-
траторов Knelson применительно к рудам Васильевского месторож-
дения (Красноярский край). Крупность частиц самородного золота
0,01... 1,5 мм; содержание свободного золота, % отн.: 63, связанного
с сульфидами 31, с силикатами 6. Содержание золота в руде 12,5 г/т;
распределение золота по классам крупности, %: +1 мм (36,6); -1+0,3
мм (40,9); -0,3+0,074 мм (15,6) и 6,9 % золота в классе-0,074 мм.
Содержание сульфидов - около 1% (пирит, арсенопирит, сульфиды
меди, цинка, свинца); нерудные - кварц, карбонаты, серицит, хлорит.
В процессе укрупненных испытаний сравнивались технологические
параметры концентрационных столов и концентраторов «Нельсон».
Установлено, что центробежный концентратор работает эффективнее
стола в циклах измельчения, контрольной и перечистной операций.
Рекомендованная схема включает: самоизмельчение руды; грохоче-
ние с раздельным обогащением классов крупности; отсадку подре-
шетного продукта и двукратную перечистку чернового концентрата
на концентрационных столах СКО-7,5 и СКО-2; контрольное обога-
щение легкой фракции отсадки на центробежном концентраторе
Knelson КС-СД-48 с перечисткой чернового концентрата на концен-
траторе КС-СД-12; измельчение надрешетного продукта грохота с
170
последующей отсадкой и совместной перечисткой концентрата от-
садки вместе с мелкой фракцией концентрата первой отсадки; кон-
трольное обогащение легкой фракции на концентраторе КС-СД-48 с
последующей перечисткой концентрата на концентраторе КС-СД-12,
многократную классификацию легкой фракции перечистных концен-
траторов с возвратом промпродуктов в соответствующие операции и
выделение тонкой фракции в последней классификации в отвальный
продукт.
Исследована работа центробежных концентраторов Knelson на
пробах сульфидных и малосульфидных руд, коры выветривания,
продуктов ЗИФ, лежалых хвостов, старых рудных отвалов (Читин-
ская, Амурская области, Хабаровский и Красноярский края). В
большинстве случаев на центробежных концентраторах, работавших
в разных технологических циклах, получены положительные резуль-
таты. Центробежные концентраторы испытаны и внедрены при обо-
гащении медно-никелевых руд месторождений Норильска. Промыш-
ленными испытаниями отвальных хвостов вкрапленных руд Талнах-
ского месторождения показано, что обогащение песковой фракции
на центробежном концентраторе КН-48 позволяет снизить потери
благородных металлов-платиноидов на 4...4,8%. При испытании
центобежного концентратора на пробах рудного цикла измельчения
вкрапленной руды месторождения Норильск-1 по гравитационно-
флотационной схеме получен прирост извлечения по сравнению с
флотационной схемой, %: никеля 0,75; меди 0,75; платины 12,62;
палладия 2,64; золота 12,72.
На рудах ряда месторождений (Юзик, Олимпиадинское, Май-
ское), в которых золото тесно ассоциировано или с гидроксидами
железа (продуктами окисления сульфидов), или с сульфидами, в ко-
торых частицы золотин имеют крупность менее 0,01 мм, извлечение
золота в тяжелую фракцию центробежного концентратора составля-
ло 3%, 7% и 40% соответственно. Работа концентраторов исследова-
на на лежалых и текущих хвостах ЗИФ Коммунаровская, Советская,
Артемовская, в которых золото связано с сульфидами и продуктами
их окисления. На пробах измельченных и не до измельченных хвостов
извлечение золота в черновой концентрат составляет 20 и 10% соот-
ветственно.
Авторами выполнены исследования доизвлечения золота из пи-
ритсодержащих хвостов Гайского месторождения по схеме: концен-
171
трация на винтовом шлюзе с перечисткой чернового концентрата на
концентрационном столе Gemini; получены положительные резуль-
таты.
Гравитационные аппараты иногда используют для доводки фло-
тационных золотых концентратов (Дарасунская, Березовская, Балей-
ская и другие ЗИФ), хвостов гравитации с последующей флотацией.
Гравитационно-флотационная доводка флотационных концентратов
сокращает выход концентрата, поступающего на цианирование золо-
та, почти в четыре раза, что во столько же уменьшает объем обору-
дования и снижает расход реагентов в гидрометаллургическом про-
цессе.
Аналогичная технология предусмотрена для переработки суль-
фидной углистой золотосодержащей руды месторождения Сухой
Лог, которая включает гравитационно-флотационное обогащение,
гравитационно-флотационную доводку флотационного концентрата;
плавку перечищенного гравитацией концентрата или гидрометаллур-
гическую переработку цианированием (процесс «смола в пульпе»).
Технология снижает выход концентрата в 1,5 раза (общего), в том
числе углистого - в три раза; сокращается в два раза продолжитель-
ность цианистой обработки сульфидного концентрата и в четыре
раза - углистого концентрата, а объем гидрометаллургического обо-
рудования уменьшается в шесть раз; расход активного угля снижает-
ся в пять раз и в два раза расход других реагентов.
Принцип гравитационного обогащения использован в магнитно-
гравитационном сепараторе (МГС), предназначенном для извлечения
мелкого золота при доводке гравитационных концентратов, разделе-
ние в котором осуществляется в среде ферромагнитной жидкости.
Применение МГС ограничено вследствие высокой стоимости ферро-
магнитной жидкости и отсутствия способов ее регенерации. В связи
с этим они используются там, где объемы концентратов невелики,
соответственно и потери жидкости незначительны.
Одним из перспективных направлений в производстве золота яв-
ляется разработка эффективных технологий для обогащения мало-
мощных месторождений (0,3...3,0 т золота) с высоким содержанием
ценного компонента 10...50 г/т. Разработка их представляет опреде-
ленные проблемы: удаленность от промышленно развитых центров и
отсутствие социальной инфраструктуры; необходимость организа-
ции полного цикла обогащения; низкая рентабельность строительст-
172
в а и эксплуатации стационарных фабрик вследствие малых запасов
золота. Эффективное решение этой проблемы - создание модульных
мобильных фабрик или установок сезонного действия. Разработке
таких модульных установок в последние годы посвящены исследо-
вания и проектные разработки ряда золотодобывающих организаций.
Модульные фабрики представляют собой небольшие компактные
обогатительные установки, предназначенные для работы на мало-
мощных удаленных месторождениях или для освоения на начальном
этапе новых крупных месторождений. К преимуществам модульных
установок относят: низкие капитальные затраты, короткие сроки
монтажа, возможность возведения объектов в труднодоступных рай-
онах, минимальное вовлечение под промышленное предприятие зе-
мельных участков, небольшой штат обслуживающего персонала,
возможность быстрой реализации различных технологических схем
и дальнейшего использования установки на других объектах.
Опыт создания и реализации мобильных обогатительных фабрик
и установок имеется в Южной Африке, Австралии, странах Америки.
Одним из первых производителей мобильных фабрик является швед-
ская компания Sala Intemacional. Южно-африканские компании
Dovoling Reynarol & Assciatos, Von bek & Innie Itol производят фаб-
рики для переработки золота и алмазосодержащих руд с использова-
нием различного обогатительного оборудования. Британские компа-
нии Separation Produkts Limited и Kichart Ehgineering Limited выпус-
тили несколько типов установок для обогащения элювиального золо-
та. Они производят и поставляют обогатительные установки (фабри-
ки) производительностью от 2 до 100 т/ч в Африку и Азию. Установ-
ки производительностью до 30 т/ч выполнены на колесных трейле-
рах, а более крупные фабрики - в виде отдельных модулей, фрагмен-
тов и элементов на опорах. Американская компания Larpeo ing и ав-
стралийская Mingsal Deposits Limited проектируют и выпускают мо-
бильные обогатительные фабрики для обогащения «пляжных» пес-
ков. Голландская компания INC производит модульные установки с
применением в схеме обогащения эффективных отсадочных машин
модели INC высокой производительности.
Как правило, модули выполняются в виде металлических каркас-
ных конструкций, которые устанавливаются на стационарные плат-
формы или автомобильные трейлеры. Цепочка технологического
оборудования может быть самой разнообразной в зависимости от
173
вещественного состава минерального сырья. Производительность
модульных установок от 5 до 200 т/ч; для россыпных песков - наи-
большая производительность, для коренных руд - оптимальная
меньшая. Лимитирующим элементом является производительность
цикла измельчения; часто при этом используют шаровые мельницы
рольгангового типа, выпускаемых фирмой Sala. Ее размеры
2,1x3,6 м; производительность 10... 15 т/ч.
С.Б. Леонов, К.В. Федотов, В.И. Белобородов, А.А. Потемкин со-
вместно с АО «Северная корона» и компанией Minpro Intemacional
разработали проект модульной установки для обогащения тонков-
крапленных золотосодержащих кварцевых руд. В проекте преду-
смотрены перспективные решения: тонкое трехстадиальное дробле-
ние исходной руды с использованием роторной дробилки Barmak до
крупности -5 мм; классификация на вибрационном грохоте мокрого
тонкого рассева и в батарейных гидроциклонах; двухстадиальное
извлечение золота на концентраторах «Нельсон». Основные техноло-
гические характеристики фабрики:
Производительность по руде, т/ч...............................до - 15
Степень измельчения руды класса -0,074 мм,%....................до 90
Извлечение золота средней крупности,%.........................до 90
Потребляемая мощность, кВт ч...................................400
Расход технологической воды, м3/ч............................60.. .80
В обогатительную установку входят:
- модуль крупного дробления (бункер-питатель, две щековые дро-
билки, грохот и ленточные конвейеры; крупность дробления с 350 до
35 мм);
- модуль мелкого дробления (роторная дробилка «Воятас», грохот
и ленточные конвейеры; крупность дробления 5 мм);
- модуль измельчения (шаровые мельницы рольганового типа
2,1x3,6 м на сборном металлокаркасном фундаменте);
- модуль классификации (вибрационный грохот тонкого грохоче-
ния JI48-96MS, гидроциклон диаметром 250 мм и батарейные гидро-
циклоны диаметром 127 мм фирмы Mozley);
- модуль сепарации (два концентратора Knelson KC-CDM30 и
KC-MD30);
- насосный модуль с тремя зумпфами и тремя горизонтальными
насосами VASA 334 - 100;
174
- модуль лестничных пролетов с площадками для обслуживания.
Установки внедрены на месторождениях коренных золотосодер-
жащих руд в Магаданской области, Республике Саха и Бурятии.
Малотоннажные обогатительные установки с использованием гра-
витационной сепарации в зарубежной практике применяют со второй
половины XX в. При этом первоначально использовались барабан-
ные концентраторы Джонсона, конусы Рейхерта с производительно-
стью до 100 т/ч при плотности 60% твердого, спиральные сепараторы
«Хамфриз». Сепараторы применяли для обогащения золотосодер-
жащих пиритных руд на предприятии «Раунд Маунтайн» в Неваде с
перечисткой концентрата на концентрационных столах. Гравитаци-
онные аппараты работали в схеме обогатительного контура с произ-
водительностью 9 тыс. т руды в сутки. Для извлечения аллювиально-
го золота компания «Бэйтмэн Эквипмент» разработала установку
Go I champ (модульная установка для извлечения золота на россыпях).
Передвижная установка включает щековую дробилку, шаровую
мельницу, центробежный концентратор, производительность уста-
новки 1...2 т/ч. Компания «Денвер» разработала бутарно-отсадочный
модуль для извлечения золота и мелких алмазов. Установка состоит
из барабана, скруббера с перфорированной поверхностью, перифе-
рической разгрузкой подрешетного продукта и центральной разгруз-
кой надрешетного продукта. Мелкий материал обогащают на отса-
дочной машине. Производительность установки 4...6 м’/ч по твер-
дому; размер камеры отсадочной машины 300x450 мм; проволочное
решето с размером отверстий 8 мм - для алмазов и 5 мм - для золота;
верхнее решето отсадочной машины с диаметром отверстий 15 мм;
барабанный грохот: внутренний барабан с отверстиями 15 мм для
алмазов и 6 мм для крупного золота; внешний барабан с отверстиями
2 мм; постель из стальной дроби массой 50 кг.
Передвижная обогатительная установка ПОУ-Ю (РФ) предназна-
чена для обогащения россыпных материалов. Установка состоит из
дезинтегратора импеллерного типа, классифицирующего аппарата и
центробежного сепаратора. Производительность установки
0,6... 10 м3/ч; крупность исходного питания 100 мм; извлечение сво-
бодного золота по классам крупности:
Класс крупности, мм ... +0,5 -0,5+0,25 -0,25+0,1 -0,1+0,05
Извлечение, %..... 99...100 97...99 70...90 60...80
175
Обогатительные установки УОРЗ-1 и УОРЗ-2 относятся к грави-
тационным и предназначены для дезинтеграции и грохочения (клас-
сификации) с последующим обогащением отмытого зернистого ма-
териала в вибрационном и центробежном полях. Для обогащения
применяют центробежный сепаратор или виброконцентратор «Тул-
нигп». Производительность установки, м3/ч:
УОРЗ-1.............................................................5...7
УОРЗ-2...........................................................10...15
Извлечение крупного золота, %....................................95... 100
Извлечение мелкого золота крупностью-0,1+0,05 мм, %..............50. ..80
Шлюзовая модульная установка (фабрика) серии «Юкон» с про-
изводительностью ЗО...2ООм3/ч включает: мокрый виброколоснико-
вый питатель, самородкоу ловитель, двудечный вибро грохот и шлю-
зовую систему извлечения золота. Иногда для извлечения золота из
хвостов применяют отсадочную машину и центробежные концентра-
торы «Голдфилд». Размеры шлюзов, м: длина 2...6 м; сечение жело-
ба (0,76...0,96)хЗ. В зарубежной практике обогащения россыпей зо-
лота на стадии предварительной концентрации используют доста-
точно широкий набор шлюзов, желобов и сепараторов. Широко при-
меняют составные шлюзы для обогащения мелких (> 5 мм) классов
россыпного материала (например, шлюз Росса; круговой сепаратор
Кэннона, состоящий из 48 шлюзов, расположенных по кругу; веер-
ные концентраторы Канко, Дилтроя, Райта; сепаратор Ланфло; шлю-
зы Хабарта, Кудгена; плоский струйный стол Рэнда; различные типы
конусных сепараторов системы Райхерта и др.).
В отечественной практике, несмотря на многочисленные попытки
применить аналоги зарубежных шлюзов, основным аппаратом для
извлечения золота из россыпей остается простой неподвижный
шлюз. На шлюзовых установках иногда в донной части шлюза соз-
дают магнитную систему (с полюсами чередующейся полярности в
виде порожков), имеющую напряженность поля на поверхности не
более 120 кА/м. Магнитно-флокуляционный способ извлечения тон-
кого золота состоит в том, что поток пульпы пропускается сквозь
«шубу» из мелкого магнетита, удерживаемую магнитным полем.
Мелкое и тонкое золото задерживается этой магнетитовой «шубой» и
затем выделяется в золото-магнетитовый концентрат. С использова-
176
нием принципа магнитной флокуляции создан и проходит испытания
целый ряд установок.
Отсадочные машины, несмотря на значительно большее извлече-
ние мелкого золота чем на шлюзах, не нашли широкого распростра-
нения в отечественной практике в передвижных промывочно-
обогатительных установках. Отсадка широко применяется на драгах,
в том числе на драгах фабрики комбината «Алданзолото» с черпака-
ми емкостью 80, 150,250и380л. Зарубежный опыт показывает, что
отсадочные машины широко применяют в схемах обогащения пере-
движных промывочных установок. Преимущества отсадочной тех-
нологии показаны в табл. 3.22.
Таблица 3.22
Извлечение золота мелких классов крупности на различных аппаратах
Тип аппарата Извлечение, %, по классам крупности, мм
-0,25+0,1 -0,1+0,05 -0,05
Шлюз 51 4 —
Отсадочная машина 76 48 18
Концентратор «Орокон» 80 38 12
Замена шлюзовой технологии на технологию с применением от-
садочных машин повышает извлечение золота на 10 ... 30% за счет
эффективного улавливания мелких классов - 0,25 мм.
Ниже приведены технологические характеристики извлечения зо-
лота с использованием различных аппаратов:
Эффективность грохочения, %:
в струйном дезинтеграторе ....................................30,0
в барабанном грохоте ..........................................95,0
Выход концентрата, %:
основная отсадка..............................................15,0
перечистная отсадка ..........................................15,0
на столе СКО-7,5:
выход твердого в сливе сгустителя, %...........................3,0
извлечение золота, %..........................................79,8
число качаний деки, мин-1 ................................ 230... 300
угол поперечного наклона, град ................................5... 7
расход смывной воды стола, л/ч...............................20. ..30
Общие потери золота, %............................................20,2
В том числе:
с талей .......................................................3,0
177
со сливом..................................................5,8
с хвостами основной отсадки................................7,8
с хвостами перечистной отсадки ............................1,6
с хвостами концентрационного стола ........................2,0
В табл. 3.23 приведены гранулометрический состав песков, про-
дуктов и золота в них при обогащении на отсадочном промышлен-
ном приборе.
Таблица 3.23
Распределение исходных песков н продуктов
обогащения отсадочного промпрнбора по крупности, %
Продукты Содержание, %, классов крупности, мм
+0,63 +0,315 +0,2 +0,16 -0,16
Исходные пески 48,9 3,0 2,8 0,7 44,6
Концентрат основной отсадки 22,3 30,1 20,0 9,4 18,2
Хвосты основной отсадки 33,0 2,7 2,9 5,1 56,3
Пески гидроциклона 24,8 25,5 32,1 5,8 11,8
Концентрат перечистной отсадки 6,9 11,9 56,1 10,0 15,1
Хвосты перечистной отсадки 33,1 31,9 20,9 3,8 10,3
Концентрат основного стола 0,5 0,1 46,9 16,4 36,1
Хвосты основного стола 10,5 18,6 61,4 6,4 3,1
Концентрат перечистного стола 0,1 0,1 65,2 13,0 21,6
Хвосты перечистного стола 0,4 0,2 80,7 5,1 4,6
Несмотря на положительные результаты промышленных испыта-
ний усовершенствованных и вновь разработанных схем и аппаратов
промывочных комплексов, потери золота с тонкими и мелкими клас-
сами остаются весьма высокими и составляют 55...60%. Тонкое зо-
лото очень часто связано с тяжелыми сульфидными и окисленными
минералами железа, свинца, цинка, меди и другими полезными ком-
понентами: оно концентрируется в шлиховой фракции гравитацион-
но неизвлекаемого золота или золота, связанного с глинистой фрак-
цией, находящейся в дисперсной и коллоидной фракциях.
В республике Саха (Якутия) увеличение производства золота свя-
зано с освоением месторождений рудного золота на Нежданинском
кусте и Каранахском рудном поле. Десятки средних и мелких рудо-
проявлений золота жильного типа с высоким содержанием ценного
металла со временем могут стать объектами добычи и переработки
на модульных мобильных установках. В Якутии, как и во многих
мировых регионах золотодобычи, на одно крупное месторождение
178
приходится 2-3 средних и 50-70 мелких с ресурсом 1... 10 т металла.
Мировая практика показывает, что около 30% золота добывают из
руд мелких месторождений. Фабрики модульно-сборного типа нахо-
дят широкое применение и для обогащения рудного золота. Создан-
ные в республике Саха (Якутия) модульные передвижные рудообо-
гатительные установки (МПРОУ), смонтированы на специальных
платформах, прицепе и шасси автомобиля. Схема установки включа-
ет: двухстадиальное дробление в щековой и роторной дробилках до
крупности 5 мм, измельчение в шаровой мельнице, обогащение в
центробежных аппаратах и доводку черновых концентратов. Дроб-
ление и измельчение сухое. Крупность исходной руды-350 мм; из-
мельчение- до 50% класса-0,1 мм; обогащение с применением
пневматической сепарации. На автомобиле грузоподъемностью 17 т
размещено технологическое оборудование; на автоприцепе - двухро-
торная инерционная дробилка с колосниковым грохотом и стакер-
ным конвейером. Дробилка комбинированного действия ДКД-300
размещена на шасси автомобиля, где установлены также измельчи-
тель ЦМВУ-800 и пневмосепаратор ПОС-2000. Черновой концентрат
транспортируют на базовое предприятие для глубокого обогащения.
Производительность установки 6 т/ч. Обогащение на мобильных ус-
тановках позволяет сократить объем первичного материала в три
раза, при этом извлечение золота составляет 75... 85%
При основной концентрации золота, выделяемого на драгах, про-
мывочных приборах, модульных установках, получают черновые
золотосодержащие концентраты, которые необходимо подвергать
доводочным операциям. Эффективное отделение примесей от золота
возможно при различном сочетании методов и аппаратов обогаще-
ния: перечистка на доводочных шлюзах, отсадочных машинах, кон-
центрационных столах, центробежных концентраторах; иногда воз-
никает необходимость очистки концентратов с использованием маг-
нитных и электрических свойств сопутствующих минералов.
Отсадочные машины применяют для переработки хвостов дово-
дочных шлюзов и гидровашгердов. Концентрационные столы чаще
используют для доводки концентратов отсадочных машин, коротко-
конусных гидроциклонов. На рис 3.37 и 3.38 приведены схемы до-
водки гравитационных концентратов на шлихообогатительных фаб-
риках (ШОФ). Технологические схемы ШОФ и установок на боль-
шинстве предприятий не имеют принципиальных различий. Концен-
179
трат промывочных приборов подвергают грохочению, крупные клас-
сы направляют на ручную разборку на вашгерде, а мелкие - на кон-
центрационный стол. Применяют также доводку концентратов от-
садкой, концентрат которой перечищают на концентрационном сто-
ле, а надрешетный продукт обогащают вручную на вашгерде. К со-
жалению, такая доводка не позволяет получать богатые концентра-
ты- необходимы многократные перечистки. В связи с этим иногда
на зарубежных фабриках применяют амальгамацию. В последние
годы получила распространение магнитножидкостная сепарация. С
вовлечением в переработку целиковых и техногенных месторожде-
ний преимущественно с мелким и труднообогатимым золотом нача-
ли применять технологические схемы с использованием отсадочных
машин, центробежных концентраторов и т.п.
Шлюзовой концентром
Рис. 3.37. Схема доводки гравитационных концентратов:
1 - перечистной доводочный шлюз; 2 - грохот; 3 - отсадочная
машина; 4 - концентрационный стол; 5 - валковая дробилка;
6 - магнитный сепаратор; 7 - амальгаматор
На предприятии АО «Северная корона» применяют центробежно-
шлюзовые приборы БЦШП-50, включающие шлюзы и центробежные
концентраторы Knelson KC-CDM30. В практике добычи золота из
россыпей одна шлихообогатительная установка (ШОУ) обслуживает
180
десятки промприборов с разных участков и месторождений, шлихо-
вые концентраты которых значительно отличаются по грануломет-
рическому составу и морфологии золота, что отрицательно отража-
ется на извлечении золота и качестве концентрата доводки.
Сокращенные концентраты
шлюзовых приборов и дрог
доводка на вашгерде
Серые шлихи
Хвосты |
долото
в зок 1
I
чя
чм
1
Грохочение
•+ 14мм
14+4мм
4мм
Конц ентрация
на шлюзе
Конц ентрицил
на шлюзе
Хвое
ты
концен
трат
хвое
ты
NM
КОНЦвн
трат
Отсадка
Хвосты
подрешет
ныи КОН-
:вадов
центр ат
шетны
концен
трат
!
1ЙЙМММ
1
концентрация
на столе
*
Доводка на
вашгерде
J
ухвосты
Пром
продукт
•ш»
болото
в ЗЛК
Ммшм
концен-
1 f трат
Внутренняя а миль гамаиия
хвосты
*
«
Гидроловцшка
хвосты
I
Амальгама
Внешняя
ем аль гамац и я
Отжимка В центрифуге
твердая
амальгама
мм»
хвосты
Амальгама
Отпарка
т
Ртуть в
одорот
В спец
I отвал
Золото
в ЗВ к
Ртуть в
одорот
-
1
Рис. 3.38. Схема доводки гравитационных концентратов на ШОФ
181
Основным обогатительным аппаратом при доводке шлиховых
концентратов является концентрационный стол. При этом необходи-
мо проводить подготовку шлихового концентрата. В Якутии на
ШОУ вначале удаляют крупную фракцию на вибро гр охоте с после-
дующим его обогащением на доводочных шлюзах, а иногда на отса-
дочных машинах. На шлихообогатительной фабрике доводка шлихов
проводится с применением помимо гравитации и магнитной сепара-
ции также электромагнитной и феррогидростатической сепарации; в
последней операции доизвлекают золото из немагнитной фракции
магнитной сепарации. На второй стадии доводки концентратов при-
меняют комплекс аппаратов, включающий: сепаратор для извлечения
сильномагнитных минералов сухим способом МСЗ-1; сепаратор для
извлечения слабо- и среднемагнитных минералов ССМ-1; феррогид-
ростатический сепаратор СМЖ-1; сушильное устройство КОТ-ПО.
Приведенная схема не обеспечивает полного извлечения золота
крупностью больше 0,4 мм, что подтверждает «гравитационную
упорность» золота в магнитных шлихах.
На феррогидростатическом сепараторе в качестве тяжелой среды
использовалась магнитная жидкость на основе керосина в виде сус-
пензии из коллоидного магнетита, плотность среды 8 г/см3. Извлече-
ние золота в тяжелую фракцию сепаратора составило 97,8%. Дово-
дочный комплекс «Шлих-1» для доводки черновых или серых шли-
хов включает тарельный и роликовый магнитные сепараторы, вибро-
лотковый магнитно-жидкостной (МЖ) сепаратор и вибросито для
предварительного рассева шлихов на четыре класса по крупности. На
магнитных сепараторах хорошо выделялись магнетит, гематит, иль-
менит, гранат и другие минералы. На МЖ-сепараторе хорошо извле-
калось свободное золото в 90...98%-ные концентраты. Производи-
тельность сепарационного комплекса «Шлих-1» до 15 кг/ч сдержива-
ла объемы производства; его аналог «Шлих-2» имеет большую про-
изводительность - до 60 кг/ч. В схеме «Шлих-2» использован четы-
рехситный виброгрохот с размерами ячеек сит 2; 0,8; 0,4 и 0,1 мм;
каждое сито орошается водой. Приемный бункер грохота имеет
съемные щелевые сита с ячейками 10 мм. Продукты рассева виброг-
рохота поступают на обогащение в гидросепаратор, представляющий
собой три параллельно расположенных под углом 70 град канала, в
которые снизу подается вода, а в среднюю часть - пульпа с виброг-
рохота. В каналах установлены поперечные перегородки, деформи-
182
рующие восходящий поток, разбивая его на отдельные вихри. Разде-
ление минералов по плотности происходит в восходящем турбулент-
ном потоке с перечистками в каждом из вихрей. Регулировку скоро-
сти потока осуществляют вентилем водопроводной трубы каждого
канала.
Магнитную сепарацию на «Шлих-2» проводили на двухвалковом
сепараторе, а извлечение золота из немагнитной фракции осуществ-
ляли в псевдоутяжеленных ферроколлоидах на вибро лотковых маг-
нитно-жидкостныхсепараторах. Разделение минералов в нем ведется
как в висящем между полюсами слое ферро коллоида, так и в магнит-
но-жидкостном слое, опирающемся на дно и боковые стенки кюветы.
Содержание золота в концентрате МЖ-сепарации может достигать
99%. Для материала крупностью <0,1 мм степень извлечения золота
составляет < 90%. Сепарационный комплекс «Шлих-3» кроме аппа-
ратов «Шлих-2» включает модернизированные отсадочную машину
МОД-02, мокрый барабанный электромагнитный сепаратор и кон-
центрационный стол СКЛ.
Сепарационные комплексы с магнитными и магнитно-
жидкостными сепараторами применяются для извлечения свободно-
го золота из магнитных шлихов, труднообогатимых промпродуктов,
хвостов ручной и механической доводки, отходов ШОФ, шлюзовых
сполосков и других продуктов. Сепараторы испытаны на концентра-
тах гидросепараторов, содержащих 0,15% золота и 90% пирита; на
продукте ШОФ, содержащем 1% золота и 40% граната. В обоих слу-
чаях с помощью одной операции магнитной и МЖ-сепарации выде-
ляли концентрат с 95%-ным содержанием шлихового золота.
Последним достижением в области золотодобычи является пром-
прибор КОУ-1200, в котором используются шлюзовая технология
обогащения песков, отсадка, концентрационные столы и т.д. Ком-
плекс состоит из трех модулей, смонтированных в единое трехэтаж-
ное сооружение, опирающееся на мощные сани. На верхнем уровне
размещены два спаренных коротких шлюза глубокого наполнения и
колосниковый грохот. Средний этаж занимают двухсекционный
обезвоживающий бункер и площадка для установки доводочного
оборудования (барабанных магнитных сепараторов, виброгрохота).
На нижнем этаже установлены модернизированные отсадочная ма-
шина «Труд», три концентрационных стола СКО разных типоразме-
ров, отсадочная машина МОД-0,2, центробежный сепаратор «Ито-
183
мак» и магнитно-флокуляционный шлюз. Последние три аппарата
предназначены для доводки гравитационных концентратов и перечи-
стки промпродуктов столов. Гравитационные концентраты с помо-
щью гидроэлеватора непрерывно поступают с обогатительных аппа-
ратов в обезвоживающий бункер, а затем на установленный под бун-
кером трехситный виброгрохот.
Основные продукты рассева (классы-2+0,5 и-0,5 мм) направля-
ют на мокрую магнитную сепарацию в барабанных сепараторах типа
ПБМ и ЭБМ, класс -6+2 мм - на ручной магнитный анализатор.
Обогащение и перечистку класса-2+0,5 мм осуществляют на стан-
дартной отсадочной машине МОД-0,2 и концентрационном столе
СКО-0,5; класс -0,5+0 мм обогащают на центробежном концентра-
торе «Итомак». Легкая фракция центробежного концентратора, отса-
дочной машины МОД-0,2, концентрационного стола СКО-0,5 объе-
диняется с магнитными фракциями барабанных сепараторов и на-
правляется на магнитно-флокуляционный шлюз, представляющий
собой желоб, в донной части которого установлена плоская система
феррит-бариевых магнитов. Под действием магнитного поля дно же-
лоба покрывается «шубой» из скрапа и магнетита, поступающих с
пульпой. Мелкое и тонкое золото застревает в прядях магнетитового
«меха», накапливается в нем, образуя магнетитовый концентрат с
содержанием металла 0,2 ... 0,5 кг/т. Разгрузка концентрата осущест-
вляется периодически или непрерывно в зависимости от содержания
золота и магнетита в питании. Магнетитовый концентрат возвраща-
ют на повторную переработку по всей схеме доводки (т.е. на виброг-
рохот) или сразу направляют на сушку.
3.6.2. Магнитоэлектрические методы
При обогащении золотосодержащего сырья магнитная сепарация
используется в доводочных операциях для очистки гравитационного
концентрата от магнитных минералов (ильменит, гематит, гранат и
др.). Магнитная сепарация может быть мокрой и сухой. Сухая маг-
нитная сепарация проводится при напряженности магнитного поля
7. ..10 тыс. эрстед (ПО кА/м). Извлечение золота в немагнитную
фракцию, представляющую собой кондиционный концентрат, со-
ставляет 99... 100%. При высоком содержании шлиховых сильномаг-
нитных минералов (магнетит, ильменит) в черновых гравитационных
концентратах перед доводкой на концентрационном столе применя-
184
ют мокрую магнитную сепарацию при напряженности магнитного
поля 1000 Э, используя для этого аппараты для мокрой сепарации.
Перед сухой магнитной сепарацией концентраты подсушивают и
обеспыливают. Допустимое содержание влаги для материала круп-
ностью -3+10 мм составляет 0,5...1%. Для сухой сепарации приме-
няют барабанные сепараторы: одно- и многобарабанные, частота вра-
щения барабанов 30... 100 об/мин. Во избежание флокуляции и сли-
пания для мелкозернистых материалов в сепараторах предусмотрено
бегущее магнитное поле с частотой 50... 120 Гц, обеспечивающее
магнитное перемешивание. Такими сепараторами являются быстро-
ходные ПБСЦ-63/50, за рубежом применяются «Мартсел» и «Лаури-
ла» (для руды крупностью -3 мм). Эффективность сухого магнитно-
го обогащения повышают:
- магнитной отсадкой, в которой использована вращающаяся маг-
нитная система, расположенная под питателем руды, разрушающая
флокулы материала;
- магнитной сегрегацией обогащаемого материала, подаваемого
под барабан специальным питателем;
- обратной механической сегрегацией со специальной верхней
подачей материала.
Для слабо магнитных руд и концентратов (редкометалльных, золо-
тосодержащих и др.) при сухой сепарации применяют также валко-
вые сепараторы 4 ЭВС-36/100, дисковые сепараторы 2ЭДС-60/40.
Основными аппаратами мокрого магнитного обогащения тонкоиз-
мельчаемого материала являются барабанные сепараторы типа ПБМ
со слабым магнитным полем, нижним питанием и различными ван-
нами. Максимальная крупность перерабатываемого материала для
противоточных сепараторов -2 мм, полу противоточных -0,3 мм.
Производительность сепараторов 40...200 т/ч. Содержание твердого
в питании сепараторов 30...40%. Для разрушения магнитных флокул
применяют операцию размагничивания. При мокрой сепарации сла-
бомагнитных руд и концентратов применяют двухвалковые электро-
магнитные сепараторы 2ЭВМ-38/250 с сильным магнитным полем.
Для тонкоизмельчаемых материалов и продуктов со слабомагнитны-
ми свойствами наиболее перспективны высокополиградиентные се-
параторы, позволяющие уменьшить турбулентность и обеспечить
минимальный путь магнитных частиц к рабочему органу сепаратора.
Валковый высокоградиентный сепаратор 4ЭВМФ 38/250 имеет элек-
185
тромагнитную систему, аналогичную сепаратору 2ЭВМ 38/250. В
барабанном высокоградиентном сепараторе пульпа подается на слой
ферромагнитных тел - шаров, удерживаемых на барабане магнитным
полем комбинированной системы. Немагнитные зерна в сепараторе
248-СЭ проходят через слой шаров и разгружаются в отсек; магнит-
ные зерна вместе с шарами транспортируются барабаном в область
слабого магнитного поля, где вместе с шарами выпускаются на сито
и отделяются от шаров.
Роторный высокоградиентный сепаратор «Джонс» (фирма «Гум-
больт», ФРГ) имеет два ротора; применяется для обогащения многих
типов тонко вкрапленных слабомагнитных руд, материалов, концен-
тратов, в том числе - для обезжелезнения. Магнитный концентраци-
онный стол эффективно используется для доводки золотосодержа-
щих концентратов. Стол имеет обычную деку с нарифлениями, под
которой расположена электромагнитная система. Система смонтиро-
вана на бесконечной пластинчатой цепи, движущейся по направле-
нию к разгрузочной стороне деки.
Электрическая сепарация основана на использовании различных
электрических свойств разделяемых минералов. Различие в электри-
ческих свойствах проявляются в электропроводности, диэлектриче-
ской проницаемости, контактном потенциале, трибо-, пиро- или пье-
зоэлектрическом эффекте. При наложении электрического поля (при
зарядке) разделяемые минералы преобретают различную величину
заряда, разную траекторию движения в этом поле, в результате чего
происходит разделение минералов в соответствии с их электриче-
скими свойствами. Разделяемый материал контактирует с заряжен-
ным электродом, подвергается ионизации в электрическом поле ко-
ронного разряда, электризуется трением или другими способами, в
результате чего приобретает заряд. На заряженную минеральную
частицу в электрическом поле действует электрическая кулоновская
сила, обусловленная притяжением зерна к противоположно заряжен-
ному электроду и отталкиванием его от одноименно заряженного в
однородном или неоднородном поле. Под действием этой силы тра-
ектория движения частиц может меняться в поле переменной поляр-
ности.
Сила зеркального отображения обусловлена взаимодействием ос-
таточного заряда частицы и индуцированным зарядом поверхности
186
электрода. Ее действие заметно проявляется вблизи электрода; по
величине эта сила меньше кулоновской.
Пондеромоторная сила обусловлена разницей диэлектрической
проницаемости частицы и сепарационной среды. Эта сила стремится
вытолкнуть или втянуть частицу, она проявляется в неоднородном
поле и в поле неоднородной полярности. Механические силы - сила
гравитационного притяжения, центробежная сила сопротивления
среды.
Под воздействием электрических и механических сил в рабочей
зоне сепаратора частицы приобретают разные заряды и траектории
движения. Эффективность разделения зависит от различия электри-
ческих свойств минералов, велечины напряженности электрического
поля во времени и пространстве, наличия носителей заряда (ионов,
электронов), вида среды разделения (газ или жидкость) и характера
движения материала. В сепараторах барабанного типа разделение
минералов происходит в воздушной среде. Неоднородное электро-
статическое поле постоянной полярности напряженностью до
10 кВ/см создается между барабаном и отстоящим от него вторым
электродом или системой электродов. Электрическая сила прижима-
ет к барабану частицы с противоположным знаком и отталкивает од-
ноименно заряженные частицы. Сила зеркального отображения на-
правлена к центру барабана, удерживая частицы на поверхности ба-
рабана. Центробежная сила, наоборот, стремится оторвать частицы
от поверхности. Гравитационная сила действует вертикально вниз и
зависит от угла поворота барабана (или места нахождения частицы
на поверхности барабана). Пондеромоторная сила направлена от
центра барабана, так как диэлектрическая проницаемость минералов
больше, чем воздуха.
Разделение минералов в непроводящей жидкости в диэлектриче-
ских сепараторах происходит в резко неоднородном электрическом
поле переменной напряженности до 5 кВ/см. Определяющей силой в
этих условиях является пондеромоторная сила. Под ее влиянием час-
тицы с диэлектрической проницаемостью, большей диэлектрической
проницаемости разделительной среды, втягиваются в область поля
большей напряженности у электрода, и наоборот, частицы с мень-
шой диэлектрической проницаемостью выталкиваются из этой об-
ласти. При электрической сепарации селективность разделения за-
ряженных частиц в воздушной среде улучшается: подсушкой мате-
187
риала, обеспыливанием, реагентной и термической обработкой, клас-
сификацией по крупности (оптимальная -3 +0,05 мм). Электрические
сепараторы состоят из трех основных частей: зарядного устройства,
сепарирующей части, высоковольтного агрегата. По электропровод-
ности минералы делятся на три группы: проводники с удельным
электрическим сопротивлением менее 109 Ом м (самородные метал-
лы, графит, некоторые сульфиды, магнетит, гематит, рутил и др.);
полупроводники с удельным электрическим сопротивлением
109... 1012 Ом м (боксит, гранит, сульфиды, лимонит, сидерит, хро-
мит и др.); непроводники или диэлектрики с удельным электриче-
ским сопротивлением более 1012 Ом м (алмаз, кварц, полевой шпат).
Электропроводность минералов складывается из объемной или по-
верхностной составляющей. Подготовка к электрической сепарации
заключается в увеличении разницы в объемной или поверхностной
проводимости минералов. Эффективность разделения при сепарации
достигается изменением влажности материала и различными видами
обработки (реагентной, механической, химической, термической).
Подсушка с полным удалением влаги необходима для минералов,
различающихся значениями объемной электропроводности, но яв-
ляющихся гидрофильными. Увеличение влажности повышает по-
верхностную проводимость разделяемых минералов и сближает их
общую электропроводность. При разделении минералов с близкой
объемной электропроводностью, с различной степенью гидрофиль-
ности или гидрофобности увеличение различия в общей электропро-
водности минералов возможно с повышением влажности материала,
при которой возрастает поверхностная электропроводность гидро-
фильного минерала, при которой возрастает поверхностная электро-
проводность гидрофильного минерала. Влажность 4...7% в процессе
электрической сепарации алмаз-содержащих концентратов увеличи-
вает поверхностную проводимость гидрофильных минералов поро-
ды; у гидрофобного минерала (алмаза) она остается незначительной.
Поверхностно-активные органические вещества, способствующие
гидрофобизации поверхности, уменьшают электропроводность. Уда-
ление пленок с поверхности разделяемых минералов с восстановле-
нием их первичных электрических свойств достигается промывкой
или интенсивной оттиркой; реже используют растворение или выще-
лачивание. Термическая обработка увеличивает различие в электро-
188
проводности за счет неодинакового изменения проводимости мине-
ралов при нагревании.
Разделение минералов по электропроводности в воздушной среде
производят в неоднородном электрическом поле постоянной поляр-
ности в электростатических, коронно-электрических и коронно-
электростатических сепараторах в основном барабанного типа.
В электростатических сепараторах частицы минералов-проводников,
попадая на заряженный вращающийся барабан и приобретая одноимен-
ный заряд, отталкиваются от него под действием кулоновских сил и по-
падают в приемник. Частицы непроводящих минералов под действием
сил зеркального отображения прилипают к поверхности барабана и по-
падают в другой приемник. Для увеличения отклонения частиц минера-
лов проводников и повышения селективности сепарации параллельно
барабану установлен отклоняющий электрод противоположной поляр-
ности. Предварительная классификация на узкие классы крупности по-
вышает эффективность разделения.
В коронно-электрических сепараторах под действием высокого
напряжения (50 кВ), подаваемого на коронирующий электрод, вокруг
него образуется поле коронного разряда, вызывающее ионизацию
молекул воздуха. Образующиеся ионы, имеющие одинаковую по-
лярность с коронирующим электродом, движутся под влиянием элек-
трического тока к осадительному электроду, сталкиваются с части-
цами и заряжают их. Частица-проводник передает свой заряд осади-
тельному электроду и центробежной силой сбрасывается в прием-
ник. Частицы непроводящих минералов медленно разряжаются на
осадительном электроде, удерживаются на нем силами зеркального
отображения; при вращении барабана они выносятся из зоны дейст-
вия коронирующего электрода и попадают в другой приемник.
Коронно-электростатический сепаратор отличается от коронно-
электрического наличием дополнительного отклоняющего электро-
да. Коронно-электростатические сепараторы ЭКС-1250 и ЭКС-3000
получили наибольшее распространение при обогащении руд. Мето-
ды электрической сепарации для обогащения золотосодержащего
сырья применяются весьма редко, в основном для доводки черновых
концентратов. Трибоэлектрическую, пироэлектрическую и диэлек-
трическую сепарацию применяют для разделении полевых шпатов и
кварца, слюд, цветных и редких металлов, горно-химического, кера-
мического, абразивного и другого сырья. Использование пироэлек-
189
трической и диэлектрической сепарации ограничено экономически-
ми и технологическими показателями.
Одним из методов разделения минералов, применяемых в послед-
нее десятилетие, является радиометрическое обогащение. Оно осно-
вано на различии естественной радиоактивности минералов, обла-
дающих радиоактивными свойствами и для нерадиоактивных мине-
ралов, которые приобретают эти свойства под воздействием различ-
ных излучений. В качестве излучений используют: у-излучение, |)-
излучение, нейтронное, рентгеновское, ультрафиолетовое, инфра-
красное, радиоволновое и др. В результате взаимодействия излуче-
ний с минералами возникают ядерные реакции, люминесценция,
первичное излучение, поглощение первичного излучения, изменение
энергии магнитного поля и другие явления.
Признаками возможности разделения являются:
• контрастность руды (различают руды неконтрастные, низко-
контрастные, контрастные, высококонтрастные, особоконтрастные);
• эффективность разделения, оцениваемая кривыми обогатимо-
сти и показателями контрастности.
Крупность минерала для радиометрической сепарации находится
в широких пределах от 15...30 до 150...300 мм. Уменьшение крупно-
сти материала (0,5...5 мм) возможно для обогащения контрастного
материала. Различают следующие режимы сепарации: поточный,
порционный и покусковый. В настоящее время в промышленности
применяют автор ад неметрический, фотонейтронный, рентгено-
радиометрический, люминесцентный, фотометрический, гамма-
адсорбционный методы разделения. Применяются они в основных и
доводочных операциях для различных типов руд, особенно как пред-
варительная концентрация бедных руд, позволяющая вовлечь в пере-
работку некондиционные и забалансовые руды.
Из обозначенных методов для обогащения золотосодержащих руд
применяют фотометрическую сепарацию, которая основана на спо-
собности минерала отражать или преломлять свет. В промышленно-
сти применяют монохроматические сепараторы, разделяющие мине-
ралы на темные и светлые. Полихроматические сепараторы сорти-
руют минералы по любому цвету. Сепараторы работают на сухом и
увлажненном материале при обогащении золотосодержащих, мар-
ганцовых, магнезито-доломитовых, баритовых и других типов руд,
солей, известняков и другого сырья.
190
На фотометрическом сепараторе (рис. 3.39) ЦНИИОлово и НПО
«Буревестник» обогащают руды крупностью 35... 150 мм, классифи-
цированные на фракции. Сепаратор включает: лампу накаливания 1,
образующую луч поляризованного света, зеркало 2, диафрагму 3,
поляроиды 4 и 5, объектив б, отверстие 7 в сканирующем диске 8,
конденсатор 9, регистрирующий датчик 10, блок усиления 11, блок
управления 12, усилитель мощности 13, пневмоклапан 14, канал 15,
фиксирующий поступление куска руды в оптическую камеру сепара-
тора «Сортекс 811-М» фирмы «Гансоне Сортекс Лимитед» (Велико-
британия), который близок по техническим параметрам сепаратору,
описанному выше.
Наиболее высокие технологические показатели из перечисленных
методов получают при нейтронно-активационной сепарации, но в
связи с значительными капитальными затратами этот способ приме-
няется только для руд крупных месторождений. Для золотосодержа-
щих руд средних и мелких месторождений изучены возможности
применения радиометрического, нейтронно-активационного, элек-
тромагнитно-метрического, фотометрического, рентгено-
радиометрического методов.
Рис. 3.39. Схема фотометрических сепараторов ЦНИИОлова (а)
и «Сортекс-811М» (б)
191
Рентгено-радиометрическую сепарацию применяют для руд, в ко-
торых золото тонкодисперсно связано с урановыми минералами. В
ЮАР с использованием радиометрических сепараторов М-17 повы-
шают содержание золота в руде в два раза, при извлечении 92.. .98%.
Электромагнитно-метрический метод применяют для крупнозерни-
стых ассоциаций золота с сульфидами (Северная Америка), содер-
жащих золота до 3 г/т; при этом в хвосты выделяют около 50% мате-
риала с содержанием 0,4 г/т золота. Фотометрический метод приме-
няют для кварцевых руд и руд с темноцветными породами. На рудах
месторождений Мурунтау (Казахстан) и Красноярского края прове-
дены испытания на сепараторах ФСК-200-50 и ФСК-50-10 (Навоис-
кий ГМК); из руд с содержанием 2,5... 11,0 г/т золота выделено в хво-
сты 25...60% материала при извлечении золота в концентрат
92... 98%. Наиболее надежно и качественно фотометрическая сепара-
ция осуществляется на аппаратах М-13 и М-16 (Северная Америка,
Австралия).
Рентгено-радиометрическая сепарация основана на регистрации
рентгеновского излучения и применяется для руд, содержащих эле-
менты с атомной массой более 25, в частности для золото-
ар сенопиритных руд. Исследованы руды более 120 месторождений -
Кирченовского, Салют, Союзного, Весеннего, Барун-Холба и др. При
обогащении класса -200+25 мм из руды с содержанием золота
100 г/т выделено 65...75% хвостов с содержанием 0,4...0,87 г/т, сте-
пень концентрации золота 1,4-11 раз; извлечение золота 99%. На ру-
дах месторождений «Кокпатас» (Навоийский ГМК) крупностью
200. ..250 мм и содержанием золота 0,8. ..4,7 г/т получены хвосты с
выходом 45...74% с содержанием золота 0,6...0,85 г/т при извлече-
нии в концентрат 76...82%. Рудосепарационные модули РСМ-100 и
РСМ-200 внедрены в практику обогащения.
Нейтрон-нейтронный метод основан на ослаблении первичного
потока нейтронов в результате их взаимодействия с ядрами элемен-
тов исследуемой среды и регистрации вторичного потока нейтронов.
Метод используется с целью отделения крупнокусковой сильноокис-
ленной руды с повышенной пористостью и пониженной плотностью.
Разновидностью этого метода является нейтронно-адсорбционный
метод, используемый для предварительного обогащения руд редких
металлов, редкоземельных, полиметаллических, благородных метал-
лов.
192
Магнитно-гидродинамическая сепарация (МГД-сепарация) - это
процесс разделения минеральных компонентов, основанный на кон-
трастности свойств по плотности, магнитной восприимчивости и
электропроводности. Разделение осуществляется с участием разде-
лительных жидкостей. Магнитно-гидродинамическая сепарация
осуществляется посредством пондеромоторной силы электромагнит-
ного происхождения. Разделительная сила возникает в электролите,
помещенном в скрещенные электрическое и магнитное поля. Маг-
нитно-гидростатическая (МГС-сепарация) реализуется за счет пон-
деромоторной силы чисто магнитного происхождения, которая воз-
никает в магнитной жидкости, помещенной в неоднородное магнит-
ное поле. Применение МГД- и МГС-сепарации в доводочном цикле
позволяет получить высококачественный концентрат при извлечении
золота 95%.
Отличительная особенность МГС-сепарации заключается в том,
что разделение минералов происходит в параметрической жидкости,
помещенной в неоднородное магнитное поле. В качестве жидкостей
могут быть использованы водные растворы парамагнитных солей
железа, марганца, никеля, хлоридов железа и марганца. Для разделе-
ния МГС-сепарацией необходимо из золотосодержащих материалов
предварительно выделить все магнитные минералы, так как градиент
напряженности магнитного поля направлен вниз. Эффективность
МГС-сепарации для доводки шлиховых концентратов проверена на
концентрате крупностью -1+0,04 мм доводочного шлюза одной из
драг Урала в концентрированном растворе хлористого марганца.
Ниже приведены результаты доводки чернового золотого концентра-
та, %:
Выход Извлечение
Магнитная фракция..........87,8 0,88
Шламы.......................1,7 0,80
Концентрат МГС-1............0,2 83,10
Концентрат МГС-2...........0,77 14,40
Промпродукт МГС............2,80 0,22
Хвосты МГС.................6,73 0,60
Магнитно-флокуляциоиная (МФ) сепарация основана на исполь-
зовании сфлокулированных на осадительных поверхностях объем-
ных структур из магнетита в качестве улавливающей среды (посте-
ли). Геохимическое сродство золота и железа, предопределившее их
одновременное рудопроявление в россыпях, позволило сформиро-
193
вать структуры постели из содержащегоя в них магнетита. Очень
часто значительное количество мелкого золота связано с минералами
железа (золото «в рубашке»). Иногда само золото и его амальгама
проявляют магнитные свойства. Золото относится к семи элементам,
для которых характерны парамагнитные свойства. При перемещении
частиц золота в неоднородном магнитном поле, благодаря его высо-
кой электропроводности за счет силового взаимодействия возни-
кающих в частицах вихревых токов с переменным магнитным полем,
наблюдается электродинамическое торможение этих частиц.
С флокулированная структура (постель из намагниченных частиц
магнетита) является пористой полиградиентной средой, а магнитное
поле на ее поверхности имеет локальные искажения с большим гра-
диентом напряженности. При наложении магнитного поля на мине-
ральный поток с ферромагнитными частицами изменяются гидроди-
намический режим и реологические характеристики. Извлечение
частиц золота из этого потока, содержащего магнетит, в самогенери-
рующуюся структуру - постель на магнитной осадительной поверх-
ности- осуществляется вследствие нескольких процессов: механи-
ческого заклинивания в поровых каналах структуры; захвата в маг-
нетитовые флокулы и последующего магнитно-гравитационного
осаждения; высоко градиентной магнитной сепарации золота «в ру-
башке» с магнитными свойствами; гравитационного осаждении в
придонном ламинарном слое из магнетитовых флокул.
Процесс магнитно-флокуляционного извлечения золота крупно-
стью 0,1...0,2 мм проверен на россыпях Читинской и Амурской об-
ластей и Чукотки; при этом достигнута степень концентрации золота
1...3 кг/кг магнетита при извлечении 87% со съемом концентрата че-
рез каждые 3...4 ч.
На рис. 3.40 приведены технологические схемы обогащения золо-
тосодержащих песков с применением МФ-сепарации. На извлечение
золота при МФ-сепарации влияют гранулометрический и минераль-
ный состав руд, физические свойства минералов, и в частности, со-
держание крупной фракции и магнитных минералов железа. В схе-
мах с МФ-сепарацией магнитная сепарация может быть включена:
после подготовительных операций; при доводке концентрата пер-
вичного обогащения и при доводке концентрата МФ-сепарации. Вы-
деленная при этом магнитная фракция направляется в операцию маг-
нитной сепарации.
194
а б
Рис. 3.40. Технологические схемы обогащения (а-в)
золотосодержащих песков с использованием МФ-сепарации
а
Концентрат Концентрат
Г
в
Концентрат Концентрат
Рис. 3.41. Технологические схемы узла МФ-сепарации:
а - без предварительного формирования постели; б - с ускоренным
формированием; в - с предварительным формированием;
г - с предварительным и ускоренным формированием постели
195
Технологическая схема узла МФ-сепарации (рис. 3.41) может
быть выполнена в разных вариантах. МФ-сепарация может осущест-
вляться как с предварительным формированием постели из сфлоку-
лированного магнетита на магнитной осадительной поверхности, так
и без него. Предварительное формирование постели обеспечивает
повышение извлечения золота даже при полном отсутствии магнит-
ных минералов в исходном продукте МФ-сепарации.
В качестве примера практического использования МФ-сепарации
приведена схема переработки руды Федоровско-Тал айовского ме-
сторождения (рис. 3.42).
Руда
Дробление
f--------
Измельчение
Грохочение
^|4 2мм --2>
™-O,S мм
Рис. 3.42. Технологическая схема переработки руды
Федоров ско-Т аланов ского месторождения
196
Наиболее преспективным вариантом является схема, позволяю-
щая регулировать содержание магнитной фракции в питании опера-
ций, в том числе в операциях первичного обогащения, МФ-
сепарации и доводки золотосодержащих концентратов. Теоретиче-
ские основы магнитно-флокуляционной сепарации подробно рас-
смотрено в ряде работ [4, 7, 8].
Сущность этого процесса заключается в том, что в поле постоян-
ных магнитов образуется на дне шлюзов из множества частиц при-
родного магнетита ворсистый и рыхлый слой «магнетитового меха»,
улавливающий свободное золото «в рубашке», частицы амальгамы и
другие тяжелые минералы. Установлено, что этот процесс включает:
гидромеханическое (гравитационное) осаждение, фильтрацию, высо-
коградиентную магнитную сепарацию, флокуляцию, электродинами-
ческое торможение, феррогидростатический эффект. Основную роль
играют осаждение и фильтрация. Захват мелкого и тонкого золота
сфлокул про ванным слоем магнетита происходит за счет изменения
этим слоем гидромеханического режима потока. Формирование слоя
флокул магнетита дополнительно увеличивает высоту ламинарного
слоя, где скорость осаждения золота многократно возрастает. Мелкое
и тонкое золото захватывается механически при фильтрации потока
сквозь магнетитовый слой и силами магнитного поля, величина ко-
торых в поровых каналах магнетита достигает 1,6109 кА2/м3. Полно-
стью извлекается золото «в рубашке», золотоносная магнитная
амальгама и другие формы золота, а также платиноиды.
Разработаны различные конструкции аппаратов МФ-сепарации.
Например, КПФМ-1 (концентратор-приставка магнитно-
флокуляционный) - это двусторонний шлюз с четырьмя магнитными
системами в виде полуцилиндров, вращающихся на осях в обечайках
из немагнитной стали. Для смыва концентрата с осадительной по-
верхности концентратор поворачивается на 180 град вокруг про-
дольной оси. Простота конструкции МФ-концентраторов, низкие ка-
питальные затраты являются их достоинствами. Они устанавливают-
ся как приставки к действующим промывочным гидрошлюзам.
Магнитно-жидкостная сепарация находит широкое применение
благодаря высокой точности разделения, оперативности регулирова-
ния плотности разделительной среды. Магнитное поле создается с
помощью постоянных магнитов или электромагнитов. МЖ-
сепарация внедрена на шлихообогатительных фабриках. Установле-
197
но, что экономически целесообразно применение МЖ-сепарации для
богатых материалов с содержанием золота < 1%. Для более бедных
материалов МЖ-сепарация эффективна в условиях предварительной
концентрации на центробежных концентраторах (Knelson, «Уто-
мак»). Из руды крупностью -2 мм с содержанием 3...5 г/т золота по
чисто гравитационной схеме извлечение золота составляет 70...75%.
По комбинированной схеме с использованием центробежных кон-
центраторов и МЖ-сепарации извлечение золота возрастало до
90... 95%.
3.6.3. Флотация золота
Процесс разделения минералов на границе раздела вода-газ полу-
чил название «флотация». В зависимости от среды разделения фло-
тация может быть: пленочная, флотогравитационная, пенная, ваку-
умная, компрессионная, адгезионная, пенная сепарация, химическая
флотация, электрофлотация. При пленочной и пенной флотации раз-
деление происходит на границе раздела вода-газ. При пленочной
флотации минеральная смесь подается на водную поверхность, фло-
тируемые частицы удерживаются на поверхности и выделяются в
концентрат, а нефлотируемые смачиваются водой, опускаются в
глубь водного потока и удаляются в виде хвостов. Пленочная флота-
ция широко используется при флотационно-гравитационном способе
обогащении в схемах доводки черновых редкометальных концентра-
тов.
При пенной флотации флотируемые частицы закрепляются на пу-
зырьках воздуха, образующихся в пульпе с помощью аэрирующего
устройства, выносятся на поверхность пульпы, образуя слой минера-
лизованной пены. В зависимости от носителя газовых пузырьков
различают флотацию с применением воздуха, азота и других газов.
Газ в зависимости от типа применяемых флото машин может пода-
ваться под давлением или засасываться аэрирующим устройством; в
пульпе газ диспергируется на мелкие пузырьки различного диаметра.
При вакуумной флотации аэрацию пульпы создают при выделении
воздуха из раствора. Она применяется при флотации углей и шламов.
Применяют способы флотации, насыщая воду под повышенным дав-
лением воздухом, который в зоне атмосферного давления выделяется
в виде мелких пузырьков; этот метод используется для очистки воды
от органических веществ. Компрессионная флотация (адгезионная
198
сепарация) применяется для очистки шахтных, сточных, оборотных
вод от гидрофобных осадков, взвешенных тонкодисперсных частиц.
В результате адгезионных сил частицы закрепляются на поверхности
выделяющихся из раствора пузырьков газа.
При химической (газовой) флотации пузырьки, например, углеки-
слого газа образуются в результате взаимодействия углекислоты по-
даваемой в пульпу, в которой имеются карбонатные минералы. Ме-
тод применяли для флотации пирита из пиритсодержащих хвостов
(Урал), для переработки старых отвальных материалов, содержащих
сульфиды (Австралия).
Электро флотация основана на выделении пузырьков газа (кисло-
рода и водорода) при электролизе воды. Метод может быть исполь-
зован для флотации тонких частиц и при ионной флотации для из-
влечения из растворов ионов или молекул органических и неоргани-
ческих соединений.
При пенной сепарации пульпа, обработанная реагентом, подается
на пену или аэрированую жидкость. Флотируемые частицы удаляют-
ся вместе с пенным слоем, а не флотируемые частицы сепарируются
сквозь слой под действием сил тяжести и переходят в камерный про-
дукт. В лабораторной практике применяется метод беспенной флота-
ции, который осуществляется в трубке Халимонда.
Масляная флотация основана на различии в способности минера-
лов закрепляться на поверхности раздела вода-масло. На дисперги-
рованных в пульпе каплях масла флотируемые частицы удерживают-
ся на поверхности раздела фаз масло-вода. При плотности масла
меньше единицы капельки масла всплывают вместе с закрепивши-
мися на них минеральными частицами на поверхность пульпы, обра-
зуя масляный минерализированный слой. При высокой плотности
масла минерализованные флокулы опускаются на дно, а зерна, не-
смачивамые маслом, выносятся на поверхность потоком воды.
Принцип применяется для извлечения алмазов на жировых поверх-
ностях.
По классификации М.А. Эйгелеса и А. А. Абрамова, самородные
металлы (золото, серебро, платина, медь), сульфиды цветных, чер-
ных и некоторые минералы редких металлов, а также теллуриды и
селениды составляют вторую группу минеральных компонентов,
легко флотирующихся сульфгидрильными собирателями; окислен-
199
ные минералы этих металлов флотируются сульфгидрильными соби-
рателями после сульфидизации.
Большинство золотосодержащих руд содержат сульфидные и
окисленные минералы, в связи с чем взаимодействие и применение
флотационных реагентов будем рассматривать применительно к ми-
нералам золота, цветных, редких металлов. Применяемые флотаци-
онные реагенты в зависимости от их роли и назначения разделяют на
несколько групп. Собиратели понижают смачиваемость поверхности
минеральных частиц и повышают способность прилипать к пузырь-
кам воздуха. Депрессоры повышают смачиваемость поверхности ми-
нералов и ее гидратирование, снижают флотируемость минералов,
извлечение которых в пенный продукт нежелательно. Активаторы
повышают адсорбцию собирателя на минерале, улучшая его флоти-
руемость за счет увеличения гидрофобизации поверхности. Регуля-
торы создают условия, влияющие на процессы взаимодействия соби-
рателя, депрессора, активатора с поверхностью минерала, регулируя
ионный состав жидкой фазы пульпы, ее окислительно-
восстановительное состояние, частично изменяют состав поверхно-
стного слоя минерала, окисляя или восстанавливая его. Пенообразо-
ватели действуют на поверхность пузырька воздуха, способствуют
его диспергированию, образованию мелких устойчивых пузырьков,
формированию пенного слоя. Депрессоры, активаторы и регуляторы
среды называют модификаторами, так как каждый из них может
влиять и изменять флотационные свойства минеральной частицы не-
одназначно. Все флотационные реагенты должны соответствовать
требованиям селективного действия, быть недефицитными и деше-
выми, устойчивыми при хранении, легко растворяться в воде, быть
экологически чистыми и т.д.
Классификация основных групп собирателей, часто применяемых
при флотации разных типов минерального сырья, приведена на
рис. 3.43.
Если в состав собирателя входят только углеводороды, то их на-
зывают аполярными, или углеводородными маслами. Наиболее часто
при флотации применяют гетеро поляр ные собиратели, в состав кото-
рых входят радикалы алифатического или циклического ряда; они
состоят из полярной и аполярной групп. Полярная группа определяет
химические свойства собирателя и способность закрепляться на по-
лярных минералах.
200
Рис. 3.43. Классификация основных групп собирателей
Прочность закрепления собирателя на минерале определяется энер-
гией связи функциональной группы с минералом. В зависимости от
полярной группы гетерополярные собиратели могут быть ионоген-
ными или неионогенными. К неионогенным относятся диксантаге-
ниды, тионокарбаматы, тионогидриты, эфиры ксантогеновых кислот,
амиды карбоновых кислот и др. Среди ионогенных собирателей раз-
личают гетерополярные анионные и гетерополярные катионные со-
биратели. К анионным относятся производные угольной кислоты,
фосфорной, серной и тиокислоты, а также гидроксамовые кислоты и
их соли. В них имеется оксигидрильная группа -О-Н или -О-Me и
называются они оксигидрильными собирателями. Карбоновые ки-
слоты и их мыла, алкил(арил)сульфаты, сульфонаты, фосфоновые,
фосфиновые, алкилгидроксамовые кислоты применяют для флота-
ции несульфидных минералов. Органические производные тиокис-
лот и тиоспиртов содержат сульфгидрильную группу -S-Н или -S-Me
и называются сульфгидрильными собирателями; они применяются
для флотации сульфидных минералов, благородных металлов и са-
мородной меди. К ним относятся производные дитиоугольной кисло-
201
ты - ксантогенаты R-O-CS2-Me, дитиофосфорной кислоты - аэро-
флоты (R-O)2-PS2-H(Me), тиоспиртов - меркаптаны и тиофенолы
R-S-H(Me), дитиокарбаматы R2-N-CS2-Me.
Сульфгидрильные собиратели. Ксантогенаты щелочных металлов
имеют наиболее важное для практики значение. Общая формула
ксантогенатов имеет вид
S
RO--С--S--Me
Ксантогенаты устойчивые, хорошо растворимые в воде соедине-
ния и обладают собирательной способностью по отношению к само-
родным металлам и сульфидам тяжелых металлов, на поверхности
которых образуются труднорастворимые ксантогенатные соедине-
ния. Растворимость ксантогенатов металлов убывает в ряду Zn > РЬ >
Си > Ag.
С растворимостью ксантогенатов металлов ухудшаются их фло-
тационные свойства. С увеличением длины углеводородного радика-
ла растворимость уменьшается, а их флотационная активность и гид-
рофобизирующее действие возрастают; селективность действия
ксантогенатов снижается при увелечении длины углеводородной це-
пи. В слабокислой среде ксантогенаты гидролизуются, а при PH < 4
разлагаются с образованием исходных веществ: спиртов, сероугле-
рода и щелочи. Ксантогенаты окисляются с образованием диксанто-
генида. По И.А. Каковскому реакции окисления ксантогената явля-
ются обратимыми. Окисление происходит без участия катионов ми-
нералов хемосорбированным кислородом на поверхности. Роль ми-
нералов заключается в улучшении вероятного электронного обмена
между ксантогенатом и кислородом. Каталитическое действие суль-
фидного минерала в реакциях окисления-восстановления на поверх-
ности обусловлена полупроводниковыми свойствами. Роль этих ре-
акций в гидрофобизации поверхности велика.
Дитиофосфаты (аэрофлоты) отличаются от ксантогенатов тем, что
в полярной части углерод замещен фосфором:
R-О\ , ,О
V S
/ \ II
R-Ю О--С--SH
Как собиратели аэрофлоты слабее ксантогенатов, но более устой-
чивы в кислых средах по сравнению с ксантогенатами. Сульфиды
202
железа аэрофлотами флотируются слабее, чем сульфиды цветных
металлов. Жидкие аэрофлоты содержат пенообразующий компонент
(креозол), а также остатки сероводорода. Твердый содовый аэрофлот
вспенивающими свойствами не обладает. Гидролизе ванные аэрофло-
ты - смесь монотио-дитио фосфатов являются более селективными
собирателями: хорошо флотируют цементную медь, золото, медные
минералы, слабее - галенит и пирит. Дитиокарбаматы для сульфид-
ных минералов являются сильными собирателями.
Из всех сульфгидрильных собирателей при флотации руд цветных
и благородных металлов основными являются ксантогенаты и аэро-
флоты.
При изучении механизма действия сульфгидрильных собирателей
установлено, что сорбционный слой на поверхности минерала имеет
многослойную структуру. Первый монослой является хемосорбци-
онным и по гипотезе Шведова представлен сульфид оксантогенатом;
следующий слой является ксантогенатом металла и третья форма
закрепления ксантогената представляет собой продукт его окисле-
ния - молекулы диксантогенида. Такая структура сорбционного слоя
выявлена А.А. Абрамовым с соавторами; в качестве собирателя ис-
пользовался не ксантогенат, а диксантогенид. Представление полно-
го механизма взаимодействия сульфидного минерала возможно
только с учетом всех высказанных гипотез: «химическая теория»,
предложенная А.Ф. Татартом, развитая и дополненная И.А. Каков-
ским в части обратимости реакций окисления ксантогената до дик-
сантогенида; гипотеза А.А. Шведова с образованием на поверхности
минерала сульфидоксантогенатов; гипотеза А.А. Голикова, объяс-
няющая усиление гидрофобизирующей поверхности смачивающим
действием диксантогенида и т.д. Каждая из этих гипотез в отдельно-
сти не в состоянии раскрыть всей полноты механизма взаимодейст-
вия собирателя. Только присутствие на поверхности минерала моно-
слоев хемосорбционного и физически сорбционного собирателя объ-
ясняет эффективное закрепление собирателя на минерале, его прили-
пание к пузырьку воздуха и успешную флотацию. Как было отмече-
но в работах А.А. Абрамова, данное положение справедливо и в слу-
чае оксигидрильных собирателей при флотации несульфидных ми-
нералов.
203
4. ГРАВИТАЦИОННО-ФЛОТАЦИОННЫЕ
СХЕМЫ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА
4.1. Основные процессы рудоподготовки
Золотосодержащие руды практически всех классов генетической
и технологической классификации перерабатывают по комбиниро-
ванным гравитационно-флотационным схемам с последующей плав-
кой гравитационных концентратов, флотационных концентратов или
продуктов флотации цианированием. Перед гравитационно-флота-
ционным обогащением для раскрытия ценных минеральных ком-
плексов используют разные способы рудоподготовки. При раскры-
тии золотосодержащих руд важно не допустить переизмельчения
рудных минералов и расплющивания раскрытых частиц золота, т.е.
необходимо соблюсти принцип: селективность раскрытия минералов
при минимальном выходе шламов. Как уже отмечалось, при самоиз-
мельчении принцип избирательности раскрытия наиболее вероятен,
однако при последующем шаровом измельчении возможно и переиз-
мельчение хрупких минералов и золотин. При центробежно-ударном
дроблении можно подобрать наиболее щадящие условия дробления.
В обычных дробилках и мельницах разрушение минеральных агрега-
тов происходит раздавливанием, истиранием и ударом, при самоиз-
мельчении - соударением кусков руды и частично истиранием.
В аппаратах центробежно-ударного действия разрушение кусков ру-
ды происходит по плоскостям спайности. Сравнительные испытания
процессов дробления и измельчения традиционным способом и с ис-
пользованием центробежно-ударных аппаратов показали преимуще-
ства нового метода рудоподготовки.
Исследованиями Т.В. Башлыковой, Г.А. Пахомовой и других ус-
тановлено, что после центробежно-ударного дробления пробы руды
золотокварцевого типа содержание свободного золота на 9,4% выше
по сравнению с дроблением в щековой дробилке; при последующем
гравитационном обогащении дробленого продукта извлечение золота
в концентрат выше на 6,65%. При измельчении сульфидной руды
традиционным способом в шаровой мельнице доля свободного золо-
та составляла всего 6%, а при центробежно-ударном - 36%; при по-
следующем гравитационном выделении золота извлечение золота в
204
концентрат при традиционной рудо подготовке выше более чем на
9%. Повышение извлечения золота объясняется уменьшением про-
цесса перетирания минеральных компонентов, уплощения частиц
золота и образованием тонкодисперсных фракций.
Использование дробилок с применением ударно-циклических ди-
намических воздействий (типа ДАУ, ДКДК или центробежного из-
мельчения ЦМВУ), увеличивает выход обогатимых классов крупно-
сти за счет избирательности раскрытия частиц золота, при этом сте-
пень раскрытия достигает до 95%. Степень раскрытия золота в рудах
и концентратах определяет уровень извлечения золота. Для перера-
ботки флотационных золотосодержащих концентратов требуются
специальные методы. Традиционные методы - плавка, окислитель-
ный обжиг, автоклавное выщелачивание, кислотное чановое выще-
лачивание - обеспечивают высокий уровень извлечения золота, но
они малоэкономичны и требуют значительных затрат на охрану ок-
ружающей среды.
Сверхтонкое измельчение концентратов до крупности 0,020 мм и по-
следующее сорбционное цианирование позволяют повысить извлечение
золота на 10...25%. Технология отработана на рудах Тасеевского и Да-
расунского месторождений. В последние годы в связи с ухудшением
качества минерального сырья, с увеличением доли упорных руд с весь-
ма тонкодисперсной выраженностью золота в рудных минералах затра-
ты на переработку такого сырья ежегодно растут.
По расчетам специалистов ВИМС(а), на примере золотосодержа-
щих руд показано, что «сухая» технология обогащения в 1,5-2,0 раза
дешевле «мокрой». Исследована проба руды одного из месторожде-
ний Приморья, для которой характерна тонкая вкрапленность золота,
серебра и золото-серебряных минералов, для раскрытия которых тре-
буется весьма тонкое измельчение (85...90% класса -0,044 мм). Ос-
новные энергозатраты приходятся на тонкое измельчение. Испытаны
методы сухого тонкого измельчения: шаровое, вибрационное, аку-
стическо-вихревое, струйное, роторно-струйное и центробежно-удар-
ное. Наиболее экономичным оказался роторно-струйный способ из-
мельчения: расход электроэнергии составил 6...7 кВт-ч/т; у других
способов он оказался выше (10 кВт-ч/т). При этом способе измельче-
ния оказался на порядок ниже износ рабочих органов. После сухого
обогащения руды, измельченной роторно-струйным способом с при-
менением гравитации, извлечение в богатый золото-серебряный кон-
центрат составило: золота 63,5% и серебра 60,1%.
205
Интересные результаты [55] получены Т.С. Юсуповым с сотруд-
никами при измельчении пробы гравитационного концентрата с ис-
пользованием стержневой, шаровой мельниц и центробежного клас-
сифицирующего измельчителя непрерывного действия ЦКИ. Из-
мельчение проводилось в сухом режиме. Проба крупностью -1 мм
измельчалась в стержневой мельнице до крупности -0,2 мм, затем
измельченный материал доизмельчали в шаровой мельнице в тече-
ние 20 мин при Т:Ж = 1:0,8, а параллельная проба до измельчалась в
измельчителе ЦКИ до крупности -0,05 мм. Измельченные продукты
поступали на обогащение на концентрационном столе. Содержание
золота в концентрате стола после обогащения пробы, измельченной в
ЦКИ, почти на порядок выше, чем в концентрате пробы, измельчен-
ной в традиционных мельницах. При одинаковом содержании золота
в концентратах стола, полученных после измельчения проб в стерж-
невой, шаровой мельницах и ЦКИ, извлечение золота во втором слу-
чае почти на 30% выше.
Целевой расход электроэнергии на разрушение минеральных аг-
регатов при измельчении руд является актуальной задачей. Преобра-
зование энергии при измельчении в кинетическую энергию дробя-
щих тел, передаваемую разрушаемому материалу, происходит в не-
сколько этапов. При переходе энергии из одного вида в другой зна-
чительная ее часть расходуется на процессы, не имеющие прямого
отношения к разрушению измельчаемой горной массы. По данным
многих авторов, до 80% первоначальной энергии расходуется на на-
гревание аппаратов измельчения и мелющих тел.
Во всех измельчительных установках разрушение горной массы
осуществляется вследствие контакта дробящей среды с разрушаемым
материалом. Бесконтактная передача энергии сокращает ее расход;
одним из способов реализации энергии является ее передача в виде
тепла с применением различных видов нагрева, в том числе и микро-
волнового. В работах |1 4| показано, что обычный нагрев золотосо-
держащей руды (куски руды 200...300 мм) до 1000 °C приводит к
полному ее разрушению в течение 5....7 мин, но при этом расход
электроэнергии составляет 25 кВт-ч/т, что в несколько раз превыша-
ет расход в обычных измельчителях. В этом случае, как и при из-
мельчении, энергия расходуется на нагрев всего, что окружает раз-
рушаемую горную массу. В отличие от тепловой электромагнитная
энергия взаимодействует избирательно. Скорость передачи этой
энергии значительно выше, чем при тепловом способе. Так, вода в
206
электромагнитном поле нагревается быстрее, чем в тепловом поле,
что объясняется скоростью передачи энергии (она близка к скорости
света).
Скорость передачи микроволновой энергии также высока. Мик-
роволны легко проходят через стекло, пластик, бумагу, не воздейст-
вуя на них, но отражаются металлическими поверхностями, в резуль-
тате чего стенки печи создают объемный резонатор. Микроволны
могут проходить через кварцевый сросток с пиритом, не взаимодей-
ствуя с ним; однако нагревая пирит и разрушая сросток изнутри, он
как бы растрескивается и разваливается или внутри сростка образу-
ются микротрещинки, через которые может поступать раствор рас-
творителя пирита или золота. Микроволновую энергию могут по-
глощать различные примесные компоненты руды: оксиды железа,
кристаллическая вода, оксиды других металлов и т.д., которые рас-
полагаются в дефектах кристаллической решетки или просто в сро-
стках минеральных компонентов. При воздействии микроволновой
энергии разрушение будет происходить по интеркристаллитным по-
верхностям. Расчетами А.Б. Хвана показано, что для разрушения
кварца, в котором имеются мелкие вкрапления золота необходимо
затратить энергии электромагнитного поля в 8000 раз меньше, чем на
обычных измельчительных установках.
Испытания микроволновой обработки золотосодержащих руд ме-
сторождений Кокпатас и Мурунтау в какой-то степени позволяют
дать прогнозную оценку энергетических воздействий. Расход энер-
гии составил 0,1. ..0,3 кВт/т. В процессе этого воздействия сульфид-
ная сера пирита восстанавливалась до элементной. При последую-
щем цианировании извлечение золота в раствор составило 84% (со-
держание золота в исходном пиритном продукте 12 г/т).
Изучено влияние СВЧ-энергии на измельчение золотосодержащей
руды месторождения [1, 4] Симангу (Западная Ява). Применение
СВЧ-энергии в диапазоне 50...300 с снижает индекс Бонда (расход
электроэнергии) на 25...35%. В ЮАР создана установка для обра-
ботки золотосодержащих руд СВЧ-энергией. Исследованы пиритные
и арсенопиритовые золотосодержащие руды. При СВЧ-обработке
пирит окисляется до гематита и элементной серы при температуре
ниже точки воспламенения серы и ограниченном доступе кислорода.
Арсенопирит окисляется до магнетита, сульфида мышьяка и диокси-
да серы. При обработке углерод-золотосодержащей руды углерод
окисляется до диоксида углерода, при этом извлечение золота увели-
207
чилось до 95%. На одном золотоперабатывающем комплексе извле-
чение золота при цианировании хвостов обогащения (Мексика) по-
сле СВЧ-обработки возросло с 50 до 90%. Аналогичные результаты
получены на Навоийском комбинате.
Известно, что эффективность работы обогатительных фабрик зна-
чительно повышается при предварительной промывке и классифика-
ции руды на более узкие фракции по крупности. При промывке перед
обогащением крупнокусковый рудный материал освобождается от
налипших шламов. При увеличении модуля шкалы классификации
эффективность обогащения повышается. Вибрационные конвейеры-
грохоты (рис. 4.1), совмещающие операции отмывки, грохочения,
транспортирования и распределения руды по бункерам представляют
собой резонансную уравновешенную колебательную систему, вклю-
чающую коробы, соединенные упругими связями, выполненные на
резино-металлических блоках и установленные на опорах. На верх-
нем коробе имеется эксцентриковый привод. На основании под ра-
мой конвейера установлены резиновые амортизаторы.
Рис. 4.1. Вибрационный конвейер-грохот:
1 - коробка; 2 - просеивающие поверхности; 3 - брызгала; 4 -
эксцентриковый привод; 5 - опоры; 6 - упругие связи; 7 -
амортизаторы; 8 - рама; 9 - двигатель
В табл. 4.1. приведена характеристика вибрационных грохотов.
208
Таблица 4.1
Техническая характеристика вибрационных конвейеров-грохотов
Показатели КГВ-0,6/8 КГВ-1,1/10,8 КГВ-1,4/10,7
Назначение Транспортирова- ние, отмывка и разделение на пять фракций ру- ды крупностью до 200 мм Транспортирова- ние, контрольная отмывка и разде- ление на три фрак- ции руды крупно- стью до 200 мм Транспортирова- ние и разделение на четыре класса руды крупностью до 300 мм
Сечение желоба, мм 240x580 329x950 345x1200
Производитель- ность, т/ч 20 120 240
Длина транспор- тирования, мм 8750 10800 10700
Эффективность грохочения, % 85 90 90
Расход воды, м3/т 0,5 0,3 —
Мощность двигателя, кВт 2x5,5 2x18,5 2x18,5
Масса, т 5 15 18
Для отмывки сильнозагрязненных руд применяют вибрационные
конвейеры-промыватели КПВ-0,9. На базе этих конвейеров разработан
рудосепарационный комплекс для покускового обогащения руд редких,
цветных, черных, благородных и радиоактивных металлов (рис. 4.2). На
комплексе возможно предварительное обогащение руд радио-, рентге-
норадио-, фото- и электромагнитометрическим методами.
Селективная дезинтеграция горных пород возможна с применени-
ем метода гидродинамической кавитации. С разработкой струйных
кавитационных генераторов ратационного типа появилась возмож-
ность реализации этого метода разрушения горных пород. Рекомен-
довано применение гидродинамического кавитационного генератора
для обогащения водоугольного топлива, отвалов горных пород, хво-
стов обогатительных фабрик; глинистых руд цветных, редких, благо-
родных металлов; формовочных и стекольных песков; упорных руд и
отвалов драгоценных металлов.
209
Рис. 4.2. Рудосепарационный комплекс для покускового обогащения
полезных ископаемых:
1 - конвейер-грохот вибрационный КГВ-1,2; 2 - система отмывки;
3 - конвейер-грохот вибрационный КГВ-1,2;
4. 5 - перегрузочно-формирующее устройство (ПФУ);
6 - сепаратор УАС-100; 7 - сепаратор У АС-50;
8 - сепаратор У АС-20 О
Обычно в классических схемах рудоподготовки цветных, редких,
черных и благородных металлов для разделения материала по круп-
ности используют в первой стадии измельчения спиральные класси-
фикаторы, возврат песков которых в мельницы создает необходимые
циркуляционные нагрузки. Эффективность классификации в спи-
ральных классификаторах, использующих принцип стесненного па-
дения частиц в жидкой среде, не превышает 50%. В циркуляционную
нагрузку попадают мелкие классы, которые переизмельчаются и об-
разуют труднообогатимые шламистые классы. Основным недостат-
ком классификации в спиральных классификаторах является то, что
в них по конструктивным и технологическим характеристикам не-
возможно выделить класс крупнее 2 мм, формирующий оптималь-
ную по величине циркуляционную нагрузку, которая определяет
производительность и гранулометрический состав первой стадии из-
мельчения.
210
Для равномерного распределения загрузки мельниц, создания оп-
тимальных циркуляционных песковых потоков в замкнутых циклах
предлагается использовать барабанные грохоты как классифици-
рующие устройства, успешно применяемые в схемах дезинтеграции
и промывки песков россыпных месторождений благородных и ред-
ких металлов. Опыт использования барабанных классификаторов
уже практикуется в черной металлургии. Установка на горловине
мельниц барабанных классифицирующих устройств позволяет выде-
лить из слива мельниц первой стадии измельчения более крупные
классы; эффективность выделения крупных классов в надрешетный
продукт барабанных классификаторов при качественной промывке
может составлять около 100%. Конструктивно просеивающая по-
верхность барабанных классификаторов может позволять использо-
вать перфорацию отверстий сит с размером ячеек не менее 2 мм.
Значительный интерес представляет размольный агрегат, совме-
щающий процесс дробления и измельчения золотосодержащей руды
в одном аппарате. Действие роторной мельницы основано на дезин-
теграции руды в барабанном агрегате без мелющих элементов. Ротор
соосно смонтирован внутри барабана мельницы и вращается в про-
тивоположном направлении. Крупность исходного материала - до
300 мм, измельченного - до 2...5 мм. Вращающиеся роторы могут
быть разной формы: конусной, ступенчатой, дисковой.
4.2. Практика гравитационно-флотационных
схем обогащения
Гравитационно-флотационные схемы обогащения руд применяют
на большинстве золотоизвлекательных предприятий, используя раз-
личные способы интенсификации процессов и аппаратов.
М.В. Верхотуровым [56] разработан шлюз маятникового типа с
изменяющимся поперечным углом наклона. Текучесть и транспорти-
ровка материала вдоль шлюза достигается гидродинамическим воз-
действием и псевдоожижением. На шлюзе можно извлекать частицы
золота крупностью до 0,04 мм и менее, обеспечивая высокое извле-
чение золота: крупностью +0,63 мм - 100%; -0,63+0,315 мм - 97%; -
0,315+0,2 мм - 92%; -0,2+0,074 мм - 86%; -0,074+0 мм - 61%. По-
следующая доводка концентрата на конусном концентраторе обеспе-
чивает концентрацию золота до нескольких килограммов на тонну.
211
В Иргиредмете Н.А. Дементьевым исследованы различные цен-
тробежные концентраторы «Итомак», «Нельсон», ЦКПП на руде Ва-
сильковского месторождения. Руда - малосульфидная золотокварце-
вая прожилково-вкрапленная. Золото ассоциировано с кварцем и ар-
сенопиритом; золото более чем на 90% тонкое и тонкодисперсное и
вскрывается при измельчении 100% класса -0,074 мм; амальгами-
руемого золота - 31%, цианируемого - до 90%, упорного золота - до
10 %. При грубом измельчении на отсадочной машине при обогаще-
нии материала крупностью -2+0,074 мм выделяется 62,7% золота (с
перечисткой на концентрационном столе). По результатам исследо-
вания извлечение золота составило: на аппарате «Итомак» - 50,9%
(содержание золота в концентрате 10,7 г/т); в аппарате «Нельсон» -
47,1% (содержание в концентрате 10,27 г/т); ЦКПП - 73,4% (содер-
жание в концентрате 16,86 г/т). Особенностью центробежного кон-
центратора ЦКПП является плавающая постель без подачи специ-
альной ожижающей воды.
Доводка черновых концентратов всегда сопряжена со значитель-
ными трудностями. Эффективность извлечения благородных метал-
лов на концентрационном столе определяется качеством контакта
частиц минералов с декой стола. Частицы минеральной смеси, со-
стоящей из магнетита, арсенопирита и пирита со сложной морфоло-
гией и пластинчатым золотом извлекаются неудовлетворительно.
Изучено поведение частиц с разной морфологией. Наиболее эффек-
тивное осаждение минералов в зоне разрыхления - в зоне контакта
поступающей пульпы с декой стола. При уплотнении пульпы в сто-
рону уклона деки частицы со сложной морфологией вытесняются.
Частицы округлой формы не транспортируются по межрифельным
каналам вследствие слабого контакта с декой. Частицы мелкого и
тонкого золота имеют малую скорость продвижения по деке стола.
Изменение конструкции и конфигурации рифлей позволяет умень-
шить плывучесть мелкого и тонкого золота, обогащать неклассифи-
цированный шлиховой материал крупностью до 30 мм с извлечением
тонко дисперсно го золота.
В институте «Уралмеханобр» разработаны центробежные концен-
траторы серии КБ с системой регулирования скорости вращения ро-
тора и концентрационный стол СКДУ, промышленные испытания
которых на рудах месторождений Качканара, Ханты-Мансийского,
Валенторского, Каменского, Гайского, на клинкере Челябинского
цинкового завода и других минеральных объектах по сравнению с
212
аппаратами Knelson, Coldron, Gemini показали хорошие результаты
по извлечению частиц золота широкого спектра крупности.
Для руд золоторудного месторождения Чудное (Приполярный
Урал) разработана гравитационная технология с использованием
винтовых аппаратов. Руда с неравномерным вкрапленным мелким и
тонким золотом содержит золото в широких пределах до сотен грам-
мов на тонну. Порода представлена порфировыми риолитами, прони-
занными сетью кварцевых, кварц-альбитовых, серицитовых, карбо-
натных, гематитовых прожилок. Схема обогащения предусматривает
дробление и измельчение руды до крупности -0,5 мм, первую ста-
дию - сепарации на винтовых аппаратах; додрабливание промпро-
дукта и хвостов сепарации до крупности -0,25 мм и вторую стадию
винтовой сепарацией. На разных пробах получены гравитационные
концентраты с содержанием золота 116...278 г/т (в руде - 10... 12 г/т)
при извлечении 73... 92%.
Фирмой ООО НПОР «Спирит» исследован винтовой шлюз ШВ-
350 для извлечения золота из руды одного из месторождений Крас-
ноярского края. Золото в руде на 27,9% находится в свободном виде,
связанное с сульфидами (пирит, пирротин, халькопирит, арсенопи-
рит, сфалерит, галенит) - 66,1% и с силикатами - 6%. Нерудные ми-
нералы в основном представлены кварцем, золото раскрывается при
крупности измельчения руды 60% класса -0,074 мм. На винтовом
шлюзе из руды с содержанием золота 2,3 г/т получен концентрат с
содержанием золота 39,5 г/т при извлечении 79%. На концентраторе
Knelson получен концентрат с содержанием 34,86 г/т при извлечении
80%; на концентрационном столе - 50 г/т и 69% соответственно. Ка-
чество разделения на винтовом шлюзе аналогично концентратору
Knelson.
Для сульфид но-окисленных кварцевых руд Дыльменского место-
рождения с содержанием золота 5...6 г/т, несмотря на то что золото
на 98% цианируемое, принята по экономическим соображениям гра-
витационно-гидрометаллургическая технология. Схема включает
дробление, измельчение, гравитационное обогащение с выделением
качественного концентрата для плавки, промпродукта для интенсив-
ного цианирования и хвостов для кучного выщелачивания. Извлече-
ние золота в гравитационный концентрат - около 20%, извлечение в
сплав от плавки цинковых осадков кучного выщелачивания более
47%. Аналогичная технология принята для кварцево-сульфидных руд
Бамского месторождения (8% сульфидов).
213
Доводка гравитационных концентратов на предприятиях - про-
блема весьма непростая. В общем балансе извлекаемого рудного зо-
лота на обогатительных фабриках доля золота гравитационных кон-
центратов составляет почти половину. Золото большинства изучен-
ных гравитационных концентратов, например Казахстана, на
80...99% свободное. Оно имеет полидисперсный характер, разную
степень концентрирования по классам. Основным способом доводки
предварительно классифицированных на узкие классы крупности
концентратов является раздельное центробежное концентрирование.
Технология доводки концентратов обычно включает четыре стадии:
подготовка и классификация; раздельная гравитационная доводка
классифицированного гравитационного концентрата; глубокая до-
водка концентратов с применением гидрометаллургических и обога-
тительных методов; получение чистого золота из обогащенных кон-
центратов или сплава металл Доре.
Одним из методов доводки гравитационных или флотационных
концентратов является бактериальное вскрытие. Однако накапли-
вающийся в пульпе при разрушении арсенопирита мышьяк снижает
скорость окисления сульфидов, при котором скорость вскрытия и
выщелачивания золота максимальна. На золотоизвлекательных фаб-
риках хвосты доводки гравитационных концентратов, как правило,
перерабатывают гидрометаллургическими методами. Выбор такого
метода в основном объясняется тем, что золото в хвостах доводки
находится в тонких сростках с другими минералами или в свободном
виде, но с очень сложной морфологией, для которого неприемлемы
гравитационные методы. М.Б. Евтушенко исследованы формы нахо-
ждения золота в хвостах доводки гравитационных концентратов, вы-
деленных при обогащении руд месторождений Ветренское и Кораль-
веем. Установлено, что около 70% золота в хвостах доводки свобод-
ное и по гранулометрическому составу соответствует золоту, извле-
каемому в основном цикле флотации; при доизмельчении песковой
фракции хвостов значительная часть золота раскрывается, однако не
все золото может быть извлечено гравитацией. Золото крупностью
более 0,1 мм - чешуйчатое, а менее 0,1 мм - пластинчатое. Предло-
женная схема извлечения золота из хвостов доводки предусматрива-
ет: доизмельчение хвостов доводки до 80... 90% класса -0,1 мм; клас-
сификацию измельченного материала по классу крупности 0,1 мм;
обогащение класса +0,1 мм на магнитогравитационном сепараторе, а
класса -0,1 мм - на центробежном сепараторе с последующим обо-
214
гащением концентратов на магнито гравитационном сепараторе. Ис-
следованы продукты обогатительной фабрики Маднеульского
ГОК(а) на центробежном концентраторе Knelson. Исследования вы-
полнены в режиме: ускорение 60 g, расход ожижающей воды
4 л/мин, крупность материала 42.. .69% класса -0,074 мм. Для разных
продуктов извлечение составило, %: проб руды 12...36; песков гид-
роциклона 17...22; хвостов флотации 12... 16; содержание золота в
концентратах - до 120 г/т. При одной и той же конечной степени из-
мельчения руды извлечение золота только одной флотацией значи-
тельно ниже, а вместе с гравитацией оно повышается на 8... 14%.
В работе Ю.В. Благодатина, Б.А. Захарова и других по гравитаци-
онно-флотационной схеме на установке с использованием аппаратов
Knelson промышленными испытаниями показана перспективность
концентраторов для доизвлечения драгметаллов из богатых хвостов
или других продуктов при обогащении мед но-никелевых руд; при-
рост извлечения платиноидов составляет более 10% [57].
При флотационном обогащении сульфидных медно-цинковых руд
месторождения Барсучий Лог до 50% массы золота теряется с хво-
стами обогащения, в которых содержатся, %: сера 25; медь 0,8; цинк
1,5; свинец 0,3; золото 0,8 г/т; серебро 12 г/т. Предложена технология
извлечения ценных компонентов, предусматривающая гравитацион-
ное выделение коллективного концентрата, содержащего барит и
благородные металлы. Далее коллективный концентрат можно раз-
делить методом флотации барита жирнокислотным собирателем, а
камерный продукт - сульфидный золотосеребряный подвергают
цианидному выщелачиванию. Коллективный сульфидный концен-
трат, обогащенный цветными и благородными металлами после вы-
деления баритового и какой-то части пиритного концентратов, мож-
но направить на автоклавное выщелачивание.
Извлечение золота из упорных, в том числе углисто-глинистых
руд весьма затруднено. Интерес в этом отношении представляют ру-
ды месторождения Бакырчик (Казахстан), сложенные в основном
углисто-глинистыми сланцами, минерализованными золотосодер-
жащими сульфидами - арсенопиритом и пиритом. Содержание ком-
понентов в руде составляет, %: золота 8,2 г/т; SiO2 61,2; А12О3 14,6;
Fe 4,1; СаО 2; MgO 1,5; К2О + Na2O 2,3; С 3,4; S 1,5; As 0,9. Золото
тонкое и тесно ассоциировано с сульфидами. Один из вариантов тех-
нологической схемы обогащения - гравитационно-флотационная с
получением коллективного золотосодержащего концентрата (Au
215
67 г/т, S 10%, As 5,8 %, углерода 11,8%); извлечение золота в кон-
центрат 86...92 % (рис. 4.3). Расход флотореагентов составляет, г/т
руды: бутиловый ксантогенат 550; бутиловый аэрофлот 20; медный
купорос 500; сосновое масло 158; известь 500.
Руа
Измельчение до 62 % -С1Д74 мм
Гравнтацнонно-флотационное обогащение
Объединенный концентрат
Хвосты флотации
Сушка
В отвал
I <^адия обж11га в ценах КС (530*550
Газы
Циклонная пыль
Огарок г- NaCI
2 сталия обжига в печах КС f650-670 *С)
Газы
Циклонная пыль
Огарок
Улавливание тонкой пыли
Оборотные
: щелочные
i растворы
Закаливание“
в электрофильтра зс
1 J г
Флотационная
Газы Пыль
Гр анулнров а ние
Угольный
концентрат
ЫаОН
Огарок (камер-
ный продукт)
Измельчение
до -0Д74 мм
Щелочная обработка p—HaCN
Очистка от мышьяка
4........—..+
Газы Черновой
I
Цианирование в режиме
сорбшюиного вышел ачнва н ия
Насыщенная смола
Регенерация
Смола Аи-элюат
Пульпа
На обезвре-
живание н в
отвал
Электролиз
Катодное золото. €au=86 %
Рис. 4.3. Рекомендуемая схема и показатели переработки руды
Бакырчинского месторождения
216
При гравитационно-флотационных, сорбционных и других гид-
рометаллургических процессах извлечения золота из упорных руд
шламы являются нежелательным примесным компонентом, сни-
жающим эффективность и показатели переработки минерального
сырья. В большинстве случаев тонкодисперсные шламы крупностью
менее 0,01 мм содержат незначительные включения золота и могут
быть выделены в отвальный продукт с использованием механическо-
го (классификация) или флотационного обесшламливания. Для деш-
ламации применяют конусы, сгустители, гидроциклоны и другие
классифицирующие аппараты. Иногда классификацию совмещают с
дезинтеграцией глинистого материала в промывочных аппаратах
(барабанные скрубберы, вибрационные грохоты, спиральные или
чашевые классификаторы и другие устройства). Дешламация сокра-
щает объем перерабатываемого минерального материала до 80% и
более, повышает содержание золота в исходном материале, снижает
расход реагентов при флотации и цианировании, повышает скорость
технологических процессов и показатели извлечения золота, а если
необходимо, позволяет увеличить производительность золото извле-
кательной фабрики. Иногда обесшламливание в гидроциклонах при-
меняют между стадиями флотации или на хвостах основной флота-
ции с последующим использованием песковой фракции для закладки
выработанного пространства на руднике. Обесшламливание приме-
няют для выделения в отвальный продукт углистой фракции рудного
материала, склонной к переизмельчению. Так, при гравитационно-
флотационном извлечении золота из руд месторождения Сухой Лог в
иловую фракцию крупностью менее 0,03 мм с помощью гидроци-
клонов выделяют углистые сланцы (25% от массы руды) с содержа-
нием золота 0,2 г/т (как и в хвостах флотации). Углистые сланцы,
перешедшие в песковую фракцию гидроциклонов, при последующей
перечистной флотации основного концентрата остаются в камерном
продукте и могут быть отвальными.
В ряде случаев углерод содержащие фракции золотосодержащих
руд выделяют флотацией. Углистые сланцы обычно флотируют с
использованием керосина. Наиболее эффективно флотация углерод-
содержащих минералов проходит, если в руде отсутствуют сульфи-
ды. В этом случае углеродный пенный продукт является отвальным
по содержанию золота. При наличии сульфидных минералов они
также достаточно легко переходят в пенный продукт; если в качестве
пенообразователя применяют сосновое масло, то тонкое металличе-
217
ское золото также флотируется и тогда возникает необходимость ме-
таллургической переработки концентрата на золото. В ряде случаев
проводят последовательную флотацию углеродсодержащих минера-
лов, затем сульфидов; пенные продукты могут быть объединены в
общий концентрат для последующей совместной переработки. При-
мером последовательной флотации углерода и сульфидов являются
фабрика «Кэннон» (США) и «Бакырчик» (Казахстан). Руду измель-
чают в две стадии до крупности 95% класса -0,074 мм. После первой
стадии измельчения флотируют углерод, после второй стадии - про-
водят флотацию сульфидов. Расход реагентов составляет, г/т: из-
весть 50, бутиловый ксантогенат 300; медный купорос 600; сосновое
масло 100; продолжительность флотации 12 мин.
Интересен опыт работы Тасеевской ЗИФ, перерабатывающей
глинистые руды с тонковкрапленным золотом. Золото тесно ассо-
циировано с кварцем и сульфидами. Для раскрытия тонкого золота
принята трехстадиальная схема измельчения, позволяющая получить
тонкий помол - 97% класса -0,074 мм. Измельченный материал
классифицируется в гидроциклонах на иловую и песковую фракции,
каждая из которых поступает в отдельный цикл флотации в извест-
ковой среде. В качестве собирателя используют бутиловый ксантоге-
нат (150...220 г/т) и сосновое масло (40...60 г/т). Извлечение золота
из богатой руды 90...95%; из бедной руды с содержанием 2 г/т из-
влечение золота составляет 60%.
Известен способ выделения углистых сланцев с использовани-
ем обогащения в тяжелых суспензиях применительно к рудам ме-
сторождения Сухой Лог. Руду, содержащую,%: SiO2 55,8; А12О3
15,2; Fe 5,2; CaO+MgO 5; Na2O+K2O 5,9; Сорг 1,8; S 1; Au 3,6 г/т,
после дробления классифицируют на фракции: -40+2 мм и 2+0
мм. Крупную фракцию обогащают на колесном сепараторе в сус-
пензии плотностью 2,84 г/см3 (утяжелитель - гранулированный
ферросилиций в смеси с магнетитом); тяжелую фракцию додраб-
ливают, доизмельчают до крупности 60...70% класса -0,074 мм и
подвергают гравитационно-флотационному обогащения. Обога-
щение в тяжелых суспензиях позволяет вывести в отвальный про-
дукт более половины рудной массы, в виде легкой фракции угле-
родсодержащих сланцев с содержанием в них золота на уровне
содержания его в хвостах флотации.
В институте «Иргередмет» исследована активация флотации золо-
та из глинистых руд с применением карбамида, медного купороса,
218
цианэтилированного дитиокарбамата, солярового масла, биогетеро-
коагуляции. Биогетеро коагуляция основана на избирательной сорб-
ции тонких частиц металлов (коллоидных частиц золота) некоторы-
ми видами микроорганизмов. При этом образуются прочные био ми-
неральные агрегаты, в которых содержание золота может быть в де-
сятки и сотни раз больше, чем в исходном продукте. Биоминераль-
ные агрегаты из пульпы или суспензии можно выделить флотацией.
В сравнении с обычной флотацией извлечение золота при флотации
биомассы выше на 5...24%. Аналогичные результаты по флотации
био минеральной массы получены П.М. Саложенкиным (ИПКОН).
Из упорных медных, сурьмяных, пирротиновых, сернистых и теллу-
ристых золотосодержащих руд извлечение золота по рекомендациям
Иргиредмета осуществляют, применяя комбинированные схемы обога-
щения (гравитация, флотация, рудосортировка и др.) и химико-
металлургические процессы (обжиг, щелочное или кислотное выщела-
чивание цветных металлов, цианирование, тиокарбамидное выщелачи-
вание, плавка и другие способы извлечения золота и серебра).
Интересен опыт ряда зарубежных гравитационно-флотационных
фабрик.
На фабрике «Итогон» (Филиппины) перерабатывают руды с содер-
жанием золота 4 г/т, основная масса которого ассоциирована с пиритом.
Руда после трех стадий дробления и двух стадий измельчения в шаро-
вых мельницах поступает на флотацию. Флотационный золотосодер-
жащий концентрат, в который извлечение золота составляет 93%, доиз-
мельчают и планируют. В схеме рудоподготовки предусмотрена после
первой стадии дробления промывка руды от первичных шламов.
На фабрике «Мак-Интайр» (Канада) принята гравитационно-
флотационная схема с измельчением руды до крупности 85% класса
-0,2 мм. В замкнутый цикл измельчения включена отсадочная маши-
на для извлечения крупного и мелкого золота, слив классификации
флотируют, а объединенный флотационно-гравитационный концен-
трат доизмельчают до крупности 85% класса -0,04 мм и цианируют.
На фабрике «Артур Вайт» (Канада) арсенопирит-пиритовую руду
(10% сульфидов) с содержанием 10 г/т золота измельчают в стержневой
и шаровой мельницах. Шаровая мельница работает в замкнутом цикле с
отсадочной машиной и гидроциклоном. Гравитационный концентрат
доводят на концентрационном столе и направляют на плавку. Извлече-
ние золота в цикле гравитации составляет 15... 17%. Слив второй стадии
измельчения (70...75% класса -0,074 мм) после обезвоживания в сгу-
219
стителе цианируют. Хвосты цианирования с содержанием 0,8... 1,5 г/т
золота флотируют в колонных флотомашинах. Флотоконцентрат со-
держит 30 г/т золота при извлечении 50% от операции или 5% от руды.
Общее извлечение золота составляет 89%.
Фабрика «Кембелл» (Канада) перерабатывает пирит-арсенопи-
ритовые богатые руды с тонкодисперсным и крупным золотом. Со-
держание золота до 20 г/т. В схему обогащения (рис. 4.4) включены:
отсадка, перечистка гравитационного концентрата на концентраци-
онных столах, флотация, обогащение на винтовых сепараторах фло-
тационного концентрата, предварительно обожженного и измельчен-
ного, цианирование хвостов флотации.
На фабриках ЮАР перерабатывают пирит-арсенопиритовые руды
по схеме гравитация - флотация - цианирование флотоконцентрата и
хвостов. Богатые руды содержат до 20 г/т золота. Гравитационный
концентрат направляют на плавку, промпродукт гравитации - на об-
жиг, хвосты - на флотацию. Хвосты флотации цианируют с сорбцией
золота на угле или осаждением цинковой пылью. Сквозное извлече-
ние золота 90%.
На фабрике «Кэннон» (США) перерабатывают пиритизированные
окремненные песчаники с включениями карбонатов и свободного
углерода. Золото связано с пиритом и углеродом, его содержание
составляет 8... 10 г/т. Схема включает две стадии измельчения до
крупности 95% класса -0,074 мм, межстадиальную и основную фло-
тацию. Флотационный концентрат цианируют.
Фабрика «Остин» (США) перерабатывает руды сложного состава,
содержащие сульфиды железа, мышьяка, сурьмы, углистое вещество;
содержание золота в них 6,9 г/т. Схема предусматривает (рис. 4.5)
измельчение в шаровых мельницах до крупности меньше 0,074 мм,
флотацию, биовыщелачивание, цианирование. Извлечение золота во
флотационный концентрат 82...87%. Степень окисления сульфидной
серы более 80%; нейтрализацию пульпы проводят известью, про-
мывку ведут противоточной декантацией. Извлечение золота при
цианировании 90%. Аналогичная технология, но без флотации, при-
нята на фабрике «Тонкин Спрингс» (США), на которой перерабаты-
вают руды с тонкозернистыми сульфидами, тонким и тонкодисперс-
ным золотом, содержание которого составляет 3,9 г/т. В схеме пре
дусмотрено биоокисление. Температура пульпы при биоокислении и
выщелачивании 30...40 °C. Извлечение золота 90%, а при прямом
цианировании 60%.
220
Ру^а
3 стадии дробления до крупности -12 мм
Измельчение I
Классификация в гидроцнклонах
Слив (80 % -0,074 мм)
Флотация
Концентрат
г~
Пески
Концентрат
Перечистка
I *~'"П I 1
Концентрат Измельчение II
На плавку
Цианирование
Фильтрация
Фильтрат
Огарок
""хЬоСТЪ!
Сгущение
Измельчение
I
Обогащение
на винтовых
сепараторах
Концентрат Огарок
._____I I
Улавливание
мышьяка
г
АззОз
1
Газы
Подземное
складирование ,
Цианирование В трубу
Фильтрация с
промывкой кека
Растворы
IJ
На осаждение золота
цинковой пылью
г
1
В отвал
4
На сорбцион-
ное цианиро-
b8hhcC‘CIL”)
Рис. 4.4. Схема обогащения на фабрике «Кембелл»
221
Дробление
J -7,5 мм
Измельчение
| -0,074 мм
Флотация
рсвостъГ
В отвал
концентрат
Жа«лш^21А1иД£О-£
Промывка противоточной
г__ДеИйтащицДсианя!_____
I слив сгущенный продукт |
Нейтрализация. Промывка противоточной
повышение pH декантацией (П стадия)___
'г.....“осадок| ^сгущенн^
Цианирование (CIL)
Рис. 4.5. Схема обогащения на фабрике «Остин»
На урановом предприятии «Эрго» (ЮАР) перерабатывают лежалые
хвосты с извлечением нз них золота, урана н получением серы в виде
сернистого газа, пригодного для производства серной кислоты. Золото
находится в нерастворимых в цнаннде формах, для вскрытия которых
необходим окислительный обжиг. Хвосты после репульпацнн до 39%
твердого флотируют при pH 3,5...4,0; расход флотореагентов, г/т: мер-
каптобензотназол натрия (собиратель) 85; днтнофосфат 12 (собиратель);
дауфрос 200 (вспениватель); сульфат медн 30 (активатор). Флотацион-
ный концентрат с содержанием 10 г/т золота, 400 г/т урана, 30% суль-
фидной серы при извлечении 45; 25 н 82% сгущается н поступает на
выщелачивание урана сернокислым раствором, нз которого он извлека-
ется жидкостной экстракцией с последующей реэкстрацней в виде диу-
раната натрия. Кек выщелачивания (пнрнтиый концентрат) после окис-
лительного обжига при температуре 650... 750 °C в печах КС н переводГ
222
его в огарок с содержанием 15 г/т золота охлаждают до 70 °C водой,
обезвоживают в сгустителях и направляют на цианирование по схеме
полного илового процесса. Золото из раствора осаждают цинковой пы-
лью с последующей кислотной обработкой, обжигом и плавкой в элек-
тропечи. Извлечение золота при цианировании 90% Хвосты фильтра-
ционного цианирования и хвосты флотации направляют на доизвлече-
ние золота методом Cih по схеме: угольная сорбция - элюирование из
угля щелочными цианистыми растворами с последующим осаждением
цинковой пылью.
На фабрике «Серро Колорадо» (Испания) перерабатывают руду
«железной шляпы», представленной гематитом, лимонитом с содер-
жанием золота 2,4 г/т и серебра 39 г/т. Благородные металлы тонко-
дисперсно вкраплены в рудообразующие минералы, что предопреде-
ляет весьма тонкий помол перед цианированием. В схеме предусмот-
рена промывка руды в скруббере после первой стадии дробления в
щековой дробилке с целью удаления глинистого материала. Класс
-16 мм после промывки поступает в измельчительный цикл, а
+ 16 мм - на вторую стадию дробления. Измельчение осуществляют в
шаровых мельницах в три стадии. Крупность измельченной руды
после второй стадии 70% класса -0,074 мм и после третьей стадии
80% класса -0,044 мм; измельчение мокрое без добавки цианида на-
трия. Выщелачивание золота раствором цианида осуществляется в
пачуках с последующим осаждением его цинковой пылью. Сквозное
извлечение золота 90%, серебра 40%.
Фабрика «Дилнайт» (Канада) перерабатывает пирротинсодержа-
щую золотую руду с содержанием 8% пирротина и 10 г/т золота по
гравитационно-флотационной схеме (рис. 4.6). Флотационный и гра-
витационный концентраты совместно доизмельчают в цианистых
растворах и цианируют в три стадии; золото из раствора осаждают
цинковой пылью. Извлечение золота 94,4%.
На фабрике «Коппер Рэнд» (Канада) перерабатывают пирротин-
пиритсодержащую медно-золотую руду с содержанием до 7 г/т золо-
та и 2,1% меди. Руда измельчается в три стадии: первая - в стержне-
вой мельнице в открытом цикле; вторая и третья стадии - в шаровых
мельницах, работающих в замкнутом цикле с гидроциклонами. Слив
гидроциклонов третьей стадии крупностью 70% класса -0,074 мм
поступает на флотацию. Извлечение крупного золота осуществляется
на отсадочной машине на сливе стержневой мельницы (рис. 4.7).
223
Руда после дробления
Измельчелие
“П----------
Отсадка
J. Концентрат
Классификация
Классификация
в гидроцнклонах
[ Пески'—' JZZZZZ71 Слив
П фпот а ц и я
[Концен- Хвосты
трат
Классификация
впздроццклриах^
Пески
Шлам
III флотация
Известь,
цианид
------------J
Пульпа Вода в
, отвал
В отвал
Измельчение
J -
Классификация
в гидросепараторе
^Пески Слив
Трехст аднальное
цианирование
Рис. 4.6. Схема обогащения на фабрике «Дилнайт»
224
Руда
-32+13мм|
ДроблениеШ
(хвосты концентрат
ченпеII
Классификация в
гидроциклонах
пески.. слив!
Отправка на
медеплавильный
завод
Классификация в
гидроциклонах
пески слив;
концентрат хвосты i
Перечистная флотация
^концентратхвосгьг
..Сгущение.
... .
Контрольная
перечистка I
pweinpaT хвосты^'
Контрольная флотация
концентрат хвосты |
-------- В хвостохрамили-
’ пище для получе-
ния заполнителя
Отправка на
медеплавильный
завод
Контрольная перечистка И
4
Классификация в
пшроцнклонах
рлйв"^
Допзмельчение
Рис. 4.7. Схема обогащения на фабрике «Коппер Рэнд»
225
Флотацию проводят на флотомашинах «Максвелл MX-12» и
«МХ-10» с объемом камер 40 и 20 м3 соответственно. На контроль-
ной и перечистной операциях установлены флотомашина «Денвер»
объемом 6...8 и 5,7 м2. Расход реагентов, г/т: амиловый ксантогенат
125; метилизобутилкарбинол 27; S-4037 (собиратель) 20; цианид на-
трия 37; известь 1000. Извлечение металлов, %: золота 84; серебра
68,6; меди 97,6. Концентраты отправляют на медеплавильный завод.
Фабрика «Опемиска» (Канада) перерабатывает руду аналогичного
вещественного состава; содержание металлов: золота 2,8 г/т; серебра
8,7 г/т; меди 1,16%. При флотационном обогащении получают кон-
центрат с содержанием золота 41 г/т; серебра 123 г/т; меди 21% при
извлечении: 89,6; 82,4; 96,4% соответственно. Применяемые флото-
реагенты: амиловый ксатогенат калия, Дауфрос-250, известь.
На фабрике «Хорешу» (Австралия) перерабатывают золотосодер-
жащую руду с содержанием золота 3,9 г/т; серебра 35 г/т, меди 4,1%.
Применяют гравитационно-флотационную схему. Измельчение
двухстадиальное в шаровых мельницах до крупности 75% класса -
0,074 мм; предусмотрена флотация сульфидных и окисленных мине-
ралов (рис. 4.8). Флотационный концентрат содержит до 40 г/т золо-
та, 360 г/т серебра и 30% меди.
На фабрике «Оянкос» (Чили) обогащают сульфидно-окисленную
золото-медную руду с содержанием 14 г/т золота и до 1,4% меди.
Медь представлена халькопиритом, хризоколлой, малахитом, азури-
том. В руде присутствует: пирит, марказит, пирротин, сфалерит. Зо-
лото в основном ассоциировано с пиритом и лимонитом. Часть золо-
та покрыта гидроксидными пленками. Схема переработки - флота-
ционная. В измельчение задают: цианид натрия, известь и сосновое
масло. Флотацию проводят при pH 9,4...9,6; в качестве собирателей
используют, г/т: аэрофлот Н 20; аэроксантогенат 301 60; аэрофлот
208 60; цианид 0,44; известь 800; флотомасло 90. Для флотации
окисленных минералов добавляют мыла эфирных кислот, дауфрос
250 и креозот. Концентрат содержит 113,8 г/т золота; 24,2% меди при
извлечении 82 и 81,5% соответственно.
На фабрике «Пэмоур Поркью Пайн» (Канада) перерабатывают
медно-золотую руду с содержанием золота 2,5 г/т по гравитационно-
флотационной схеме. Схема измельчения двухстадиальная. На выхо-
де шаровой мельницы первой стадии, работающей в открытом цикле,
установлены отсадочные машины для улавливания золота и золото-
содержащего пирита. Легкую фракцию отсадочных машин направляют
226
Измельчение
(мельница М 2)
Гравитационный Классификация в
концентрат гидроцнклонах
| слив пески I
Основная судьфцдяая флотация
концентрат хвосты
Перечистная
флотация
хвосты концен-
' трат
Контрольная сульфидная
_______флотация
| концентрат хвосты
Перечистная
флотация
иконцеит- хво- f
трат сты
Флотация окисленных
______________________
| концентрат хвосты
Перечистная
флотация
• ' хво-[
“П—
Сгущение
J концен-
трат
Отправка в Японию
('гущспле
В оборот В хвосто-
храншшще
Рис. 4.8. Схема обогащения на фабрике «Хорешу»
на вторую стадию измельчения в шаровой мельнице, работающей с
гидроциклонами, слив которых флотируют с получением медного кон-
центрата. Концентрат содержит: меди 20%, железа 35%, серы 36%, зо-
лота 97 г/т, серебра 157 г/т. Хвосты медной флотации доизмельчают в
трубной мельнице и направляют на пиритную флотацию в MX-14 (объ-
ем камеры 56 м3) и МХ-10. Применяемые реагенты: изопропиловый,
227
изоамиловый и амиловый ксантогенаты, аэрофлоты 20 и 25, сульфат
меди, сосновое масло. Шламы подвергают обработке депрессором Гу-
артех СМ-1047. Пиритный и гравитационный концентраты доизмель-
чают и цианируют. Извлечение золота 93% Золото из раствора осаж-
дают цинковой пылью. Фабрика «Квемонт» (Канада) перерабатывает
золотосодержащую медно-цинковую пирит-пирротиновую руду. В руде
содержатся, %: халькопирит 4,6; сфалерит 3,7; пирит 22; пирротин 32;
кварц и алюмосиликаты 28; золото 4,8 г/т; серебро 30 г/т; медь 1,6;
цинк 2,2. Золото находится в форме электрума, ассоциировано с халь-
копиритом и пиритом и в виде теллуридов. Схема включает (рис. 4.9):
измельчение руды в две стадии до крупности 50% класса -0,074 мм, три
стадии последовательной флотации (медная, цинковая, пиритная); аэра-
ционное кондиционирование в каждом цикле; улавливание части круп-
ного и мелкого нефлотируемого золота из части пульпы концентратов и
хвостов флотации на шлюзах с матерчатым покрытием; доизмельчение
хвостов пиритной флотацией перед контрольной до крупности 84%
класса -0,074 мм.
Пиритный концентрат вместе с хвостами перечистки медного
концентрата после доизмельчения до крупности 100% класса -0,074
мм цианируют. Применяемые реагенты: сода, сульфит натрия, циа-
нистый натрий, реагент 208, пентазоламилксантогенат калия, сосно-
вое масло (медный цикл); медный купорос, известь, сульфат аммо-
ния, цианид натрия, реагент 208, пентазоламилксантогенат калия
(цинковый цикл); вторичный бутиловый спирт, этилксантогенат ка-
лия (пиритный цикл). Извлечение металлов, %: медный концентрат -
меди 93,2; золота 77; серебра 57; цинка 13,5; цинковый концентрат -
цинка 75; меди 2,0; золота 2,1; серебра 5,3.
На фабрике «Дамэгэми» (Канада) обогащают сульфидно-вкрап-
ленную руду с содержанием 4,79 г/т золота и 8,39 г/т серебра. Грави-
тационно-флотационная схема включает: выделение золотого грави-
тационного и флотационного золото-медного концентратов, перера-
батываемых плавкой на медном заводе, и цианирование хвостов
флотации по угольно-сорбционной технологии. Измельчение в одну
стадию в шаровых мельницах, работающих в замкнутом цикле со
шлюзом и гидроциклонами. Слив гидроциклонов флотируют на фло-
томашинах «Максвелл» и «Дорр-Оливер» с уменьшением объема
камер к концу фронта флотации. Флотационные концентраты доиз-
мельчают и перечищают в известковой среде при pH 11,5 (для де-
прессии пирита). Золотосодержащий медный концентрат направляют
на плавку. Хвосты контрольной и перечистной флотации цианируют.
228
Дробления руд я
♦ =
И?м?лр1енне_
Классификация
Слив Пески
I аэрация с классификацией
Пески
Слив
Измельчение
______;
1 Си флотация
Хвосты
Концентрат
[I Си флотация
Хвосты
Концентрат
Г
Концентрат
HI Си флотация
II аэрация
Хвосты
Перечистная
Классификация
Промпродукт Концентрат
Пески
Слив
111 аэрация
Си концентрат
Zn флота! ;ия
V аэрация с
классификацией
I
Слив
Хвосты
Основная FeSi
флотация
Концентрат
IV аэрация
Хвосты Концентрат
V]аэрация с
классификацией
Перечистная
Слив
Пески
Измельчение
Пески
Флотация меди
v Хвосты Конце
Zn Промпродукт I
концентрат I I
Флотация
Контрольная I Ьмельчение
FeS: флотация I
I I
Концентрат Хвосты
Концентрат Хвосты
____| 4-
Классификация
Пески
Слив
Классификация
FeSj
Слив
I
В отвал
Пески
концентрат
На цианирование
Рис. 4.9. Схема обогащения на фабрике «Квемонт»
229
На фабрике «Флин-Флой» (Канада), перерабатывающей медно-
цинковые золото-серебросодержащие руды после выделения селек-
тивной флотацией медного и цинкового концентратов, цианируют
хвосты цинковой флотации для доизвлечения благородных металлов.
В медный концентрат извлекают 71% золота и 70% серебра; в цинко-
вый - 10,6 и 4,0% соответственно.
Фабрика «Уоррего» (Австралия) перерабатывает золото-медно-
висмутовые руды двух типов. Смешанная (усредненная) руда содер-
жит золота 2,5 г/т, из которого 90% амальгамируемого (свободного).
Схема обогащения (рис. 4.10) включает: измельчение в одну стадию
в мельнице самоизмельчения, работающей в замкнутом цикле с
двухъярусными конусами Рейчерта и гидроциклонами (циркули-
рующая нагрузка - более 200%).
Руда
£--------
Самопзмсльченне
I
Обогащение в конусах Рейчерта
| концентрат хвосты
Г рохоченис Классификация в
на дуговых грохотах
|,-0,4 мм +0,-1 мм !
Обогащение на вин- О т с а д ка
гидроцпклонах
| слив пески
товых сепараторах
^концентрат хвосты
Перечистка на
шлюзе "Warmап”
концеи хвосты
трат
♦
Перечистка на
шлюзе “Warman"
Коллективная
___Флотация
I концен- хвосты
1трат ,,
Селективная В отвал
концен- хвосты
трат
концен-
трат
--------$-------
На амальгамацию
флотация______
медный впсмуто-
концен- вый кон-
трат
центрат
хво-
сты
Цианирование
На гидрометал-
лургическую
переработку
Осаждение цинковой пылью
I
Обезвоживание
Кислотная обработка
! кек раствор|
Обжиг На получение Си
Л-
Плавка
Рис. 4.10. Схема обогащения на фабрике «Уоррего»
230
Концентрат конусных сепараторов с содержанием 30 г/т при из-
влечении золота 70% классифицируют на дуговых грохотах по клас-
су 0,4 мм с перечисткой подрешетного продукта на винтовых аппа-
ратах, а затем на шлюзах «Варман». Надрешетный продукт обога-
щают на отсадочной машине «Денвер», концентрат которой перечи-
щают на шлюзах. Промпродукты перечисток возвращают в измель-
чение. Флотацию легкой фракции ,полученной в конусах Рейчерта,
после классификации в гидроциклонах обогащают с получением
коллективного концентрата, содержащего 6% висмута, 23% меди,
40 г/т золота. После селекции получают висмутовый концентрат с
содержанием висмута 13%, меди 23%, золота 45 г/т и медный кон-
центрат, содержащий 0,7% висмута, 24% меди и 20 г/т золота. Для
подавления флотации минералов меди используют цианид натрия
(300 г/т). Концентраты перерабатывают гидрометаллургическими
методами.
На обогатительном комплексе «Олимпик Дэм» (Австралия) пере-
рабатывают сульфидную золот-омедную урансодержащую руду с
содержанием меди до 3,7%, золота 0,59 г/т, серебра 22,6 г/т и урана
0,13%. Медь в руде представлена халькопиритом, борнитом, халько-
зином. Схема включает: коллективную флотацию сульфидов меди и
золота; доизмельчение концентрата с последующим гравитационным
извлечением богатых фракций золота, серебра и меди, перерабаты-
ваемых раздельно по пиро металлургической схеме; гидрометаллур-
гическую схему выщелачивания хвостов гравитации (кислотная - с
выщелачиванием урана); флотацию кека в щелочной среде (рис. 4.11)
с получением сульфидно-золотого концентрата для плавки.
Комплекс «Консолидейтед Мэрчисон» (ЮАР) перерабатывает
золотосурьмяные руды. Золото в руде находится в свободном виде
и в форме субмикроскопических включений в сульфидах сурьмы.
Значительная часть золота тесно ассоциирована с арсенопиритом.
Порода представлена кварцем, доломитом, хлоритом и тальковы-
ми минералами. Руда содержит: золото 2 г/т; сурьму 1,8%; мышь-
як 0,2%. Руду измельчают в две стадии в шаровых мельницах. По-
сле каждой стадии измельчения ведут гравитационное обогащение
(рис. 4.12).
231
Руда
--------
^Флотация 1^
Концентрат Хв^
Измельчение
Гравитационное
обогащение
На извлечение Сгущение
золота и серебра
| H2SO4
♦
Сгущен! le H2SO4
Выщелачивание
Сгущение
с лроМЫВКОЙ
4----------J
Слив Сгущенный
продукт
В отвал
Au • Ag
товарный
продукт
Выщелачивание
4 4-----
Сгущение
Сгущенный Спив
продукт £_
I
Фильтрация
с промывкой
-J«KO8
I +
NaOH~~j Кек Промводы
Нейтрализация
Флотация 2
4---------г
Хвосты Концентрат
На металлургическую
переработку (плавку)
На очистку
от примесей
и извлечение
меди, урана
Рис. 4.11. Схема обогащения на фабрике «Олимпик Дэм»
232
Дробление
I «я стадия измельчения
Гравитационное обогащение
(столы с кордероевым покрытием)
Концентрат
Доводка
2~я стадия измельчения
!
Г равитащюннре обогащение
Амальгамация
Концентрат Гндроцнклонироваипе
Плавка
флотация
Лигатурное
золото
Au-Sb концентрат Хвосты
г
Цианирование
под давлением
Гпдроциклонироваияе
Фильтрация
Au-Sb
концентрат
Растворы
Сгущение^
Слив Сгущеный
продукт
Сушка, укупорка
t.
Производство
триокснда сурьмы
В хиоето-
хранилище
Товарный
..
Золотосодер-
щий шлак
Осаждение золота в
“угольных" колоннах
Рафинирование
.. ...i------
Не извлече-
ние золота
Рафинированная
Sb2Oj
Насыщенный
УГОЛЬ.
”4
В оборот На рафинировочный
завод Рэнда
Обсззолочен ими
раствор
В продажу
Рис. 4.12. Схема обогащения иа фабрике «Коисолидейгед Мэрчисои»
233
Разгрузку мельниц направляют на полиуретановый грохот с отвер-
стиями 2 х 25 мм. Надрешетный продукт (гальку) возвращают в мель-
ницу, а подрешетный (45% класса -0,074 мм) поступает на гравита-
цию на двухсторонние ротационные столы. Легкую фракцую столов
классифицируют в гидроциклонах с направлением песков на вторую
стадию измельчения. На сливах мельниц второй стадии установлены
концентрационные столы с кордероевым покрытием. Слив гидроцик-
лонов пропускается еще через серию кордероевых столов. Концентра-
ты всех стадий гравитации перечищают вместе на столах Джеймса.
Извлечение золота в гравитационном цикле 27...37%. Легкая фракция
гравитации поступает на флотацию. Флотацию минералов сурьмы и
тонкого золота ведут бутиловым ксантогенатом, аэропромотором 208,
дитиоофосфатом; активатор сурьмы - нитрат свинца, депрессор по-
родных минералов - декстрин, pH во флотации 6...7 регулируется
серной кислотой. Для снижения флотируемости сульфидов мышьяка
добавляют цианид натрия (до 80 г/т). Во флотационный золото-
сурьмяный концентрат извлекают до 40% золота, содержание в нем
золота 30 г/т. Концентрат перечищают на концентрационном столе и
цианируют. Из раствора золото извлекают активными углями. Кек
выщелачивания (сурьмяный концентрат) после обезвоживания и суш-
ки поступает в переработку на триоксид сурьмы.
На комплексе «Иеллоу Пайн» (США) обогащают золотосурьмяную
вольфрамсодержашую руду. Руда содержит, %: сурьму 1; оксид вольф-
рама 0,2; золото 2,6 г/т, серебро 28,3 г/т. Схема обогащения (рис. 4.13)
включает: коллективную флотацию при pH 8,4, которая ведется при
расходе реагентов, г/т: кальцинированная сода 317; каустик 227; соби-
ратель Z-11 ПО; уксуснокислый свинец 340; медный купорос 180. Хво-
сты сульфидной флотации поступают на шеелитовую флотацию. Сурь-
мяный и золотой концентраты раздельно подвергают окислительному
обжигу при температуре 350...730 °C, с последующей переработкой
огарков с получением конечной продукции.
Фабрика «Хиллгрув» (Австралия) перерабатывает стибнитовые
(сурьмяные) руды жильного типа, содержащие пирит, пирротин, ар-
сенопирит, шеелит, графит, золото. Минералы породы - кварц, хло-
рит, кальцит. Руда содержит: сурьму 4,5%, золото 9 г/т. Измельчение
ведут в одну стадию. На мельнице смонтирована бутара с размером
отверстий 3 мм. Мельница работает в замкнутом цикле с гидроци-
клонами. Верхний продукт бутары возвращается в мельницу. Подре
шетный продукт бутары (слив мельницы) поступает на конусный се-
234
Руда
Дробление
Измельчение
В сттожнерой мельнице де 96 % -1.6 мм.
Пульпа
Разделение на 5 потоков
Классификация
(5 классификаторов)
Слив 97 % АЗ мм
Пески
Измельчение в шаровой мельнице
Контакте реагентами (3 ч)
Основная сульфидная
флотация
Измельчение
Хвосты
Концентрат
Классификация
Контрольная
флотация
Слив
95 % Аи74 мм
Пески
Хвосты Концентрат
Контакт с реагентами (2 ч)
Основная
сульфидная
флотация
Осно а и ая шеелитовая флотация
Концентрат Хвосты
Концентрат
Хвосты
Перечистка
Г идроцнк-
локирование
I перечистка
В отвал
Концентрат Хвосты
Пески
Слив
Хвосты Концентрат
Контакт с реагентами
11 перечистка
Основная флотация золота
Хвосты Концентрат
О бесшл а мл и ванис
Слив
Пески
Хвосты
С тушение
Фильтрация
Сгущение
Фильтрация
Сушка
Перечистка золота
Концентрат
Сгущение
Хвосты
Концентрация
на столах
Пром пр.
Хвосты
В отвал
Сушка
Сурьмяный
концентрат
Фильтрация
Сушка
Золотой
концентрат
Низкосортный
вольфрамовый
концентрат
Высокосортный
вольфрамовый
концентрат
Рис. 4.13. Схема обогащения на фабрике «Иеллоу Пайн»
235
паратор Рейчарта, концентрат которого перечищается сначала на
винтовых сепараторах, а затем на концентрационном столе. Гравита-
ционный концентрат содержит 2000 г/т золота при извлечении 40%.
Слив гидроциклонов крупностью 60% класса -0,074 мм поступает на
флотацию. Вначале флотируют сурьму этиловым ксантогенатом
(107 г/т) и МИБК с добавками активатора - азотнокислого свинца
(1600 г/т). Стибнитовый концентрат содержит 60% сурьмы, 0,4%
мышьяка и 40 г/т золота; извлечение сурьмы 95%. Затем флотируют
арсенопирит; в концентрате содержится мышьяк 20%, сурьма 5%,
золото 200 г/т (извлечение золота в операции - 70%). Золото из
сурьмяного концентрата извлекают выщелачиванием кислыми рас-
творами тиокарбамида, из которых его осаждают на активных углях.
На золоторудном комплексе «Калгурли» (Австралия) руды пред-
ставлены упорными сульфид-теллуристыми формами. Золото в них
находится в самородном состоянии, но тесно ассоциировано с пири-
том, арсенопиритом, халькопиритом и теллуридами. Схема измель-
чения двухстадиальная: первая стадия в стержневой, вторая - в ша-
ровых мельницах. Измельчение руды до крупности 75% класса -
0,074 мм. Для улавливания свободного золота на сливе стержневой
установлены концентрационные столы; концентрат амальгамируют и
после отпарки амальгамы плавят на слитки золота. После второй ста-
дии измельчения проводят флотацию сульфидов и золота. Сульфид-
ный концентрат и хвосты флотации раздельно сгущают и цианируют.
Для сульфидного концентрата применяют цианирование в две стадии
с промежуточным окислительным обжигом, при котором вскрывает-
ся золото, связанное с сульфидами и теллуридами. Золото из циани-
стых растворов осаждают цементацией цинковой пылью.
Фабрика «Арктик» (Канада) перерабатывает золото-серебряную
свинецсодержащую руду с содержанием золота 20 г/т и серебра
615 г/т. Схема обогащения (рис. 4.14) включает двухстадиальное из-
мельчение в шаровых мельницах. На разгрузке мельницы первой
стадии измельчения установлена двухкамерная диафрагмовая отса-
дочная машина. Слив гидроциклона второй стадии измельчения
крупностью 70% класса -0,074 мм направляют на серебро-свин-
цовую флотацию, из камерного продукта которой флотируют золо-
тосодержащие сульфиды.
236
Руда
I
Дробление
...I I
Измельчение
Обсадка
Классификация Концентрат
Р 'I I
Измельчение На амальгамацию
I I
Классификация Слив
Перечистная
Флотация
▼
Концентрат
Сгущение,
фильтрация
Ag-Pb
концентрат
^Эсновная Au флотация^
Перечистная Хвосты
. флотация |
| В отвал
Концентрат
КаСЫд ^Сгущение, фильтрация^
Цианирование Слив (фильтрат)
На свпнцо- Сгущение В оборот
вый завод I——I
Слив Фильтрация с
промывкой кеков
Фильтрат Кек
I I В отвал
Осветление
Осаждение Au
. I_________
Аи-содфжащиЙ
осадок
~1---------"
На плавку
Рис. 4.14. Схема обогащения иа фабрике «Арктик»
Фабрика «Кидд Крик» (Канада) перерабатывает руды, представ-
ленные силикатными и графитсодержащими породами. Руды счита-
237
ются упорными для цианистого процесса. В руде присутствует золо-
тосодержащий пирит. Схема обогащения (рис. 4.15) включает: одно-
стадиальное измельчение в замкнутом цикле с отсадочной машиной
и гидроциклонами. Концентрат перечищают на концентрационном
столе и отправляют на медеплавильный завод. Хвосты отсадки после
классификации поступают на флотацию. Общее извлечение золота
составляет 96%, в том числе гравитацией - 65%.
Руда (-28Л мм)
Измельчение
.Отсадка
Коцентрат
Перечистка на столе
Хвосты
Концентрат
Хвосты
Классификация в
гидроцнклоиах
слив
Отправка на
медеплавиль-
ный завод
Основная флотация
»ат
ХВОСТЫ
Перечистка
Контрольная
Флотация ...
Концентрат
I- Концентрат Хвосты
B:OTWT
Слив Сгущенный
, I продукт
В оборот Фильтрация
Фильтрат ... Кёк
I (золотосо*
ДерЖв ЩНЙ
концентрат)
Отправка на
медеплавиль-
ный завод
Рис. 4.15. Схема обогащения на фабрике «Кидд Крик»
К
238
ЗИФ им. Матросова перерабатывает мало сульфидные углисто-
сланцевые руды Наталкинского месторождения. Дробленая руда
измельчается в шаровой мельнице, работающей в замкнутом цик-
ле со спиральным классификатором и отсадочными машинами
МОД-4. Концентрат перечищается на концентрационных столах с
доизмельчением промпродуктов в шаровых мельницах. Конечный
концентрат амальгамируют с последующей переработкой амаль-
гамы на шлиховой металл или подвергают металлургической
плавке. После второй стадии измельчения и двойного гидроци-
клонирования слив поступает на флотацию (основная, контроль-
ная, перечистная). Во флотацию подают реагенты: бутиловый
ксантогенат (ПО г/т), вспениватель Т-66 (100 г/т). Флотоконцен-
трат и промпродукты гравитации после доизмельчения до крупно-
сти 0,074 мм и сгущения до 50% твердого направляют на сорбци-
онное выщелачивание с использованием ионообменной смолы
АМ-2Б. Переработка смолы ведется по стандартной схеме: очист-
ка от рудных частиц, кислотная обработка, десорбция золота тио-
карбамидными растворами, щелочная обработка. Извлечение зо-
лота в золотосодержащий продукт, направляемый в аффинажную
переработку, около 78%. Расход реагентов в гидрометаллургиче-
ском цикле, г/т: цианид натрия 1300; тиокарбамид 1300; серная
кислота 5300; каустическая сода 400; смола АМ-2Б 200.
В Иргиредмете разработана гравитационная технология перера-
ботки золотосодержащей руды месторождения Голец Высочайший
(Ленский регион). Руды мало сульфидные, минералы которых пред-
ставлены кварцем, карбонатами, глинисто-слюдистыми формами,
полевыми шпатами, сульфидами железа (пирит, марказит, пирро-
тин) и минералами цветных металлов, углистым веществом. Со-
держание золота составляет 2,1...5,4 г/т; свободного амальгамируе-
мого золота до 90%, связанного с сульфидами 2...5%. Схема преду-
сматривает двухстадиальное измельчение до крупности 80...85%
класса -0,074 мм, гравитационное обогащение с использованием в
первой стадии отсадки, во второй - центробежных концентраторов
«Нельсон», доводку гравитационных концентратов, плавку и циа-
нирование промпродуктов гравитации. Извлечение золота в пере-
чищенный золотой концентрат - около 62%, в промпродукт грави-
тации - 25%. В хвостах потери золота составляют 13% при содер-
жании золота 0,4 г/т. В 2004 г. фабрика производительностью
2700 т/сут. введена в эксплуатацию с достижением проектных пока-
239
зателей. В первой стадии измельчения установлена мельница полу-
самоизмельчения ММПС 5500x1800, работающая в замкнутом цик-
ле с отсадочной машиной JT3-1 (КНР) и спиральным классифика-
тором IFG-24. Во второй стадии - мельницы шаровые MQZ
3200x3600 (КНР) объемом 25 м3, работающие в замкнутом цикле с
отсадкой JT3-1. Схема приведена на рис. 4.16. Концентраты отса-
дочных машин поступают на концентрационные столы BY
4500x1830 и BY 2100x1050 (КНР), концентрат которых направляют
на доводку на столе СКО-0,5.
Таблица 4.2
Показатели обогащения руды на ЗИФ месторождения Голец-Высочайший,
заложенные в регламенте
Продукт Вариант I (максимальный выход промпродукта гравитации) Вариант II (минимальный выход промпродукта гравитации)
Выход, % Содержа- ние Au, г/т Извлечение Au, % Вы- ход^ Содержа- ние Au, г/т Извлечение Au, %
«Золотая головка» 0,001 185 400,0 61,8 87,0 0,001 181 800,0 60,6 80,1
Промпродукт гравитации 2,109 35,8 25,2 0,47 124,5 19,5
Хвосты грави- тации 97,89 0,4 13,0 99,529 0,6 19,9
Исходная руда 100,0 3,0 100,0 100,0 3,0 100,0
Таблица 4.3
Результаты работы ЗИФ ОАО «Высочайший»,
фактически полученные при эксплуатации предприятия
Продукт По данным опробования Балансовые показатели фабрики
Выход, % Содержа- ние Au, г/т Извлечение Au, % Вы- ход^ Содержа- ние Au, г/т Извлечение Au, %
«Золотая головка» 0,0011 235 075 79,32 0,0011 218418 82,0
Хвосты в т.ч.: 99,9989 0,67 20,68 99,9989 0,527 18,0
слив гидро- циклоиа 69,6 0,58 12,3 70 0,4 9,5
хвосты гравитации 30,3989 0,9 8,38 29,9989 0,82 8,5
Исходная руда 100,0 3,26 100,0 100,0 2,93 100,0
240
Ш^йнруж
ШйШвн^МЯИ® #
^КвИЕЕЙ*ж1йЙЖЙИ^
Xmxiw;
d; KpHUJiirnprr'
t,-„i,„i........i„,i„
Ml
Пески
Н1ЙЙЖ>^НйШ
.KfecQiiKW» О ГШ5Й
ЖЙ1
®ЭД&:
Ощд^а JT34
&йй«рг
Bw
iin
ш» 1^'
мвййшьЖ1ОШ1
(«Й»
Рис. 4.16. Технологическая схема обогащения руды на ЗИФ ОАО «Высочайший»
Промпродукты классифицируют на гидроциклонах KREBS-10,
песковую фракцию доизмельчают в мельнице MQZ 1500x3000 (КНР)
и перечищают на столах BY 4500x1830 и BY 2100x1050. Гравитаци-
онная «головка» содержит 700...750 кг/т золота, гравитационный
концентрат содержит 80... 160 кг/т, концентрат КС-СД 10 содержит
30...80 кг/т золота, которые после сушки объединяют и плавят. Об-
щее извлечение золота в слиток 80...82%. С учетом цианирования
промпродукта гравитации общее ожидаемое извлечение золота со-
ставит 87%, содержание золота в хвостах 0,4 г/т (табл. 4.2, 4.3).
На рис. 4.17 приведена технология переработки руд месторожде-
ния «Сухой Лог» по гравитационно-флотационной схеме. Она пер-
воначально предусматривала гравитационно-флотационное обога-
щение руды, глубокую доводку концентрата с плавкой «золотой го-
ловки» и гидрометаллургическую переработку смеси промпродукта
и флотационного концентрата методом «смола в пульпе». Усовер-
шенствованная схема (см. рис. 4.17) предусматривает гравитацион-
но-флотационную перечистку флотационного концентрата. Гравита-
ционная часть доводки включает: гидро цикло нирование, слив кото-
рого снова перечищают методом флотации; концентрат флотации
дополнительно гидроциклонируют; слив вторичного гидроциклони-
рования является «углистым» концентратом, а хвосты - оборотным
продуктом. Пески гидро цикло нов направляют в общий цикл доводки
гравитационных концентратов. Для переработки богатого концен-
трата принята импульсно-перколяционная технология интенсивного
цианирования в аппаратах конусного типа. Сульфидный концентрат
(хвосты перечистки) и «углистый» продукт перерабатывают по тех-
нологии сорбционного выщелачивания золота по методу «уголь в
пульпе». При этом использован процесс высокотемпературной
(165... 175 °C) автоклавной десорбции золота.
В табл. 4.4 и 4.5 приведены химический состав и показатели из-
влечения золота.
242
Исходная руда
Рис. 4.17. Схема обогащения на фабрике, перерабатывающей руды
месторождения Сухой Лог
243
Таблица 4.4
Химический состав руды и продуктов обогащения,% масс.
Компоненты Руда Сульфидный концентрат Углистый концентрат
Нерудные
SiO2 54,9 20,0 60,0
А12О3 16,0 5,9 15,0
СаО 0,5 0,1 0,2
MgO 3,3 — 0,7
К2О 3,2 1,0 3,6
Na2O 1,7 0,8 2,4
Т1О2 0,9 0,4 1,2
с 2,1 3,2 13,7
Итого 82,6 31,4 96,8
Рудные
S 1,1 25,3 0,6
Fe 4,9 33,9 2,2
Итого 6,0 59,2 2,8
Au, г/т 2,65 24,1 2,5
Таблица 4.5
Технологические показатели извлечения золота
из руды месторождения Сухой Лог
Параметры Варианты технологии
Базовый Усовершенствованный
Выход конечных продуктов, %: - «золотая головка» 0,00069 —
- богатый концентрат — 0,12
- сульфидный концентрат 2,6 1,95
- углистый концентрат 1,76 0,52
Итого 4,36 2,59
Содержание золота, г/т: - «золотая головка» 215 080 —
- богатый концентрат — 1630
- сульфидный концентрат 24,6 24,1
- углистый концентрат 21,4 2,5
Извлечение золота в продукты обогащения, %: - «золотая головка» 56,2
- богатый концентрат — 76,0
- сульфидный концентрат 24,5 17,6
- углистый концентрат 14,2 0,5
Итого: 94,9 94,1
244
Окончание табл. 4.5
Параметры Варианты технологии
Базовый У совершенствованный
Извлечение золота в товарную продукцию, %:
пирометаллургией 56,18 —
гидрометаллургией 36,1 92,70
Итого 92,28 92,70
Магнитогравитационная сепарация (МГС) часто применяется для
доводки золотосодержащих концентратов. Сепараторы ФГС-1 рабо-
тают на предприятиях «Северовостокзолото» и «Алданзолото». Маг-
нитогравитационный сепаратор МГС-ПЗ применяют в схеме доводки
золотоизвлекательной фабрики на месторождении Каральвеем (Чу-
котка). Фабрика работает по схеме (М.Б. Евтушенко): двухстадиаль-
ное измельчение с обогащением на отсадочных машинах после пер-
вой стадии и на винтовых сепараторах - после второй; концентраты
отсадки и сепараторов перечищают на концентрационных столах с
получением «золотой головки» и промпродукта; промпродукт доиз-
мельчают и дообогащают. «Золотая головка» концентрационных
столов является питанием МГС-ПЗ и содержит 50...250 кг/т золота,
80% которого связано с арсенопиритом, что естественно требует до-
водки перед плавкой. В табл. 4.6 приведено распределение золота по
классам крупности гравитационного концентрата.
Таблица 4.6
Распределение золота по классам крупности
Крупность, мм Выход, % Распределение золота, %
+ 1,0 12,2 2,8
-1,0+0,5 15,2 10,2
-0,5+0,25 26,2 31,5
-0,25+0,1 27,8 29,2
-0,1+0,05 10,4 16,5
-0,05 3,2 9,8
Итого 100,0 100,0
Значительная часть золота связана с классом +0,1 мм и частичка-
ми пластинчато-чешуйчатой формы. Доводка на МГС-ПЗ проводи-
лась следующим образом: сухой концентрат рассеивали на классы
+2,0 мм и -2,0 мм; магнитную фракцию из материала -2,0 мм выде-
ляли в две стадии; затем проводили МГС немагнитной фракции; ре-
245
генерацию ферромагнитной жидкости из продуктов магнитного обо-
гащения; класс +2,0 мм подвергали ручной разборке. В табл. 4.7.
приведено распределение золота по продуктам обогащения.
Таблица 4.7
Распределение золота по продуктам обогащения
Продукты Выход, % Содержание золота, кг/т Извлечение золота, %
Фракция +2,0 мм 7,4 1,8 0,09
Ферромагнитная фракция 1,96 2,0 0,02
Парамагнитная фракция 2,98 40,0 0,71
Хвосты МГС-ПЗ 65,82 3,0 1,18
Концентрат МГС-ПЗ 21,84 750,0 98,0
Исходный концентрат 100,0 167,0 100,0
Общее извлечение золота составило 98%; извлечение от операции
на сепараторе МГС-ПЗ - 98,8%. МГ-сепараторы на материале круп-
ностью -0,1 мм работают неэффективно, так как резко возрастает
расход ферромагнитной жидкости, снижаются производительность и
извлечение золота. Хвосты обогащения МГС отправляют на циани-
рование вместе с промпродуктами первичной доводки.
Весьма трудным объектом для гравитационно-флотационного из-
влечения представляют руды с тонкодисперсным золотом. Руда ме-
сторождения Макмал (Киргизия) содержит около 3 г/т золота, 50%
которого находится в тонко дисперсном состоянии. В табл. 4.8 пред-
ставлен фракционный состав пробы руды, измельченной до 93%
класса -0,074 мм.
Таблица 4.8
Фракционный состав и распределение золота по крупности
Классы крупности, мм Выход, % Содержание зо- лота, г/т Распределение золота, %
+0,25 0 0 0
-0,25+0,16 0,9 4,2 1,14
-0,16+0,074 5,8 3,1 5,45
-0,074+0,05 6,4 2,9 5,62
-0,05+0,02 29,1 3,6 31,74
-0,02 57,8 3,2 56,05
Итого 100,0 3,3* 100,0
* Среднее значение.
246
Фазовый состав представлен, %: 20 - свободного амальгамируе-
мого золота; 54 - цианируемого; 25...26 - в пленках карбонатов,
сульфидах, кварце. По гранулометрическому и фазовому составу ос-
новными способами извлечения золота являются флотация и выще-
лачивание. Исследованиями С.И. Митрофанова [58] показано, что
флотация золота возможна при pH 6,8... 8,6, высоком расходе ксанто-
гената 150...200 г/т в присутствии активаторов и сульфидизаторов и
весьма тонком помоле руды - 93% содержания класса -0,074 мм. Из-
влечение золота в концентрат флотации составляет 55...65% при со-
держании его в суммарном концентрате 15...35 г/т. Потери золота с
хвостами флотации обусловлены свободными частицами золота кол-
лоидной крупности и структуры, которые достаточно легко физиче-
ски сорбируются на активированном угле и смоле АМ-2Б (в отсутст-
вие растворителей золота). Амальгамируемого золота в хвостах фло-
тации не обнаружено, а содержание цианируемого золота составляет
75%. Сверхтонкое золото из хвостов флотации может быть извлечено
методом кучного выщелачивания с предварительным окомкованием
обезвоженных хвостов по известной классической технологии.
Были изучены условия и механизм разделения золотосодержащих
арсенопирита и пирита [91]. Установлены контролируемые парамет-
ры, позволяющие прогнозировать поведение сульфидов железа во
флотационном процессе. Показано, что арсенопирит и пирит с незна-
чительным количеством примесей имеют близкие флотационные
свойства. Минералы с высоким содержанием меди, золота, мышьяка
эффективно флотируют в слабо- и сильно щелочной средах. С повы-
шением содержания меди в образцах сульфидов возрастает количе-
ство ксантогената меди на поверхности пирита и арсенопирита. С
повышением щелочности разница в сорбции ксантогената на пирите
возрастает, особенно при рН> 11; на арсенопирите она существенно
ниже - при pH > 9. Синтезированы собиратели, повышающие кон-
трастность технологических свойств золотосодержащих пирита и
арсенопирита. Собиратели на основе дитиокарбаматов, циклического
тритиокарбамата, оксиалкилсульфидов обеспечивают высокую се-
лективность разделяемых минералов. Так, диметилдитиокарбамат
образует на поверхности арсенопирита прочные слабо гидрофобные
соединения, что создает условия для депрессии арсенопирита в из-
вестковой среде при флотации пирита ксантогенатом. Избиратель-
ность действия новых собирателей является следствием различий
соединений на поверхности пирита и арсенопирита и, возможно, об-
247
разованием комплексных соединений с катионами железа (II) или
меди (II). Чем больше серы и меди на поверхности пирита в присут-
ствии собирателей, тем выше флотоактивность.
Исследования упорной золото-кварцевой руды Васильковского
месторождения показали перспективность применения гравитацион-
но-флотационной схемы обогащения. Дробленую руду крупностью
менее 10 мм рассеивали по крупности на эти же классы. Каждый из
классов обогащали с применением гравитационного обогащения.
Легкую фракцию с содержанием золота 2,4 г/т объединяли со шла-
мовым отсевом и измельчали до крупности 92% класса -0,074 мм,
после чего флотировали бутиловым ксантогенатом (150г/т) и пено-
образователем Т-66 (100 г/т). Тяжелую фракцию с содержанием зо-
лота 22,38 г/т объединяли с концентратом флотации (8,83 г/т), доиз-
мельчали до 80% класса -0,074 мм и цианировали. По предлагаемой
схеме извлечение золота из руды составило 89,9%.
В Красноярском крае три золотоизвлекательные фабрики (Совет-
ская, Олимпиадинская, Артемовская) обогащают руды по флотаци-
онной технологии. Исследовались собиратели, разработанные Ин-
ститутом органической химии Уфимского научного центра РАН и
ОАО «Бератон». Результаты сопоставимы с результатами, получен-
ными при использовании собирателей зарубежных фирм.
Для повышения эффективности флотации золотосодержащих ми-
нералов иногда используют диспергацию и селективную флокуля-
цию. На рудах и концентратах Дарасунского месторождения, харак-
теризующихся значительным содержанием тонкодисперсного в
сульфидах золота (пирит и арсенопирит), исследовано влияние дис-
пергации (измельчение в шаровой мельнице) и флокуляции (высоко-
молекулярные полимеры - ПАА и санфлок). При флотации руды с
содержанием 7,5 г/т золота и 1,05% мышьяка применение флокулян-
тов повышает извлечение золота на 6.. .7% и серебра до 2%.
В.А. Бочаров, В.А. Игнаткина и другие [59] исследовали новые
модифицированные собиратели серии СГМ, которые синтезировали
в институте «Гинцветмет» на минеральных фракциях пирита, сфале-
рита, халькопирита. Опыты по беспенной флотации проводили на
трубке Халимонда на моно минеральных фракциях крупностью
-50+10 мкм; диапазон pH изменялся от 8,0 до 12,0; концентрации
собирателя - от 5 до 50 мг/л. Механизм закрепления собирателей на
поверхности изучаемых минералов исследовали методами диффе-
ренциально сканирующей калориметрии и ПК-спектроскопии. Тер-
248
мографические исследования по десорбции собирателей с поверхно-
сти минералов выполнены на дифференциально-сканирующем кало-
риметре ДСК-111; поверхностные соединения собирателей изуча-
лись на ИК-спектрофотометре «Спекорд М-80».
Мономинеральные фракции пирита крупностью -50 +10 мкм пло-
хо флотируются реагентом СГМ-5. Извлечение пирита при примене-
нии реагента СГМ-1 на 5 % ниже, по сравнению с ксантогенатом;
извлечение сфалерита, наоборот выше на 14 %.
Результатами термической десорбции показано, что бутиловый
ксантогенат в большей степени закрепляется на поверхности халько-
пирита. Исследования по десорбции реагента СГМ показали, что на
поверхности минералов реагент СГМ закрепляется значительно
меньше.
Данные ИК спектроскопии подтвердили, что более четко характе-
ристические полосы ксантогената зафиксированы на спектре халько-
пирита. Характеристические полосы СГМ зафиксированы на спек-
трах сфалерита и халькопирита. Измерение краевых углов смачива-
ния на минералах подтвердили результаты флотационных опытов; на
пробе шахтной руды Гайского месторождения с применением соче-
тания реагента СГМ-1 и ксантогената показан прирост извлечения
золота и меди в медный концентрат на 1,5 и 2,5% соответственно.
Применение сочетания сильных (ксантогенатов) и слабых (моди-
фицированных дитиофосфатов серии СГМ) собирателей позволяет
повысить селективность флотации колчеданных руд, за счет сниже-
ния флотоактивности пирита и повышения извлечения минералов
меди (халькопирит и др.) и цинка (сфалерит).
В классическом процессе селективной флотации сульфидных руд
цветных металлов (медно-цинковых, полиметаллических) в качестве
подавителей и собирателей часто применяют цианид, сульфат цинка и
ксантогенаты соответственно. С переходом на технологии с полным
исключением цианида как основного подавителя сфалерита и пирита и
применением малоселективного собирателя - бутилового ксантогената,
возникли значительные проблемы с депрессией основного рудообра-
зующего минерала сульфидных руд - пирита. Модификации пирита со
скрытокристаллической, метаколлоидной структурой, колломорфные,
разрушенные с неровной поверхностью, легкошламующиеся становятся
флотоактивными. Сернистый натрий, используемый вместо цианида,
при концентрациях менее 50... 100 мг/л практически является не пода-
вителем, а активатором флотации сульфидных минералов. Установлено,
249
что сернистый натрий при расходах 30... 50 г/т руды активирует флота-
цию сульфидных и окисленных минералов цветных металлов и сульфи-
дов железа. Исключение из процесса селективной флотации сульфид-
ных руд цианида и замена его сернистым натрием привели к активации
флотации многих модификаций пирита, что способствовало накопле-
нию его в промпродуктах и образованию значительных циркуляцион-
ных нагрузок во флотации (до 300% и более), особенно в циклах цинко-
вой флотации.
Недостатком применения ксантогенатов является то, что они про-
являют высокие собирательные свойства практически ко всем суль-
фидным минералам, что, естественно, создает значительные трудно-
сти при селективном разделении минералов меди, свинца, цинка и
особенно пирита. В последние десятилетия в связи с возросшими
требованиями к токсичности технологических режимов цианид ис-
ключен из процесса флотации и заменен сернистым натрием или
другими серосодержащими модификаторами. С переходом на бес-
цианидные технологии возникли проблемы получения качественных
концентратов при селективной флотации медно-цинковых руд и кол-
лективных концентратов. Вследствие высокой флотоактивности от-
дельных разновидностей пирита содержание меди в медных концен-
тратах не превышает 14... 18%. Значительная часть пирита в медном
концентрате (более 50%) представлена свободными от сростков зер-
нами. Попытки снижения содержания пирита в медном концентрате
с применением тепловой обработки, использование сочетаний раз-
личных депрессоров, не улучшают результатов селекции, но снижа-
ют извлечение меди и золота. Применение в качестве собирателей
сочетания ксантогенатов - бутилового и изопропилового - в этом
режиме подавления флотации сфалерита и пирита часто становится
малоэффективным. Попытки найти условия повышения эффективно-
сти этой пары, подбирая pH, соотношение расходов и концентраций
собирателя и подавителя, модифицирование флотореагентов, темпе-
ратурный режим и т.д. пока не дали ощутимых результатов.
Авторами выполнены исследования по поиску собирателей, более
селективных по отношению к пириту. Выбор собирателей для фло-
тации пиритных медно-цинковых руд определяется технологически-
ми особенностями минерального сырья. Наиболее характерные из
них: многообразие модификаций пирита и минералов меди, присут-
ствие в руде одновременно природно-активированной и труднофло-
тируемой разновидностей сфалерита; неравномерная вкрапленность
250
сульфидных минералов. Отмеченные факторы должны определять
выбор таких собирателей, которые имели бы высокую собиратель-
ную способность применительно к сульфидным минералам меди,
цинка, благородным металлам, обладали бы высокой селективностью
по отношению к пириту - основному рудообразующему минералу.
В последние годы в практике флотации руд применяют сочетание
собирателей с сильными и слабыми собирательными свойствами.
Положительный опыт использования таких собирателей имеется при
обогащении медно-молибденовых руд на обогатительной фабрике
СП «Эрдэнэт» (Берафлот 3026) и медно-никелевых руд на обогати-
тельных фабриках предприятия «Норильский никель», где испыты-
вались собиратель S-703, а в последнее время реагент ДМДК. Для
руд Гайского месторождения институтами МИСиС и «Гинцветмет»,
в разные периоды исследованы индивидуально и в сочетании соби-
ратели: бутиловый и изопропиловый ксантогенаты (1:1), на которых
в настоящее время работают обогатительные фабрики Гайского ГО-
Ка и других предприятий Уральского региона; бутиловый ксантоге-
нат и аэрофлот; меркапто бензотиозол (МКБТ) и бутиловый ксанто-
генат, модифицированный галогенидом, и многие другие режимы.
Показано, что все они в сочетании с бутиловым ксантогенатом или
индивидуально улучшают показатели обогащения. Исследованы об-
разцы синтезированных в институте «Гинцветмет» различных соби-
рателей серии СИГ и СГМ. Предварительно исследованы собиратели
фирмы Mineralsintemationalreagents (S-703, S-701, F-100 и др.), в со-
став которых входят 1-3 компонента, имеющие разные физико-
химические характеристики. Например, в собиратель S-703G входят
компоненты: диалкилдитиофосфат, диалкилсульфид и алкиловый
эфир полипропиленглико ля. Его российские аналоги, например со-
биратель «Берафлот 3026» и другие, исследованы и испытаны на
мед но-молибденовых рудах СП «Эрдэнэт», на медно-цинковых ру-
дах ОАО «Гайский ГОК». Собиратель S-703 проверен на многих ти-
пах руд цветных металлов других месторождений России. Замена
30...40% бутилового ксантогената и снижение общего расхода соби-
рателей на 20% обеспечивает прирост извлечения меди 1,0... 1,5%,
золота 1,5...3,0%. Однако перечисленные собиратели не нашли прак-
тического применения на предприятиях РФ или из-за высокой стои-
мости, превышающей цену ксантогената в 4-5 раз, или отсутствия в
РФ базы производства этих флотореагентов.
251
На синтезированном в Гинцветмете собирателе серии СИГ прове-
дены лабораторные исследования и промышленные испытания в со-
четании с бутиловым ксантогенатом на одной из секций обогати-
тельной фабрики ОАО Гайский ГОК. По сравнению с одним ксанто-
генатом получен прирост извлечения меди, золота, цинка.
В последние годы в институтах «Гинцветмет» и МИСиС синтезиро-
вана другая серия собирателей СГМ. На образцах собирателей этой
серии в лабораториях институтов МИСиС, «Гинцветмет» и Гайского
ГОКа на пробах медно-цинковых руд выполнены исследования по
различным схемам коллективно-селективной флотации. По результа-
там серийных опытов исследуемые собиратели как при индивиду-
альном применении, так и в сочетании с ксантогенатом обеспечива-
ют повышение извлечения металлов и качества концентратов. Пока-
зано, что новые собиратели в сочетании с бутиловым ксантогенатом
при общем расходе 70 г/т и соотношении 1 : 1 обеспечивают получе-
ние достаточно качественных концентратов и прирост извлечения
металлов (табл. 4.9 и 4.10).
Таблица 4.9
Результаты коллективной флотации с новыми собирателями
в сочетании с ксантогенатом при соотиошеиии 1,33 : 1
(общий расход 40...30 г/т) (схемные опыты)
Продукты Выход, % Содержание, % Извлечение, %
Си Zn Аи Ag Си Zn Аи Ag
Бутиловый ксантогенат, 80 г/т
Медно-цинковый концентрат 12,3 12,4 6,2 6,16 79,1 84,7 78,3 51,9 56,9
Хвосты 87,7 0,31 0,24 0,85 8,4 15,3 21,7 48,1 43,1
Руда 100,0 1,79 0,97 1,47 17,1 100 100 100 100
Бутиловый ксантогенат + собиратель СГМ-1
Медно-цинковый концентрат 11,7 13,5 6,65 7,7 91,0 85,6 82,0 60,0 63,0
Хвосты 88,3 0,29 0,19 0,66 7,1 14,4 18,0 40,0 37,0
Руда 100,0 1,85 0,95 1,49 17,0 100 100 100 100
Бутиловый ксантогенат + собиратель S- 703
Медно-цинковый концентрат 10,5 15,2 7,5 9,0 97,0 86,6 82,8 59,4 60,0
Хвосты 89,5 0,28 0,18 0,70 7,6 13,4 17,2 40,6 40,0
Руда 100,0 1,85 0,95 1,52 17,0 100 100 100 100
252
Таблица 4.10
Результаты селективной флотации с новыми собирателями (схемные опыты)
Продукты Выход, % Содержание, % Извлечение, %
Си Zn Аи Ag Си Zn Аи Ag
Бутиловый ксантогенат, 70 г/т
Медный концентрат 10,3 15,0 3,65 7,0 84,2 84,7 39,6 48,1 51,2
Цинковый концентрат 1,2 3,0 40,7 4,0 90,0 1,9 49,3 3,0 6,1
Коллективные хвосты 54,6 0,2 5 0,47 5,5 6,0 5,7 17,2 17,7
Селективные хвосты 34,0 0,4 0,10 1,40 12,5 7,5 5,4 31,7 25,1
Руда 100,0 1,83 0,95 1,49 17,0 100,0 100,0 100,0 100,0
Бутиловый ксантогенат, 40 г/т + собиратель СГМ-1, 1,3 г/т
Медный концентрат 10,2 15,4 3,35 7,9 100 84,8 36,1 53,9 60,0
Цинковый концентрат 1,3 3,2 39,2 4,5 93,0 2,2 53,7 3,9 7,1
Коллективные хвосты 52,0 0,15 0,09 0,44 4,0 4,2 5,0 15,3 12,3
Селективные хвосты 36,5 0,44 0,14 1,1 9,6 8,7 5,2 26,9 20,6
Руда 100,0 1,85 0,95 1,49 17,0 100,0 100,0 100,0 100,0
Бутиловый ксантогенат, 40 г/т + собиратель СГМ-5, 5,3 г/т
Медный концентрат 10,5 15,0 3,77 7,7 97,4 85,7 41,9 53,5 60,5
Цинковый концентрат 1,1 2,8 41,6 4,5 94,0 1,7 48,4 3,3 6,1
Коллективные хвосты 53,4 0,1 0,08 0,45 4,0 2,9 4,5 15,9 12,6
Селективные хвосты 35,0 0,51 0,14 1,18 10,0 9,7 5,2 27,3 20,7
Руда 100,0 1,84 0,95 1,51 16,9 100,0 100,0 100,0 100,0
Исследованные собиратели эффективны и обладают большей се-
лективностью по отношению к модификациям пирита.
По результатам схемных опытов извлечение меди в медный кон-
центрат выше на 0,8... 1,4%, золота — на 1,5...2,5%, серебра — до 3%
(табл. 4.11.)
Таблица 4.11
Результаты схемных замкнутых опытов на руде текущей переработки
Продукты Выход, % Содержание, % Извлечение, %
Си Zn Аи Ag Си Zn Аи Ag
Бутиловый ксантогенат (35 + 25 + 10 г/т)
Медный к-т 8,0 14,56 2,6 3,6 44,2 82,6 28,4 27,3 33,7
Цинковый к-т 1,0 4,8 45,0 4,4 99,6 3,2 60,1 4,0 9,0
Хвосты 21,0 0,22 0,09 0,8 6,6 14,2 11,5 68,7 57,3
Руда 100,0 1,41 0,71 1,06 10,5 100,0 100,0 100,0 100,0
Бутиловый ксантогенат, СГМ-1 (15 + 25 + 10 г/т)
Медный к-т 8,4 14,1 27,5 3,4 45,2 84,0 31,1 29,8 36,9
Цинковый к-т 1,0 3,72 43,3 4,0 99,6 2,5 58,7 4,0 9,3
Хвосты 90,6 0,21 0,08 0,7 6,1 13,5 10,2 66,1 53,7
Руда 100,0 1,41 0,71 0,96 103 100,0 100,0 100,0 100,0
253
Исследованиями также показано, что новый собиратель при заме-
не им ксантогената в операции выделения «медной головки» и в цик-
ле разделения медно-цинкового концентрата позволяет полностью
исключить ксантогенат.
За период промышленных испытаний расход нового собирателя
составил 25...30% от общего расхода собирателей. Извлечение меди
из шахтных руд за базовый период составило 80,8%, за испытывае-
мый период с собирателем СГМ - 82,8%. Прирост извлечения золота
составил 1,7%, серебра 2,5%. При одном и том же содержании ме-
таллов в руде получен селективный медно-цинковый концентрат бо-
лее высокого качества, т.е. имеется прирост содержания металлов:
меди (+0,3%); цинка (+0,2%); золота (+0,7%).
Таким образом, исследованные собиратели по сравнению с ксан-
тогенатами более селективны по отношению к пириту. В сочетании с
ксантогенатом при замене его на 20...30% новые собиратели обеспе-
чивают повышение извлечения цветных и благородных металлов.
Новые собиратели по токсичности сопоставимы с ксантогенатами,
выпускаются на химических заводах России по цене, близкой к ксан-
тогенатам;
Применение сочетания сильного и слабого собирателей обеспечи-
вает технологический результат, установлена высокая собирательная
способность новых собирателей к халькопириту и минеральным ас-
социациям золота, показана их селективность по отношению к пири-
ту. Это подтверждено измерениями краевых углов смачивания на
мономинеральных фракциях.
4.3. Особенности гравитационно-флотационных
схем извлечения золота
Для разработки условий гравитационного извлечения золота про-
ведены исследования продуктов измельчения и флотации действую-
щей технологической схемы, результаты которой приведены в на-
стоящей главе. На основании анализа гранулометрического состава
пробы измельченной руды и распределения золота по классам круп-
ности показано, что в классе +0,074 мм, который можно характери-
зовать как гравитационный, распределяется значительная часть всего
золота, большая доля которого находится в свободном виде
(табл. 4.12 - 4.15). При измельчении руды до класса -0,074 мм в
классе +0,1мм распределяется золота около 40%, из которых 7,7%
254
сульфидное и около 30% свободное, а в классе +0,074мм распределя-
ется 70% золота; на класс -0,074мм приходится около 30% золота, из
которых свободного около 18%, остальное сульфидное.
После измельчения руды до крупности 13% класса -0,074 мм в
него распределяется всего 14,7% золота; наибольшее количество зо-
лота сосредоточено в классах -0,147+0,074 мм (около 65%), который
целесообразно извлекать гравитацией. При измельчении до крупно-
сти 27% класса -0,074 мм в него распределяется 33% золота. Боль-
шая часть золота распределена в классы -0,147 +0,074 мм (56,7%),
который так же можно эффективно выделить гравитацией.
Выход класса -0,074мм лежалых хвостов 33,7%; в него распределя-
ется примерно 50% золота. Данные табл. 4.12 - 4.16 свидетельствуют о
том, что при приведенной крупности измельчения часть свободного
золота и в ассоциации с сульфидами может быть выделена гравитацией,
применяя каскад гравитационных аппаратов. Для этого могут быть ис-
пользованы винтовые шлюзы, центробежные концентраторы, эффек-
тивно извлекающие частицы золота уплощенной формы. Авторами
проведены укрупненные испытания винтового шлюза и гравитационно-
го стола. Гравитационное обогащение разгрузки второй стадии измель-
чения позволило выделить отдельный продукт с выходом 2,8% при из-
влечении в него 38,6% золота с содержанием золота 41 г/т. Извлечение
серебра 3,6%, а в промпродукте шлюза его извлечение составило 45,7%,
что свидетельствует о тесной взаимосвязи серебра с более легкими
сульфидами руд (сфалерит и породные минералы).
Таблица 4.12
Граиулометричкский состав пробы и распределение золота по классам
Класс крупности, мм Вы- ход,% Содержание, г/т Распределение, %
++'Vjibtii ++100 оп +U-cvjibtii AUcBog Ап +TUTI0D0fI
0,25 5,29 1,45 0,21 1,24 0,129 5,19 0,8 3,93 0,46
-0,15 25,58 2,0 0,40 1,60 0,098 34,61 6,91 25,99 1,71
-1+0,10 30,87 1,91 0,28 1,43 0,104 39,8 7,71 29,92 2,17
-0,1+0,074 18,76 2,4 0,52 1,88 0,093 30...45 6,60 22,67 1,18
-0,074 +0,044 13,98 2,0 0,52 1,48 0,094 18,92 4,91 13,12 0,89
-0,044 36,4 0,44 0,07 0,37 0,18 10,83 1,72 4,69 4,42
0,044 63,6. 2,08 0,45 1,53 0,098 89,17 19,22 65,71 14,2
£-0,25+0,044 58,31 2,13 0,47 1,57 0,096 83,98 18,42 61,78 3,78
Исходная проба 100,0 1,48* 0,31* 1,04* 0,130* 100,0* 20,94* 70,40* 8,66*
* Средние значения.
255
В табл. 4.13, 4.14 приведены результаты ситового анализа продук-
тов второй и третьей стадии измельчения шахтной руды и пробы
песковой фракции хвостохранилища фабрики и распределение золо-
та по фракциям (табл. 4.15).
Таблица 4.13
Гранулометрический состав руды после второй стадии измельчения
Класс крупности, мм Выход, % Содержание, г/т Извлечение, %
Си,% Аи Ag Си Аи Ag
0+0,295 10,2 1,2 2,08 15,0 6,7 7,6 11,8
-0,295+0,208 6,8 1,3 2,1 16,25 4,9 5,1 8,5
-0,208+0,147 8,7 1,24 2,5 16,3 5,9 7,8 10,9
-0,147+0,104 18 1,36 2,5 15,5 13,4 16,2 21,5
-0,104+0,074 43,7 2,17 3,1 П,2 52,1 48,6 37,7
-0,074+0,044 6,9 2,36 3,28 11,7 9,0 8,1 6,2
-0,044 5,7 2,55 3,2 7,7 8,0 6,6 3,4
Итого 100,0 1,82* 2,8* 13,0* 1000 100,0 1000
*Средние значения.
Таблица 4.14
Гранулометрический состав руды после третьей стадии измельчения
Класс крупности, мм Выход, % Содержание, г/т Извлечение, %
Си,% Аи Ag Си Аи Ag
0 +0,208 9,5 0,68 1,5 11,35 4,1 5,1 8,3
-0,208+0,147 8,9 0,95 1,7 12,12 5,4 5,3 8,3
-0,147+0,104 24,2 1,42 2,55 12,73 21,9 22,1 23,7
-0,147+0,074 30,6 1,8 3,17 13,42 35,0 34,6 31,6
-0,074+0,044 Н,9 1,88 3,2 12,45 14,2 13,5 П,4
-0,044 15,0 2,3 3,6 11,47 19,4 19,4 16,7
Итого 100,0 1,6* 2,8* 13,00* 100,0 100,0 100,0
* Средние значения.
Таблица 4.15
Гранулометрический состав лежалых хвостов
Класс крупности, мм Выход, % Содержание, г/т Извлечение, %
Си,% Аи Ag Си Аи Ag
0+0,295 10,4 0,23 0,5 5,0 6,57 4,17 8,45
-0,295+0,208 13,3 0,22 0,7 3,7 8,06 7,46 8,00
-0,208+0,147 14,9 0,31 0,5 4,4 12,7 5,97 10,66
-0,147+0,104 15,1 0,42 1,3 6,0 17,43 15,73 14,72
-0,104+0,074 12,6 0,46 1,6 7,8 15,56 16,16 15,98
-0,03 10,0 0,40 1,8 7,0 11,0 14,42 —
-0,044 23,7 0,44 1,9 8,0 28,68 36,09 30,81
Итого 100,0 0,36* 1,25* 6,15* 100,0 100,00 100,00
* Средние значения.
256
В табл. 4.16 приведены химический анализ руды и хвостов.
Таблица 4.16
Результаты химического анализа
Продукт Содержание, %
Си Zn S Аи, г/т Ар, г/т
Разгрузка 2-й стадии измельчения 1,84 0,7 25,5 2,8 13
Лежалые хвосты 0,35 0,23 20,6 1,3 4
Следует заметить, что распределение и концентрация золота и се-
ребра по продуктам гравитации значительно различаются. Так, концен-
трация золота в концентрате стола 13,66 г/т, а серебра всего лишь 1,28;
схожая концентрация серебра в хвостах шлюза; серебро отсутствует в
промпродукте и хвостах стола, в промпродукте шлюза, но зато отмеча-
ется концентрация серебра в отвальных хвостах и промпродукте шлюза.
Хвосты и промпродукты гравитации объединяются и направляются на
флотацию. В них содержится 1,9 г/т золота и 13,9 г/т серебра. Условия
флотации: pH 8,5...9,0 (известь); расход реагентов, г/т: ксантогенат - 50,
Т-80 - 30, продолжительность флотации 7 мин. В табл. 4.17 - 4.19 приве-
дены результаты выделения золота по гравитационно-флотационной
схеме, а в табл. 4.20 результаты разгрузки мельниц второй стадии из-
мельчения. Суммарное извлечение в концентраты флотации и гравитации
составило, %: золота 57,9; серебра 45,5; содержание металлов в общем
концентрате, г/т: золота 15,7 и серебра 58. Анализируя результаты иссле-
дований, отметим, что основным способом извлечения золота из подоб-
ного типа сульфидных руд является флотация, которая позволяет из гру-
бозернистого продукта получить золотосодержащий концентрат цветных
металлов с извлечением золота 48,7 и серебра 58,9%.
Таблица 4.17
Результаты гравитационного обогащения продукта
после второй стадии измельчения
Продукт Выход, % Содержание, г/т Извлечение, %
Аи Ag Аи Ag
Концентрат стола 2,8 41,0 18,0 38,6 3,6
Промпродукт стола 10,2 2,3 12,5 7,9 9,1
Хвосты стола 7,9 2,5 13,0 6,6 7,3
Промпродукт шлюза 2 58,2 1,7 11,0 33,5 45,7
Хвосты шлюза 13,4 1,6 18,0 7,2 17,2
Промпродукт шлюза 1 0,5 12,0 29,0 2,0 1,1
Отвальные хвосты 7,0 1,8 32,0 4,2 16
Исходное 100,0 3,0 140,0 100,0 100,0
257
Таблица 4.18
Результаты флотации хвостов гравитации
Продукт Y,% Содержание, г/т Извлечение, %
Аи Ag Аи Ag
Готовый концентрат 8,3 7,0 72,0 31,2 43,4
Хвосты 91,7 1,4 8,5 68,8 56,6
Хвосты гравитации 100,0 1,86 13,8 100,0 1000
Таблица 4.19
Результаты гравитациоиио-флотациоииого обогащения
Продукты Выход, % Содержание, г/т Извлечение, %
Аи Ag Аи Ag
Концентрат гравитации 2,8 41,0 18,0 38,8 3,6
Концентрат флотации 8,1 7,0 72,0 19,1 41,9
X концентрат 10,9 15,7 58,0 57,9 45,5
Хвосты флотации 89,1 1,4 8,5 42,1 54,5
Исходный продукт 100,0 2,96 13,9 100,0 100,0
Таблица 4.20
Результаты флотации продукта разгрузки второй стадии измельчения
Продукты Выход, % Содержание, г/т Извлечение, %
Аи Ag Аи Ag
Концентрат флотации 15,8 9,1 52,0 48,7 58,9
Хвосты 84,2 1,8 6,8 51,3 41,1
Исходный продукт 100,0 2,95 13,9 100,0 100,0
Технология извлечения золота из окисленных руд
верхних горизонтов сульфидных месторождений
цветных металлов
Многие месторождения руд цветных металлов в верхних горизонтах
рудных тел, выходящих на поверхность, представлены зонами вторич-
ного обогащения, окисленными или так называемой «железной шля-
пой», обогащенными золотом вследствие окисления и разрушения пер-
вичных сульфидов, естественной дезинтергации и промывки грунтовы-
ми водами. На примере квар ц- яроз иго во й руды Гайского месторожде-
ния пиритных медно-цинковых руд приведем результаты исследований
по выделению золота из этого вида минерального сырья. В табл. 4.21
приведены гранулометрические характеристики пробы руды, доизмель-
ченной с класса +2 мм до крупности -1мм. Наиболее обогащенным
классом является -0,044 мм (15...6 г/т), в который распределяется до
258
40% золота. В класс +0,25 мм, менее богатый (2,7...4,85 г/т), распреде-
ляется 23,8% золота, который достаточно легко можно выделить грави-
тацией, если это золото будет раскрытым от сростков. Основные мине-
ралы в пробе представлены,%: кварцем 63,4; ярозитом 12,5; оксидами
железа 14; пиритом 1,5; сульфидами цветных металлов 0,1.. .0,2.
Таблица 4.21
Суммарная гранулометрическая характеристика исходной пробы
с учетом доизмельчеиия класса +2 мм до крупности -1 мм
Класс крупности, мм Выход,% Содержание золота, г/т Распределение золота,%
-2+1 11,60 2,70 6,4
-1+0,5 16,10 4,85 16,0
- 0,5+0,25 18,58 3,01 11,4
-0,25+0,080 19,59 4,76 19,0
-0,08+0,044 5,02 5,59 5,7
-0,044+0,020 1,51 14,94 4,6
-0,020+0,010 3,09 9,82 6,2
-0,01+0 24,51 6,14 30,7
Исходная проба 100,00 4,90 100,0
Серебро представлено в форме - самородного (гипергенного, ги-
погенного) в виде микронных частиц до 10 мкм, теллуридов, хлорар-
гирита, эмболита, сульфида (акантита). Золото представлено спек-
тром золотин крупностью от 0,4 до 100 мкм и более. Большей частью
золотины представляют собой остаточное золото, являющееся про-
дуктом растворения пиритной матрицы, но присутствует и вторичное
(химически переотложенное) золото. Оно представлено глобулярны-
ми частицами 0,4...0,2 мкм и октаэдрическими кристаллами, иногда
более крупными (10... 12 мкм).
Оптико-геометрический анализ многочисленных частиц золота
позволяет сделать ряд выводов:
- начальная крупность измельчения руды, после которой начи-
нается раскрытие частиц золота - 0,12 мм при максимальной длине
до 120 мкм;
- основная массовая доля (до 60%) приходится на классы круп-
ности 40 20 мкм;
- конечная крупность измельчения -30 мкм, при этом наиболь-
шая масса золота приходится на частицы крупностью -30+20 мкм;
- все исследованные золотины имеют изометричную форму, что
предопределяет целесообразность выделения частиц такой формы
центробежным концентратором;
259
- большая часть золотин имеет неправильную поверхность с ок-
руглостью частиц 0,19... 1,0; гладкую поверхность имеют только час-
тицы вторичного золота, содержание которого в изучаемой пробе
очень малое. Неровность поверхности частиц золота является благо-
приятным фактором для флотации.
Несмотря на то что основная масса золота сосредоточена в микро-
тонких классах менее 0,1 мкм, тем не менее были предприняты по-
пытки извлечения тонкого золота на центробежном концентраторе
Knelson. Исследнования выполнены на материале крупностью -
0,25 мм, результаты которых приведены в табл. 4.22. Из руды, со-
держащей 7,76 г/т, получен концентрат с содержанием 98 г/т золота
при извлечении 16,43%. В связи с этим выполнены технологические
исследования, которые проводились с целью выделения благородных
металлов из лежалых хвостов в пиритный продукт при использова-
нии гравитационной, флотационной, гравитационно-флотационной
схем.
Таблица 4.22
Результаты оценки обогатимости класса крупности -0,25 мм
исходной пробы на центробежном сепараторе
Продукт Выход, % Содержание золота, г/т Извлечение золота,%
Концентрат основной сепарации 0,82 98 16,43
Хвосты основной сепарации 33,68 5,56 38,24
Концентрат контроль- ной сепарации хвостов 0,19 20,98 0,8
Суммарный концентрат 1,01 83,59 17,23
Хвосты 33,49 5,47 37,44
Исходный (-0,25 мм) 34,5 7,76 54,67
Процесс обогащения осуществляется по схеме: выделение гравита-
ционного золота на винтовом шлюзе из чернового золото-пиритсо-
держащего продукта (лежалых хвостов) с последующей перечисткой
концентрата винтового шлюза на концентрационном столе. В процессе
исследований подбирались плотность обогащаемого продукта, расход
смывной воды по длине желоба. Результаты, приведенные в табл. 4.23,
показывают, что гравитационное обогащение этого сырья позволяет
получить пиритный концентрат с содержанием золота 6,2 г/т, серебра
36,2 г\т и серы 51,1% при извлечении 24,6 и 10,7% соответственно.
260
Таблица 4.23
Результаты обогащения по гравитационной схеме
Продукты Выход, % Содержание, г/т Извлечение,%
Au Ag S, % Au Ag s
Гравитационный концентрат 4,6 6,2 36,2 51,1 24,6 26,5 10,7
Объединенные хвосты 95,4 0,9 4,8 20,6 75,4 73,5 89,3
Лежалые хвосты 100,0 1,16 6,28 22,0 100,0 100,0 100,0
Распределение золота по классам крупности и фазовый состав
хвостов обогащения (табл. 4.24) свидетельствуют о том, что действи-
тельно при обогащении такого материала на винтовом шлюзе значи-
тельная часть свободного золота и часть золота в сростках с сульфи-
дами гравитационной крупности выделяется в тяжелую фракцию
винтового шлюза при шестикратной концентрации золота. Дальней-
шими перечистными операциями, возможно с доизмельчением, кон-
центрация золота может быть значительно повышена (до требуемых
значений) при некотором снижении извлечения.
Таблица 4.24
Фазовый состав хвостов коллективной флотации
Форма вклю- чения золота Исходные хвосты Класс +100 мкм Класс -100+44 мкм Класс -44 мкм
Содер- жание, г/т Распре- деле- ние, % Со- держа- ние, г/т Распре- деле- ние, % Со- держа- ние, г/т Распре- деле- ние,% Содер- жание, г/т Распре- деление, %
Свободное с чистой метал- лической по- верхностью 0,1 15,0 0,04 8,3 0,14 18,9 0,02 3,6
Свободное, покрытое оксидными пленками 0,04 6,1 0,04 8,3 0,04 5,4 0,04 7Д
в сростках с породой и сульфидами 0,22 33,0 0,2 42,0 0,16 21,6 0,26 46,4
Тонкодис- персное в сульфидах 0,3 46 0,2 42,0 0,4 54,1 0,24 42,9
Итого 0,66 100,0 0,48 1000 0,74 100,0 0,56 100,0
261
С целью повышения извлечения благородных металлов была изу-
чена возможность их дофлотации из хвостов гравитации. В процессе
исследований изучались следующие условия: плотность пульпы, PH
среды (СаО, сода), активаторы (ZnSO4, H2SO4), целесообразность
применения перечистных операций, расход и точки подачи различ-
ных собирателей (ксантогенатов, аэрофлотов) Были выявлены опти-
мальные условия: использование основной и перечистной операций;
плотность пульпы - 30% твердого; СаО - до pH 8,5...9; суммарный
расход ксантогената - 40 г/т; время флотации 5 мин.
В табл. 4.25 представлены результаты обогащения лежалых хвостов по
гравитационно-флотационной схеме, включая гравитацию на винтовом
шлюзе и концентрационном столе и дофлотацию хвостов гравитации.
Таблица 4.25
Результаты обогащения лежалых хвостов
по гравитационно-флотационной схеме
Продукт Выход, % Содержание, г/т Извлечение,%
Аи Ag S Аи Ag S
Гравитационный концентрат 4,6 6,2 36,2 51,1 24,6 26,5 10,7
Флотационный концентрат 7,7 4,5 22,3 49,0 29,9 27,4 17,2
Хвосты флотации 87,7 0,6 3,3 18,1 45,5 46,1 72,1
Итого 100,0 1,16* 6,28* 22,0* 100,0 100,0 100,0
* Средние значения.
Для сравнения были проведены исследования только флотацион-
ного обогащения лежалых хвостов в оптимальном режиме, отрабо-
танном ранее.
Результаты показывают, что флотацией можно получить пирит-
ный концентрат с содержанием золота 5,8 г/т, серебра 41,1 г/т. Из-
влечение благородных металлов при этом составляет 34,9% золота и
44,2% серебра, что значительно ниже показателей, приведенных в
табл. 4.26.
Таблица 4.26
Результаты флотации хвостов
Продукт Выход, % Содержание, г/т, Извлечение, %
Аи Ag S,% Au Ag S
Концентрат 7,1 5,8 41,1 52,5 34,9 44,2 17,2
Хвосты 92,9 0,82 4,0 19,6 65,1 55,8 82,8
Исходное сырье 100,0 1,18 6,6 22,0 100,0 100,0 1000
262
В соответствии с гранулометрическим и минеральным составом
флотация является основным и эффективным способом извлечения зо-
лота. Исследованы различные материалы: исходная руда, продукты гра-
витации (хвосты концентрационных столов и сливы гидроциклонов).
Руда измельчалась до крупности 57% класса -0,074 мм, флотация про-
водилась при pH 8,3...8,6 (известь) при плотности 33...35% твердого;
продолжительность 10 мин; в качестве собирателей использованы бути-
ловый ксантогенат, s-703 и их сочетания. В табл. 4.27 представлены ре-
зультаты флотации с различными собирателями. Применение смеси
собирателей обеспечивает большой прирост извлечения золота. Общие
условия опытов: содержание класса 44 мкм - 67,2%; +44-74 мкм -
10%; плотность пульпы - 32%; время флотации - 10 мин; расход Т-80 -
25 г/т.
В табл. 4.28 - 4.32 приведены результаты флотации хвостов гра-
витационных столов и слива короткоконусных гидро цикло нов, полу-
ченных из руды, измельченной до крупности -1 мм, которые свиде-
тельствуют о целесообразности применения флотационного обога-
щения.
Обобщая результаты изучения природы золота и способов его из-
влечения из окисленных руд Гайского месторождения необходимо
отметить, что из общей массы золота около 20% не может быть из-
влечено ни гравитацией, ни флотацией - это тонкодисперсное золото
крупностью 1... 10 мкм и менее. До 50% золота при оптимальной схе-
ме раскрытия и применении каскада гравитационных аппаратов для
разных классов крупности может быть извлечено гравитацией - это
золото крупное (более 75 мкм) и частично тонкое (20...40 мкм). Ос-
тальное золото (до 50%) может быть выделено флотацией из хвостов
гравитации - это мелкое, тонкое и тонкодисперсное золото.
В табл. 4.33 и 4.34 приведены схемы и показатели обогащения
окисленных золотосодержащих руд Гайского месторождения. Сум-
марное извлечение золота по гравитационно-флотационной схеме
составляет около 85% при средней концентрации золота 25...45 г/т.
Для реализации технологии в схеме необходимо предусматривать
операции дезинтеграции, промывки, сгущения и сброса тонкой шла-
мистой фракции как перед гравитацией, так и перед флотацией, что
неизбежно приведет к потере тонкодисперсного золота и снижению
уровня его извлечения.
263
Таблица 4.27
Результаты флотации исходной золотосодержащей руды
Продукт Выход, % Содержание, г/т Извлечение, % Условия опыта
Ан Ag Ан Ag
Концентрат 10,3 45,0 380,0 65,6 83,2 Кх (40 г/т)
Хвосты 89,7 2,7 8,8 34,4 16,8
Исходная руда 100,0 7,0 47,0 100,0 100,0
Концентрат 13,4 37,5 31,0 69,8 87,2 Кх (50 г/т)
Хвосты 86,6 2,5 7,0 30,2 12,8
Исходная руда 1000 7,2 47,1 100,0 100,0
Концентрат 22,4 21,0 190,0 73,4 89,0 S-703 (50%), Кх (50%), 40 г/т
Хвосты 77,6 2,2 6,8 26,6 11,0
Исходная руда 100,0 6,4 47,9 100,0 100,0
Концентрат 17,8 25,0 23,0 70,1 86,1 S-703 (30%), Кх (30%), 40 г/т
Хвосты 82,2 2,3 8,0 29,9 13,9
Исходная руда 100,0 6,3 47,4 100,0 100,0
Концентрат 25,0 19,2 167,0 73,6 87,8 S-703 (30 г/т)
Хвосты 75,0 2,2 7,7 26,4 12,2
Исходная руда 100,0 6,52 47,5 100,0 100,0
Концентрат 27,6 16,1 152,0 74,1 88,3 S-703 (40 г/т)
Хвосты 72,4 2,1 7,7 25,9 11,7
Исходная руда 1000 6,0 47,5 100,0 100,0
Таблица 4.28
Результаты флотации хвостов концентрационных столов,
(руда крупностью +1 мм)
Продукт Выход, % Содержание, г/т Извлечение, % Условия опыта
Ан Ag Ан Ag
Концентрат 1,6 67,5 250,0 42,3 23,8 Кх (50 г/т), Т-80 (30 г/т)
Хвосты 98,4 1,5 13,0 57,7 76,2
Исходная руда 100,0 2,55 16,8 1000 100,0
Концентрат 130 11,0 45,0 62,2 49,0 S-703 (50 г/т), Т-80 (20 г/т)
Хвосты 87,0 1,0 7,0 37,8 51,0
Исходная руда 100,0 2,3 11,94 100,0 100,0
Концентрат 10,6 12,5 63,0 55,3 55,5 S-703 (25 г/т), Кх (25 г/т), Т-80 (20 г/т)
Хвосты 89,4 1,2 60 44,7 44,5
Исходная руда 100,0 2,39 12,04 100,0 100,0
264
Таблица 4.29
Результаты флотации слива гндроцнклона,
полученного нз руды крупностью +1 мм
Продукт Выход, % Содержание, г/т Извлечение, % Условия опыта
Аи Ag Аи Ag
Концентрат 19,6 15,8 53 69,4 58,9 Кх (50 г/т), Т-80 (30 г/т)
Хвосты 80,4 1,7 9,0 30,6 41,1
Исходная руда 100,0 4,46 17,62 100,0 100,0
Концентрат 36,2 8,8 38,0 75,7 75,5 S-703 (50 г/т), Т-80 (20 г/т)
Хвосты 63,8 1,6 7,0 24,3 24,5
Исходная руда 100,0 4,21 18,22 100,0 100,0
Концентрат 39,9 9,8 40,0 84,4 84,2 S-703 (25 г/т),
Хвосты 61,0 1,2 5,0 15,6 15,8 Т-80 (20 г/т),
Исходная руда 100,0 4,63 18,96 100,0 100,0 Кх (25 г/т)
Таблица 4.30
Результаты флотации хвостов концентрационных столов (руда крупностью -1 мм)
Продукт Выход, % Содержание, г/т Извлечение, % Условия опыта
Аи Ag Аи Ag
Концентрат 6,6 53,0 360,0 48,4 66,2 Кх (50 г/т)
Хвосты 93,4 4,0 13,0 51,6 33,8
Исходная руда 100,0 7,23 35,9 100,0 100,0
Концентрат 22,2 18,0 130,0 68,2 75,6 S-703 (50 г/т)
Хвосты 77,8 2,4 12,0 31,8 24,4
Исходная руда 100,0 5,86 38,2 100,0 100,0
Концентрат 18,0 26,0 160,0 68,7 74,5 S-703 (25 г/т), Кх (25 г/т)
Хвосты 82,0 2,6 12,0 31,3 25,5
Исходная руда 100,0 6,81 38,64 100,0 100,0
Результаты флотации слива гндроцнклона,
полученного из руды крупностью -1 мм
Таблица 4.31
Продукт Выход, % Содержание, г/т Извлечение, % Условия опыта
Аи Ag Аи Ag
Концентрат 11,0 34,0 200,0 35,0 60,7 Кх (50 г/т), Т-80 (30 г/т)
Хвосты 89,0 7,8 16,0 65,0 39,3
Исходная руда 100,0 10,68 36,24 100,0 100,0
Концентрат 33,8 24,2 90,0 79,9 83,6 S-703 (50 г/т), Т-80 (20 г/т)
Хвосты 66,2 3,1 9,0 20,1 16,4
Исходная руда 100,0 10,24 36,4 100,0 100,0
Концентрат 30,0 27,6 100,0 78,7 82,5 S-703 (25 г/т),
Хвосты 70,0 3,2 9,0 21,3 17,5 Т-80 (20 г/т),
Исходная руда 100,0 10,52 36,6 100,0 100,0 Кх (25 г/т)
265
Таблица 4.32
Результаты флотации объединенных хвостов гравитации
Продукт Выход, % Содержание, г/т Извлечение, % Условия опыта
Аи Ag Аи Ag
Концентрат 9,4 33,0 190,0 63,1 68,7 Кх (50 г/т)
Хвосты 90,6 2,0 9,0 36,9 31,3
Исходная руда 100,0 4,9 26,01 100,0 100,0
Концентрат 23,8 17,0 70,0 74,7 73,2 S-703 (50 г/т)
Хвосты 76,2 1,8 8,0 25,3 26,8
Исходная руда 100,0 5,4 22,75 100,0 100,0
Концентрат 14,1 22,0 130,0 66,7 70,3 S-703 (20 г/т), Кх (20 г/т)
Хвосты 85,9 1,8 9,0 33,3 29,7
Исходная руда 100,0 4,65 26,06 100,0 100,0
Таблица 4.33
Показатели извлечения золота из кварц-ярозитовой руды
Продукт Показатели Опыты Среднее значение
1 2 3 4 5
Золотой концентрат Выход, % 4,48 1,99 1,76 17,8 3,5 3,52
Содержание, г/т 60,0 100,0 94,0 18,8 21,02 56,5
Извлечение, % 44,93 40,59 27,9 43,26 12,1 33,7
Хвосты гравитации Выход, % 95,52 98,01 98,24 16,7 96,5 96,48
Содержание, г/т 2,82 2,97 4,35 5,3 5,54 4,05
Извлечение, % 55,07 59,41 72,1 11,41 87,9 66,3
Таблица 4.34
Результаты обогащения золотосодержащей руды
по гравнтацнонно-флотацнонной схеме с раздельной флтацней песков
н шламовой фракции хвостов н гравитации
Продукт Выход, % Содержание, г/т Извлечение, %
Аи Ag Аи Ag
Суммарный гравитационный концентрат 3,5 21,1 185,5 12,1 17,5
Промпродукт гравитации 19,6 14,36 75,4 12,4 7,7
Суммарный концентрат флотации 21,2 15,9 79,5 55,5 42,5
Общие хвосты 55,8 2,2 21,65 20 32,4
Исходная руда 100,0 6,08 37,16 100,0 1000
Исследование новых собирателей в селективной флотации
пиритных медно-цинковых золотосодержащих руд
Широкое применение в зарубежной и российской практике фло-
тации нашли сочетания ксантогената с дитиофосфатами и тиокар ба-
266
матами. Исследованиями многих авторов показано, что роль дитио-
фосфатов и тиокарбаматов в сочетании с ксантогенатами заключает-
ся в конкурирующей сорбционной активности, проявляющейся в за-
нятии свободных участков минеральной поверхности и снижении
концентрации форм ксантогената на минерале. Подбирая оптималь-
ные соотношения сульфгидрильных собирателей, можно регулиро-
вать процесс образования сорбционного слоя не только на разных
минералах, но и на неоднородных участках поверхности минерала,
обеспечивая для селективной флотации необходимую плотность раз-
личных форм сорбции собирателя. Однако механизм совместного
взаимодействия сульфгидрильных собирателей различного класса
соединений не раскрыт, что требует дальнейшего его исследования и
свидетельствует о целесообразности поиска новых селективных ком-
позиций селективных собирателей, позволяющих повысить эффек-
тивность извлечения сульфидных минералов, отделение их от флото-
активного основного рудо образующего минерала - пирита, обеспе-
чив при этом высокое извлечение цветных металлов в моноселектив-
ные концентраты и снизить потери благородных металлов в пирит-
ном концентрате и отвальных хвостах.
Медно-цинковые пиритные руды относят к наиболее трудным и
сложным объектам обогащения; они имеют многообразный вещест-
венный состав с неравномерной и тонкой вкрапленностью сульфид-
ных минералов. Минералы меди представлены в руде десятком на-
именований, различающихся физико-химическими и флотационны-
ми свойствами. Среди сульфидов цинка различают разновидности
сфалерита - клейофан, марматит, вюрцит, часть из которых активи-
рована в самом месторождении. Сульфиды железа - пирит, марказит,
мельниковит, пирротин. Пирит встречается в трех-четырех модифи-
кациях - от крупно- до скрытокристаллической и коломорфной раз-
рушенной или коллоидной структуры. Трудности обогащения руд
обусловлены:
- сложным и тесным взаимодействием сульфидов для раскрытия
которых требуется весьма тонкое измельчение;
- близостью флотационных свойств отдельных минералов и их
разновидностей, активированных катионами меди;
- высокой флотоактивностью корродированного пирита и активи-
рованного сфалерита;
- неодинаковой флотоактивностью некоторых модификаций суль-
фидов меди и цинка.
267
Авторами выполнены исследования на моно минеральных фрак-
циях халькопирита, сфалерита, пирита и золотой пластине, а также
проведены испытания технологических проб различных пиритных
руд с целью поиска наиболее селективных и эффективных сульфгид-
рильных собирателей. На мономинеральных фракциях исследовано
12 собирателей. Для технологических испытаний отобраны два об-
разца под марками Ml и М2, которые относятся к модифицирован-
ным дитиофосфатам. Исследования выполнены методами: беспенной
флотации, измерения краевых углов смачивания с использованием
ИК- и УФ-спектроскопии и др. Установлено, что собиратели Ml и
М2 в меньшей степени, чем бутиловый ксантогенат флотируют пи-
рит и в то же время обеспечивают прирост извлечения халькопирита,
неактивированного сфалерита. Изменениями краевых углов смачи-
вания показано, что применение собирателей Ml и М2 повышает
разницу в величинах краевого угла смачивания между пиритом и
халькопиритом, сфалеритом и золотой пластиной. Изучение
ИК-спектров поверхности фракций минералов подтвердило, что из-
менение гидрофобности поверхности связано с различными формами
закрепления собирателя.
Технологические исследования проб медно-цинково-пиритной
руды месторождения Уральского региона и полиметаллической руды
месторождения юго-востока России показали, что собиратели Ml и
М2 в сочетании с бутиловым ксантогенатом значительно снижают
флотируемость пирита во всех циклах флотации, повышая тем са-
мым качество концентратов и извлечение металлов. Для повышения
результатов флотации весьма важно подобрать оптимальные сочета-
ния и соотношения сульфгидрильных собирателей, точки дозировки
и поочередность их подачи по операциям флотации.
Проблема извлечения золота из пиритных руд Уральского и дру-
гих регионов РФ всегда оставалась сложной задачей. Свободное са-
мородное золото в большинстве типов колчеданных медно-цинковых
руд содержится в малых количествах 5... 10%, остальное тесно ассо-
циировано с пиритом и значительно реже - сульфидами меди, сфале-
ритом, реже с породными минералами. Отдельные типы вкраплен-
ных и смешанных сульфидных руд содержат до 30% свободного зо-
лота. Крупность частиц золота в основном меньше 0,044 мм, содер-
жание гравитационного золота не превышает 10...30%. Основные
исследования с целью повышения извлечения золота проводились в
направлениях:
268
- изучения возможности гравитационного выделения золота по
стадиям измельчения и флотации;
- поиска селективных собирателей и эффективных режимов фло-
тации свободного золота и его минеральных ассоциаций в условиях
оптимальных схем, позволяющих получать коллективный, медный и
цинковый концентраты при удовлетворительном извлечении в них
меди и цинка;
- исследования целесообразности применения технологии циа-
нирования золота из пиритного концентрата и продуктов флотации.
В сложившейся практике обогащения золото из сульфидных пирит-
ных руд извлекают во флотационные концентраты в соответствии с ес-
тественным его распределением по продуктам флотации. Извлечение
золота в концентраты и продукты флотации, как установлено исследо-
ваниями, находится в прямой зависимости от извлечения пирита в тот
или иной продукт. В медный концентрат распределяется 10.. .40% золо-
та, в цинковый - 3... 8%, в пиритный 50... 80%, в хвосты 10... 15%.
В последние десятилетия проведен комплекс исследований по
гравитационным и флотационным способам повышения извлечения
золота. Основные факторы, влияющие на извлечение золота флота-
цией, - степень раскрытия зерен от сростков с другими минералами,
щадящий режим щелочности пульпы, подбор селективных собирате-
лей и мягких депрессоров. В сочетании с кстантогенатом исследова-
ны маточный раствор ксантогената, полифосфат карбамида, собира-
тель S-703, его зарубежные и отечественные аналоги и многие дру-
гие собиратели, активаторы, модификаторы.
Ксантогенат в сочетании с маточным раствором в соотношении 1 : 1
не улучшает показатели коллективного цикла, но позволяет проводить
более эффективную селекцию коллективного концентрата и более бла-
гоприятное распределение золота по продуктам флотации.
Полифосфат карбамида применяли как модификатор - активатор
флотации частиц свободного золота и его ассоциаций с сульфидами.
При соотношении полифосфата к карбамиду 1 : 0,5 и расходе 20 г/т с
полным исключением сульфата меди получен прирост извлечения
меди на 0,5%, цинка - на 5 %, серы - на 7%. Извлечение золота и се-
ребра в медный концентрат сопоставимо со стандартным режимом;
возросло извлечение золота в пиритный концентрат на 1%, серебра в
цинковый - на 1,5%. Для повышения эффективности применяемых
собирателей, снижения десорбции с пирита ксантогената, повышения
извлечения цветных и благородных металлов используют сочетание
269
сильных и слабых собирателей, например аэрофлотов, дисульфидов,
диалкилдитио карбаматов и т.д.
При переработке руд Гайского месторождения в разные периоды
использовались бутиловый и изопропиловый ксантогенаты, бутило-
вый ксантогенат и аэрофлоты, меркаптобензотиазол и бутиловый
ксантогенат, циклогексилдитиокарбаматы и другие собиратели. В ра-
ботах Механобра исследованы сочетания бутилового ксантогената и
различных тиокарбаматов. Все исследованные сочетания собира-
телей показали принципиальную возможность частичного улуч-
шения показателей обогащения.
В работах В.А. Бочарова и других [60, 61] исследованы собиратели
фирмы Minerals International Reagents S-703, S-701, F-100 и другие, в со-
став которых входят 2-3 компонента, имеющие различные физико-
химические и флотационные характеристики. Собиратель S-703 пред-
ставляет собой смесь диалкилдитиофосфата, диалкилсульфида и алкило-
вого эфира полипропиленгликоля. Собиратель S-703 индивидуально и в
сочетании с бутиловым ксантогенатом исследован на многих типах мед-
но-цинковых руд. Замена 30...40% расхода бутилового ксантогената на
собиратель S-703 и снижение общего расхода собирателей на 20% обес-
печивает прирост извлечения меди на 1... 1,5%, золота-на 1,5...3%.
Для сравнения авторами исследованы российские аналоги, синте-
зированные в институте «Гинцветмет» (М.И. Херсонский) [62], кото-
рые представляли собой различные модификации изобутилового и
изопропилового аэрофлотов. В частности, собиратель СИГ-14 пред-
ставлен трехкомпонентной смесью на основе диалкилсульфида, диа-
милдитиофосфата и пенообразующей добавки. Поскольку реагент в
воде нерастворим, значительную часть его целесообразно подавать в
измельчение, оптимальные значения pH (9... 11), при которых соби-
ратель работает более активно.
Собиратели типа S-703 и модифицированные аэрофлоты серии
СИГ при их индивидуальном использовании значительно улучшают
качество концентратов. В сочетании с ксантогенатом новые собира-
тели повышают флотируемость золота и его минеральных форм. Из-
влечение золота в черновой медный концентрат выше, чем с одним
ксантогенатом на 5...9%, выше также и извлечение меди. С увеличе-
нием расхода смеси собирателей и при пониженной щелочности
(50...70 г/м3 свободной СаО) происходит значительный рост извле-
чения меди и золота, но в этом случае возрастает флотируемость пи-
рита, что снижает качество концентратов.
270
Исследована сплошная пиритная медная руда Гайского месторо-
ждения, содержащая, %: меди 1,48, цинка 0,14, серы 44,2, железа 38,
золота 1,7 г/т, серебра 15,2 г/т; основные минералы: пирит, халько-
пирит, вторичные сульфиды меди (борнит, ковеллин, халькозин) - до
20%; минералы породы - кварц 6, карбонаты 1, серициты и полевые
шпаты - до 1. Раскрытие минералов меди от сростков с пиритом на
85% только при степени измельчения руды до 95... 100% класса
-0,044 мм; вкрапленность неравномерная и тонкая, и это предопре-
деляет необходимость стадиального измельчения и межстадиальной
флотации с до измельчением чернового медного концентрата.
Результаты флотации медно-колчеданной золотосодержащей ру-
ды при различных параметрах (степень измельчения, сочетания со-
бирателей и их расходы, щелочность пульпы) показывают, что в со-
четании ксантогенат-реагент S-703, ксантогенат-реагенты серии
СИГ и С ГМ извлечение цветных и благородных металлов возрастает.
Опыты с измельчением хвостов основной флотации показали, что
в этом случае по сравнению с опытом без доизмельчения извлечение
металлов возрастает: меди - на 8%, золота - на 14%.
Исследована смешанная вкрапленно-сульфидная золотосодержащая
медно-цинково-пиритная руда Гайского месторождения. Изучено влия-
ние основных факторов - степени измельчения, щелочности, времени
флотации, расхода собирателей и их сочетаний. Исследовалась не толь-
ко исходная руда, но и продукты короткоконусных гидроциклонов, ра-
ботавших на первой стадии концентрирования золота в схеме гравита-
ционного обогащения перед флотацией. Исследование новых собирате-
лей классов СИГ и СГМ проводилось по всей флотационной схеме.
Цель исследований: в коллективном цикле снизить потери цветных и
благородных металлов с отвальными хвостами; в медно-цинковом цик-
ле - снизить потери цветных и благородных металлов с пиритным кон-
центратом, улучшить качество концентратов, снизить расход флотореа-
гентов. Частичная замена ксантогената (30.. .40%) позволяет уменьшить
потери меди на 1,7%, цинка - на 2,9%, благородных металлов - на
3...5%. На первом этапе исследований основное внимание уделено от-
работке режима флотации основных компонентов руды - минералов
меди и цинка. Проведены исследования с собирателями СИГ-14 и
СИГ-19 в сочетании с ксантогенатом (табл. 4.35). При дозировании реа-
гента СИГ-19 в «головку» медной флотации перед коллективной со-
держание меди в концентрате возросло с 12,1 до 18,7% с одновремен-
ным повышением извлечения меди на 10%. Подача реагента СИГ-19 в
271
медно-цинковую флотацию в сочетании с ксантогенатом (1:2...1:1) по-
вышает извлечение меди на2...3%, цинка-на 1...3%.
Таблица 4.35
Результат опытов по флотации при различном расходе собирателя СИГ-19
Продукт Выход, % Содержание, % Извлечение, % Условия опыта
Си Zn S Си Zn S
«Г оловка» 3,1 12,1 0,97 24,0 27,9 4,0 3,5 Кх - 5 г/т; Т-80-18 г/т
Коллективный концентрат 46,8 1,96 1,40 40,6 67,7 86,7 87,6
Хвосты 50,0 0,12 0,14 3,9 4,4 9,3 8,9
Исходная руда 100,0 1,36 0,76 21,7 100,0 100,0 100,0
«Г оловка» 2,8 18,4 1,01 26,5 37,9 3,6 3,4 Гол. СИГ-19-5 г/т; Т-80-18 г/т; колл. Кх - 45 г/т; СИГ-19-45 г/т; Т-80 - 9 г/т
Коллективный концентрат 47,2 1,65 1,49 41,3 57,7 91,2 88,7
Хвосты 50,0 0,12 0,08 3,5 4,4 5,2 7,9
Исходная руда 100,0 1,35 0,77 22,0 100,0 100,0 100,0
«Г оловка» 2,5 18,7 0,95 30,5 34,7 3,2 3,5 Гол. СИГ-19-5 г/т; Т-80-14 г/т; Колл. Кх - 45 г/т; СИГ-19-45 г/т; Т-80 - 7 г/т
Коллективный концентрат 45,7 1,76 1,49 41,3 59,8 90,0 84,9
Хвосты 51,8 0,14 0,10 5,0 5,5 6,8 11,6
Исходная руда 100,0 1,35 0,76 22,2 100,0 100,0 100,0
В табл. 4.36 приведены результаты опытов по разделению коллек-
тивного концентрата с депрессией пирита и применением ксантоге-
ната в сочетании с реагентом СИГ-19 при соотношении 2:1 и 1:1.
Таблица 4.36
Результаты опытов мед ио-цинковой флотации с собирателем СИГ-19
Продукт Выход, % Содержание, % Извлечение, % Условия опыта
Си Zn S Си Zn S
Грубый Cu-Zn концентрат 41,0 3,55 4,69 39,3 86 83,4 44,4 Кх - 6 г/т
Cu-Zn хвосты 59,0 0,4 0,65 34,2 14,0 16,6 55,6
Исходная руда 100,0 1,69 2,30 36,3 100,0 100,0 100,0
Грубый Cu-Zn концентрат 45,2 3,26 4,26 40,4 89,1 86,5 51,1 Кх - 4 г/т; СИГ-19-2 г/т
Cu-Zn хвосты 54,8 0,33 0,55 31,9 10,9 13,5 48,9
Исходная руда 100,0 1,66 2,23 35,7 100,0 100,0 100,0
Грубый Cu-Zn концентрат 43,5 3,25 4,46 40,2 88,4 84,3 49,3 Кх - 3 г/т; СИГ-19-3 г/т
Cu-Zn хвосты 56,5 0,33 0,64 31,9 11,6 15,7 50,7
Исходная руда 100,0 1,60 2,30 35,5 100,0 100,0 100,0
272
Для отработки оптимальной технологии извлечения золота изучен
фазовый состав золота и серебра в исследуемой пробе пиритной медно-
цинковой руды (табл. 4.37). В пробе руды доля цианируемого золота
(свободного и в сростках с сульфидами) оказалась достаточно значи-
тельной, хотя во многих ранее изученных пробах содержание циани-
руемого золота не превышало 30...40%. Гранулометрический состав и
распределение золота по классам крупности приведены в табл. 4.38.
Наибольшее содержание золота в этой пробе (70%) отмечается в классе
+0,074 мм; в класс -0,074+0,044 мм распределяется 19%; в класс
-0,044 мм - 11% (содержание золота в нем 0,44 г/т). Следует отметить,
что в достаточно легко извлекаемом гравитационном классе (+0,1мм)
содержится 1,89 г/т золота. Исследуемая руда и продукты обогащения,
получаемые по действующей технологической гравитационно-флотаци-
онной схеме, имели следующий химический состав:
1) исходная руда - 1,48% Си; 0,5% Zn; 26,7% S; 2,1 г/т Аи;
16,63 г/т Ag;
2) питание коллективной флотации - 1,3 г/т Au; 14,1 г/т Ag;
3) пески короткоконусного гидроциклона - 2,5 г/т Au; 13 г/т Ag;
4) концентрат гравитационных столов - 11,5 г/т Au; 44 г/т Ag;
5) питание медно-цинковой флотации - 2,28% Си, 1,07% Zn,
30,7% S, 2,7 г/т Аи, 23,9 г/т Ag;
6) хвосты медно-цинковой флотации - 0,3% Си, 0,14% Zn, 24,53%
S, 1,3 г/т Аи, 10,1 г/т Ag;
7) хвосты коллективной флотации - 0,19% Си, 0,12% Zn, 6,4% S,
0,5 г/т Аи, 4,9 г/т Ag.
Таблица 4.37
Результаты фазового анализа золота и серебра в руде*
Характеристика минералов золота и серебра Содержание ме- таллов, г/т руды Доля металлов, %
Золото Серебро Золото Серебро
Вскрытые (свободные в сростках с другими минералами), растворимые в цианиде 1,38 4,8 70,4 33,8
Заключенные в кислоторастворимых (НС1) минералах 0,07 0,8 3,6 5,6
Заключенные в сульфидах 0,41 8,08 20,9 56,9
Заключенные в кварце 0,1 0,52 5,1 3,7
Итогов руде 1,96 14,2 100,0 100,0
* Фазовый анализ золота и серебра выполнен в лаборатории технологической
экспертизы (руководитель Т.В. Башлыкова).
273
Таблица 4.38
Гранулометрический состав пробы и распределение золота по классам
крупности, %
Класс круп- ности, мм Выход, % Содержание, г/т Распределение, %
AUcbo6
+0,25 5,29 1,45 0,2 1,25 5,19 1,24 3,95
-0,25+0,10 25,58 2,00 0,28 1,72 34,61 7,2 27,41
-0,10+0,074 18,76 2,40 0,34 2,06 30,45 6,17 24,28
-0,074+0,044 13,98 2,00 0,28 1,72 18,92 4,57 14,35
-0,044+0 36,40 0,44 0,06 0,38 10,84 1,64 9,20
+0,044 63,60 2,07 - - 89,16 19,18 69,99
-0,25+0,044 58,31 2,13 - - 83,97 17,94 66,04
Исходная проба 100,0 1,48 0,31 1,04 100,00 20,82 79,18
В табл. 4.39 приведен минеральный состав по классам крупности
исходной руды; в табл. 4.40 - хвостов коллективной флотации; в
табл. 4.41 - хвостов медно-цинковой флотации.
Таблица 4.39
Минеральный состав по классам крупности исходной руды,%
Классы крупности, мм Выход пробы, % Содержание минералов, %
Пирит Халькопирит Сфалерит Галенит Прочие Магнетит Кварц свобод- ный Карбонат Кварц полево- шпат. г/сл1. Кварц - серицит и хлорит Гидроксиды железа
+0,25 5,29 0,5 0,1 0,09 0,05 1,22 0,02 1,00 0,3 1,00 1,00 0,01
-0,25+0,1 25,58 5,25 2,5 0,3 0,9 2,08 1,00 3,8 1,5 3,9 3,5 -
-0,1+0,074 18,76 6,35 2,1 0,85 0,05 0,59 0,01 2,7 0,5 2,8 2,7 0,13
0,074+0,044 13,98 3,2 1,7 0,45 0,04 1,8 0,01 1,98 0,2 2,1 2,4 -
-0,044+0 36,4 1,2 0,7 0 0 0,5 0 12,5 0,5 9,5 Н,4 0,1
Исходная руда 100,01 16,5 7,1 1,96 1,96 7,01 1,04 21,98 3,0 19,3 21,0 0,37
1 Здесь и далее: г/сл. - гидрослюдистый.
274
Таблица 4.40
Минеральный состав хвостов коллективной флотации по классам крупности
Классы крупно- сти, мм Вы- ход, % Содержание минералов, %
Пирит Халькопирит Марказит Магнетит Сфалерит Арсенопирит Кварц свободный Карбонат Кварц полево- шпат. г/сл1. Кварц - серицит и хлорит Г идроксиды Аи* *
+0,25 7,68 1,5 1,2 0,7 0,1 0,02 0,01 1,5 0,8 0,9 0,9 0 0,3 3,13
-0,25+0,1 30,17 1,5 0,8 2,8 0,01 0,05 0,01 10,0 8,0 4,0 3,0 0 0,36 2,64
-0,1+0,074 5,85 0,9 0,6 0,1 0,01 0,01 0,01 1,4 0,2 1,1 1,5 0 0,18 2,70
-0,074+ 0,044 15,47 2,2 1,8 0,8 0,7 0,01 0,04 2,7 0,9 2,8 3,5 0 0,51 2,15
-0,044+0 40,83 8,8 0,7 0,5 0,5 0,01 0 15,0 5,0 8,0 2,3 0 0,12 4,25
Cu-Zn хвосты 100,0 14,9 5,1 4,9 1,32 0,1 0,07 30,6 14,9 16,8 Н,2 — 0,31 3,60
* По данным пробирного анализа, г/т.
Таблица 4.41
Баланс металлов по классам крупности хвостов медно-цинковой флотации,%
Классы крупности, мм Выход пробы, % Содержание минералов в %
Пирит Халькопирит Марказит Магнетит Сфалерит Арсенопирит Кварц свободный Карбонат Кварц полевошпат. г/сл1. Кварц - серицит и хлорит Г идроксиды
+0,1 3,23 1,3 0,1 0,01 0,01 0,01 0,01 0,8 0,09 0,3 0,5 0,09
-0,1+0,074 4,34 1,8 0,2 0,0 0,0 0,1 0,0 0,3 0,01 0,9 0,9 0,03
-0,074+ 0,044 17,09 4,2 1,3 0,0 0,0 0,3 0,1 2,9 0,9 3,6 3,5 0,09
-0,044+0 75,26 12,0 0,6 0,4 0,0 0,2 0,0 29,86 8,9 9,0 14,1 0,10
Cu-Zn хвосты 99,92 19,3 2,2 0,41 0,01 0,61 0,11 33,86 9,9 13,8 19,0 0,31
275
Результаты минералогического и фазового состава золота, изу-
ченные Т.В.Башлыковой, В.А. Бочаровым, Е.Л. Чантурия и др. [63],
показали следующее: в коллективной флотации существенной кон-
центрации золота не происходит; потери золота в хвостах коллек-
тивной флотации достаточно велики как в крупных классах (+0,1 мм,
так и в классе -0,044 мм, хотя содержание в них золота весьма низ-
кое 0,12 г/т (табл. 4.42).
Таблица 4.42
Гранулометрический состав пробы хвостов коллективной флотации
Класс крупности, мм Выход, % Содержание, г/т Распределение, г/т
Аи Ар Аи Ар
+0,25 7,67 0,30 3,13 8,52 7,33
-0,25+0,10 30,17 — — — —
-0,10+0,074 5,85 0,18 2,70 3,90 4,82
-0,074+0,044 15,47 0,51 2,14 29,22 10,16
-0,044+0 40,83 0,12 4,28 18,14 53,36
+0,044 59,17 0,37 2,58 81,86 46,64
Исходная проба — 0,31* 3,60* 100,0 100,0
*Среднее значение.
Материал пробы хвостов содержит,%: пирит 14,9; халькопирит
5,1; сфалерит 0,1; кварц 30,6; карбонаты 14,9; кварц-полевошпат гид-
рослюдистый 16,8; кварц-серицит хлоритовые комплексы 11,2. Кон-
центрации золота в мед но-цинковом концентрате также не наблюда-
ется, что свидетельствует о тесной взаимосвязи золота с пиритом, в
который оно извлекается, в соответствии с распределением пирита.
Наиболее высокое содержание золота в гравитационном концентрате
(106... 116 г/т). Основные золотонесущие минералы в пробе концен-
трата - пирит, халькопирит, свободное золото. Содержание пирита
39,95%, халькопирита 14,3%, других сульфидов 9%; наибольшая
концентрация золота в классах крупности -0,25+0,1 мм. Основные
морфологические разновидности пирита - угловато-обломочные и
неполнокристаллические агрегаты, кристаллы октаэдрической и пен-
тагондодэкаэдрической формы, а также кубической структуры
(в большинстве случаев являются незолотоносными). Формы выде-
ления частиц золота пластинчато-интерстициальная и изометрично-
уплощенная со сложным рельефом. Толщина пластинок менее
0,01.. .0,03 мм, поверхность их покрыта буроватыми пленками.
276
В.А. Игнаткиной [59] исследованы на моно минеральных фракци-
ях пирита, халькопирита, сфалерита, а также на рудном материале
собиратель СГМ-1 (модифицированный дитиофосфат) в сравнении с
ксантогенатом. Измерение краевых углов смачивания на шлифах ми-
нералов, обработанных собирателями, показало, что наибольшая
разница в величинах краевых углов наблюдается при pH 9,5. Наи-
меньшие значения краевых углов характерны для собирателя СГМ-1,
а самое малое значение величины краевого угла соответствует пири-
ту. С ростом pH собирательная способность М-1 для всех минералов,
кроме сфалерита, снижается. Исследование методом беспенной фло-
тации на минералах показало, что собиратель СГМ-1 обладает более
слабыми собирательными свойствами по отношению ко всем мине-
ралам, но особенно по отношению к пириту, причем при более низ-
ких pH среды, чем это характерно для классических дитиофосфатов.
Исследованиями термической дессорбции собирателя с поверхно-
сти минералов также установлено, что реагент М-1 в меньшей степе-
ни закрепляется на пирите, это подтверждено и данными ИК-
спектроскопии.
Таким образом, комплекс исследований показал, что модифици-
рованный дитиофосфат (М-1) селективен по отношению к пириту
вследствие меньшей величины закрепления на поверхности минера-
лов.
В связи с тем что М-1 по сравнению с ксантогенатом является бо-
лее слабым собирателем для всех других сульфидных минералов, его
целесообразно применять совместно с ксантогенатом в оптимальных
соотношениях.
Технологические исследования для определения оптимального
сочетания и соотношения расходов М-1 и бутилового ксантогената
выполнены на сульфидной пиритной медно-цинковой золотосодер-
жащей руде Гайского месторождения. В пробе содержится, %: меди
1,4... 1,9; цинка 0,6...0,95; серы 29...31; золота 0,96... 1,52 г/т; серебра
10... 17,1 г/т. В серийных опытах определены расходы собирателей,
точки и очередность их дозирования, продолжительность кондицио-
нирования с реагентом СГМ-1, щелочность пульпы (св.СаО г/м3
пульпы), pH среды, расходы других флотореагентов.
Замена ксантогената на 20..30% реагентом СГМ-1 снижает потери
цветных металлов и золота с отвальными коллективными хвостами,
сокращает общий расход собирателей на 20%. При этом необходимо
соблюдать установленную очередность подачи собирателей; исклго-
277
чается дозирование вспенивателя. Подача в цикл разделения коллек-
тивного медно-цинкового концентрата собирателя М-1 без ксантоге-
ната повышает извлечение меди и золота в медный концентрат и
цинка в цинковый концентрат. Испытаны были и другие модифика-
ции дитиофосфата и тионокарбамата.
Результаты схемных опытов, выполненных совместно с Г.А. Лап-
шиной, Л.С. Хачатрян, приведены в табл. 4.43 - 4.45. С собирателем
М-1 извлечение в коллективный медно-цинковый концентрат возрас-
тает, %: меди - на 0,9; цинка - на 3,5; золота - на 8,1; серебра - на 6,1
при улучшении качества концентрата. Аналогичный прирост извле-
чения металлов обеспечивает собиратель М-5 (на основе тиокарба-
мата). По данным схемных опытов с разделением коллективного
медно-цинкового концентрата с собирателем М-1 получен прирост
извлечения в медный концентрат, %: меди на 0,1; золота на 5,8; се-
ребра на 8,8%; в цинковый концентрат - цинка на 14,1; золота на 0,9;
серебра на 1; с реагентом М-5 получен прирост извлечения, %: в мед-
ный концентрат - меди на 1; золота на 5,4; серебра на 8,3; в цинко-
вый концентрат - цинка на 8,8; золота на 0,3.
Таблица 4.43
Результаты схемных опытов с новыми собирателями в сочетании с
ксантогенатом при отиошеиии 1,33:1,0 (общий расход 40+30 г/т)
Продукт Выход, % Содержание, % Извлечение, %
Си Zn | Аи, г/т | Ар, г/т Си Zn Аи Ag
Бутиловый ксантогенат (80 г/т)
Cu-Zn концентрат 12,3 12,4 6,2 6,16 79,1 84,7 78,3 51,9 56,9
Хвосты 87,7 0,31 0,24 0,85 8,4 15,3 21,7 48,1 43,1
Руда 100,0 1,79 0,97 1,47 17,1 100,0 100,0 100,0 100,0
Бутиловый ксантогенат + СГМ-1
Cu-Zn концентрат 11,7 13,5 6,65 7,7 91,0 85,6 82,0 60,0 63,0
Хвосты 88,3 0,29 0,19 0,66 7,1 14,4 18,0 40,0 47,0
Руда 100,0 1,85 0,95 1,49 17,0 100,0 100,0 100,0 100,0
Бутиловый ксантогенат + СГМ-2
Cu-Zn концентрат 12,5 12,7 6,2 7,4 74,3 85,7 81,8 61,5 59,6
Хвосты 87,5 0,29 0,20 0,65 7,2 14,3 18,2 38,5 40,4
Руда 1000 1,85 0,95 1,5 15,6 100,0 100,0 100,0 100,0
Бутиловый ксантогенат + СГМ-5
Cu-Zn концентрат 10,5 15,2 7,5 9,0 97,0 86,6 82,8 59,4 60,0
Хвосты 89,5 0,28 0,18 0,70 7,6 13,4 17,2 40,6 40,0
Руда 100,0 1,85 0,95 1,52 17,0 100,0 100,0 100,0 100,0
278
Таблица 4.44
Результаты схемных опытов с получением мед ио го и цинкового концентратов
Продукт Выход, % Содержание, % Извлечение, %
Си Zn Аи,г/т Ag, г/т Си Zn Аи Ag
Бутиловый ксантогенат (70 г/т)
Медный концентрат 10,3 15,0 3,65 7,0 84,2 84,7 39,6 48,1 51,2
Цинковый концентрат 1,2 3,0 40,7 4,0 90,0 1,9 49,3 3,0 6,1
Коллективные хвосты 54,6 0,2 5,0 0,47 5,5 6,0 5,7 17,2 17,7
Селективные хвосты 34,0 0,4 0,10 1,40 12,5 7,5 5,4 31,7 25,1
Руда 100,0 1,83 0,95 1,49 17,0 100,0 100,0 100,0 100,0
Бутиловый ксантогенат (40 г/т) +СГМ-1 (30 г/т)
Медный концентрат 10,2 15,4 3,35 7,9 100,0 84,8 36,1 53,9 60,0
Цинковый концентрат 1,3 3,2 39,2 4,5 93,0 2,2 53,7 3,9 7,1
Коллективные хвосты 52,0 0,15 0,09 0,44 4,0 4,2 5,0 15,3 12,3
Селективные хвосты 36,5 0,44 0,14 1,1 9,6 8,7 5,2 26,9 20,6
Руда 100,0 1,85 0,95 1,49 17,0 100,0 100,0 100,0 100,0
Бутиловый ксантогенат (40 г/т) + СГМ-2 (30 г/т)
Медный концентрат 10,2 15,4 3,5 8,1 98,8 85,2 37,6 53,2 58,9
Цинковый концентрат 1,2 4,0 30,0 3,8 92,0 2,6 53,4 3,0 6,4
Коллективные хвосты 53,0 0,15 0,09 0,42 3,8 4,3 5,0 14,2 11,8
Селективные хвосты 35,6 0,62 0,11 1,29 11,0 7,9 4,0 29,5 22,9
Руда 100,0 1,84 0,96 1,55 17,1 100,0 100,0 100,0 100,0
Бутиловый ксантогенат (40 г/т) + СГМ-5 (30 г/т)
Медный концентрат 10,5 15,0 3,77 7,7 97,4 85,7 41,9 53,5 60,5
Цинковый концентрат 1,1 2,8 41,6 4,5 94,0 1,7 48,4 3,3 6,1
Коллективные хвосты 53,4 0,1 0,08 0,45 4,0 2,9 4,5 15,9 12,6
Селективные хвосты 35,0 0,51 0,14 1,18 10,0 9,7 5,2 27,3 20,7
Руда 100,0 1,84 0,95 1,51 16,9 100,0 100,0 100,0 100,0
279
Таблица 4.45
Результаты схемных замкнутых опытов иа руде текущей переработки
Продукт Выход, % Содержание, %, г/т Извлечение, %
Си Zn Аи, г/т | Ag, г/т Си Zn Аи Ag
Бутиловый ксантогенат (35+25+10 г/т)
Медный концентрат 8,0 14,56 2,6 3,6 44,2 82,6 28,4 27,3 33,7
Цинковый концентрат 1,0 4,8 45,0 4,4 99,6 3,2 60,1 4,0 9,0
Хвосты 21,0 0,22 0,09 0,8 6,6 14,2 11,5 68,7 57,3
Руда 100,0 1,41 0,71 1,06 10,5 100,0 100,0 100,0 100,0
Бутиловый ксантогенат (15+25+10 г/т) +СГМ-1 (20 г/т)
Медный концентрат 8,4 14,1 27,5 3,4 45,2 84,0 31,1 29,8 36,9
Цинковый концентрат 1,0 3,72 43,3 4,0 99,6 2,5 58,7 4,0 9,3
Хвосты 90,6 0,21 0,08 0,7 6,1 13,5 10,2 56,1 53,7
Руда 100,0 1,41 0,71 0,96 10,3 100,0 100,0 100,0 100,0
Бутиловый ксантогенат (10+20+10 г/т) + СГМ-2 (20 г/т)
Медный конц. 8,2 14,54 2,85 2,7 39,0 83,4 29,9 21,0 27,3
Цинковый КОНЦ. 0,9 4,27 45,2 2,5 79,5 2,5 56,7 2,0 5,8
Хвосты 91,0 0,22 0,1 0,9 8,6 14,0 13,4 77,0 68,9
Руда 100,0 1,43 0,68 1,06 11,7 100,0 100,0 100,0 100,0
Аналогичные результаты с реагентом М-1 получены при обога-
щении верхних горизонтов сульфидно-окисленной медно-цинково-
пиритной руды Летнего месторождения. Результаты лабораторных
исследований собирателя М-1 в сочетании с ксантогенатом (бутило-
вый 70%, изопропиловый 30%) при соотношении 23...28% и
77...72% соответственно подтверждены длительными промышлен-
ными испытаниями при переработке шахтных пиритных медно-
цинковых золотосодержащих руд на Гайской обогатительной фабри-
ке. Руда содержала, %: меди 1,48... 1,64; цинка 0,48...0,91; серы
24,27...31,46; золота 1,0... 1,30 г/т; серебра 9,7... 15,5 г/т.
В среднем по четырем этапам промышленных испытаний прирост
извлечения металлов составил, %: меди 0,6...2,0; золота 0,4... 1,8;
серебра 1,5...3,0. При этом снижен общий расход собирателей на
20% и исключен из процесса флотации вспениватель. Собиратель по
токсичности и цене сопоставим с ксантогенатами, производится на
химических заводах России.
Особенности распределения золота при обогащении
колчеданных (массивных) медно-цинковых руд
Сложный минеральный состав, преобладание тонко дисперсной
вкрапленности и ассоциаций благородных металлов преимуществен-
но с сульфидами железа (в основном - с пиритом) отличают медно-
280
цинково-пиритные руды от других сульфидных руд и обусловливают
трудности их гравитационного и флотационного обогащения.
На обогатительной фабрике УГМК по схеме коллектив но-селек-
тивной флотации перерабатывают мед но-цинковые руды глубоких
горизонтов с выделением в начале флотации медной «головки», а
затем с получением медного, цинкового и пиритного концентратов.
Извлечение золота на фабрике во флотационные концентраты в
основном определяется выходом и качеством медного, пиритного и
цинкового концентратов, и в большой степени зависит от распреде-
ления пирита по продуктам флотации. Повышение извлечения золота
возможно за счет увеличения извлечения основных металлов (меди и
цинка), сокращения потерь золота с хвостами и пиритным концен-
тратом, а также за счет выделения золотосодержащих сульфидов в
циклах измельчения гравитационным способом.
Для выявления причин потерь золота и определения направлений
повышения извлечения его в концентраты А.В. Максимовым,
Г.И. Аржанниковым, В.А. Бочаровым и другими выполнены иссле-
дования, предусматривающие изучение форм нахождения золота в
исходной руде и в продуктах флотации при обогащении руды. Ис-
следования подтвердили, что характер поведения золота при обога-
щении сульфидных руд определяется прежде всего формами нахож-
дения его в руде, вещественным составом руды, схемой измельчения,
гравитации и реагентным режимом флотации.
Ранее многими исследованиями показано, что основная масса зо-
лота в руде тесно ассоциирована с сульфидами, главным образом -
с пиритом. При измельчении руды до 60...65% класса -74 мкм доля
свободного золота (с чистой металлической поверхностью и покры-
того гидроксидными пленками железа) составляет около 10%, в сро-
стках с сульфидами - до 45% и в виде тонкодисперсного золота
50,0%. Поэтому поведение золота при гравитации и флотации опре-
деляется фазовым составом, крупностью, формой частиц, флотируе-
мостью сульфидов меди, цинка и железа.
С целью максимального извлечения в коллективный концентрат
всех сульфидов и создания оптимальных условий для флотации сво-
бодного и ассоциированного с другими минералами золота коллек-
тивная флотация проводится в слабощелочной среде (известковой)
при pH 8...9. Результатами исследований показано, что в коллектив-
ном цикле наиболее полно флотируется свободное золото; золото
(тонкодисперсное), находящееся в сростках с сульфидами, флотиру-
281
ется хуже. Извлечение золота в коллективный сульфидный концен-
трат составляет 85...90%.
Повышенная концентрация золота в медной «головке» объясняет-
ся относительно высокой концентрацией его в сульфидах меди. Не-
обходимо отметить, что соотношение форм золота в руде и в коллек-
тивном концентрате практически сопоставимо. Извлечение золота в
коллективном цикле определяется полнотой извлечения сульфидов
меди, цинка и железа. Улучшить флотируемость золота и сульфидов
можно путем повышения тонины помола руд, применения эффек-
тивных модифицированных собирателей и их смесей, организации
дофлотации отвальных (кварцсодержащих) хвостов.
Выполненные исследования позволили сделать некоторые выво-
ды, реализация которых улучшит показатели извлечения золота.
По результатам опробования и анализа распределения форм золо-
та по продуктам измельчения смешанной сульфидной руды установ-
лено, что в разгрузке стержневой мельницы (а это исходная руда с
содержанием меди 2,23%, цинка 1,57%, серы 25...30%, золота 2 г/т)
значительная масса золота находится в тонких классах -0,044 мм, из
которых абсолютно свободного всего 6%; гидроксид но го - 4,68%; в
сростках - 30,11%; тонкодисперсного - 59,19%. В песках спираль-
ных классификаторов (первая стадия) происходит накопление золота
до 4 г/т (почти в два раза больше, чем в исходном); такая же концен-
трация и в разгрузке мельницы второй стадии. В песках гидроцикло-
нов третьей стадии концентрация золота составляет 7,1 г/т (по срав-
нению с исходным повышается в 3,5 раза), из которого на долю сво-
бодного приходится 86% в основном классе +0,044 мм.
В этом продукте основная масса золота находится в сростках и тон-
кодисперсном состоянии. В сливе гидроциконов третьей стадии распре-
деление золота в классах +0,044 мм и -0,044 почти равномерное, рас-
пределение форм золота по продуктам флотации выглядит следующим
образом (табл. 4.46). Доля золота в сростках и тонко дисперсного в клас-
се -0,044 мм в питании флотации возрастает в два раза по сравнению с
исходной рудой, где основная масса золота приходится на класс
+0,044 мм. В концентрат медной «головки» переходит в основном
крупное золото в сростках с сульфидами меди класса +0,044 мм. Этого
золота из 10,43 г/т больше в три раза, чем в классе -0,044 мм. На долю
свободного золота приходится 87,5% в классе -0,044 мм и 12,5% в клас-
се +0,044 мм. Основная масса золота в сростках и тонкодисперсного
также находится в тонком классе. Извлечение золота в «головку» со-
282
ставляет 26,9%. В хвостах коллективной флотации концентрация сво-
бодного золота, в сростках и тонкодисперсного и их распределение по
классам крупности равномерное. Потери золота с хвостами составляют
10,33%. В хвостах медно-цинковой флотации (а это пиритный концен-
трат) содержание золота высокое: 1,8 г/т при содержании в питании
флотации 2,62 г/т. Потери золота от исходной руды с этими хвостами
составляют 35,94%, из которых на долю золота в сростках и тонкодис-
персного приходится основная масса. Следовательно, золото свободное
и связанное с пиритом в процессах гравитации и флотации извлекается
неэффективно, что, очевидно, связано также и с геометрической фор-
мой и крупностью частиц золота, оксидными пленками на них; для них
следует подбирать особые режимы, схемы и аппараты измельчения,
классификации, гравитации и флотации.
В медном концентрате селекции содержание золота 7,26 г/т, кон-
центрация его по классам крупности не отмечена, извлечение золота
24,54%, основная масса его находится в сростках, а также в тонко-
дисперном виде в классе -0,044 мм. Содержание золота в цинковом
концентрате 3,67 г/т, извлечение - 2,29%.
В табл. 4.47, 4.48 приведены результаты изучения содержания,
распределения металлов по продуктам гравитации на концентраци-
онном столе в промышленных условиях. Исследования выполнены
на песках гидроциклонов второй стадии измельчения при переработ-
ке сплошной сульфидной руды. Содержание элементов в песках, %:
меди 2,53; цинка 2,87; серы 43,14; золота 4,72 г/т, при извлечении
золота в пески 18,43...20,92%; в концентрат стола выделено
1,5...2,24%.
Низкое извлечение золота в концентрат стола объясняется тем,
что в сплошной сульфидной руде свободного золота практически нет
(1...10%). Основная масса золота находится в сростках с сульфидами
(52,38%) и тонко дисперсном виде (45,32%), связана с пиритом; часть
золота покрыта оксидными пленками (до 2%). В концентраты стола
извлекается золото в сростках, частично тонкодисперсное и свобод-
ное золото крупного класса.
Приведенные данные показали, что для сплошных руд гравитаци-
онные процессы неприемлемы и, как было отмечено ранее, из руд с
меньшим содержанием пирита и увеличением доли свободного золо-
та до 30% от общей его массы в исходном материале извлечение зо-
лота в гравитационный концентрат может быть увеличено до
10...20%.
283
m
|И т о г о | Коллективный сульфидный концентрат |И т о г о | Питание коллек- тивной сульфид- ной флотации |И т о г о | Концентрат «медной головки» |И т о г о | Исходное пита- ние флотации Продукт
1 +44 1 +44 +44 1 + Класс крупности, мкм
о 59,03 40,97 о 54,95 45,05 0‘001 98,08 0‘001 io 00 от операции | Выход, % |
48,40 28,57 19,83 94,79 52,09 42,70 5,11 р 100,0 1 1 от исходного
8£‘г о 11Л11 99‘1 K1Y1 17,26 оо к23| g. 1,68 медн | Содержание, %
2,50 2,74 Ш42| о 1,45 И28| 4,12 13,03 2 цинка
о 0£‘0 0,08 0,02 0,15 о о 0,02 0,15 свободного золота, г/т
о о 0,08 0,18 0,05 о 0,61 0,16 P,05 гцдроксидного
0,92 о 0,94 0,53 00 0,48 3g 4,86 10,56 о 0,96 0,50 в сростках
1,35 о 1,43 0,83 00 0,83 9£‘£ 5,11 18,08 90‘1 И20| 28‘0 тонкоднсперсного
2,62 1,56 о 10,06 29,47 о ££‘£ 4g общее
1100,0| 11,71 88,29 | юо,о| 13,62 86,38 1100,0| 87,50 12,50 1100,0| 15,12 184,881 от классификации Свободное Распределение золота, % |
о 2,94 О' р 3,17 о о о oo от исходного
100,0 84,23 15,77 100,0 82,11 17,89 100,0 со 100,0 И96^ oo от классификации Гидрок- сидное
!0‘£ 0,79 р 4,68 1,02 оо 0,14 0,04 оо со Z8> 1,06 от исходного
| 100,0 | 58,28 41,72 | 100,0 1 59,69 40,31 | 100,0 | 95,94 4,06 | 100,0 | | 64,83 | 35,17 от классификации В сростках
| 22,03 | 12,84 9,19 | 25,03 1 14,94 10,09 1 12,82| р р | 37,85 | | Vl‘LZ | 10,61 от исходного
| 100,0 1 56,54 43,46 | 100,0 1 45,43 | 100,0 | 93,56 6,44 | 100,0 | 71,96 | 28,04 | от классификации Тонко дис- персное
PC оо 14,08 38,7 21,12 17,58 |£8‘£1 | 12,93 0,89 1 52,52 | | eo>£ | | 2^81 | от исходного
1100,0| 57,09 42,91 | юо,о| 56,42 43,58 1100,0| 94,57 1100,0| 89‘99 33,32 от классификации Общее
62,77 о 1 23,1 1 41,24 31,86 1 26,9 1 25,44 1 I I от исходного
Распределение форм золота по продуктам обогащения
Окончание табл. 4.46
Хвосты коллек- тивной флота- ции +44 49,30 22,87 0,18 0,33 0,02 0,02 0,08 0,31 0,43 66,04 0,23 32,71 0,23 30,18 0,9 55,68 3,5 47,08 4,86
-44 50,70 23,52 0,20 0,26 0,01 0,04 0,18 0,24 0,47 33,96 0,11 67,29 0,46 69,82 2,1 44,32 2,8 52,92 5,47
Итого — 100,0 46,39 0,19 0,29 0,02 0,03 0,13 0,27 0,45 100,0 0,34 100,0 0,69 100,0 3,0 100,0 6,3 100,0 10,33
Питание Cu-Zn флотации +44 19,34 9,36 3,37 2,74 0,13 0,04 0,46 1,74 2,37 22,81 0,60 7,94 0,17 13,25 2,16 19,33 8,08 17,53 11,01
-44 80,66 39,04 2,04 2,33 0,10 0,10 0,73 1,74 2,67 77,19 2,03 92,06 1,97 86,75 14,14 80,67 33,62 82,47 51,76
Итого — 100,0 48,40 2,58 2,50 0,11 0,09 0,68 1,74 2,62 100,0 2,63 100,0 2,14 100,0 16,3 100,0 41,7 100,0 62,77
Коллективный Cu-Zn концен- трат +44 13,6 1,10 13,28 10,93 0,72 0,10 1,70 3,41 5,93 27,42 0,39 7,3 0,05 Н,7 0,93 Н,1 1,86 12,04 3,23
-44 86,40 6,99 13,34 12,71 0,30 0,20 2,02 4,30 6,82 72,58 1,04 92,7 0,69 88,3 6,99 88,9 14,88 87,96 23,6
Итого — 100,0 8,09 13,33 12,47 0,36 0,18 1,98 4,18 6,70 100,0 1,43 100,0 0,74 100,0 7,92 100,0 16,74 100,0 26,83
Хвосты Cu-Zn флотации (пиритный концентрат) +44 20,50 8,26 0,52 0,63 0,05 0,03 0,30 1,52 1,90 17,69 0,21 8,82 0,12 14,87 1,23 24,92 6,22 21,64 7,78
-44 79,50 32,05 0,40 0,47 0,06 0,08 0,45 1,18 1,77 82,31 0,99 91,18 1,28 85,33 7,15 75,08 18,74 78,36 28,16
Итого — 100,0 40,31 0,42 0,50 0,06 0,07 0,42 1,25 1,80 100,0 1,20 100,0 1,4 100,0 8,38 100,0 24,96 100,0 35,94
Медный кон- центрат +44 13,91 0,95 15,21 3,87 0,81 0,10 1,66 3,64 6,21 27,14 0,38 5,63 0,04 11,16 0,78 11,08 1,71 11,87 2,91
-44 86,09 5,88 15,56 4,92 0,35 0,23 2,13 4,72 7,43 72,86 1,02 94,37 0,67 88,84 6,21 88,92 13,73 88,13 21,63
Итого — 100,0 6,83 15,50 4,77 0,41 0,21 2,07 4,57 7,26 100,0 1,40 100,0 0,71 100,0 6,99 100,0 15,44 100,0 24,54
Цинковый кон- центрат +44 12,1 0,15 1,05 55,70 0,15 0,08 1,97 2,00 4,20 40,77 0,01 21,59 0,01 15,94 0,15 11,59 0,15 13,84 0,32
-44 87,9 1,11 1,61 53,99 0,03 0,04 1,43 2,10 3,60 59,23 0,02 78,41 0,02 84,06 0,78 88,41 1,15 86,16 1,97
Итого 100,0 1,26 1,54 54,20 0,04 0,04 1,50 2,09 3,67 100,0 0,03 100,0 0,03 100,0 0,93 100,0 1,3 100,0 2,29
Суммарный медный кон- центрат +44 8,70 1,05 14,68 4,74 0,75 0,15 2,50 5,00 8,40 26,33 0,39 8,7 0,08 6,55 КЗ 8,86 2,6 8,47 4,37
-44 91,3 10,99 16,35 4,54 0,20 0,15 3,40 4,90 8,65 73,67 1,09 91,3 0,81 93,45 18,51 91,14 26,66 91,53 47,07
Итого - 100,0 12,04 16,20 4,56 0,25 0,15 3,32 4,91 8,63 100,0 1,48 100,0 0,89 100,0 19,81 100,0 29,26 100,0 51,44
00
Таблица 4.47
Распределение форм золота по продуктам гравитационного обогащения
Продукт Содержание золота,% Извлечение золота,%
свободного покрытого гидроксид- ными пленками в сростках с сульфидами тонкодисперсного в сульфидах общего свободного И S 2 S в сростках с сульфидами тонкодисперсного в сульфидах общего
ОГИД1 пленк
hl 3
покрь сидны
Питание стола 0,73 1,56 52,38 45,32 100,0 0,74 1,56 52,38 45,32 100,0
В том числе класса: +44 мкм 0,53 1,27 39,22 38,06 79,08 0,53 1,27 39,22 38,06 79,08
-44 мкм 0,21 0,29 13,16 7,26 20,92 0,21 0,29 13,16 7,26 20,92
Концентрат стола 0,35 3,47 86,23 9,95 100,0 0,03 0,30 7,46 0,86 8,65
В том числе класса: +44 мкм 0,23 2,99 61,87 9,15 72,24 0,02 0,26 5,34 0,79 6,41
-44 мкм 0,12 0,48 24,36 0,80 25,76 0,01 0,04 2,12 0,07 2,24
Хвосты стола 0,69 1,38 49,31 48,62 100,0 0,71 1,26 44,92 44,46 91,35
В том числе класса: +44 мкм 0,49 1,11 37,22 40,77 79,59 0,51 1,01 33,88 37,27 72,67
-44 мкм 0,20 0,27 12,09 4,85 20,41 0,20 0,25 11,04 7,19 18,68
Содержание, распределение н извлечение форм золота
по продуктам гравитации
Таблица 4.48
Питание стола Концентрат стола Хвосты стола
Формы включения золота содержание, г/т распределение, % извлечение, % содержание, г/т распределение, % извлечение, % содержание, г/т распределение, % извлечение, %
Золото свободное: класса +44 мкм класса -44 мкм 0,03 0,05 0,60 0,25 71,13 28,87 0,14 0,40 0,23 0,12 2,72 1,37 0,03 0,05 0,49 0,20 68,41 27,50
Итого 0,04 0,85 100,0 0,18 0,35 4,09 0,03 0,69 95,91
Золото свободное, н класса +44 мкм класса -44 мкм окрыто 0,07 0,07 е гидро 1,19 0,29 ксидно 80,60 19,40 й плен! 1,79 1,65 сой: 2,99 0,48 16,52 2,69 0,06 0,06 1,11 0,27 64,08 16,71
Итого 0,07 1,48 100,0 1,77 3,47 19,21 0,06 1,38 80,79
286
Окончание табл. 4.48
Всего золото своб класса +44 мкм класса -44 мкм одное: ОДО 0Д2 1,79 0,54 79,20 20,80 1,93 2,05 3,22 0,60 11,94 2,24 0,09 0,11 1,60 0,47 67,26 18,56
Итого 0,11 2,33 100,0 1,95 3,82 14,18 0,09 2,07 85,82
Золото в сростках: класса +44 мкм класса -44 мкм 2,30 3,20 39,21 13,12 74,89 25,11 37,07 83,36 61,87 24,36 10,20 4,05 2,00 2,70 37,22 12,09 64,49 21,06
Итого 2,47 52,33 100,0 44,01 86,23 14,25 2,14 49,31 85,75
Золото тонкодиспер класса +44 мкм класса -44 мкм сное: 2,23 1,77 38,08 7,26 83,89 16,02 5,49 2,75 9,15 0,80 1,75 1,55 2,20 1,76 40,77 7,85 82,23 15,87
Итого 2,14 45,34 100,0 5,08 9,95 1,90 2,11 48,62 98,10
Золото общее: класса +44 мкм класса -44 мкм 4,63 5,09 79,08 20,92 79,08 20,92 44,49 88,16 72,24 25,76 6,41 2,24 4,29 4,57 79,59 20,41 72,67 18,68
Итого 4,72 100,0 100,0 51,04 100,0 8,65 4,34 100,0 91,35
287
5. ГИДРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЕ ПРОЦЕССЫ
ПЕРЕРАБОТКИ РУД И ПРОДУКТОВ
Химическое обогащение применяют для вскрытия тонкодисперс-
ного золота. Растворителями золота, его минеральных форм и сопут-
ствующих рудных минералов являются щелочные цианиды, кислые
растворы тиомочевины, соли трехвалентного железа, хлорные со-
единения, царская водка и другие химические соединения. Химичес-
ким обогащением золотосодержащих руд и минеральных продуктов
занимались ведущие ученые [4,7 - 10, 17, 18].
5Л. Кислотное выщелачивание
В обычных условиях (температура и атмосферное давление) азот-
ная кислота растворяет золотосодержащий пирит по реакции
FeS2 + 4HNO3 -> Fe(NO3)2 + 2S + NO2 + 2H2O,
освобождая золото от связи с пиритом.
В присутствии окислителей и при подогреве растворение пирита в
азотной кислоте происходит с образованием сульфатов и серной ки-
слоты. Азотная кислота растворяет и другие сульфидные минералы,
и в этом случаи она является их коллективным растворителем. Из-
вестно несколько способов кислотно-кислородного выщелачивания:
- нитрокс-процесс, в котором выщелачивание сульфидов осуще-
ствляют азотной кислотой в присутствии воздуха при атмосферном
давлении, температуре 80...90 °C в течение 1...2 ч. Недостатком про-
цесса является образование элементной серы, отрицательно влияю-
щей на извлечение золота методом цианирования. Для исключения
его влияния золотосодержащие остатки подвергают горячей извест-
ковой обработке. Частицы золота флотируют, закрепляясь на по-
верхности пузырьков пены, выводятся из процесса в виде концентра-
та с извлечением золота около 80%;
- арсено-процесс, основанный на использовании азотной кислоты
при температуре 80...90 °C;
- редокс-процесс, основанный на высокотемпературном кислот-
но-кислородном выщелачивании. Примером является фабрика «Си-
нола» (Канада). Золото-кварцевая сульфидная руда измельчается до
крупности 60% класса -0,08 мм и окисляется азотной кислотой при
288
85 °C в течение 2 ч. Окисленная руда (степень окисления 95%) после
нейтрализации известью цианируется по методу Gip. Извлечение зо-
лота составляет 92%. Аналогичная технология окисления азотной
кислотой с последующим цианированием остатка в промышленных
условиях испытана на мышьяково-углистой руде месторождения Ба-
кырчик с предварительным гравитационно-флотационным удалени-
ем свободного золота и углерода.
Кислотное растворение в основном используется в аффинажном
производстве золота. В чистых кислотах золото не растворяется.
В смесях соляной и азотной кислот при соотношении 3 : 1 («царская
водка») золото растворяется по реакции
Au + HNO3 + 4НС1 -> НАиС14 + NO + 2Н2О .
Образующийся при взаимодействии кислот газообразный хлор в
этой системе является окислителем. Кроме аффинажного производства
«царская водка» применяется для разделения золотосеребряных спла-
вов. В смеси кислот при нагревании золото растворяется, а серебро ос-
тается в виде хлорида в осадке. Золотосодержащий раствор выпарива-
ется для удаления азотной кислоты; остаток хлорида серебра растворя-
ют в воде; золото из раствора осаждают восстановителями.
5.2. Выщелачивание в растворах
хлора, йода, брома
Большинство способов хлорного растворения золота основано на
применении хлорсодержащих агентов в присутствии различных
окислителей.
В хлорно-хлоридной среде (раствор газообразного хлора и хло-
рида натрия) растворение золота идет с образованием AuCl” и
AuCl”. При подкислении раствора соляной кислотой эффектив-
ность растворения возрастает. В последние годы предложен способ
растворения золота в кислых хлоридных и хлор ид но-сульфатных
растворах. В качестве окислителя используют диоксид марганца
(пиролюзит), газообразный хлор, пероксид водорода, молекуляр-
ный и атомарный кислород. Растворение золота в системе Au - С1 -
Н2 О-окислитель может проходить с разной скоростью в широком
диапазоне р111...6. Из хлоридных растворов золото легко восста-
навливают щавелевой или муравьиной кислотой, хлоридом олова,
289
углеродом, цинком, оксидом углерода, диоксидом серы и др. Про-
цессы хлоринации применяют для извлечения золота из шламистых
материалов в ЮАР, Англии. Хлоринацию как предварительную
операцию перед цианированием используют в США. В систему
хлоридного выщелачивания входят: кислота (соляная или серная) -
хлорид натрия - окислитель (гипохлорид калия или натрия, перман-
ганат калия, диоксид марганца).
Кислотное гипохлоритное выщелачивание иногда является аль-
тернативным цианированию процессом. В кислом гипохлоритном
растворе хлорида натрия при pH >7,5 образуется гипохлорит-ион
СЮ-; при pH 3...7,5 - хлорноватистая кислота НС1О; при pH < 3 -
газообразный хлор С12.
Основные реакции процесса:
NaClO + Н2О -> НС1О + NaOH ;
хлорноватистая кислота в растворе соляной кислоты диссоциирует
Н+ + СГ + НС1О -> С12 + Н2О ;
Au + C12 —> 2AuC1 ;
AuCl + Cl2 + Cl" -> 2 AuCl;.
Возможно образование AuCl3, AuCl”, но конечным продуктом
реакций является AuCl”.
При использовании в качестве окислителя пиролюзита происхо-
дит растворение золотосодержащих пирита, арсенопирита. Золото из
растворов хлоридного выщелачивания осаждают раствором сульфата
железа(Ш), диоксидом серы, древесным углем.
Галогены являются активными окислителями. Иод (йодит) при
малых концентрациях может быть использован как растворитель зо-
лота. Система на основе йода состоит из 12 и йодида Г в отношении
12:Г=1:(5...9).
Растворение золота происходит по реакции: Аи°+1/212+Г -^>Лн12
при pH = 3,5 - 9,5. Процесс является экономичным, если раствор йо-
дида золота регенерировать с использованием электролиза с выделе-
нием на аноде йода 12, а на катоде - металлического золота по реак-
циям:
290
на катоде
AuI2 + е —> Au + 21 ;
I”+2е —>31” ; Н2О + е” ->1,/2Н2+ОН";
• на аноде:
Г —>1/212+е”; ЗГ ->1; + 2е”.
При введении в процесс кислого раствора нитрита щелочного ме-
талла расход дорогостоящего йода сокращается.
2NO; + 21” + 4Н+ -> I2 + 2NO + 2Н2О;
2NO + О2 2NO;; 2NO; + Н2О HNO3 + HNO2.
Золото из раствора можно осаждать ионообменной смолой. Для
этого в раствор йодида золота вводят пероксид водорода, выпавший
осадок йода выделяют из золотосодержащего раствора. В раствор
добавляют смолу, обработанную раствором аминокислоты, смолу
отделяют и направляют на десорбцию с нее золота. Процесс иссле-
дован на руде Воронцовского месторождения; при расходе йода 2,86
кг/т извлечение золота в раствор составило 84%.
Кинетика растворения золота сопоставима с цианидным выщела-
чиванием. Более высокое извлечение золота получено на рудах Ха-
баровского месторождения. При наличии углистых веществ раство-
рение золота в этом процессе значительно ухудшается вследствие
адсорбции образующего комплекса Aul” и восстановления свобод-
ного йода до йодида
FeS2 + 7I2 + 8Н2О Fe2+ + 2SO2” + 16Н+ +141” .
Известны способы растворения золота с использованием бромных
соединений. В кислой среде смесь бромидов и броматов окисляется с
выделением брома (элементарного) и растворенного золота. Раство-
ряется золото в смеси раствора хлора (или гипохлорита), бромида,
бромцианида, в комбинации гидантиона и бромида. В последнем
случае образующаяся гипобромная кислота окисляет золото до триб-
ромида золота по реакции
2Au + 3HOBr + 3Br” —> 2AuBr3+ЗОН”,
который образует тетрабромид золота AuBr3 + Вт” —> AuBr”.
291
5.3. Тиокарбамидное, тиосульфатное
и сульфитное выщелачивание
Тиокарбамидное (тиомочевинное) выщелачивание золота предложе-
но в 40-х годах XX в. И.Н. Плаксиным [10]. Оно осуществляется в ки-
слой среде при pH 2...4; в этих условиях тиокарбамид не окисляется.
В качестве окислителя применяют сернокислый раствор соли трехва-
лентного железа Fe2 (SO4 )3. Растворение золота идет по реакции
Au + 2CS(NH2 )2 + Fe3+ Au[CS(NH2 )2 ]2 + Fe2+.
Способность тиокарбамида к комплексообразованию определяет-
ся наличием группировки NH2 — С = S .
Применение серной кислоты более эффективно, чем соляной или
азотной. Повышение температуры до 30...40 °C вызывает термо-
химическое разложение тиокарбамида, которое происходит с образо-
ванием цианида и сероводорода по реакциям (\IL)CS =
= NCNH2 + H2S ; H2S + 0,5O2 = H2O + S . При выщелачивании зо-
лото-медных руд предпочтительнее применять вместо цианидного
растворения тиокарбамидное, так как в этом случае растворимость
меди в 6-8 раз ниже, чем при цианировании. В присутствии катионов
меди расход тиокарбамида возрастает в связи с образованием мед-
ных тиокарбамидных комплексов. Поэтому целесообразно проводить
предварительное окисление сульфидов в кислой среде из тиокарба-
мид ных растворов. Золото осаждают цементацией, сорбцией, щело-
чами, электролизом.
Преимущества тио карбамидного выщелачивания следующие:
- при переработке углистых руд достигается большее извлечение
золота по сравнению с цианидной технологией без предварительного
окисления углерода;
- перспективность применения для низкосортных минеральных
отвальных материалов;
- незначительная токсичность стоков и технологии отработки от-
валов;
- большая скорость растворения и меньшее влияние примесей,
особенно таких, как природный углерод;
- малый удельный расход реагента;
- простая схема регенерации растворителя.
292
К недостаткам процесса относятся:
- кислая среда и необходимость использования дорогого анти-
коррозионного оборудования;
- сложный контроль процесса выщелачивания из-за возможного
разложения растворителя;
- низкая эффективность применительно к карбонатсодержащим
рудам;
- высокая стоимость и дефицитность тиокарбамида.
При тиосульфатном и сульфитном выщелачивании в присутствии
кислорода растворение золота происходит с образованием тиосуль-
фатного комплекса [Au(S2O3)2]3-. Тиосульфатное выщелачивание
изучено в автоклавном процессе разложения золотосодержащих суль-
фидов цветных металлов в аммиачной среде. Показано, что в началь-
ной стадии окисления сульфидной серы в аммиачной среде образуется
тиосульфат, который последовательно окисляется до тионата, сульфи-
та, сульфата и сульфоната. Установлено каталитическое действие ио-
нов меди, присутствие которых увеличивает скорость растворения
благородных металлов. Заметное растворение начинается при темпе-
ратуре 50 °C, относительное растворение золота в тиосульфатном
процессе наблюдается при 80 °C. Концентрация кислорода в растворе,
несмотря на эффективное накислораживание, крайне низка, что за-
медляет процесс. В связи с этим при тиосульфатном растворении при
повышенной температуре необходимо применение дополнительных
окислителей: аммиачных комплексов меди, кобальта, которые входят
в тиосульфатные. В тиосульфатном процессе требуется определенное
соотношение растворителя Na2S2O3 и окислителя. Оптимальное со-
отношение 5:1. При этом в аммиачных тиосульфатных растворах на-
блюдается переход двухвалентного катиона меди в комплексные со-
единения: Qi2+ —>Qi(NH3)2+ —>Cu(S2O3)2_. При меньшем соотноше-
нии скорость растворения зависит от концентрации тиосульфат-иона,
но при этом на золоте возможно отложение сульфида одновалентной
меди, которое зависит от соотношения растворителя и окислителя и от
концентрации тиосульфата.
Скорость разложения тиосульфатного раствора в присутствии
сульфата меди при концентрации 1 г/л увеличивается на порядок по
сравнению с раствором, не содержащим сульфат меди. Эти обстоя-
293
тельства снижают экономическую целесообразность тиосульфатного
процесса. Для активации процесса применяют вещества с восстано-
вительными свойствами: соли одновалентного таллия, низшие этано-
ламины и др. Исключив побочные явления, тиосульфатное растворе-
ние при нормальной температуре позволяет снизить расход раство-
рителя и окислителя - в несколько раз. Скорость растворения золота
в этом случае сопоставима со скоростью процесса цианированием.
Смесь сульфита и тиосульфата аммония применяют для вскрытия и
выщелачивания марганца, растворения серебра и золота. Оптималь-
ные условия, при которых тиосульфат-ионы устойчивы: pH среды
7...8; концентрация тиосульфата аммония 20...200 г/л; температура
40...60 °C,.
При сульфатном (FeSO4) выщелачивании марганцовистых руд на
скорость растворения марганца оказывает влияние концентрация ио-
нов железа и температура. Исследовано выщелачивание марганца
сульфатными растворами на хвостах гравитационного обогащения
руды Хаканджинского месторождения. Практически полный переход
марганца в сульфатные растворы происходит при температуре 20 °C
менее чем за 2 ч. Золото и серебро при сульфатном выщелачивании
полностью освобождаются от ассоциации с диоксидом марганца с
последующим гидрометаллургическим извлечением; при этом в рас-
твор переходит значительная часть серебра. Частично в раствор пе-
реходит и золото (20...30%). Схема сульфатного выщелачивания мар-
ганцовистых золото-серебряных руд представлена на рис. 5.1.
294
Рудная пульпа
Обезвоживание
H2SO4
(сгущение, фильтрация)
4- " ...... : I
Кек Оборотная вода
~I ; I
Распульповка в голову технологического
процесса
Агитация с “сульфатными”
растворами
1
Пульпа
I
^Фнльтрация^
Фильтрат Кек
“14 I
Флотация I
Бутиловый ксантогенат
Активированный уголь
Вода
j—Оборатные растворы
Раствор Концентрат
I
Электрохимиче-
ское сигажденне Мп
.....ПНОпП^у^-..,:,,,, и. :
Товарный
диоксид
марганца
Промывка
Отмытый кек Промывные растворы
в отвал или на в оборот
гвдрометаллур-
ческую перера-
ботку с целью
доизвлечения
Аи и Ag
----------1
Раствор
I
Электрохимическое
восстановление
железа (Ш)
I
Отгенерироваии!.
раствор FeSO<
Озоление и плавка
л______________
Товарный Au-Ag
продукт (сплав)
Рис. 5.1. Схема сульфатного выщелачивания золота
295
5.4. Растворение золота в сернощелочных
растворах
Окислительная способность растворов серы в гидроксиде натрия
изучена по отношению к золоту, серебру, тяжелым цветным метал-
лам, железу. Переход металлов в раствор происходит при комнатной
температуре; с ростом ее скорость растворения увеличивается. Про-
цесс растворения металлов определяется мольным отношением серы
к гидроксиду, с увеличением его степень растворения увеличивается
в ряду металлов:
Au < Ni < Си < Со < Ag < Pb < Zn.
Установленная закономерность предполагает возможность селек-
тивного выщелачивания металлов. Определяющее влияние на рас-
творимость металлов оказывают гидросульфид и полисульфидные
ионы. Для растворения золота основным условием является наличие
дисульфид-иона (S|“ ), никеля - трисульфид-ион (), меди и се-
ребра - тетрасульфид-ион ( S2- ), цинка и свинца - пентасульфид-ион
(s52-).
Растворение золота в сернощелочном растворе происходит по ре-
акции:
2 Au + 2HS“ + 3S2’ + 2ОН” = [ Аи2 (HS2 )S2 ]2’ + 4S2’ + 2Н2О.
Коллективный золотосурьмяный концентрат выщелачивают на
Кадамжайском сурьмяном комбинате (Кыргызстан). Концентрат со-
держит 23,07% сурьмы и 9,4 г/т золота. Выщелачивание ведут в рас-
творе сернистого натрия (160 г/л) и оборотного электролита состава,
г/л: 104,6 Na2S; 29,6 NaOH; 19,2 Na2CO3; 21,4 Sb. Выщелачива-
ние осуществляется при температуре 95... 100 °C с паровым подогре-
вом. Выщелачивание сульфидов сурьмы проводят в режиме отсутст-
вия тиосульфата натрия без доступа кислорода и с добавкой восста-
новителей, чтобы исключить растворение золота. Из остатков суль-
фидно-щелочного выщелачивания извлекают золото цианированием
или другими растворителями.
Выщелачивание мышьяксодержащих продуктов щелочами ис-
пользуется как основной процесс для переработки продуктов, в кото-
рых золото тесно ассоциировано с мышьяковистыми сульфидными
296
минералами. При взаимодействии со щелочами эти минералы обра-
зуют водорастворимые арсенаты натрия и нерастворимые гидрокси-
ды железа: FeAsO4 +3NaOH = Na3AsO4 +Fe(OH)3. Перевод из
арсената в гидроксид сопровождается разрушением кристаллической
структуры FeAsSO4 и освобождением золота.
Примером щелочного выщелачивания может быть схема, преду-
сматривающая: измельчение руды, флотацию мышьяковистых золо-
тосодержащих минералов (извлечение золота 24%, мышьяка 22%),
выщелачивание хвостов раствором каустической содой. При этом в
раствор переходит до 65% мышьяка, который осаждают известью
(извлечение мышьяка в осадок составляет 98%). Остаток после ще-
лочного выщелачивания подвергают цианированию. Общее извлече-
ние в концентрат флотации и в цианистые растворы составляет 96%.
5.5. Выщелачивание золота щелочными
растворами цианидов
Цианирование является основным методом извлечения золота из
упорных руд и концентратов. Процесс осуществляется разбавленны-
ми растворами цианистых солей щелочных и щелочноземельных ме-
таллов в присутствии окислителей (кислород, перекисные соли, озон
и др.). При взаимодействии золота с раствором цианида образуется
прочный цианидный комплекс [ Au(CN)2 ]" по реакции
2Au + 4С\ + О2 + Н2О = 2[Au(CN)2 ]’ + 2ОН“ + Н2О2.
Процесс растворения золота происходит по электрохимическому
механизму: на аноде - переход металлов в виде ионов в раствор с
освобождением эквивалентного количества электронов; на катоде -
ассоциация избыточных электронов (восстановление окислителя).
Окислитель (кислород и др.) в этом процессе необходим для ассими-
ляции избыточных электронов, образующихся в результате перехода
катионов металла в раствор. Для реализации процесса необходима
диффузия ионов цианида к поверхности металла. Образующиеся
комплексные анионы золота переходят в раствор.
Процесс цианирования - это гетерогенный процесс, проходящий
во всем объеме раствора, который включает несколько стадий: ад-
сорбцию кислорода цианистым раствором; доставку ионов цианида и
297
молекул кислорода из объема раствора к поверхности минерала; хи-
мическую реакцию на поверхности минерала; отвод продуктов рас-
творения от поверхности частиц золота в раствор. Перенос реагента
из раствора к поверхности минерала осуществляется в результате
молекулярной диффузии и движения частиц растворенного вещества
с потоком жидкости.
Растворение золота проходит в диффузионном режиме. При ин-
тенсивном перемешивании, независимо от диффузии ионов цианида
или молекул кислорода, скорость растворения возрастает. Оптималь-
ная концентрация цианида составляет 0,01% NaCN, но на практике
применяют более крепкие растворы (0,02...0,05% NaCN), что зависит
от количества примесей в минеральном продукте [24]. Крупность
материала и зерен золота влияет на скорость растворения. Для по-
ристой и рыхлой структуры руды или концентрата цианированию
можно подвергать достаточно крупный материал. Глинистые и охри-
стые руды перед цианированием необходимо разжижать и интенсив-
но перемешивать. Теллуриды золота снижают скорость перевода его
в раствор; для них требуются более тонкое измельчение и высокая
концентрация щелочи, но превышение оптимальной концентрации
щелочи снижает извлечение золота. При pH среды ниже 9,36 в атмо-
сферу выделяется цианистый водород (синильная кислота). Однако
повышение концентрации щелочи выше установленного минимума
также нецелесообразно, так как при этом снижается скорость раство-
рения золота вследствие образования на его поверхности пленок и
возможного взаимодействия с сопутствующими минеральными ком-
понентами, что в дальнейшем увеличивает расход восстановителя -
при цементационном осаждении золота из раствора.
5.6. Выщелачивание просачиванием
Этот метод применяют на грубозернистом материале, не содер-
жащем глину, илы. Измельченную руду классифицируют; песковую
фракцию выщелачивают просачиванием раствора цианида или дру-
гого растворителя через слой материала, а шламовую - сбрасывают в
отвальный продукт или перерабатывают методом перемешивания.
Растворение просачиванием осуществляют в чане с ложным дни-
щем. Растворению (перколяции) подвергают классифицированные
пески с крупностью минеральных зерен не менее 0,2... 1 мм. Для руд-
ного материала пористой структуры допускается крупность кусков
298
минерального сырья до 10... 15 мм. Скорость просачивания раствора
определяет длительность процесса. Оптимальная скорость - более
50 л/(м2-ч). При скорости растворения раствора менее 20 л/(м2’ч) при-
менение перколяции нецелесообразно. На скорость просачивания
влияют многие факторы: природа золота песков, крупность песков и
частиц золота, состав минералов и взаимосвязь золота с ними. Через
кристаллический крупнозернистый материал фильтрация раствора
проходит эффективно; аморфный, тонкий материал слеживается
плотным слоем и плохо пропускает раствор.
Чаны для выщелачивания просачиванием выполняют круглой или
прямоугольной формы. Высота чана 2...4 м, диаметр - до 12... 14 м и
более в зависимости от объемов производства. Прямоугольные чаны
имеют длину до 25 м и ширину до 15 м с вместимостью песков
800...900 т. Загрузка песков в чан проводится в виде пульпы. Приме-
няют и сухие методы загрузки посредством ленточных конвейеров,
грейферных кранов, автопогрузчиков. Выщелачивание проводят по-
следовательно в несколько этапов растворами с убывающей концен-
трацией от 0,1...0,2% до 0,03...0,05% NaCN. Продолжительность пол-
ной обработки песков составляет 4...8 сут.; для классифицированных
песков она значительно больше 14 сут. Расход реагентов составляет:
0,25...0,75 кг цианида и 2 кг извести на 1 т сухих песков.
Для дробленой руды крупностью до 5... 15 мм, в которой присут-
ствует мелкий материал, необходимо предварительное о комкование
в барабанном грануляторе.
5.7. Кучное выщелачивание
Сущность метода [4, 27] заключается в том, что руда, уложенная в
виде штабелей (кучи) на водонепроницаемом основании, орошается
сверху цианистым раствором. Этот метод пригоден для переработки
пористых руд и песков, структура которых доступна для просачива-
ния растворов цианида по трещинам зернистого материала к свобод-
ным частицам золота. Крупность материала для выщелачивания зо-
лота: дробленой руды 5...20 мм, не дробленой - до 100 мм. Глинистые
вещества снижают проницаемость для растворов, замедляют ско-
рость процесса и снижают извлечение золота. Для таких руд реко-
мендуют проводить предварительное окомкование с добавкой це-
мента, цианида и извести. Площадку для формирования штабелей в
кучу покрывают слоем бетона, асфальта или утрамбованной глины;
299
иногда применяют пленки из синтетических материалов. Уклон
площадки для стока растворов (2...4 град). Отсыпку кучи ведут
фронтальным погрузчиком или бульдозером. Куча имеет форму че-
тырехугольной усеченной пирамиды. Высота кучи 3...15 м, а вме-
стимость по руде составляет 100...200 тыс. т и более.
Кучное выщелачивание (КВ) развивается в основном в связи с не-
обходимостью переработки накопленных в большом количестве от-
валов, глинистых забалансовых руд и хвостов флотации золотоиз-
влекательных предприятий. Окомкование и агломерация являются
необходимыми операциями про подготовке материала для кучного
выщелачивания. Агломерации подвергают или весь дробленый мате-
риал, или только часть расклассифиров анной тонкой шламистой
фракции.
Сооружение штабелей является решающей операцией, опреде-
ляющей конечный результат КВ. Штабели могут сооружаться в один
или несколько слоев (этажей). Высота штабеля зависит от прочности
основания, изоляции, профиля местности, физических и химических
свойств перерабатываемого материала. Откосы защищают с помо-
щью грунтового слоя, пленочных покрытий. Перед пленкой предва-
рительно укладывают слой рубероида, стеклоткани и резинотканево-
го материала.
Система орошения кучи включает оросительные устройства в
штабеле, схемы орошения и оросители различных видов. При ис-
пользовании растворов цианидов при выщелачивании открытых
штабелей высотой более 4 м применяют закрытую укладку оросите-
лей. Коллекторы изолируют инертным материалом (песок, грунт,
руда), водонепроницаемой пленкой. Пространственное расположе-
ние труб коллектора-оросителя самое разнообразное. Орошение мо-
жет быть постоянным, цикличным, точечным, разбрызгиванием че-
рез форсунки; применяют прудовое орошение через канавы, траншеи
и прудки.
Дренажная система состоит из серии элементов сбора раствора,
прошедшего через штабель и транспортирования в карту (емкость)
продуктивных растворов. Дренажная система в пределах штабеля
состоит из коллекторной части, фильтрующего материала и сборных
трубок. Дренажная система внутри штабеля определяется уклоном
площадки, проницаемостью руды, объемом раствора. Рудная масса
при хорошей проницаемости сама может служить дренажом. Дре-
нажная система снаружи штабеля должна пропускать растворы вы-
300
щелачивания и потоки во время ливней. Применяют следующие сис-
темы дренажа продуктивных растворов: через песчано-гравийный
слой; через дренажные трубы; через фильтры; через дренажные ко-
лодцы или траншеи.
Прудки (карты) продуктивных растворов должны иметь необхо-
димый объем. Продуктивные растворы КВ перерабатывают с извле-
чением из них золота, применяя различные способы осаждения:
- цементация на металлических порошках цинка, алюминия, свинца,
железа;
- сорбционные методы (адсорбция на активированном угле и ио-
нообменных смолах);
- электролитическое осаждение;
- осаждение в виде нерастворимых сульфидов.
Наибольшее распространение получили цементация на цинке и
адсорбция на активных углях.
5.8. Выщелачивание перемешиванием
Применение этого метода по сравнению с перколяционным и
кучным выщелачиванием значительно более эффективно, поскольку
процесс проводят на тонко-измельченном материале, когда золото в
основном вскрыто и активное перемешивание обеспечивает подвод
цианида и растворенного кислорода к поверхности золотин. Рас-
сматриваемый способ эффективнее и по скорости выщелачивания, и
по уровню извлечения золота.
Крупность материала при цианировании определяется крупностью
частиц золота в руде. Обычно крупность материала составляет
0,3...0,043 мм. Оптимальное соотношение Ж : Т = (1...2) : 1. Энергетиче-
ские затраты в этом процессе значительно выше, поскольку руду необ-
ходимо тонко измельчать, а перемешивание и фильтрование пульпы -
энергоемкие операции. При цианировании тонкодисперсных пульп,
особенно сульфидных, важен контроль концентрации кислорода, кото-
рый также расходуется на окисление сульфидных минералов. Концен-
трация NaCN составляет 0,01...0,1% (чаще 0,02...0,05%), а концентрация
СаО равна 0,01...0,03% (pH 9...11). При слишком плотной пульпе циа-
нирование идет медленно и неполно вследствие низкой скорости диф-
фузии реагентов к поверхности частиц золота. Обычно цианирование
кварцевых руд ведут при Ж : Т = (2...2,5):1. Процесс ведут в периодиче-
ском или непрерывном режиме.
301
В периодическом режиме пульпу распределяют в параллельно ра-
ботающие аппараты для выщелачивания. После растворения золота
пульпу перекачивают в чан-сборник, а в выщелачивающие чаны за-
качивают новую порцию пульпы.
При непрерывном процессе пульпу подвергают выщелачиванию в
каскаде последовательно соединенных аппаратов. Число аппаратов в
каскаде составляет не менее 4-6 (оптимальное 8-12). Непрерывная
система выщелачивания имеет преимущества, так как позволяет: со-
кратить обслуживающий персонал, количество насосов, общее время
цикла выщелачивания и повышает эффективность процесса.
Чаны при цианировании подразделяют на следующие виды:
- с механическим перемешиванием;
- с пневмомеханическим перемешиванием;
- с пневматическим перемешиванием.
Пачук представляет собой цилиндрический чан с коническим
днищем высотой в 3-4 раза больше диаметра. В центре чана распо-
ложен аэролифт-циркулятор с воздушной рубашкой, в которую через
трубу с прорезями подают сжатый воздух. При смешении пульпы с
воздухом образуется пульпо-воздушная смесь с плотностью, мень-
шей чем пульпа, которая поднимается в верхнюю часть аппарата,
создавая непрерывную циркуляцию. Для предотвращения запесочи-
вания в нижней части аппарата установлен диспергатор, на который
при необходимости подают сжатый воздух. Плотность пульпы может
составлять до 50...60% твердого.
5.9. Сорбционное выщелачивание
В технологии сорбционного выщелачивания совмещают два про-
цесса: цианидное растворение золота тонкозернистых пульп и сорб-
цию золота из жидкой фазы пульпы на активных углях или ионооб-
менных смолах. В этой технологии в контакт с ионообменной смо-
лой вступает не осветленный раствор, содержащий золото, а непо-
средственно пульпа, находящаяся в процессе цианирования. Раство-
ряясь в цианистом растворе, золото переходит в жидкую фазу пуль-
пы и одновременно сорбируется ионитом. Эти два совмещенных
процесса называют сорбционным выщелачиванием.
Обеззолоченную пульпу после выщелачивания направляют в от-
вал, предварительно выделив из нее насыщенную золотом смолу.
Для выщелачивания золота со смолы из пульпы применяют класси-
302
фикацию по крупности на грохоте (сите). Гранулы смолы имеют
крупность от 0,5 до 2 мм, а частицы измельченной руды - значитель-
но меньшую крупность. Затем насыщенный золотом ионит регенери-
руют, десорбируя золото, и снова направляют на повторное (много-
кратное) использование в процессе выщелачивания.
Процесс выщелачивания из пульпы позволяет исключить из тех-
нологической схемы дорогостоящую и громоздкую операцию фильт-
рации и промывки пульпы после цианирования. Технология обеспе-
чивает более высокое извлечение золота, так как одновременное вы-
щелачивание и сорбция ионитами снижают концентрацию золота в
жидкой фазе пульпы и уменьшают его сорбцию природными сорбен-
тами (углистыми веществами, глинистыми частицами минералов).
Кроме того, в присутствии ионита растворение золота проходит зна-
чительно быстрее, поскольку ионит, по-видимому, частично сорби-
рует и примеси, тормозящие растворение золота.
Сорбционное выщелачивание проводят в агитаторах с пневмати-
ческим перемешиванием - пачуках. Перемешивание пульпы с иони-
том осуществляется циркулятором. Аэролифт подает пульпу на сет-
ку, которая после разделения, поступает по желобу в следующий ап-
парат. Гранулы смолы направляют в предыдущий пачук. В зависи-
мости от объемов производства пачуки могут быть объемом до
500 м3 и более.
Емкость насыщенного ионита по золоту 5...20 мг/г, соответствен-
но степень концентрации 2000...4000 раз по сравнению с содержани-
ем в исходном продукте. Процесс ведут при pH 10...11. В качестве
сорбента на отечественных предприятиях обычно применяют макро-
пористый бифункциональный анионит АМ-2Б, который имеет по-
вышенную емкость и селективность к золото цианистому комплексу,
легко регенерируется, обладает механической прочностью. Расход
ионита 10. ..20 г на 1 т выщелачиваемой руды.
5.10. Автоклавное выщелачивание
Возможны варианты автоклавного вскрытия золота:
- кислотное окисление сульфидов, в которых «законсервировано»
тонкодисперсное золото с последующим цианированием или другим
видом выщелачивания золота;
- кислородно-аммиачное выщелачивание золотосодержащих суль-
фидов с одновременным растворением золота в автоклаве.
303
Процесс выщелачивания в автоклавах проводят при температуре
120...200 °C в атмосфере воздуха или кислорода при высоком давле-
нии. Скорость и степень окисления пирита и других сульфидов опре-
деляют температура и парциальное давление кислорода.
Полное окисление пирита и переход его в оксид железа (Бе^Оз)
наблюдается при температуре 140 °C, давлении кислорода 2000 кПа
и продолжительности 2 ч. При температуре более 120 °C сера пирита
начинает оплавляться, обволакивая зерна сульфидов; при этом сни-
жаются скорость и степень их окисления. Избыток серы при после-
дующем цианировании приводит к перерасходу цианида, который
расходуется на образование роданид-ионов. Во избежание этого из-
быток серы связывают, обрабатывая пульпу щелочами: известью и
сернистым натрием.
Окисление пирита в автоклаве проходит в несколько стадий:
2FeS2 + 7,5О2 + Н2О = Fe2 (SO4 )3 + H2SO4;
Fe2 (SO4 )3 + (3 + ц)Н2О = Fe2O3 /1Н2О + 3H2SO4;
Fe2 (SO4 )3 + (2 + 2n)H2O = 2[Fe(OH)SO4 nH2O] + H2SO4.
Арсенопирит окисляется по реакции
2FeAsS + 6,5О2 + ЗН2О = 2Н3AsO4 + 2FeSO4.
Значительная часть мышьяка переходит в раствор в виде мышья-
ковой кислоты, часть остается в осадке в виде гидроксида железа
Fe2O3-/iH2O, адсорбирующего весь растворенный мышьяк. Для
удаления мышьяка перед цианированием проводят щелочную обра-
ботку.
Пирротин окисляется при температуре ПО... 115 °C и давлении в не-
сколько сот килопаскалей, по реакции: 4FeS + 3O2 —>2Fe2O3 + 4S.
Вскрытое при окислении сульфидов золото может быть извлечено
растворами цианидов или другими растворителями, в том числе тио-
карбамидом с извлечением золота 93...95%.
При щелочном (NaOH и КОН) автоклавном выщелачивании
сульфидов наблюдается очень высокий расход щелочи - около 330 кг
на 1 т пирита, а при разложении арсенопирита и пирротина - значи-
тельно выше. При аммиачном выщелачивании простые сульфиды
окисляются с выделением растворимых сульфатов или нераствори-
304
мых гидратов и оксидов. Мышьяк переходит в раствор в форме
анионов As Оз” и As Од”; последние образуют труднорастворимые
аммиачные соединения (например, NH4CaAsO4). Эффективность
растворения золота в этом процессе зависит от присутствия тиосуль-
фатов и гидросульфидов:
2 Au + 4S2O32” + 4Н2О +1 20, = 2 Au(S2O3 )2+ + 2ОН”;
2Аи + SH” +1 / 2О2 = 2AuS” + Н2О.
Процесс ведут при температуре 100... 190 °C. На фабриках «Мак-
Лафлин» и «Гетчелл» [4, 7, 9, 11] (США) перерабатывают сульфид-
ные руды, содержащие золото в количестве 4...6 г/т, по схеме: пред-
варительная кислотная обработка - автоклавное вскрытие золота
окислением сульфидов при температуре 160...180 °C, давлении
2200 кПа; промывка пульпы противоточной декантацией, нейтрали-
зация известью и цианирование по методу CIP. Извлечение золота
92...93%.
На фабрике «Меркьюр» (США) руду, содержащую 2...3 г/т золота,
до 1,7% серы, перерабатывают по схеме: автоклавное окисление
сульфидов в щелочной среде - цианирование. Температура выщела-
чивания 220 °C, давление 3350 кПа; щелочная среда образуется за
счет присутствия в руде 20% карбонатов; цианирование ведут по ме-
тоду CIP; извлечение золота 83...90%.
На фабрике «Кэннон» (США) сульфидную руду (пирит) с содер-
жанием 8... 10 г/т золота после измельчения до крупности 95% класса
-0,074 мм обогащают флотацией. Флотационный концентрат циани-
руют в две стадии с автоклавным окислением между стадиями; золо-
то из раствора осаждают цинковой пылью; извлечение золота 92%.
Фабрика «Поргера» (Папуа - Новая Гвинея) перерабатывает суль-
фидную (пирит) руду с содержанием золота 36 г/т методом флотаци-
онного обогащения. Получаемый низкосортный пиритный концен-
трат содержит 9% серы при извлечении в него 90...95% золота. Кон-
центрат перерабатывают по схеме: окисление в автоклавах кислоро-
дом при температуре 190 °C и давлении 1800 кПа в течение 3 ч;
обесшламливание кислого раствора в сгустителе; цианирование
шлама осуществляют по стандартной угольно-сорбционной техноло-
гии с получением золотых слитков.
305
5.11. Биохимическое выщелачивание
Биохимическое выщелачивание (БВ) упорных руд и концентратов
основано на том, что в присутствии микроорганизмов - автотрофных
бактерий типа Tiobazilusferobaziolns - золотосодержащие сульфиды же-
леза окисляются до сульфата, арсената железа и серной кислоты при
атмосферном давлении и нормальной температуре. Освобожденное от
сростков золото легко выщелачивается цианистыми растворами.
Биохимическое окисление сульфидов происходит в присутствии
бактерий по реакциям:
2FeS2 + 7,5О2 + Н2О---->Fe2 (SO4 )3 + H2SO4 \
2FeAsS + 7О2 + 2Н2О---->2FeAsO4 + 2H2SO4.
Роль бактерий сводится к ускорению окисления продуктов разло-
жения сульфидов; микроорганизмы являются катализаторами, т.е.
переносчиками электронов от донора (сульфида) к акцептору (кисло-
роду). Степень биоокисления пирита в присутствии микропримесей
значительно возрастает, и при окислении на поверхности пирита об-
разуется ярозит, который тормозит окисление сульфида. Оптималь-
ные условия окисления пирита: pH 0,8...3,0, температура 28...40 °C,
плотность пульпы 10...20% твердого. Активная деятельность бакте-
рий проявляется при введении в процесс серной кислоты, питатель-
ных добавок, кислорода. Полнота окисления золотосодержащих
сульфидов железа (85...95%) достигается за четверо суток. В ряде
случаев биохимическое вскрытие пиритного концентрата повышает
извлечение золота при цианировании с 10...20 до 75%. По способно-
сти к биоокислению сульфиды расположены в ряд: пирротин > арсе-
нопирит > антимонит > пирит > сфалерит > халькопирит > галенит.
Отмечается, что наиболее благоприятным сырьем для биоокисления
являются мышьяковистые руды, а наиболее упорными - пиритные
руды, а также руды, в которых благородные металлы связаны с гале-
нитом, халькопиритом и сфалеритом [17, 20 - 22]. Достаточно упор-
ными по отношению к биовыщелачиванию являются углеродсодер-
жащие золотые руды.
Известны исследования, согласно которым при бактериальном
вскрытии и выщелачивании углеродсодержащих сульфидных руд и
концентратов с использованием автотрофных микроорганизмов
сорбционная активность в цианистом процессе сохраняется; макси-
306
мальная сорбционная способность наблюдается в легкой углисто-
глинистой фракции (степень сорбции золота из раствора 98%) и не-
значительная сорбция - в тяжелой сульфидной фракции. На рис. 5.2
приведена принципиальная схема биовыщелачивания мышьяксодер-
жащих золотопиритных руд и концентратов.
Руда,
Концентрат
Пульпа
Обезвоживание
(с промывкой твердого остатка методом
противоточной декантации в сгустителях)
I--------------------------I
Кислые бактериально- Пульпа Твердые сорбенты
Обезвреженная пульпа цикл обога-
1 щення руды
в хвосто хранилище
Рис. 5.2. Технологическая схема биогидрометаллургической
переработки мышьяково-пиритных руд и концентратов
307
В «Иргиредмете» В.В. Лодейщиковым исследованы [4] концентраты
различных пиритных и смешанных мышьяково-пиритных руд (табл. 5.1
и 5.2) по схеме (рис. 5.3): предварительная бактериально-химическая
обработка концентратов - цианирование. В большинстве случаев раз-
ница в извлечении золота по сравнению с цианированием необработан-
ных «сырых» концентратов составляет 10... 15% при абсолютном извле-
чении золота до 95.. .98%. Технология рекомендована для реализации на
рудах, перерабатываемых на Тасеевской, Дарасунской (Забайкалье),
Актусской (Казахстан), Араратской (Армения). Ангренской (Узбеки-
стан), Олимпиадинской (Красноярский край) и других фабриках. Изу-
чена возможность предварительного бактериального окисления концен-
тратов с последующим цианированием кека на рудах других перспек-
тивных месторождений с ростом извлечения золота, %: Нежданинского
(Якутия) 94,8; Майского (Колыма) 90; Зарнитам (Узбекистан) 89; Кум-
птор (Киргизия) 94,1.
Таблица 5.1
Химический состав концентратов различных месторождений,% масс.
Месторождение Fe S As Sb Си с Ч-С>рг Аи, г/т Ag, г/т
Ключевское 39,7 36,6 0,31 0,01 0,27 - 24,0 17,2
Тасеевское 13,2 13,0 2,0 0,50 0,27 1,5 35,6 56,3
Дарасунское 28,1 26,5 8,56 0,19 0,60 - 45,0 46,2
Жолымбетское 13,5 10,0 0,10 0,01 0,18 1,6 105 40,4
Аксусское 22,0 20,1 1,25 0,08 4,56 2,4 40,3 60,1
Бестюбинское 16,8 13,9 0,10 0,01 0,33 1,8 270 139
Акжальское 8,0 5,4 2,20 0,01 0,05 9,5 32,2 3,7
Ангренское 17,1 18,9 0,85 0,25 0,83 - 55,0 307
Зармитанское 32,9 30,9 13,0 1,0 0,10 3,9 27,6 247
Араратское 10,6 8,4 0,46 0,09 4,27 2,3 50,0 39,1
Бакырчикское 7,3 4Д 1,90 0,01 0,03 2,3 24,2 1,0
Олимпиад инское 21,9 14,5 3,73 1,78 0,11 4,0 49,0 40,1
Примечание. Прочерк в таблице указывает на практическое отсутствие
данного компонента в концентрате
308
Результаты цианирования концентратов и кеков
методом биохимического выщелачивания
Таблица 5.2
Месторождение Содержание металлов в исходных концентра- тах, г/т Содержание металлов в хвостах циа- нирования кеков БВ, г/т Извлечение металлов по схеме БВ - цианиро- вание, % Извлечение металлов при прямом циани- ровании кон- центратов, %
Аи Ag Аи Ag Аи Ag Аи Ag
Ключевское 24,0 17,2 5,0 7,5 79,2 56,4 79,2 49,4
Тасеевское 35,6 56,3 1,2 8,5 96,6 84,9 75,3 65,4
Дарасунское 45,0 46,2 2,2 18,0 95,1 61,0 89,7 70,1
Жолымбетское 105,0 40,4 2,2 3,3 97,9 91,8 94,8 88,9
Аксусское 40,3 60,1 1,2 3,3 97,0 94,5 81,6 93,3
Бестюбинское 270 0 139,0 6,8 5,0 97,5 93,4 92,3
Акжалвское 32,2 3,7 11,0 - 65,8 - 19,9 45,9
Ангренское 55,0 307,0 0,9 14,0 98,4 95,4 93,8 81,6
Зармитанское 27,6 247,0 2,9 5,6 89,5 97,7 66,7 62,7
Араратское 50,0 39,1 1,2 3,1 97,6 92,1 90,2 82,6
Бакырчикское 24,2 1,0 9,4 - 61,2 - 10...15 -
Олимпиад инское 49,0 40,1 4,0 - 92,0 - 62,6 -
Смесь концен- тратов ключев- ского, тасеевско- го и дарасунско- го месторожде- ний 33,0 38,7 2,5 11,8 92,4 69,5
Смесь концен- тратов аксусско- го, жолымбет- ского и бестю- бинского место- рождений 88,0 68,0 2,2 3,6 97,5 94,7
309
Концентрат
। Презрительное
I цианирование ...
Концентрат
Золотосодержащие
растворы
Гр авитационно-фл отащ юниая
перечистка (с донзмельчением
ов)
Вторичный
концентрат
Пром продукты
перечистки
^Бактериальное1
3 выщелачивание^
Обезвоживание пульпы
(сгущение, фильтрация)
Растворы Кек БВ
^-1 *
Нейтрализация
а основной цикл
обогащения руды
СаО
I Двухстадиальное цнанирова-
{ние (2-я стадия - в режиме сорб-
| цнонного выщелачивания)
Хвосты
Аи-содержашнй
товарный продукт
На обезвреживание
и складирование а
хвостохраннлище
Рис. 5.3. Рекомендуема технологическая схема биогидрометаллурги ческой
переработки концентратов Тасеевской ЗИФ
Для извлечения тонкодисперсного золота найдены нетоксичные
растворители биогенного происхождения - продукты метаболизма
гетеротрофных микроорганизмов и раствора аминокислот, получае-
мые при деструкции белоксодержащих отходов производства ли-
монной кислоты. Растворяющая способность продуктов метаболизма
бактерий увеличивается с ростом концентрации окислителя (перок-
сида натрия), высаливателя (хлористого натрия). Оптимальное отно-
шение Ж:Т составляет 1:1...2:1; pH 9...10; в слабокислых средах из-
310
влечение золота в раствор снижается более чем в два раза. Высокой
растворяющей способностью обладают микроорганизмы Bacillus,
Bacterium, Chromobacterium. Наиболее активно растворяют золото
мутантные штаммы бактерий Bac.mestericusniges 12 и 129 при ис-
пользовании в качестве источника азота - мочевины и углерода -
глюкозы. Микроскопические грибы в отличие от бактерий способны
аккумулировать золото из растворов. Наиболее эффективны Asper-
gillusnigern Aspergillusozyzal. Растворяют золото аминокислоты, пеп-
тиды, белки и нуклеиновые кислоты. Из аминокислот растворяют
золото алпаратин, глицин, гистидин, серин, фенилалалин; из белков -
растворимые протамины и глобулины; из пептидов - кислые и ще-
лочные. Отмеченные продукты растворяют золото в щелочных сре-
дах, а в кислых средах они восстанавливают его до металла. По
сорбционной способности грибы находятся на уровне активирован-
ных углей, а по поглощению коллоидного золота они в 8-10 раз эф-
фективнее.
5.12. Способы осаждения золота из растворов
Из цианистых, тиомочевинных и других растворов благородные
металлы, в том числе золото, выделяют следующими методами:
- осаждение цинком;
- сорбцией ионообменными смолами;
- сорбцией активными углями;
- экстракцией;
- электролизом.
Осаждение цинком
Этот метод в практике переработки золотосодержащих руд сохра-
няет ведущее место; в то же время такие методы, как сорбционный,
основанный на ионообменных смолах, и «уголь в пульпе» начинают
широко применяться. В электрохимическом ряду напряжений потен-
циал цинка (-0,76 В) более отрицателен, чем потенциал золота
(1,50 В) и серебра (0,80 В). Стандартный электродный потенциал в
цианистых растворах также более отрицателен для цинка (-1,26 В),
чем для золота (-0,61 В) и серебра (-0,51 В). Металлический цинк
легко вытесняет золото из цианистых растворов по реакции
2 Au(CN)” + Zn = 2 Au + Zn(CN)*’ .
311
Являясь восстановителем, цинк разлагает молекулы воды с вы-
делением газообразного водорода. Кислород же в цианистых
пульпах восстанавливается цинком с образованием гидроксиль-
ных групп. В соответствии с этими реакциями значительная часть
цинка расходуется не по прямому назначению; в частности, часть
цианида связана с цианистыми комплексами цинка. Цинк вытес-
няет из цианистых растворов (в случае их присутствия) металлы,
стоящие в электрохимическом ряду слева от него: медь, серебро,
платину, свинец, никель и др. Теоретически расход цинка на оса-
ждение золота составляет 0,19 г на 1 г золота, а практически его
расход в десятки раз больше. В цианистом растворе между метал-
лическим цинком и раствором происходит обмен ионами, в ре-
зультате которого на анодных участках цинка идет его ионизация,
а на катодных - восстановление золота, кислорода и воды.
При выравнивании стационарного и равновесного потенциалов
осаждение золота может прекратиться, хотя термодинамическое рав-
новесие еще не наступило. При определенных условиях вследствие
продолжающегося окисления цинка кислородом и водой активная
поверхность его уменьшается, возрастает анодная поляризация, ста-
ционарный потенциал сдвигается в сторону положительных значе-
ний и может начаться обратный процесс растворения уже восстанов-
ленного золота. Во избежание этих явлений поверхность цинка
должна быть как можно более высокоразвитой, что достигается уве-
личением ее за счет предварительного освинцевания. Для этого ме-
таллический цинк обрабатывают раствором растворимой соли свин-
ца (уксусно- или азотнокислой). На поверхности цинка образуется
рыхлый губчатый осадок металлического свинца с большой удель-
ной поверхностью. Освинцованный тонкодисперсный порошок ме-
таллического цинка значительно ускоряет процесс осаждения золота.
Но скорость осаждения золота ограничена скоростью диффузии
анионов Au(CN)” к поверхности катодных участков. Интенсивное
перемешивание увеличивает предельный ток восстановления золота,
т.е. скорость диффузии анионов Au(CN)” к поверхности цинка. Но
при чрезмерном перемешивании происходит и восстановление ки-
слорода, что ведет к увеличению расхода цинка; возможен также от-
рыв пленок восстановленного на цинке золота. На практике циани-
стые растворы перед осаждением золота подвергают операции де-
аэрации - обескислороживанию, а само осаждение проводится мето-
312
дом просачивания раствора через слой дисперсного порошка метал-
лического цинка.
При цементации происходит окисление цинка с образованием
цинкат-иона ZnO^”. При низкой щелочности цинкат-ионы гидроли-
зуются с образованием нерастворимого белого осадка гидроксида
цинка. В свою очередь, гидроксид цинка при недостаточной концен-
трации цианида взаимодействует с комплексным цианидом цинка с
образованием белого осадка цианистого цинка. Белые осадки гидро-
ксида и простого цианида цинка, образующиеся при осаждении золо-
та из цианистых растворов с недостаточной концентрацией цианида
и щелочи, являются нежелательными. Они отлагаются на поверхно-
сти цинка, препятствуют контакту цинка с раствором и осложняют
процесс осаждения. Кроме того, образование этих осадков приводит
к разубоживанию золотого осадка, что усложняет его дальнейшую
переработку. В связи с этим осаждение золота проводят из растворов
с оптимальной концентрацией цианида и щелочи, при которых обра-
зование цинкат-ионов маловероятно. При избытке цианида простой
цианид цинка растворяется, что препятствует образованию осадков.
В связи с этим необходимо тщательное обескислороживание раство-
ров перед осаждением золота.
Присутствие примесных компонентов в растворах для цементации
нежелательно, так как они образуют на поверхности цинка плотные
пленки, препятствующие осаждению золота. Щелочные сульфиды об-
разуют на поверхности цинка пленки сульфидов цинка и свинца, так же
препятствующие осаждению. Медь из растворов легко вытесняется
цинком и покрывает его поверхность. Поэтому вначале из растворов
осаждают чистым цинком медь, а затем уже освинцованным цинком
осаждают золото. Вредное влияние оказывают также коллоидные со-
единения кремнекислоты, которые в присутствии извести образуют
пленки силиката кальция, поэтому растворы для цементации должны
быть абсолютно прозрачными. После сгущения и фильтрации растворы
осветляют, применяя для этого песковые фильтры, рамные вакуум-
фильтры, рамные фильтр-прессы, мешочные фильтры и т.д. Осветлен-
ный раствор после деаэрации смешивают с цинковой пылью и уксусно-
кислым свинцом и фильтруют при одновременном осаждении золота.
Процесс цементации протекает с высокой скоростью и полностью.
Расход цинковой пыли составляет в зависимости от содержания
золота в растворе 15...50 г на 1 т раствора. Степень осаждения золота
313
99,5...99,9%, концентрация золота в обеззолоченных растворах не
превышает 0,02...0,03 г/м3. Цинковые осадки после цементации золо-
та имеют сложный вещественный состав и содержат, %: золота
5...35; цинка 20...60; свинца 4...25; меди - до 30; селена - до 12 и дру-
гие компоненты. Способы очистки золотых осадков могут быть раз-
личными. Наибольшее распространение получила кислотная обра-
ботка с последующей сушкой и плавкой на золото серебряный сплав.
Промытый и обезвоженный осадок выщелачивают 10... 15%-ной сер-
ной кислотой. Затем осадки прокаливают при 500...700 °C с целью
перевода неблагородных металлов в оксиды, которые при после-
дующей плавке переводят в шлаки. При прокалке удаляется влага,
разлагаются остатки солей и окисляется нерастворимый цинк. Про-
каленные осадки смешивают с флюсами и плавят на золото серебря-
ный сплав. В качестве флюсов используют соду, буру, кварцевый
песок, плавиковый шпат. Для предотвращения образования штейна,
в который может перейти часть золота (при наличии в осадках серы),
в шихту вводят окислитель - натриевую селитру или диоксид мар-
ганца, которые также способствуют окислению неблагородных ме-
таллов. Полученные сплавы могут содержать благородные металлы
950-980-й пробы. Слитки взвешивают и отправляют на аффинажное
производство. В шлаке могут содержаться застрявшие корольки зо-
лота и серебра. По мере накопления таких шлаков их повторно пла-
вят. Переплавленный шлак обогащают, выделяя из него золото и се-
ребро с применением амальгамации, шлюзов, концентрационных
столов и последующим цианированием хвостов.
В отдельных случаях осадки обрабатывают наиболее простыми
методами. Это может быть плавка сырых осадков без кислотной об-
работки и сушки, которую применяют для очень богатых по содер-
жанию золота осадков. Качество слитков при этом получается невы-
соким. Иногда сырые осадки перерабатывают с предварительным
окислительным обжигом перед плавкой.
Обеззолоченные растворы после цементации золота цинком со-
держат свободный цианид и комплексные соединения цианида; их
иногда подвергают регенерации для последующего использования.
Сорбционное извлечение золота
При сорбции золота из растворов в качестве сорбентов ис-
пользуют нерастворимые твердые высокомолекулярные вещества,
которые в своем составе имеют ионогенные (активные) группы, спо-
314
собные обмениваться с ионами раствора того же заряда и знака в эк-
вивалентном количестве. Ионообменными свойствами обладают
очень многие природные и искусственные соединения. Синтетиче-
ские смолы имеют большее практическое значение. Макромолекула
ионообменных смол состоит из полимерных молекул, углеводород-
ные цепи которых имеют поперечные связи - мостики, образующие
матрицу смолы. Матрица несет в себе неподвижные заряженные
группы - фиксированные ионы, заряд которых нейтрализуется внут-
ри смолы подвижными ионами противоположного знака, которые
называются противоионами. В целом фиксированные ионы и проти-
воионы образуют ионогенные группы. Противоионы, обладая под-
вижностью, легко обмениваются с ионами раствора того же знака.
Если фиксированные ионы имеют отрицательный заряд, то ионит
(смола) способен к обмену катионов и называется катионитом, а если
заряд положительный, то ионит может обмениваться анионами и на-
зывается анионитом.
На ионообменные свойства смолы оказывает влияние природа фик-
сированных ионов. Ионообменные смолы выпускают в виде гранул
сферической формы размером 0,5...3 мм. В воде они набухают, при этом
пространственная сетка смолы растягивается, ее объем увеличивается,
что облегчает проникновение ионов внутрь зерна ионита. Увеличение
объема при набухании может быть от 1,5 до 20%. Важная характери-
стика ионита - его обменная емкость. Полная обменная емкость харак-
теризует максимальное количество ионов, поглощенное смолой при
полном насыщении обменных ионогенных групп. Она выражается в
миллиграмм-эквивалентах на 1 г ионита в сухом состоянии. Противо-
ионом у катионита, который обменивается с ионами раствора, может
быть Н+; противоионом у анионита может быть группа ОН”. Для циани-
стого комплекса золота в качестве ионообменной смолы разработан на
основе стирола и дивинилбензола бифункциональный макропористый
анионный сорбент АМ-2Б; он достаточно прочен, легко регенерируется,
имеет высокую емкость и селективность. Расход смолы составляет
10...20 г/т. Противоионом в смоле является гидроксильный ион ОН”,
который легко обменивается на золотоцианистый комплекс.
Взаимодействие цианистого комплекса со смолой проходит по ре-
акции:
[Au(CN)2]” +7ЮН =7?[Au(CN)],
где R - каркас ионита.
315
Извлечение золота из раствора определяется равновесной концен-
трацией золота в растворе. Кроме золота на смоле сорбируются сво-
бодный цианид и цианистые комплексы других металлов, которые
снижают емкость смолы по золоту. На смоле также сорбируются
анионы C1_,SO^_,S2O|”. Скорость процесса определяется либо ско-
ростью диффузии в зерне ионита, либо скоростью диффузии через
пленку раствора у поверхности зерна ионита. В реальных условиях
скорость невелика, а продолжительность процесса измеряется десят-
ками часов. Вначале сорбируются анионы, обладающие малым срод-
ством к иониту (Fe, Си, Аи). С увеличением продолжительности кон-
такта они вытесняются анионами сродства (Au, Zn, Ni). Сорбцию зо-
лота на анионитах ведут из цианистых пульп, содержащих обычно
2... 10 мг/л золота. Установлено, что бифункциональные аниониты
АМ-2Б и АП-3 превосходят по емкости сильно основ ной анионит
АМ-П; наибольшую емкость имеет анионит АМ-2Б.
Сорбция золота активными углями
Активные угли - пористые углеродные сорбенты. Их получают из
различного органического сырья: древесины, углей, антрацита, костей
животных, скорлупы кокосового ореха и т.д. При производстве углей
из сырьевых материалов при нагревании без доступа воздуха удаляют
влагу и часть смолы. Полученный уголь-сырец имеет крупнопористую
структуру и невысокие сорбционные свойства. Для получения микро-
пористой структуры его активируют обработкой диоксидом углерода
или водяным паром при 800. ..900 °C. До 50 % угля при этом выгорает,
а оставшаяся часть имеет микропористую структуру. Иногда угли об-
рабатывают при высокой температуре солями или кислотами, при
этом также часть угля выгорает. Удельная поверхность образовавше-
гося активного угля составляет 400...1000 м2/г.
Адсорбция электролитов на активных углях обусловлена ха-
рактером взаимодействия угля с кислородом воздуха. Активиро-
ванные угли могут проявлять анионо- и катионообменные свойства в
зависимости от температурного режима обработки. Для сорбции бла-
городных металлов из цианистых растворов применяют «положи-
тельные» активные угли, у которых преобладают анионообменные
свойства. Такой уголь может быть использован для сорбции благо-
родных металлов как из осветленных цианистых растворов, так и из
пульп.
316
В настоящее время сорбция на активированных углях широко
используется в практике кучного и других видов выщелачивания
[12, 18, 25, 26, 33]. Сорбцию из растворов проводят в динамических
условиях, пропуская золотосодержащий раствор последовательно
через 3-4 вертикальные колонны, заполненные гранулированным
активным углем с крупностью зерен около 1 мм. Насыщенный
уголь (2...5 кг/т золота) отправляют на регенерацию. В отечест-
венной практике уголь применяют для сорбции благородных ме-
таллов из цианистых растворов обогатительных фабрик, перераба-
тывающих полиметаллические руды в динамических и статических
условиях. Насыщенный благородными металлами сорбент не реге-
нерируют, а подшихтовывают к медному или свинцовому флотаци-
онным концентратам.
Сорбция из пульп проводится аналогично сорбции на ионо-
обменных смолах. Эта технология широко распространена на за-
рубежных золотоизвлекательных предприятиях.Цианирование ведут
в цепочке 5-10 аппаратов с пневматическим или механическим пе-
ремешиванием при противоточном движении угля и пульпы.
В качестве сорбента используют гранулированный уголь крупностью
1,2...3,4 мм, приготовленный из скорлупы кокосового ореха. Сорб-
цию ведут из пульп плотностью 40...45 % твердого при концентра-
ции цианидов в жидкой фазе 0,01. ..0,02 % при pH 10...10,5 и загрузке
сорбента 10...30 г/л. Емкость угля по золоту составляет 2...8 кг/т.
Технология с применением углей дешевле, чем технология с исполь-
зованием ионообменных смол, но потери углей вследствие их меха-
нической непрочности высокие и составляют 100...200 г на 1 т руды.
Насыщенный уголь перерабатывают сжиганием с последующей
плавкой золы на черновое золото или же элюированием с примене-
нием растворителей. Второй способ - более рациональный. Раство-
рителями могут быть горячий цианистый раствор, жидкий аммиак,
водный раствор сернистого натрия или щелочей; чаще на практике
применяют горячие цианистые растворы 0,1...0,2 % NaCN и 1...2 %
NaOH. Процесс ведут в цепочке из трех-четырех вертикальных ко-
лонн. В каждой колонне раствор движется снизу вверх. Процесс ве-
дут при 85...95 °C. Процесс десорбции занимает 2...3 сут. Увеличить
скорость процесса можно повышением температуры до 120... 130 °C.
Благородные металлы из элюата осаждают электролизом с нерас-
творимыми анодами. В зарубежной практике используют три типа
угольно-сорбционного процесса [4, 9, 18]:
317
- цианидное выщелачивание с последующей сорбцией благород-
ных металлов на угле (С1Р-процесс);
- сорбционное выщелачивание благородных металлов, когда про-
цессы цианирования и сорбции совмещены (CIL-процесс);
- сорбция благородных металлов из осветленных или полу-
осветленных растворов (С1С-процесс).
Все отмеченные процессы состоят из четырех основных операций:
- адсорбции растворенных металлов;
- десорбции (элюирования) с получением концентрированных
растворов (элюатов);
- извлечения металлов из элюатов;
- регенерации угля.
По технологии CIP в ЮАР работает целый ряд предприятий: но-
вые фабрики, модернизированные на базе действующих рудников;
фабрики, перерабатывающие пиритные огарки по схеме цианирова-
ние - фильтрация - сорбция, золотосодержащие отвалы, кеки заво-
дов. Считают, что капитальные затраты на строительство крупного
предприятия по этой технологии составляют одну треть затрат на
строительство предприятия по технологии осаждения цинком. Золо-
тоизвлекательные фабрики проектируются и строятся по принципу
модульных установок.
По технологии «уголь в пульпе» работает завод фирмы «Пинсон
Майнинг» в штате Невада (США), который перерабатывает 1300 т
руды в сутки с содержанием 4,1 г/т золота. Руда дробится в две ста-
дии до крупности -16 мм, измельчается до 10% класса +0,074 мм в
две стадии. Слив гидроциклонов с 15% твердого поступает в сгусти-
тель диаметром 30 м. Цианид (0,15 кг/т) и известь (1,4 кг/т) подают в
измельчение. Выщелачивание начинается с цикла измельчения и за-
канчивается в сгустителе с извлечением в слив сгустителя до 95%
золота. Слив направляют на сорбцию золота в пяти колоннах, в каж-
дую из которых загружают по 908 кг активного угля. В насыщенном
угле содержится 6...7 кг/т золота. Пульпу из сгустителя с 40 % твер-
дого выщелачивают в течение 24 ч в четырех чанах с механическим
перемешиванием. Сорбцию золота ведут в каскаде из пяти чанов с
загрузкой угля в пульпу (20 г/дм3). Золото десорбируют из угля рас-
твором 1,5%-ной щелочи и 0,15% цианида при 90 °C в трех десорб-
ционных аппаратах (12,8x3 м) в течение 72 ч.
Метод CIP внедрен на всех новых фабриках Канады. Применение
технологии «уголь в пульпе» при переработке углистых руд позво-
318
лило вдвое увеличить производство золота в Австралии, так же как и
на предприятии «Пинсон Майнинг». Измельчение руды ведут вместе
с цианидом и известью, затем пульпу сгущают, сгущенный продукт
цианируют с последующей сорбцией золота по технологии «уголь в
пульпе», а слив сгустителя направляют на осаждение золота в колон-
нах активным углем. Конечным продуктом является сплав Доре, по-
лученный электролитическим осаждением из растворов на стальную
вату. Аналогичная технология внедрена на одном из рудников Фи-
липпин, с той лишь разницей, что выщелачивание цианидом про-
водят в сгустителе и в чанах с перемешиванием импеллерными ме-
шалками. Извлечение в раствор золота составляет 88,7%.
Извлечение золота электролизом
Наиболее совершенным методом осаждения золота из растворов
является электролиз. При пропускании постоянного тока через тио-
мочевинный раствор на катоде восстанавливается золото:
[Au(ThiO) 2 ]+ + е = Au + 2ThiO .
Вместе с золотом восстанавливается серебро и в меньшей степе-
ни - металлы-примеси с более отрицательными потенциалами. Про-
цесс катодного восстановления золота протекает в режиме предель-
ного тока вследствие невысокого содержания золота; при этом ионы
водорода восстанавливаются: 2Н+ + 2е = Н2.
На аноде идет процесс окисления молекул воды с выделением ки-
слорода. На аноде возможно окисление тиомочевины с образованием
формамидиндисульфида, который разлагается на тиомочевину, циа-
нид и элементную серу. Окисление тиомочевины нежелательно, так
как это увеличивает ее расход, загрязняет катодный осадок серой, ко-
торая может способствовать растворению восстановленного из рас-
твора золота в присутствии формамидиндисульфида и тиомочевины.
Во избежание этого анодное и катодное пространство электро-
лизера разделяют ионитовой мембраной (пленкой из ионообменных
смол) с высокой электропроводностью и пропускающей катионы или
анионы. В катодное пространство подают золотосодержащий тиомо-
чевинный раствор (католит), в анодное - разбавленный раствор
(20 г/л) серной кислоты (анолит). Для разделения пространства этих
растворов применяют катионитовые мембраны. В катодном про-
странстве электролизера должна регенерироваться вся тиомочевина
319
и половина серной кислоты. В реальных условиях катионитовая
мембрана, частично проницаемая для анионов, и часть регенерируе-
мой серной кислоты попадает в анодное пространство; возможно
также частичное проникновение католита в анодное пространство,
что повышает кислотность анолита. Температура повышает скорость
электролиза, но при повышении ее более 50 °C мембрана начинает
разрушаться. Интенсивность электролиза золота возрастает с увели-
чением катодной поверхности. Это достигается применением като-
дов в виде блоков, составленных из многих тонких пластин или изго-
товленных из специальных волокнистых углеродных материалов
(толщина волокон 5...10 мкм). Такие катоды устойчивы в агрессив-
ных средах и обладают высокой электропроводимостью.
Электролиз ведут в циркуляционном режиме. Отфильтрованный ре-
генерат поступает самотеком в электролизер из напорной емкости.
Обеззолоченный католит частично снова поступает в напорную емкость
до тех пор, пока не будет достигнута заданная степень осаждения золота
(96...98 %). Обеззолоченный раствор возвращается в цикл регенерации
смолы. Анолит также циркулирует через специальную напорную каме-
ру, а отсюда снова в анодные камеры. При повышении кислотности бо-
лее 50 г/л его заменяют свежим раствором. Катодный осадок из элек-
тролизера по мере накопления разгружают, для чего процесс электроли-
за останавливают. На углеродных катодах осаждают 30...50 кг золота на
1 кг углеродного материала. Осадок после разгрузки с катода содержит
углерод (2...3%), его прокаливают при 500...600 °C. Черновой металл
содержит 95...96% золота и серебра.
5.13. Практика химического обогащения
5.13.1. Переработка пиритсодержащих руд и продуктов
Доля золота, добываемого из пиритных руд, составляет более
30%. Основные способы извлечения золота: флотационные с после-
дующим цианированием сульфидных концентратов; флотационные с
предварительным обжигом концентратов, химическое (автоклавное)
или биохимическое выщелачивание с последующим цианированием;
флотационные с цианированием сульфидных концентратов и хвостов
флотации; выщелачивание (цианидное) руды с последующей флота-
цией хвостов цианирования и термохимической или биохимической
переработкой концентратов; цианирование руды с предварительным
320
вскрытием тонкого золота энергетическими или биохимическими
воздействиями [1 - 4, 28 - 31]. В мировой практике представляет ин-
терес ряд предприятий [4, 13].
На фабрике «Итогон» (Филиппины) перерабатывают зол ото пи-
ритную руду с содержанием 4 г/т золота. Руда, дробленая до крупно-
сти 10 мм, измельчается по двухстадиальной схеме в замкнутых цик-
лах с механическими классификаторами и гидроциклонами. После
золотопиритной флотации хвосты классифицируются в гидроцикло-
нах и сгустителе с направлением песковой фракции на закладку гор-
ных выработок. В схеме перед второй стадией дробления предусмот-
рена промывка руды, шламовая фракция которой после обезвожива-
ния присоединяется к песковой фракции хвостов флотации. Флота-
ционный золото-пиритный концентрат после доизмельчения в циа-
нистой среде подвергается цианированию в три стадии (рис. 5.4). Из-
влечение золота в цикле флотации 93%, при цианировании 93,6%.
На фабрике «Мак-Интайр» (Канада) золото-пиритную руду
(9,5 г/т) после измельчения в одну стадию до крупности 85% класса -
0,2 мм в шаровой мельнице, работающей в замкнутом цикле с отса-
дочными машинами и механическими классификаторами, флотиру-
ют с использованием в качестве собирателей ксантогената (70 г/т), и
аэрофлота 25 (1,5 г/т), а вспенивателя-доуфроса (27 г/т). Из хвостов
флотации на концентрационных столах извлекают свободное золото;
флотационный и гравитационный концентраты объединяют, доиз-
мельчают в цианистой среде до крупности 85% класса -0,044 мм и
цианируют в одну стадию. Общее извлечение составляет 93,5%, в
том числе гравитационное - 15%. Флотационно-гравитационные
схемы обогащения с последующим цианированием сульфидных кон-
центратов применяют на фабриках «Артур-Вайт», «Джайент Иело-
унайер», «Кемпбелл»(Канада), «Нью-Консорт»(ЮАР) и др. Гравита-
ционные концентраты после доводки плавят, золото из растворов
осаждают цинковой пылью или сорбцией на углях.
Гравитационный концентрат после перечистки отправляют на
плавку; флотационный концентрат после обжиг, измельчения и обо-
гащения на винтовых сепараторах, цианируют. Первая стадия обжига
ведется при температуре 540...565 °C, вторая - 520...525 °C. Из газов
обжига улавливают мышьяк, серу и сурьму. Общее извлечение золо-
та из руды 95,8%. Испытана возможность автоклавного окисления и
последующего цианирования, обеспечивающего рост извлечения зо-
лота до 98,5%.
321
Измельченный концентрат
Рис. 5.4. Схема обогащения на фабрике «Итогов»
На заводах «Кови Сейко» и «Тобаго» (Япония) перерабатывают
пиритные концентраты по технологии, включающей окислительный
обжиг в печах КС с использованием отходящих сернистых газов для
производства серной кислоты. Пиритный огарок, содержащий, %:
железа 60,7; меди 0,46; серы 0,37; цинка 0,45; свинца 0,14; мышьяка
0,05; золота 0,7 г/т; серебра 37 г/т, подается в холодильники, где
орошается 40%-ным раствором хлористого кальция (4% от массы
огарка). После измельчения огарок гранулируется до крупности 80%
класса 12... 15 мм и сушится. Хлорирующий обжиг окатышей ведется
при температуре 1250 °C в трубчатых печах. Обожженные окатыши
322
содержат 61% железа и 0,04% серы. Газовая фаза, пройдя промывку,
осаждение в скруббере и электрофильтрах, поступает в виде пульпы,
в отстойники. Раствор содержит, г/л: меди 20; цинка до 38; свинца 4;
железа 4,5; ионов хлора 150; золота 0,8; серебра 70. Раствор поступа-
ет на гидрометаллургическую переработку. После цементации меди,
восстановления других металлов, золото-серебряный свинецсодер-
жащий осадок подлежит дальнейшей очистке и переработке.
На фабрике «Гетчелл» (США) перерабатывают руду, содержащую
мышьяковые минералы, пирит, пирротин, антимонит. Руда упорная,
содержание золота 4,67 г/т. Переработка руды осуществляется по
технологии автоклавное выщелачивание - цианирование. После
двухстадиального измельчения (первая стадия - полусамоизмельче-
ние) до крупности 80% класса -0,074 мм пульпа сгущается до 50%
твердого и обрабатывается серной кислотой с целью разложения
карбонатов. Затем пульпу нагревают до 150 °C и подают в автоклавы
(3x24 м). Автоклавы работают в периодическом режиме под давле-
нием кислорода 2,8 МПа и температуре 210 °C. Перемешивание
пульпы осуществляется пропеллерными мешалками. Окисленная в
автоклавах пульпа после охлаждения нейтрализуется молотым из-
вестняком до pH 10,5 и при плотности 33% твердого направляется на
цианирование. Извлечение золота составляет 89%.
На фабрике «Кэннон» (США) кварцево-пирит-карбонатная руда со-
держит свободный углерод, золота 8... 10 г/т. Руда, измельченная в две
стадии до крупности 95% класса -0,074 мм, флотируется после каждой
стадии. Объединенный концентрат цианируют в две стадии; между ста-
диями проводится автоклавное окисление золотосодержащих сульфи-
дов. Золото осаждают из растворов цинковой пылью (рис. 5.5).
Тонковкрапленные упорные руды, в которых золото крупностью
до 2...5 мкм ассоциировано с пиритом, марказитом, арсенопиритом и
другими сульфидами и сульфосолями, перерабатывают на фабрике
«Мак-Лафлин» (США). По схеме (рис. 5.6) руда измельчается в две
стадии до крупности 80% класса -0,074 мм (первая стадия работает в
режиме полу само измельчения). Затем измельченная руда обрабаты-
вается серной кислотой для растворения карбонатов, подогревается
до 120 °C и направляется на автоклавное выщелачивание. Темпера-
тура в автоклавах 175 °C, давление 220 кПа, pH среды 1,8...1,9. Окис-
ленная пульпа из автоклавов нейтрализуется известью до pH 10,5 и
поступает на цианирование по схеме: выщелачивание, угольная
сорбция, десорбция золота с активных углей, электролиз. Извлечение
323
I дробление
(подземное)
Ф
II дробление
I измельчение
....Флотация!
концентрат хвосты
. 95%А074мм
Классификация в гидроциклонах
слив пески
^концентрат
Перечистная фло-
тация (2 стадии)
ХВОСТЫ 1
Фл от а ци я П.
хвосты
II измельчение
концентрат J*
Контрольная
__________________
хвосты концентрат
j В хвосто-
I хранилище
Сгущение
Ц и а н и р'о 8 а н и е I
Фильтрация
фильтрат кек
Окисление в автоклавах
Нейтрализация известью
Цианирование И
Фильтрация
Обезвреживание хлором Осаждение цинковой
............J... - ПЫЛЬЮ
В хвостохранплише
Рис. 5.5. Схема обогащения на фабрике «Кеииои»
золота 92...93%. Более бедные руды перерабатывают по флотацион-
но-гидрометаллургической схеме. Из руды (1,98 г/т золота) получают
флотационный концентрат с содержанием золота 22 г/т и сульфидов
18,5% при извлечении золота 57% от руды; хвосты флотации циани-
324
руют. Общее извлечение золота из бедных руд около 70%. Флотаци-
онный концентрат присоединяют к богатым рудам и совместно пере-
рабатывают по автоклавной технологии.
Руда
Грохочение
1+200 мм -200 мм
Дробление
* I
Складирование,
усреднение
I Полусамоизмельчение
II измельчение
80 % -0,074 мм
Разложение карбонатов и сгущение
H2SO4—1 сгущенный продукт < слив
Кислотная обработка В отвал
слив
J Подогрев пульпы
Кислород
Автоклавное окисление
J
Охлаждение и промывка
Известь . NaCN
Цианирование
Угольная сорбция
Десорбция
Электролиз
Рис. 5.6. Схема обогащения на фабрике «Мак-Лафлин»
На фабриках «Меркьер» и «Голдстрайк» (США) применяют также
автоклавную технологию выщелачивания всей руды (окисленной и
сульфидной). Измельченная руда постепенно нагревается острым паром
до 183 °C. Для нагрева используют колонны (2,3x9,0 м), после которых
325
пульпа направляется в автоклавы. Процесс автоклавного окисления
проводят в щелочной среде, так как руда содержит до 20% карбонатов.
Продолжительность сорбционного цианирования 24 ч. Насыщенный
золотом уголь (2400 г/т) промывается азотной кислотой; золото с угля
десорбируют раствором каустической соды и цианида при температуре
130 °C. Затем элюат поступает на электролиз с катодами из стальной
ваты. Катоды переплавляют на слитки, содержащие 94% золота и 6%
серебра. Извлечение золота по этой схеме 83%.
На фабрике «Остин» (США) руду, содержащую сульфиды железа,
мышьяка, сурьмы, а также углистое вещество, перерабатывают по
флотационно-биохимической технологии. Переработка флотационных
концентратов проводится по методу: бактериальное выщелачивание -
цианирование. Извлечение золота в флотационный концентрат состав-
ляет 82...87%, содержание в концентрате золота 90...170 г/т. Для вы-
щелачивания сульфидов используются различные культуры бактерий,
степень окисления сульфидов - около 80%, продолжительность био-
окисления 120 ч. Окисленная пульпа нейтрализуется известью, про-
мывается и поступает на цианирование. Извлечение золота в этом
процессе выше, чем без биоокисления, на 70%. Золото из растворов
осаждают активными углями.
На фабрике «Тонкин Спринг» (США) перерабатывают упорную
золотосодержащую руду с тонкозернистыми сульфидами и тонко-
дисперсным золотом. Руда содержит, %; сера 1,34; железо 1,76;
мышьяк 0,25; углерод органический 0,39; золото 3,9 г/т; серебро
6,2 г/т. При прямом цианировании тонкоизмельченной руды извле-
чение золота не превышает 60%. Исследованы методы: флотация;
окислительный обжиг (руды и концентрата); щелочное выщелачива-
ние; выщелачивание азотной кислотой и бактериальное окисление.
Для реализации принята технология биоокисления и сорбционного
цианидного выщелачивания (рис 5.7). Руду измельчают до крупности
-0,044 мм, подкисляют серной кислотой, кондиционируют с бакте-
риями и питательными добавками; после чего проводят биохимиче-
ское окисление сульфидов при температуре 30...40 °C, и плотности
пульпы 30% твердого, в присутствии воздуха, продолжительность
обработки 60 ч. Затем пульпу сгущают, нейтрализуют кислую среду
известью. Золото из раствора осаждают активными углями в течение
24 ч, после чего применяют стандартный цикл десорбции золота с
угля. Извлечение золота составляет 90%.
326
Руда
4
Дробление
Измельчение
Г^оЖмм
HsSCu, бактерии,
ДШ2Н£Дьнь1О0бшси^
I
Подкисление
Воздух . . . —~
золота
Рис. 5.7. Схема обогащения на фабрике «Тоикии-Сприиг»
В России институтами ЦНИГРИ, МИСиС, НИМИ РАН и
ТУЛНИГП для руд Олимпиадинского месторождения разработана
биохимическая технология переработки упорных руд и концентра-
тов. Предварительное биоокисление в течение 100...120 ч пирротин-
пирит- арсенопиритового концентрата, содержащего до 70% сульфи-
дов, 37% мышьяка и 0,4% органического углерода, позволяет повы-
сить извлечение золота с 38...51 до 94...96%. По данным зарубежной
практики биотехнология экономически выгодна, если отношение
концентрации золота (г/т) к содержанию серы (%) больше 1.
В олимпиадинском концентрате это отношение больше 3. Биотехно-
327
логия в полупромышленных условиях отработана для обогащения
упорных руд Нежданинского, Майского, Албазинского, Кумтор и
других месторождений.
В табл. 5.3 приведены сравнительные результаты переработки
упорных руд по сорбционной и биотехнологии. С применением авто-
трофных бактерий достигнута высокая степень окисления сульфидов
и вскрытие тонковкрапленного золота при продолжительности био-
выщелачивания 72...96 ч. При последующем цианировании продук-
тов биоокисления извлекается 97...98% золота. Установлено, что пе-
ред биоокислением необходима операция предварительной аэрации в
известковой среде в течение 8...24 ч. При этом окисляются: элемент-
ная сера, железо двухвалентное, сульфиды и другие компоненты
пульпы. Предварительная аэрация снижает расход цианида и повы-
шает извлечение золота.
Таблица 5.3
Показатели биотехнологии упорных концентратов
Месторожде- ние (страна) Рудные минералы Степень биоокисления,% Извлечение золота, %
Арсено- пирит Пи- рит Пирро- тин Сорбци- онное цианиро- вание Биоокисление и сорбцион- ное цианиро- вание
Майское (РФ) Пирит, арсенопи- рит, антимонит 90,0 57,3 - 6,0 94,6
Олимпиад ин- ское (РФ) Пирротин, арсено- пирит, пирит, антимонит 98,0 50,7 99,0 46,2 94,3
Нежданинское (РФ) Пирит, арсено- пирит 97,2 86,1 - 60,0 94,7
Кючюское (РФ) Пирит, арсено- пирит, антимонит 97,4 52,4 - 9,0 94,8
Албазинское (РФ) Арсенопирит, пирит 99,4 93,1 - 12,9 98,0
Биран (Узбекистан) Арсенопирит, пирит, галенит, сфалерит 97,1 70,5 — 61,2 93,5
Кумптор (Киргизия) Пирит 39,1 - - 81,3 94,1
В работах МИСиС изучено влияние ацидофильных автотрофных
микроорганизмов на эффективность выщелачивания и последующе-
328
го цианирования с использованием автоклавного процесса. Авто-
клавное выщелачивание осуществлялось в растворе серной кислотой
под давлением до 2500 кПа и температуре 95...200 °C с использова-
нием в качестве окислителя кислорода и ионов трехвалентного желе-
за. Скорость этого процесса выше биохимического выщелачивания,
продолжительность выщелачивания сульфидных концентратов
1,5...3,0 ч. Образующаяся при окислении сульфидов элементная сера
при автоклавном выщелачивании находится в жидком состоянии,
обволакивает частицы золота и неокислившиеся сульфиды, что
ухудшает процесс выщелачивания. Разработан способ выщелачива-
ния сульфидных концентратов, при котором сульфидные минералы
окисляются трехвалентным железом в сернокислой среде при атмо-
сферном давлении и температуре 70...80 °C; трехвалентное железо
непрерывно регенерируется термофильными бактериями или хими-
ческим окислителем. Бактериальное окисление железа проводится в
отдельном аппарате с одновременной аэрацией после разделения
жидкой и твердой фаз. Исследован концентрат, содержащий 23% ар-
сенопирита; 10% пирита; 20 г/т золота; 10,2% мышьяка; 9,1% серы;
12,8% железа. При прямом цианировании концентрата извлечение
составляет 68,6%. По новой технологии при содержании твердого
16...20% и температуре 70...75 °C окисленную бактериями жидкую
фазу для регенерации железа подают в реактор в случае появления
двухвалентного железа, контролируемого окислительно-восстанови-
тельным потенциалом. Извлечение золота при последующем циани-
ровании кека выщелачивания составляет 88,9...95,2%. Содержание
мышьяка в кеке выщелачивания снижается до 0,23... 1,38%, а извле-
чение мышьяка в раствор составляет 91,3...95,1%. В сравнении с био-
выщелачиванием продолжительность процесса сокращается в 10 раз,
снижается расход реагентов, уменьшаются капитальные и эксплуа-
тационные затраты, улучшается экологичность процесса.
Руду одного из месторождений Казахстана, содержащую, %:
кварц 65, кальцит 6, плагиоклаз 8, хлорит 7, полевой шпат 4, сульфи-
ды 4, обогащают флотацией. Золото на 63% связано с сульфидами и
имеет тонкую вкрапленность. Форма золотин - пластинчатая, губча-
тая, комковидная. Флотационный концентрат с содержанием золота
54 г/т; мышьяка 5,5%; сурьмы 1,78%; серы 7,1% перерабатывают по
биохимической сорбционной технологии с использованием гетеро-
трофных бактерий. Технология позволяет повысить извлечение золо-
та на 10... 12% по сравнению с существующими методами.
329
Для руд Воронцовского месторождения, в которых основная масса
золота на 85% доступна для цианирования, упорность золота обуслов-
лена его ассоциацией с минералами мышьяка и сурьмы (3,7%), минера-
лами железа и карбонатами (5,4%), тонкой вкрапленностью в сульфидах
(3,57%). Разработанная технологическая схема включает измельчение в
цианистой среде, сгущение, предварительное цианирование, сорбцион-
ное выщелачивание с использованием активного угля. Насыщенный
уголь после отмывки направляют на десорбцию и термическую регене-
рацию. Золото из элюатов извлекают элекролитическим методом; ка-
тодные осадки плавят на золотосеребрянный сплав.
5.13.2. Переработка пирротиисодержащих руд
и продуктов
Фабрика «Люпин» (Канада) перерабатывает руды, представлен-
ные железистыми кварцитами, содержащими пирротин, с которым
ассоциирована основная масса золота, содержание которого состав-
ляет 8,46 г/т. Руда, измельченная до 90% класса -0,074мм, после
сгущения поступает на аэрацию с целью окисления пирротина и ис-
ключения отрицательного влияния на цианирование. Выщелачивание
ведут в течение 48 ч. Для связывания растворимых соединений серы
в цианистую пульпу подают азотнокислый свинец. Осаждение золота
из растворов проводят цинковой пылью. Осадки плавят на золотые
слитки, содержащие 85% золота. Извлечение золота составляет 95%.
Расход реагентов, г/т: цианистый натрий 820; известь 1800; азотно-
кислый свинец 265; цинковая пыль 45 [4, 9].
На фабрике «Детур Лейк» (Канада) принята двухстадиальная схе-
ма измельчения до крупности 70% класса -0,074 мм (первая стадия в
мельнице полусамоизмельчения, вторая стадия - в галечной мельни-
це); аэрация в известковой среде при pH 10,6; сгущение до содержа-
ния твердого 50% и цианистое выщелачивание продолжительностью
30 ч; сорбция золота на активных углях; отделение угля от пульпы на
вибрационном грохоте; десорбция золота раствором цианистого на-
трия, едким натром при температуре 90 °C и продолжительности 6 ч;
обработка обезметаленного угля 5%-ным раствором азотной кисло-
ты, водой, 1%-ным раствором едкой щелочи; промывка водой, сушка
и прокаливание угля в печи при температуре 600...650 °C. Золотосо-
держащий раствор поступает на электролиз. Извлечение золота из
руды составляет 90% [9, 18].
330
5.13.3. Переработка сурьмяных продуктов
На фабрике «Иеллоу Пайн» (США) (рис. 5.8) флотацией получают
сурьмяный и золотой концентраты, содержащие соответственно, %:
сурьма 46 и 4; сера 22 и 35; мышьяк 1,8 и 9,0; золото 17 и 71 г/т; серебро
482 и 85 г/т [4]. Концентраты перерабатывают пирометаллургическими
методами. Проводят окислительный обжиг медного концентрата при
температуре вначале 370 °C, в конце - 730 °C. Сурьмяный концентрат
при температуре от 450 до 550 °C. Твердые продукты обжига концен-
тратов шихтуют: 25% золотого огарка, 45% сурьмяного огарка, 20%
сурьмяной пыли, 10% кварца и плавят в электропечи. Затем черновую
сурьму рафинируют в отражательных печах. Конечная стадия - конвер-
тирование металлической сурьмы с получением триоксида сурьмы и
остатка, обогащенных драгоценными металлами.
Фабрика «Хиллгрув» (Австралия) перерабатывает руды, содер-
жащие пирит, пирротин, арсенопирит, шеелит, графит, золото. Схема
переработки руды представлена на (рис. 5.9) и включает: измельче-
ние до 60% класса -0,074 мм; обогащение в конусном сепараторе;
перечистку на винтовых аппаратах и концентрационных столах;
флотацию сурьмы этиловым ксантогенатом и МИБК; перечистку
флотационного концентрата на концентрационном столе с целью
удаления арсенопирита; флотацию арсенопирита из хвостов сурьмя-
ной флотации. Концентрат содержит 15...20% мышьяка, 5% сурьмы и
150...200 г/т золота. Золото из сурьмяного концентрата, содержащего
60% сурьмы и 40 г/т золота, извлекают растворением кислыми рас-
творами тиокарбамида (продолжительность выщелачивания 15 мин,
расход тиокарбамида 2 кг/т при извлечении золота до 80%. Из тио-
карбамидных растворов золото извлекают сорбцией на углях. Общее
извлечение золота из руды 85%, сурьмы - 95%.
Сарылахская фабрика (Россия) перерабатывает руду с высоким со-
держанием сурьмы (15...20%) и золота до 10 г/т. Минералы: мелкозер-
нистый антимонит, жильный кварц, карбонаты, глинисто-углистые
сланцы. Золото тонкое, менее 0,1 мм. Около 20% золота крупное
(0,15 мм). Схема - гравитационно-флотационная, предусматривающая
двухстадиальное измельчение (первая стадия - мельница самоизмель-
чения, вторая стадия - шаровая мельница). Мельницы работают в
замкнутом цикле с гидроциклонами и отсадочными маши нами
МОД-1. В схему измельчения включены короткоконусные гидро ци-
клоны и концентрационные столы СКМ-1А и СКО-1, используемые
331
Золетой концентрат
I .......*..
Окиелз сдельный обжиг
Огарок Газы
4, ;
Охлаждение Обеспыливание
Сурьмяный концентрат
Окисл1ггелькьи1 обжиг
% ..........I
Огарок Газы
Охлаждение Обеспыливание
в циклоне
4
Г азы Пыль
♦ t—
Очистка от мышьяка
^мешочный фильтр^
Г азы Технический
трноксад мышьяка
В атмосферу На склад
в циклоне
Газы Пыль
i 4
Улавливание сурьмы
(мешочнь! и фильтр)^
Г азы Сурьмяная пыль
В атмосферу
Кварц
Шихтование
Ч
Шихта
1 4
Плавка в электропечи
Шлак Черновая Г азы
сурьма
анупирование Охлаждение
I- 4
Гранулированный шлак
В отвал
Фильтрация
i'.........;
Газы Пыль
В атмосферу
Рафинирование
Вода —1 Шлак
I 4
Выщелачивание
4- ♦
Остаток Раствор
В отв ад
Металл
4
Г paHvjji фоаание
4
К о цверт> >ро ва ние
Газ с оксидом Золотосодержащий
сурьмы осадок
Улавливание высоко- Гранулирование
сортного оксида
Оксид сурьмы Газы
I ;
Упаковка В атмосферу
I
В продажу
4-
Упаковка
В продажу
Рис. 5.8. Схема обогащения на фабрике «Иеллоу-Пайн»
332
Руда
Дробление в 2 стадии до крупности -1$ мм
Бункера мелкой руды
Фтшм!1..ш№
Вода—«г
Цианистый цикл
CaO^’T”J™NaCN ♦
Измельчение и
Измельчение и
класснф1пкация
Свинцовая флотащ гя
РЬ концентрат Цинковая
флотация
Пиритная
классификация
^Сгущение
Сгущенный Слив
продукт 4г
Агитация
Г" Вода
На РЬ завод
Осветление, осаждение
серебра и золота
[ Ag«Аи-Си~осадок| Обезметаллен-
ные растворы
Фильтрация с
ГТ1
Раствор Кек
I 1 1
—J Промывные В отвал
воды
На металлургическую На регенерацию цианида
переработку
Рис. 5.9. Схема обогащения на фабрике «Хиллгрув»
для перечистных операций. Гравитационный концентрат, содержа-
щий 1320 г/т золота и 65,5% сурьмы, доизмельчают до крупности -
0,3 мм и подвергают глубокой доводке по схеме: магнитная сепара-
ция; сульфидно-щелочное выщелачивание (сурьмы) и окислитель-
ный обжиг (выведение мышьяка, серы и сурьмы). Огарок плавят с
333
флюсами на металлический слиток, содержащий золото 84...91 %,
медь 8... 15%, железо 1...2%, который направляют на аффинажный
завод. После гравитационного извлечения золота измельченная
пульпа поступает на флотацию золотосодержащих минералов бути-
ловым ксантогенатом. Концентраты основной и контрольной флота-
ции перечищают и после сгущения, фильтрации и сушки направляют
на сурьмяный завод. Золото-сурьмяный концентрат содержит 58,4%
сурьмы, 25 г/т золота при извлечении сурьмы 91,5% и золота 66,7%.
5.13.4. Переработка сернистых руд
На фабрике «Деламар» (США) перерабатывают руды, содержа-
щие 0,7 г/т золота и 160 г/т серебра [4]. Основные минералы: наума-
нит (Ag2Se), акантит (Ag2S), аргентит, пирартирит, арсеноярозит,
свободное золото. В руде высокое содержание глинистых минералов.
Руду измельчают в мельнице самоизмельчения, затем после класси-
фикации в гидроциклонах пески доизмельчают в шаровой мельнице
до крупности 80...90% класса -0,074 мм. Измельченная руда посту-
пает на цианирование. Золото из раствора осаждают цинковой пы-
лью по стандартной технологии. В осадке содержание благородных
металлов более 80%; осадок плавят на сплав металл Доре.
На фабрике «Реаль дель Монте» (Мексика) перерабатывают руду,
содержащую 400 г/т серебра и 2...3 г/т золота. Руду после мелкого
дробления измельчают в две стадии. Флотационный цикл включает
свинцовую, цинковую и пиритную флотацию. Руду, содержащую
170 г/т серебра и 1 г/т золота, измельчают в цианистых растворах до
крупности 60% класса -0,074 мм; затем измельченную руду сгуща-
ют, перемешивают в течение 72 ч с цианистым раствором (2,5 г/л
NaCN), после чего осаждают из растворов серебро на установке
«Мерил-Кроу». Осадок с содержанием 85% серебра и 0,45% меди
плавят в отражательной печи с последующим электролитическим
рафинированием анодов. Серебро осаждается на катоде, осадок сни-
мают и плавят в электропечи. Анодный золотой шлам разваривают в
горячей азотной кислоте, после очистки от меди и серебра промыва-
ют, сушат, плавят, отливают в аноды и отправляют на электролиз;
электролитом является раствор хлорного золота в соляной кислоте.
Извлечение металлов в цикле обогащения составляет, %: 87 свинца,
88 цинка, 85серебра и 92 золота. На рис. 5.10 приведена схема пере-
работки осадков.
334
Ag • Au * Си осадок
Плавка в отражательных печах Доре
Отливка в аноды
I
Эдяпродю (в »»ни»х Тум
Катодное Раствор
серебро
Водад |
Фильтрование
и промывка
Плавка в зл. печах
I
Розлив в слиткн
______4.....,
Чистое серебро
(999 проба)
Анодный золото-
содержащий шлам
j j—HNO,
Кислотная обработка
Цементация меди
Цементная медь
На медепла-
вильный завод
Плавка и нефтяной печи
4
Отлмшса золотых анодов
Электролиз
в ваннах Вольвкля
4
Плавка в электрической
печи
I
РОЗЛ1ГВ в слитки
Чистое золото
(999Л проба) ;
Рис. 5.10. Схема обогащения на фабрике «Реаль дель Монте»
На Карамкенской ЗИФ (Россия) перерабатывают руду с тонкой вкра-
пленностью ценных компонентов. Золото находится в форме электрума
крупностью менее 74 мкм. Схема переработки руды и регенерации смо-
лы представлена на рис. 5.11. Руду измельчают в мельнице самоизмель-
чения (первая стадия) до крупности 95% класса -0,074 мм. Извлечение
составляет: золота 90...95%, серебра 83...86%. На ряде золотоизвлека-
тельных фабрик применяют и другие схемы (рис. 5.12)
На предприятии «Калгурли» (Австралия) перерабатывают суль-
фидные теллуристые руды. Золото в свободном виде связано с суль-
фидами (пирит, арсенопирит, халькопирит, теллуриды) и находится в
тонкодисперсной форме. Применяемая схема гравитационно-флота-
ционная с цианированием концентрата и хвостов флотации; общее
извлечение золота составляет 87,8%.
335
Руда (-300 мм)
1-я стадия измельчения
... Д^хочеипе (таоммсль)
± i +20 мм -20 мм 4
2-я стадия измельчения КжсспФика
Классификация (пщрощ целой ьр
Пески
Слив
I |Известь
I £|Полпакриламид
Сгущение
Смола Ам-2Б-~
NaCN
Сгущенный Слив
Цианирование
В оборот
1АШШИЯ
Насыщенная Реагенты
смола I ..............
Пульпа
Элюирование металлов и pei*e-
нерацня смолы ("золотой" цикл)
Orret! epi грова иная
смола
Растворы регера-
ционного цикла
Au-Ag элюаты
Л1П
Au - Ag
катодный
осадок
2-я Сталия сорбции
Насыщенная Пульпа
смола I г— СГ
Элюирование
металлов и ре-
генерация смо-
лы (“серебря-
ны1Г цикл)
Обезвреживание
В отвал
Г“
Растворы
регенера-
ционного
цикла
Отгеиериро-
ванная смола
В обороти частично
Ag - Au
на нейтрализацию и элюаты
сброс |
На электролиз
Рис. 5.11. Схема переработки руд с регенерацией смолы
иа Кар амкейской ЗИФ
336
Руда
Дробление до -13 мм
Измельчение I
Обогащение на концентрационных столах
Концентрат
Хвосты
На амальгамацию
и плавку
Измельчение II
(до 75 % -0,074 мм)
Концентрат
Хвосты
Сгущение
Сгущение
Сгущенный
продукт
Слив
Сгущенный
продукт
Слив
Цианирование
В оборот
Цианирование
В оборот
Фильтрату
е к Фильтрат
Сгущение
Слив
Сгущенный
продукт
Обжиг
Цианирование
Фильтрация
Осаждение Осаждение Фильтрация
цинковой
пылью
цинковой
пылью
Кек Фильтрат
ек Фильтрат
В хвосто-
вой пруд
В хвосто-
вой пруд
Плавка
Аи-сплав
Рис. 5.12. Схема обогащения обогащения золотосодержащих руд
с применением процесса цианирования
На фабрике «Грейт Боудлер» (Австралия) перерабатывают теллу-
ристо-пиритную руду с содержанием золота 7,7 г/т (рис. 5.13). Руду
337
Руда после дробления
I - 12 мм
Измельчение в стержневой мельнице
Классификация в гидроциклоне
4 Пески
Измельчение
в шаровой
мельнице
Сгущение
Пульпа 1
4 Раствор на
Выщелачивание осаждение
золота
Обеззолоченный раствор
I фильтрация
Кек
Раствор
II фильтрация
^Кек Раствор 1
Обработка
сернистым газом
Агитация
Флотация
' Концентрат
Хвосты 4
в отвал Обезвоживание
Концентрат
Вода в
отвал
Обжиг
Г
Огарок
Вода
Репульпация
Цианид
Фильтрация
Кек 1
Вода в
отвал
Выщелачивание
Фильтрация
Раствор на осаж-
дение золота
Рис. 5.13. Схема обогащения на фабрике «Грейт Боудлер»
измельчают в цианистой среде в две стадии. После промывки и
фильтрации пульпу кондиционируют с сернистым газом в башнях и
338
флотируют с использованием реагентов: бутиловый ксантогенат,
крезиловая кислота, медный купорос, сосновое масло; плотность
пульпы во флотации 45% твердого. Концентрат основной флотации
обжигают, после чего огарок с содержанием 120 г/т золота и 145 г/т
серебра промывают и цианируют. Золото из раствора осаждают цин-
ковой пылью. Общее извлечение золота составляет 91%, в том числе
при цианировании руды 66% и при цианировании огарка - 25%.
На фабрике «Эмперор» (Фиджи) перерабатывают теллуристо-
сульфидную медную руду, содержащую пирит, марказит, арсенопи-
рит, халькопирит, тетраэдрит, борнит. Золото самородное и в виде
теллуридов; содержание в руде золота 7,2 г/т, серебра 11,1 г/т, теллу-
ра 10,1 г/т. Схема (рис. 5.14) включает следующие операции: про-
мывку руды перед второй стадией дробления в лопастной мельнице;
грохочение на три класса (+38; -38+10; -10 мм); ручную рудоподго-
товку класса +38 мм; дробление обогащенного класса +38 мм и +10
мм в короткоконусной дробилке; классификацию дробленой руды и
класса -10мм на пески и шламы; сгущение и шламовую флотацию
тонкого класса; доизмельчение песков и концентрата шламовой фло-
тации в две стадии до крупности 65% класса -0,074 мм; флотацию
теллуридов с использованием бутилового ксантогената, реагента 66 и
дизельного масла; доизмельчение флотационного концентрата с по-
следующей металлургической переработкой. Хвосты флотации обо-
гащают по схеме: сгущение, цианирование, фильтрация, обработка
сернистым газом, обработка медным купоросом, флотация сульфи-
дов с доизмельчением концентрата, окислительный обжиг, водная
отмывка огарка, цементация меди из раствора, цианирование огарка,
сгущение подвергнутого цианированию огарка, осаждение золота из
слива сгущения, осаждение золота из объединенных цианистых рас-
творов цинковой пылью. Осадки плавят на черновое золото. Извле-
чение золота составляет 86,2%, теллура 88%.
На фабрике «Голден Мэштоу» (Канада) перерабатывают свинцо-
во-цинковую руду, содержащую 1,15 г/т золота и 133 г/т серебра. Зо-
лото в основном ассоциировано с пиритом и халькопиритом. Из-
мельченная руда поступает на флотацию золотосодержащих сульфи-
дов. Сульфидный концентрат, содержащий 3,7 г/т золота, 288 г/т се-
ребра, 40% серы, 32% железа, 5,5% цинка, 2% свинца и 0,5% меди,
доизмельчают и цианируют. Затем пульпу сгущают, фильтруют. Кек
вместе с хвостами пиритной флотации поступает на коллективную
свинцово-цинковую флотацию с последующей селекцией. Золото-
339
NsjS
Руда
4
Измельчение
Классификация
4* -----
Дошмелъчшие Шламовая фдетацнж
4 4 ::г
Флотация Аи, Те, Си
4
Хвосты
4™"
Концентрат
4
Измельчение
NaOH
NsuCOj
Св(ОС1)з
Окисление Те
Хвосты
4
В отжал
Цитирование
Аи раствор
Цианирование
с обезвоживанием
в сгуатгт&тм
4'
Остаток Аи * раствор
Выщелачивание
теллура
Раствор
”4
Кек
Си - кон*
центрах
”4 4
Обжиг
Распу дыховка
SO;»обработка
Флотация
Хвосты
Газы
В трубу
них выработок
Осаждение
теллура
4
Осадок
4
Сушка
4
Плавка
.„.4:
Раствор
В отвал
Огарок 4
I Г азы (SOj)
4 4.„........——
Водим промывка
в сгустителях
Раствор Сгущенный
продукт
| .—СаО
Опте»
теллура
Цементация Известкование
медн 1
Ф ... Ti!!""--
Цементная медь
Осаждение А и
Осадок
Кислотная
обработка.
Плоха
4
Раствор
4
В оборот
Металлическое
золото
Рис. 5.14. Схема обогащения на фабрике «Эмперор»
340
содержащий раствор цианирования направляют на осаждение золота
цинковой пылью. Особенностью схемы (рис. 5.15) является флотация
золота и сульфидных золотосодержащих открытых сростков при
грубом измельчении руды после первой стадии в режиме обработки
пульпы слабыми (селективными) собирателями - аэрофлотами с по-
следующей флотацией золота более сильным собирателем - ксанто-
генатом. Золотосодержащий концентрат после с гущения поступает
Руда
Дробление
Аэрофлот 31 - 8 г/т
Аэрофлот 208 • 27 г/т
Измельчение
Классификация
Пески Слив :
Ксантогенат - 35 г/т
Сосновое масло - 9 г/т
—< Флотация золота
ф Концентрат
Классификация
Хвосты
Слив
Известь
Пульпа
Цианид
ф Пески
Измельчение
Вода в
отвал
Выщелачивание
Кек
Раствор на
осаждение
золота
Цинковый купорос 900 г/т
Цианид • 1260 г/г
ф Пульпа
Фильтрация
Медный купорос • 500 г/т
Известь - 430 г/т______
Свинцово-цннковая
флотация
Концентрат
Свинцовая флотация
Хвосты
в отвал
Свинцовый
концентрат
Цинковый
концентрат
Рис. 5.15. Схема обогащения на фабрике «Голден Мэштоу»
341
на цианирование, а хвосты - на свинцово-цинковую флотацию. Рас-
пределение золота по продуктам свинцово-цинковой флотации, %: в
свинцовый концентрат - золота 2,3; серебра 37,0; в цинковый - золо-
та 18,6; серебра 4,4. Извлечение золота в цианистый раствор 79%;
извлечение цветных металлов в одноименные концентраты составля-
ет, %: свинца 73,3 и цинка 90,5.
На фабрике «Эль Мочито» (Гондурас) золото извлекают из хво-
стов селективной свинцовой и цинковой флотации цианированием с
развитой схемой противоточной декантации, осаждением золота из
цианистых растворов цинковой пылью и плавкой осадка на сплав
металл Доре.
5.13.5. Обогащение глинистых руд
Особенности переработки глинистых руд [4] сведены к следую-
щему: доступное классическими способами раскрытие частиц золота
от ассоциации с рудными и породными минералами; сорбционная
активность по отношению к цианистым комплексам золота; низкая
скорость сгущения и фильтрации; вязкость глин, мешающих очистке
поверхности частиц золота от примесных компонентов; высокая
сорбционная способность по отношению к реагентам и коллоидным
частицам золота. В основном глинистые руды перерабатывают мето-
дом прямого цианирования с использованием бесфильтрационной
технологии, основанной на совмещении процессов цианирования и
осаждения золота ионообменными смолами или активными углями.
С целью сокращения времени выщелачивания золота измельчение и
дезинтеграцию глинистых руд ведут в цианистой среде, что позволя-
ет уже на этой стадии до 70...90% золота перевести в раствор.
На фабрике «Хоумстейк» (США) перерабатывают кварц-пирит-
пирротиновую хлоритизированную сланцевую руду. Золото - сво-
бодное и ассоциированное с сульфидами железа, легко раскрываемое
и цианируемое; содержание золота 11 г/т. В схеме (рис. 5.16) преду-
смотрены: улавливание золота в цикле измельчения с использовани-
ем корытных гидроловушек, отсадочных машин и шлюзов с подвиж-
ным покрытием; тройная перечистка гравитационных концентратов
на концентрационных столах Денвера с последующей плавкой.
Хвосты гравитации после доизмельчения классифицируют в гид-
роциклонах с последующим раздельным цианированием песков и
шламов (рис. 5.17). Извлечение золота в цикле гравитации составляет
50%, а по фабрике - около 95%.
342
Руда
Дробление I
Дробление 2
Грохочение
+50 мм -50+13 мм - 13 мм
—I
Дробление 3
Грохочение
I |
+13 мм -13мм
Бункерование
Измельчение 1
Классификация в гидроциклонах
Слив (65 % -0,074 мм)
Классификация в гидроциклонах
Измельчение
Слив (99,5 % -0,074 мм)
Сгущение
I--------1
Слив Сгущенный
| продукт
il оборот <
На фабрику
“Уголь в
пульпе”
Пески Отсадка
(выход 60 %) J
Концентрат Хвосты
На перколяцию
1 Обогащение
на шлюзах
$
Концентрат Хвосты
3-х кратная перечистка
на столах
I------------------I
Концентрат Хвосты
(“Золотая головка”) 1
На плавку
Рис. 5.16. Схема обогащения на фабрике «Хоумстейк»
На Куранахской ЗИФ (РФ) перерабатывают руды месторождений
Боковое, Канавное, Центральное, Северное, Якокутское и др. (Яку-
тия). Золото - микроскопическое, ассоциированное с глинистыми
минералами с примесью песка, щебенки, гидроксидов железа, мар-
ганца и органического вещества. Сорбционно-бесфильтрационная
343
Пески гидроциклонов
------r I — CaO+NaCN
Слив ГЩфОЦНКЛОНОВ
И
>ляцноннре выщелачивание
Хвосты
Оборотные
растворы
На закладку | (ели
, горных вы- Продуктивные ч
работок растворы
I ।—-Zn-пыль
Слив Сгущенный
| продукт
В оборот | г— СаО
Кондиционирование
| г—NaCN
Осаждение золот
Обеззолочен ные Аи-осадки
растворы
Цианирование (агитация)
I «—Свежий уголь
Адсорбция золота
NaOH
NaCN
Насыщенный
уголь
Хвосты
Обезвре-
живание
* Десорбция золота
” I В отвал
Очищенный
уголь
Ли-раствор
^лектЕОЛПЗ
Обеззолоченный Золотая
раствор губка
‘Золотая
головка”
из грави-
тацион-
ного узле
Термическая
реактивация
Грохочение
-0,8 мм
+0,8 мм
Плавка н рафинирование
Слитки
золота
Слитки
серебра
Рис. 5.17. Схема обогащения хвостов на фабрике «Хоумстейк»
технология цианирования основана на использованием ионообмен-
ных смол. Схема (рис. 5.18) включает: измельчение в известково-
цианистой среде в мельницах самоизмельчения, слив которых клас-
сифицируют в бутаре, в спиральных классификаторах, гидроцикло-
нах и направляют на разделение по классу -0,5 мм на вибрационных
грохотах для удаления щепы. Слив гидроциклонов крупностью 95%
класса -0,16 мм с плотностью 25% твердого сгущают и направляют
344
Руда (-400 мм)
| г—; ыасы, СаО
1 -я стадия измельчения (ММС 70x23)
+10 мм
Классификация (КСН-24)
" П«Ж» сЙЙв|
Классификация (ГЦ-71)
; £ш'слив пески
КлассиФик.а.ЦНЯ....(Шг50.1
I +0,3 мм -0,3 мм I
2-я стадия измельчения
(МШР 36x40)
—I I
Классификация (КСП-24, ГЦ-50;
Н СЛИВ ................ [
Классификация (ГЦ-35)
Ила
Пески
(+0,16 мм)
f-------------
Цианирование в агитаторах
интенсивного действия
4
Обесш лам ливаине
(•0,16 мм)
Грохочение
Пульпа Щепа
Пески Шламы
I
Противоточная отмывка
^классификаторах
Пески Промывные
(19,3 % растворы
^Сгущение
Сгущенный Слив
продукт (80,7 % |
от массы руды) 4
| В оборот
На сорбцию
от мае-
сы^уды)
В отвал
Рис. 5.18. Схема обогащения иа фабрике «Куранахская»
на сорбционное извлечение золота, а слив после сгущения использу-
ют в качестве оборотного цианистого раствора. Надрешетный про-
дукт бутары и пески гидроциклонов после второй стадии измельче-
ния в шаровых мельницах, работающих в замкнутом цикле со спи-
ральными классификаторами и гидроциклонами с плотностью 45%
345
твердого, перерабатывают по схеме: кондицианирование с раствором
цианида; перемешивание в трех аппаратах интенсивного действия;
обесшламливание в гидро цикло нах; трехстадиальная отмывка (про-
тивоточная) песков в спиральных классификаторах с направлением
их в отвал. Промывные растворы вместе с илами обесшламливания
возвращают на вторую стадию измельчения. Сорбционный процесс
организован по принципу противотока: смола - пульпа. Насыщенная
смола АМ-2Б очищается от механических примесей последовательно
в аппаратах: отсадочная машина, пульсационная колонна, вибраци-
онный и барабанный грохоты и затем поступает на элюирование и
регенерацию. Смолу последовательно обрабатывают растворами
серной кислоты (25 г/л) и сернокислыми растворами тиокарбамида
(25 г/л H2SO4 и 67 г/л CS(NH2)2). Восстановление смолы осуществ-
ляют обработкой раствором каустической соды, после чего смолу
возвращают в процесс. Механические потери смолы составляют
16 г/т руды. Золото из тиокарбамидных растворов извлекают элек-
тролизом. Извлечение золота из руды с содержанием его 1,85 г/т со-
ставляет 81,7%. Расход реагентов, г/т: известь 2500; цианистый на-
трий 160; тио карбамид 80; сода каустическая 100; серная кислота
130; железный купорос 500.
Переработку углистых руд осуществляют по схемам: прямого ци-
анирования руды; с предварительным окислительным обжигом; циа-
нирование руды и хвостов флотации с обжигом и цианированием
концентрата флотации; флотации с последующим цианированием
концентрата; флотации руды, обжига и цианирования концентрата;
флотации руды с плавкой концентрата. По этим схемам работают
фабрики: «Карлин», «Кортес» (США); «Керр Эддшон», «Кидд Крик»
(Канада); ЗИФ им. Матросова (Россия); Саралинская (Россия) и др.
На фабрике «Джеррит Кэньон» (США) перерабатывают окис-
ленные и углистые руды, которые совместно после крупяного
дробления поступают на среднее дробление и полусамоизмельче-
ние. Измельченная руда после мельниц самоизмельчения и грохо-
чения дробится и доизмельчается в шаровой мельнице (рис. 5.19).
Слив гидроциклонов после сгущения до 55% твердого обрабаты-
вают в атмосфере хлора для связывания углерода и подвергают
цианированию по методу GiL в течение 24 ч. Золото с угля десор-
бируют горячим раствором цианистого натрия и осаждают цинко-
вой пылью. Из руды с содержанием золота 3,3...5,0 г/т извлечение
составляет 90...92%.
346
Углеродсодержащая руда Окисленная руда
*.......—Д-------------
Дробление
1
мм
Подусамотамстьчетие
Дж^Аижация
Пески
4 Ф
Измельчение
Дробление
Слив
Сгущение
Слив Сгущенный
4 продукт
В оборот 4
Окисление хлором
Цианирование
Угольная сорбция^
Хвосты Насыщенный уголь
I I
В отвал ^Десорбция
Уголь Раствор Zn-пыль
На регенерацию Осаждение золота
Аи осадок
I
На плавку
Рис. 5.19. Схема обогащения руд на фабрике «Джеррит Кэиьои»
На фабрике «Керр Эддиссон» перерабатывают кремнеземсодер-
жащие и графитистые руды с малым содержанием сульфидов. Со-
держание золота составляет 8,7 г/т; золото в основном крупное и свя-
зано с кварцем, часть ассоциировано с пиритом. Руду измельчают в
три стадии до крупности 80% класса -0,074 мм. Первая стадия из-
мельчения - в стержневой мельнице, вторая - в шаровой мельнице со
спиральным классификатором, третья - в шаровой мельнице с чаше-
вым классификатором. После сгущения измельченная руда поступает
на цианирование. Раствор после осаждения карбонатов полифосфа-
том натрия и осветления поступает на осаждение зоота цинковой
347
пылью. Пески сгустителя дополнительно проходят стадию выщела-
чивания в течение 46 ч; затем двухстадиальная промывка в сгустите-
лях и последующая фильтрация песковой части. Кеки после репуль-
пации подвергают двухстадиальной декантации (обесшламливанию)
в гидро циклонах; шламы сбрасывают в отвал, а пески направляют на
флотацию. Сульфиды флотируют собирателем «Артмак Т» (10 г/т) и
сосновым маслом (10 г/т). Во флотации вместе с углистым вещест-
вом извлекают 95% пирита и 85% золота от операции. Концентрат
после сгущения направляют на окислительный обжиг в реакторе ки-
пящего слоя при температуре 870 °C. Огарок репульпируют, сгуща-
ют и подают в цикл третьей стадии. Общее извлечение золота со-
ставляет 98%.
5.13.6. Обогащение руд черных металлов
В зарубежной и отечественной практике имеются примеры извле-
чения благородных металлов из железных и марганцевых руд. Ха-
рактерно, что в технологических схемах переработки основными ме-
тодами извлечения благородных металлов являются процессы циа-
нирования. Для вскрытия тонкодисперсных включений золота и се-
ребра применяют тонкое измельчение, энергетические воздействия
(прокалка, обжиг и др.).
Примером переработки таких руд является фабрика ЮАР «Серро
Колорадо», на которой обогащают типичные руды «железной шля-
пы» (гематит, лимонит), содержащие 2,4 г/т золота и 38 г/т серебра.
Золото тонко дисперсно включено в рудообразующие минералы. Ру-
ду дробят в три стадии и измельчают тоже в три стадии. Конечная
крупность измельчения 80% класса -0,044 мм. Цианирование осуще-
ствляют: в двух пачуках - кондиционирование с известью; в пяти -
собственно цианирование. Отмывку осуществляют по стандартной
технологии, осаждение золота производится цинковой пылью. Осад-
ки обрабатывают раствором серной кислоты, фильтруют, сушат, пла-
вят на слитки, содержащие 12% золота и 78% серебра. Извлечение
золота составляет 90%, серебра - 40%.
На предприятии «Кортес» (США) перерабатывают лимонитсо-
держащие руды с весьма тонкодисперсным золотом, рассеянным в
ожелезненных кварцевых породах; содержание золота в руде 2...3 г/т.
Руда измельчается в две стадии до крупности 70% класса - 0,074 мм,
затем ведется цианирование при плотности 55% твердого в течение
348
20 ч; пять стадий противоточной промывки в сгустителях; осаждение
золота из слива первого сгустителя цинковой пылью; плавка осадка
на сплав, содержащий 85% золота и 14% серебра. В последние годы
организовано раздельное цианирование песковой и шламовой фрак-
ций руды с извлечением золота из неосветленных растворов активи-
рованным углем. Для забалансовых руд применяют кучное выщела-
чивание. Для выведенияя из руды углистых сланцев применяют ав-
томатическую рудосортировку. Для высокоуглистых руд осуществ-
ляется предварительный обжиг.
Фабрика «Коннемара» (Республика Зимбабве) перерабатывает
тонкозернистую руду с высоким содержанием оксидов и гидрокси-
дов железа, в которых частицы золота находятся в тонковкрапленном
виде. Содержание золота в руде 8...12 г/т. Схемой предусмотрено:
последовательное грубое измельчение в толчеях и бегунах до круп-
ности -1,4 мм; амальгамация на медных листах; классификация на
пески и шламы с последующим цианированием по стандартной тех-
нологии. Извлечение золота составляло 65...70%. Затем схему изме-
нили: после грубого измельчения - грохочение на сотрясательном
грохоте; доизмельчение верхнего продукта грохота; прокалка нижне-
го продукта во вращающейся обжиговой печи при температуре
200...300 °C. Продолжительность прокалки 30 мин. Прокаленную
руду цианируют в перколяторе в течение 12 ч. Общая продолжи-
тельность обработки руды составляет 10 сут. Доизмельчение прока-
ленной руды улучшает результаты цианирования. Извлечение золота
составляет 86...87%.
Фабрика «Минера Килдун» (Мексика) перерабатывает марганцо-
вистые золото-серебрянные руды, содержание 500 г/т серебра, 2 г/т
золота и до 5% марганца. При прямом цианировании исходной руды
извлечение составляет: золота 86%, серебра 20%. В настоящее время
фабрика работает по схеме: обжиг дробленой руды крупностью -
2,6 мм с поваренной солью (расход 4% от массы руды) в трубчатых
печах при температуре 810 °C и продолжительностью 30...60 мин;
охлаждение в трубчатых холодильниках, помещенных в бассейны с
водой; распульпация в чане-смесителе с цианистым раствором; до-
измельчение огарка в шаровой мельнице, работающей в замкнутом
цикле с классификатором; осаждение золота из слива сгустителей.
Пески сгустителей дополнительно цианируют в трех последователь-
ных чанах; обезвоживают, после чего твердую фазу промывают и
сбрасывают в отвал, а все растворы направляют в оборот. В этом
349
процессе извлечение золота увеличилось, а извлечение серебра резко
возросло с 20 до 88%. Расход реагентов составил, г/т: цианида 360;
извести 1100; цинковой пыли 270; концентрация растворов:
0,45...0,67 г/л NaCN и 0,009 г/л СаО.
5.14. Магнитно-электроимпульсная обработка
Большинство перерабатываемых и прогнозируемых к переработке
золотосодержащих руд коренных месторождений являются упорны-
ми. Технологическая упорность руд и концентратов характеризуется
неудовлетворительными показателями цианирования или химиче-
ского выщелачивания другими способами, при которых извлечение
золота в продуктивный раствор является низким.
В зарубежной практике упорные руды обогащают по гравитаци-
онно-флотационным схемам с последующим извлечением благород-
ных металлов из концентратов и продуктов обогащения с использо-
ванием способов:
• окислительный обжиг-цианирование;
• автоклавное выщелачивание-цианирование;
• бактериальное окисление-цианированне.
Технологии исследованы в лабораторном и опытно-промышленном
масштабе для многих типов упорных руд отечественных месторожде-
ний. Несмотря на хорошие технологические результаты, их использо-
вание на практике сопряжено с высокими капитальными и эксплуата-
ционными затратами. В ИПКОН РАН (акад. В.А. Чантурия) [6] вы-
полнены исследования по энергетическим воздействиям, интенсифи-
цирующим вскрытие золотосодержащих сульфидных руд (электрохи-
мическое, магнитно-электроимпульсное, СВЧ-нагрев, энергия уско-
ренных электронов). Новые методы могут быть конкурентоспособны-
ми технологии кучного выщелачивания для упорных руд и техноген-
ного сырья.
5.15. Электрохимическая обработка
Электрохимическое окисление золотосодержащих пирита, арсено-
пирита основано на разложении сульфидов при воздействии электриче-
ского тока (поля) в кислых или щелочных минеральных суспензиях.
Например, химизм процесса электрохимического окисления суль-
фидов в суспензии хлоридного раствора может быть представлен ре-
акциями:
350
для пирита
ЗОСГ— 15С12(-30е); ЗОН ^ 15Н2(+30е);
FeS2 + 15С12 + 16Н2О + H2SO4 + ЗОСГ + 15Н2
FeS2+16H2O—> Fe2(SO4)3+H2SO4+15H2(±30e);
для арсенопирита
14СГ— 7С12( -14е); 14Н+—> 7Н2( +14е);
FeAsS + 7С12 + 8Н2О FeAsO4 + H2SO4 + 14СГ + 6Н2
FeAsS + 8Н2О FeAsO4 + H2SO4 + 6Н2(±14е);
для халькопирита
CuFeS2 + 0,75О2 + 1,5СГ— 0,5Cu2C13 + 2S2”+ O^FezQ, + е.
Пирит и арсенопирит молекулярным хлором окисляются с обра-
зованием солей железа, серной кислоты и арсенат-ионов, а хлор вос-
станавливается до хлорида, который снова регенерируется в хлор и
выполняет роль переносчика электронов при окислении сульфидов.
Золото и серебро неодинаково окисляются при электрохимиче-
ской обработке. Сульфиды серебра при электрохимическом воздей-
ствии легко и быстро окисляются по сравнению с золотосодержащи-
ми сульфидами. Для хлоридных комплексов золота восстановителя-
ми являются катионы трехвалентного железа и сульфида. Восстанов-
ление и переход благородных металлов в жидкую фазу могут быть
приостановлены при электрохимическом выщелачивании в растворе
едкого натра. Механизм электрохимического выщелачивания арсе-
нопирита и пирита в растворах едкого натра состоит из нескольких
стадий. Вначале окисляется сера с образованием различных проме-
жуточных сульфоксидных соединений, которые переходят со време-
нем в сульфатную форму. Мышьяк также переходит в раствор в виде
трех- и пятивалентных соединений. В щелочных средах гидроксид
двухвалентного железа окисляется до трехвалентного, который в
дальнейшем переходит в более устойчивую форму Fe^C^. При этом
возможны реакции:
2FeAsS + lONaOH + 7О2 = Fe2O3 + 2Na3AsO4 + 2Na2SO4 + 5H2O;
351
2FeS2 + 8NaOH + 7,5O2 = l;c2( )3 + 4Na2SO4 + 4H2O.
Возможно также образование промежуточных соединений суль-
фита, тиосульфата и политионатов натрия. Оптимальные температу-
ра и концентрация едкого натрия 50...60 °C и 2,5...3,75 моль/л соот-
ветственно. Предварительная электрохимическая обработка перед
кучным выщелачиванием с использованием метода цианирования
позволяет повысить извлечение золота до 80% (из упорных руд).
Система электродов из нержавеющей стали устанавливалась в шта-
бель кучи параллельно основанию на расстоянии 10... 15 см. Элек-
троды питались от выпрямителя с очередностью положительных и
отрицательных зарядов при плотности тока 5... 10 А/м3. Метод опро-
бирован на многих концентратах, в частности, на флотогравитацион-
ном пир ит-мышьяков истом концентрате Нежданинского месторож-
дения. Арсенопирит содержал примеси кварца и халькопирита. Со-
держание кремния 5%, мышьяка 5%, золота 10 г/т. Выщелачивание
проводилось в кислой (H2SO4) и в щелочной (NaOH) средах. Раз-
ность потенциалов на электродах составляла 6...8 В; объемная плот-
ность тока 0,5...0,8 А/л. Проницаемость после электрохимической
обработки значительно повышается, что подтверждается изменением
ОВП, pH и концентрации железа и мышьяка в жидкой фазе, а также
образованием новых фаз - магнетита, гематита и других оксидов.
При последующем цианировании извлечение золота повышается до
80...85%.
5.16. Обработка энергией ускоренных электронов
и электромагнитными импульсами с высокой
напряженностью магнитного поля
При воздействии энергии ускоренных электронов на сульфиды и
оксиды установлен механизм их заряжения. При облучении мине-
ральных агрегатов на границе срастания сульфидов и диэлектриков
возникают разряды, приводящие к разупрочнению минеральных
комплексов, созданию микротрещин в минералах, что повышает ве-
роятность доставки раствора цианида к тонко ассоциируемому золоту
в сульфидах.
Метод разработан коллективом авторов ИПКОН РАН и ИРЭ РАН
(В.А. Чантурия и др.). При напряженности электромагнитного поля,
превышающей электрическую прочность, возникает электрический
352
пробой в узком токовом канале. При этом происходит выделение
энергии, сопровождающееся испарением вещества, повышением
давления и разрушением минерального комплекса. Если разряд про-
должается во времени, то энергия распространяется по объему веще-
ства и может привести к спеканию частиц, оплавлению и закрытию
образовавшихся микротрещин, что снизит эффективность доставки
выщелачивающего раствора к частицам золота, ассоциированным с
минеральным комплексом.
Электрическая прочность обрабатываемых золотосодержащих
материалов изменяется в широких пределах и зависит от неоднород-
ности химического и минерального состава. При наличии в продукте
электропроводящих включений электрический пробой развивается
наиболее эффективно. При увеличении количества импульсов обра-
зуется большее количество каналов электрического разрушения ми-
неральных комплексов.
Мощные электромагнитные импульсы генерируются на установке,
состоящей из источника высоковольтного напряжения с амплитудой
импульса 150 кВ, длительностью фронта около 5нс, частотой повторе-
ния импульсов 10...20 Гц. Регулирование зазора между дисковыми
электродами обеспечивало амплитуду напряженности электрического
поля в диапазоне 1...50 мВ/м. Исследованы образцы пирита и арсено-
пирита Нежданинского и Чармитанского месторождений.
Обработка ускоренными электронами при последующем циани-
ровании концентрата Нежданинского месторождения повышает сум-
марное извлечение золота и серебра из материала крупностью -50
мкм на 10%, а крупностью -500 мкм на 36%; при облучении мощны-
ми электромагнитными импульсами извлечение благородных метал-
лов повышается на 34 и 78% соответственно. Значительный техноло-
гический эффект получен также на пиритсодержащих и техногенных
продуктах, получаемых при обогащении золотосодержащих суль-
фидных руд цветных металлов.
353
6. ПИРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЕ СПОСОБЫ
ПЕРЕРАБОТКИ КОНЦЕНТРАТОВ
Пирометаллургические процессы в зависимости от характера фа-
зовых физико-химических превращений, участвующих компонентов
и конечных продуктов, можно разделить на три группы: обжиг,
плавка и дистилляция. В технологии производства золота использу-
ют обжиг и плавку концентратов.
Обжиг - металлургический процесс, проводимый при высоких
температурах (500... 1200 °C), при которых изменяется минералогиче-
ский и химический состав. Обжиговые процессы являются твердо-
фазными. В металлургии цветных и благородных металлов чаще
применяют окислительный, хлорирующий, реже восстановительный,
кальцинирующий, сульфидизирующий и другие виды обжига. При
окислительном обжиге полностью или частично окисляют сульфиды
и переводят содержащиеся в них металлы в форму оксидов по реак-
ции 2MeS + ЗО2 —> 2МеО З- 2SO2. Перед кучным: выщелачиванием:
используют разновидность окислительного обжига - агломерирую-
щий обжиг окомкованных мелких классов руды или продуктов обо-
гащения. При окислительном сульфатизирующем обжиге сульфиды
переводят в форму водорастворимых сульфатов по реакции MeS +
+ 2О2 —> MeSO4. Кальцинирующий обжиг (прокаливание) проводят
для термического разложения неустойчивых химических соедине-
ний, таких как гидроксиды и карбонаты. Хлорирующий обжиг про-
водят для перевода металлов сульфидных или окисленных минера-
лов в металлическую фазу, в форму водорастворимых или легколе-
тучих хлоридов.
Плавка - высокотемпературный пирометаллургический процесс (до
1600 °C), при котором чаще происходит полное расплавление материа-
ла. Различают плавки нескольких видов. Восстановительная плавка ис-
пользуется для получения металла за счет восстановления его оксидных
соединений углеродистыми восстановителями и перевода минералов
породы в шлак (сплав оксидов) по схеме (МеО, SiO2, СаО, 1'с2()3) +
+ СО —> Me + (SiO2, СаО, FeO) + СО2. Плавка на штейн применяется
для перевода излекаемого металла в штейн (полупродукт). При этом
получают вместо металла штейн (например, состава Cu2S, FeS), шлак
(FeO,СаО, SiO2) и газы (SO2,N2). Этот вид плавки проводят в нейтраль-
ном, восстановительном или окислительном режиме.
354
6.1. Окислительный обжиг
Окислительный обжиг применяют для упорных золотосодержа-
щих руд, концентратов и продуктов с сульфидной минерализацией.
При окислительном обжиге происходит термохимическое вскрытие
тонкого и тонкодисперсного золота, ассоциированного с сульфида-
ми - пиритом, пирротином, арсенопиритом и другими минералами.
Образующаяся при обжиге пористая структура минеральных ком-
плексов способствует проникновению цианистых растворов при
цианировании. Обжиг также нейтрализует сульфидную серу, сурьму,
свободный углерод и др., отрицательно влияющие на процессы фло-
тации, цианирования благородных металлов.
С использованием схемы обжиг-цианирование работают около
двух десятков предприятий в Канаде, ЮАР, США, Австралии, Гане и
в других странах. В Иргиредмете выполнен комплекс исследований
по технологии извлечения золота и серебра с использованием окис-
лительного обжига-цианирования [4, 11, 18, 23].
Окисление сульфидов и вскрытие золота
Пирит в процессе обжига в инертной атмосфере азота диссоции-
рует с образованием пирротина и сульфидной серы. При температуре
500...600 °C огарок - двухфазная система, состоящая из кристаллов
пирита и вновь образованных зерен пирротина с пористой структу-
рой. При температуре 700 °C огарок полностью состоит из пирротина
и оксидных минералов; при 1000... 1100 °C огарок расплавляется.
При обжиге в присутствии кислорода пирит окисляется по реакции
4FeS2+ HO2 = 2Fe2O3+8SO2.
Интенсивное окисление пирита начинается при температуре
450...500 °C и сопровождается образованием на поверхности обжи-
гаемых зерен пористых корочек оксидов железа - гематита (l'c2()3).
Огарок состоит из пирита, гематита, магнетита, пирротина с ярко
выраженными ферромагнитными свойствами. При температуре
600...900 °C огарок полностью состоит из гематита, пористость кото-
рого весьма благоприятна для цианирования.
Арсенопирит в атмосфере инертного азота диссоциирует с обра-
зованием газообразного металлического мышьяка и твердого остат-
ка, близкого по составу к моносульфиду железа:
4FeAsS(T) —> As(r) + 4FeS(T).
355
Интенсивная диссоциация наблюдается в интервале температур
600...700 °C.
В присутствии кислорода интенсивное окисление арсенопирита про-
ходит при температуре на 100 °C ниже температуры диссоциации:
2FeAsS + 5О2 = Fe2O3 + As2O3 + 2SO2.
При температуре 480...700 °C огарок имеет так же как и пирит яр-
ко выраженные ферромагнитные свойства, что предопределяет нали-
чие в нем магнитных оксида железа Г'с3( )4 и маггемита (модификация
РегОэ). Обжиг арсенопирита имеет специфические особенности. Од-
на из них - образование арсенатов железа - является основной при-
чиной оплавления материала уже при низких температурах обжига,
другая особенность - при обжиге золото-мышьяковых концентратов
мышьяк имеет большее сродство к кислороду, чем сера и железо, и
окисляется в первую очередь по реакции:
4FeAsS = 4FeS + As4;
As4 + 3O2 = 2As2O3.
При обжиге концентрата в слабоокислительной атмосфере можно
полностью удалить мышьяк в виде As2O3 в газовую фазу. При вто-
ричном обжиге огарка можно получить продукт с минимальным со-
держанием мышьяка и серы.
Халькопирит при обжиге разлагается через борнит-халькопири-
товый твердый раствор, борнит Cu5FeS4 и троилит FeS. До температу-
ры 800 °C термическая диссоциация халькопирита протекает вяло, а
при 900...930 °C наблюдается оплавление материала. Термическое раз-
ложение халькопирита интенсифицируется в присутствии окислите-
лей. При температуре до 400 °C преобладает реакция CuFeS2 + 4О2 =
= CuSO4 + FeSO4. Реакция 2CuFeS2 + О2 = Cu2S + FeS + SO2 проходит в
широком диапазоне температур. При температуре 400...600 °C преоб-
ладает реакция 4CuFeS2 + 15О2 = 4CuSO4 + ZFe^O;} + 4SO2. При темпе-
ратуре 700... 800 °C имеет место реакция 2CuFeS2 + 6/2О2 = 2СиО +
+ Ре,О3 + 4SO2. При 700 °C и выше возможны реакции:
2CuFeS2 + 6/2О2 = 2СиО • Fe2O3 + CuO + 4SO2;
xCuO + уРегОз = (CuO)x • ( Fe^y
Кроме того, в огарках обнаружены: CuO • CuSO4, Fe3O4, Си2О,
(Си2О)х (РезОД.
356
Антимонит Sb2S3 вплоть до температуры плавления не меняет сво-
ей структуры (в отсутствии окислителей и при повышении темпера-
туры (более 540 °C) возгоняется. На воздухе при температуре 330 °C
антимонит переходит в сенармонтит Sb2O3, который затем окисляет-
ся до тетраоксида Sb2O4. Выше 1000 °C Sb2O4 разлагается и возгоня-
ется в виде Sb2O3. В слабо окислительной атмосфере Sb2O3 заметно
улетучивается при температуре 500 °C. То же самое наблюдается и в
присутствии восстановителей. Антимонит - наиболее легко возго-
рающийся сульфид; при его обжиге возможно спекание материала с
образованием прочных агломератов, что усложняет цианирование.
Пирротин при обжиге образует магнетит, переходящий в гематит;
при повышенных температурах возможно образование расплава
FeS FeO • (Fe3O4); пирротин является депрессором золота при циа-
нировании.
При температуре плавления золота (1063 °C) частицы его различ-
ной геометрической формы расплавляются, образуя каплеобразные
сферические гранулы, которые трудно цианируются. Золото в виде
теллуридов и сенимонидов расплавляется при более низких темпера-
турах. Золото, обоженное с пиритом при температуре 500...900 °C,
быстро и полно извлекается при последующем цианировании. По-
вышение температуры до 1000 °C сопровождается частичным оплав-
лением огарка и потерями золота при последующем цианировании
огарка. Низкотемпературный обжиг и цианирование приводят к час-
тичной депрессии золота вследствие поглощения цианида продукта-
ми неполного окисления пирита. Часть свободного цианида связыва-
ется в железосинеродистый комплекс Fe4 [Fe(CN)6]. Дефицит циани-
да является основной причиной недорастворения золота. Арсенопи-
рит не влияет на растворение и извлечение золота.
Минералы сурьмы при обжиге влияют на поведение золота. Обра-
зование при обжиге антимонита триоксида Sb2O3, менее активного в
растворе цианида, ускоряет растворение свободного золота. Но в то
же время при увеличении температуры обжига усиливается механи-
ческое подавление золота соединениями сурьмы (легкоплавкими) с
образованием прочных агломератов, не растворяющихся в растворе
цианида, с которыми теряется до 27% свободного золота. Аналогич-
ная депрессия происходит при обжиге сульфидных продуктов, со-
держащих галенит, при температуре обжига большей, чем темпера-
тура плавления галенита.
357
Калаверит AuTe2 и ауроститит AuSb2 при обжиге начиная с тем-
пературы 200 °C в окислительной атмосфере окисляются с образова-
нием металлического золота и тетраоксида сурьмы Sb2O4.
Взаимосвязь химических процессов и извлечения
золота при обжиге
В.В. Лодейщиковым изучены [4] продукты термохимического
разложения сульфидов при обжиге (табл. 6.1), на основании анализа
которых определены требования к огаркам, поступающим на даль-
нейшее цианирование:
- максимальная макро- и микропористость минеральных зерен,
обеспечивающих доступ растворителя к включенным в сульфиды
микрочастицам самородного или минерального золота;
- минимальное содержание цианистоактивных примесей;
- максимальное содержание благородных металлов в благоприят-
ной для цианирования форме.
Показано, что максимальное извлечение золота в раствор в цикле
цианирования (90...93%) наблюдается в случае окислительного об-
жига золотого концентрата, содержащего 95% пирита и минимальное
количество тонко дисперсно го золота, не извлекаемого цианировани-
ем (15%) и при минимальной плотности огарка (1,0...1,2 г/см3), дос-
тигаемой при температуре обжига 500...800 °C.
Таблица 6.1
Продукты термохимического разложения сульфидов, а также иесульфидиых
минералов и химических соединений благородных металлов
Исходный продукт Продукты термохимического разложения
Пирротин FeSx FeS2, Fe3O4, a-Fe2O3
Пирит FeS2 FeS„ Fe3O4, a-Fe2O3, FeSO4, Fe2(SO4) 3
Арсенопирит FeAsS FeS^, арсенаты железа, Fe3O4, a-Fe2O3
Антимонит Sb2S3 Sb2O3, Sb2O4
Халькопирит CuFeS2 FeS^, Cu5FeS4, Cu2O, CuO, CuSO4, Fe3O4, a-Fe2O3, фер- риты меди
Халькозин Cu2S Cu2O, CuO, CuSO4, CuOCuSO4, Си (металл)
Галенит PbS PbSO4, PbO PbSO4, 4PbOPbSO4, PbO, Pb (металл)
Сульфид серебра Ag2S Ag2SO4, Ag (металл)
Хлорид серебра AgCl AgCl
Прустит Ag3AsS3 Ag2S, Ag2SO4, Ag (металл), Ag3As, Ag3AsO4
Пираргирит Ag3SbS3 Ag2S, Ag2SO4, Ag (металл), Ag3SbO3, Sb2O4, Sb2O3
Антимонид серебра Ag3Sb Ag (металл), AgSbO3, Sb2O3, Sb2O4
Теллурид серебра Ag2Te Ag (металл), AgTeO3, TeO2
358
Окончание табл. 6.1
Исходный продукт Продукты термохимического разложения
Антимонид золота AuSb2 Аи (металл), Sb2O3, Sb2O4
Теллурид золота АиТе2 Аи (металл), Т еО2
Серебро (металл) Ag2S, Ag2SO4, Ag3As, Ag3AsO4, Ag3SbS3, AgSbS2, Ag3Sb, Ag3SbO3, Ag-Pb сплав
Золото (металл) AuSb2, интерметаллические соединения Au c Pb
При обжиге арсенопирита [53] наблюдается аналогичная картина.
При обжиге концентратов, содержащих сульфиды сурьмы и свинца
происходит изменение структуры огарков и оплавление зерен про-
дуктами термохимического разложения антимонита и галенита.
Халькопирит при обжиге в интервале температур 500...700 °C разла-
гается с образованием легкорастворимых в цианиде соединений ме-
ди, что способствует наиболее полному извлечению золота при циа-
нировании огарка. Образование при обжиге окисленных соединений
меди (CuO, CuSO4) повышает вероятность химической депрессии
благородных металлов при цианировании, но с ростом температуры
до 950 °C активная часть окисленных форм меди переходит в феррит
(CuO Бе^Оз), что способствует снижению депрессии.
Оптимальные параметры обжига
Обжиг пиритных концентратов с высокопробным золотом необ-
ходимо проводить при температуре 600 °C, обеспечивающей макси-
мальное вскрытие золота с переводом сульфидов железа в малоак-
тивную форму (Fe2O3). Образование благоприятной для цианирова-
ния пористой структуры пиритных огарков возможно как в окисли-
тельной атмосфере, так и в инертной газовой атмосфере. Однако во
втором случае образующиеся при этом продукты термохимического
разложения - пирротин, элементная сера и другие компоненты с по-
вышенной химической активностью снижают скорость и эффектив-
ность процесса цианирования.
При обжиге пиритных концентратов с низкопробным золотом в свя-
зи с вероятностью отрицательного влияния рудных компонентов при
обжиге и возможными механическими потерями благородных металлов
с пылями предварительно выделяют свободное металлическое золото и
серебро методами гравитационно-флотационного обогащения.
Основной трудностью при окислительном обжиге мышьяково-
пиритных руд является возможность образования высокотоксичного
359
пятивалентного мышьяка. В связи с этим процесс обжига целесообразно
вести в две стадии: первая - при ограничении доступа окислителя и
вторая - при избытке окислителя. Избыток образующейся в первой ста-
дии элементной серы сдерживает переокисление мышьяка. Сульфиды
меди, сурьмы и свинца перед обжигом также целесообразно выводить
из пиритных и мышьяково-пиритных руд и продуктов с целью предот-
вращения образования химически активных депрессоров золота (окси-
дов, сульфатов, легкорастворимых соединений).
Обжиг золото-серебряных концентратов необходимо вести при
температуре 600...65О °C, при которой возможность образования се-
ребряного штейна и легкоплавких соединений ограничена, что ис-
ключает вероятность дополнительных потерь металлов при цианиро-
вании огарков. В случае образования при обжиге огарков нежела-
тельных продуктов перед цианированием применяют гравитационно-
флотационные методы извлечения серебра и золота, представленных
в виде сплавов и корольков. Применяют при этом схемы двухстади-
ального цианирования с промежуточным окислительным обжигом.
В табл. 6.2. приведены примеры технологии переработки золотосо-
держащих руд по схеме: окислительный обжиг-цианированне.
Таблица 6.2
Показатели обогащения на золотоизвлекательных фабриках, применяющих
технологию обжиг-циаиироваиие
Предпри- ятие Произво- дитель- ность, т/сут РУДЫ Характеристика РУДЫ Применяемая технология Извлечение золота, % Доля обжига в общей себестоимо- сти перера- ботки руды, %
об- щее при циа- нирова- нии огарков
Кембелл (Канада) 1150 Комплексная руда (пирит, арсенопи- рит, пирротин, ан- тимонит) с тонко- вкрапленным зо- лотом, ассоции- рованным с суль- фидами железа. Содержание золо- та 20,2 г/т Флотация с циани- рованием хвостов; двухстадиальный обжиг концентрата в печах КС; из- мельчение, грави- тационная доводка огарка: плавка «го- ловки»; цианиро- вание хвостов доводки 95,8 97,3 33,4
360
Продолжение табл. 6.2
Предпри- ятие Произво- дитель- ность, т/сут. РУДЫ Характеристика РУДЫ Применяемая технология Извлечение золота, % Доля обжига в общей себестоимо- сти перера- ботки руды, %
об- щее при циа- нирова- нии огарков
Джайент Йеллоу- найф (Канада) ИЗО Кварцево-суль- фидная руда. Преобладающий сульфид - арсе- нопирит, коллек- тирующий основ- ную массу тон- ковкрапленного золота. Содержание золо- та в руде 8,2 г/т Флотация с полу- чением отвальных хвостов; обжиг концентрата в двухкамерной пе- чи КС; отмывка водорастворимых солей; доизмель- чение и цианиро- вание огарка по схеме полного илового процесса 80,0 85,9 18,5
Керр Эддисон (Канада) 1270 Пиритизирован- ная кварцевая руда (Ан8,7 г/т) со значительным содержанием углистых веществ Измельчение руды в цианистых рас- творах; агитаци- онное выщелачи- вание; дешлама- ция хвостов циа- нирования; флота- ция песковой фракции; обжиг концентрата в печи КС; доиз- мельчение и циа- нирование огарка 98,0 92,0 15,3
Эмперор (Фиджи) 1250 Теллуристая медьсодержащая золотая руда со значительным содержанием сульфидов желе- за, ассоциирую- щих золото. Содержание золо- та в руде 7,2 г/т Флотация теллу- ридов; цианирова- ние хвостов; фло- тация сульфидов из хвостов циани- рования; обжиг сульфидного кон- центрата в печах Эдвардса; водная промывка огарка; цементация меди из растворов; циа- нирование обез- меженного огарка 86,2 10,3
361
Окончание табл. 6.2
Предпри- ятие Произво- дитель- ность, т/сут РУДЫ Характеристика РУДЫ Применяемая технология Извлечение золота, % Доля обжига в общей себестоимо- сти перера- ботки руды, %
об- щее при циа- нирова- нии огарков
Калгурли (Австра- лия) 1360 Теллуристая пи- ритизированная руда со средним содержанием золота 6 г/т Гравитационно- флотационное обогащение; плав- ка гравиоконцен- трата; обработка флотоконцентрата по схеме: циани- рование-обжиг в печах Эдвардса- цианирование 87,8 8,1
Квекве (Зимбабве) Концент- раты 30,0 Мы шяково-пи- ритные концент- раты с тонко- вкрапленным зо- лотом в сульфи- дах. Среднее со- держание золота в концентрате 60 г/т Кондиционирова- ние концентратов по химическому составу; обжиг в печах Эдвардса; измельчение, вод- ная промывка и цианирование огарка 78,0 82,5 11,1
Фэйрвью (ЮАР) 400,0 Типичная пирит- арсенопиритовая руда с тонковкра- пленным золотом в сульфидах. Со- держание золота в руде 12...14г/т Флотация; обжиг концентрата в пе- чах Эдвардса; из- мельчение и гра- витационное обо- гащение огарка; амальгамация гра- виоконцентрата; цианирование хво- стов гравитации 86,0 91,9
На многих предприятиях обжигу подвергают золото-мышьяковые
флотационные концентраты, пиритные золотые флотационные кон-
центраты, а также непосредственно упорные золотые руды без пред-
варительного обогащения.
362
6.2. Хлорирующий обжиг
При обжиге золотосодержащих сульфидных концентратов в при-
сутствии хлорных агентов получают огарки, более благоприятные
для цианирования, чем при обычном окислительном обжиге [4, 9,
18]. Процессы хлорной металлургии условно можно разделить на две
группы: хлорирующий сегрегационный обжиг и хлор ид овозго ион-
ный обжиг.
Последние десятилетия эти процессы находят широкое примене-
ние в цветной металлургии. Фирмой «Минерал Сепарейшен компа-
ни» разработан сегрегационный хлорирующий обжиг для окислен-
ных медных руд; фирмой «Ниппон Майнинг» и др. - для окисленных
никелевых руд; работами М. Эйслера, Т. Роуза, Л. Дингензиана пока-
зана возможность хлорирующего обжига золотосодержащих пирит-
ных руд и концентратов. Процесс заключается в нагревании руды с
галоидной солью (NaCl), коксом до температуры 750-850 °C в тече-
ние 10...30 мин. При взаимодействии паров воды с раскаленным
твердым углеродом образуется газообразный водород, который вос-
станавливает образующиеся при обжиге летучие хлориды цветных и
благородных металлов до металлической фазы, которые кристалли-
зуются на частичках угля. Процесс сегрегации включает три стадии:
• Образование газообразного хлорирующего агента:
NaCl + Н2О(Г) + SiO2 = Na2SiO3 + 2НС1.
• Хлорирование металла с образованием хлоридов:
2МеО + 2НС1 = МеС12 + Н2О;
2МеО + 4НС1 = МеА + 2Н2О + С12;
3/2 МегС12(Т)—> МезС1з(г).
• Осаждение летучих хлоридов:
С + Н2О = СО + Н2;
Ме3С13 + 3/2Н2 = ЗМе + ЗНС1;
2МеО + СО = СО2 + Ме2О;
\ 1с2() + 2НС1 = 2/3M©jCl3 + Н2О.
363
Обжиг сульфидных концентратов имеет свои особенности. Суль-
фиды и оксиды железа интенсивно хлорируются с образованием со-
лей FeCl3 и FeCl2, которые в дальнейшем разлагаются кислородом
воздуха: FeCl3 + О2 = 1'с2( )3 + С12. Газообразный хлор, взаимодействуя
с минералами железа, снова образует хлориды металлов, которые
затем восстанавливаются до металлов, и процесс многократно повто-
ряется по цепной реакции. Структура гематита - пористая и доступна
для проникновения цианистых растворов до тонких включений золо-
та. Механизм хлорирования неоднозначен. Некоторые авторы счи-
тают, что для участия NaCl в хлорировании необходимо иметь в га-
зовой фазе пары элементной серы или сернистый газ, разлагающие
хлористый натрий по реакциям:
2NaCl + S + 2О2 = Na2SO4 + С12;
2NaCl + SO2 = Na2SO4 + Cl2.
Газообразный хлор хлорирует сульфиды, оксиды металлов, час-
тично металлические золото и серебро, но возможен и другой меха-
низм обжига:
2FeS2 + 4NaCl + 2О2 = 2Na2S + 2FeCl2 + 2SO2;
2Na2S + 4O2 = 2Na2SO4;
2FeCl2 + 3/2O2 = Fe2O3 + 2C12
2FeS2 + 4NaCl + 7/2O2 = 2Na2SO4 + Fe2O3 + 2C12 + 2SO2;
Fe2O3 + 6NaCl = 2FeCl3 + 3Na2O;
3Na2O + 3SO2 + 3/2O2 = 3Na2SO4;
2FeCl3 + 3/2O2 = Fe2O3 + 3C12
3SO2 + 6NaCl + 3O2 = 3Na2SO4 + 3C12.
При окислительно-хлорирующем обжиге золотосодержащих кон-
центратов желательно золото в огарках сохранять в естественном
металлическом состоянии. Но на практике золото и другие компо-
ненты при обжиге переходят в хлориды: AuCl3, AgCl, CuCl2, РЬС12,
364
ZnCl2, AsCl3, CaCl2, MgCl2, многие из которых, обладая летучестью,
при повышенных температурах легко возгоняются; их необходимо
улавливать из газовой фазы или создавать условия для восстановле-
ния хлоридов и концентрирования их в огарке.
Сущность хлор ид овозго ночного обжига сульфидных и окислен-
ных золотосодержащих руд и концентратов заключается в селектив-
ном образовании и переводе в газовую фазу хлоридов цветных и бла-
городных металлов. При этом железо и породные минералы остают-
ся в огарке. Процесс хлор идо возгоночного (как и хлорирующего)
обжига может проводиться в печах кипящего слоя, трубчатых или
шахтных печах с использованием твердого или газообразного хлори-
наторов. Фирма «Монт Эдисон» (Испания) разработала процесс для
переработки полиметаллической руды, содержащей 45% серы; 42%
железа; 1,4% меди; 3% цинка; 1% свинца; 0,8г/т золота и 25 г/т се-
ребра. Технология включает четыре этапа обжига:
• высокотемпературный окислительный обжиг руды крупностью
1,5 мм с извлечением серы в газовую фазу 99%;
• слабо восстановительный обжиг горячего огарка с очисткой
мышьяка и переводом части железа в магнетит;
• хлоридовозгоночный обжиг в окислительной среде с извлече-
нием цветных и благородных металлов в газовую фазу;
• магнетизирующий обжиг огарка с переводом остатков железа в
магнетит.
В дальнейшем хлориды металлов улавливают из газов (после очи-
стки от пылей) кислотно-щелочными растворами и подвергают гид-
рометаллургической переработке с осаждением (восстановлением)
всех металлов. Цементная медь содержит 85% меди; содержание
цинка в гидроксиде 66%; свинца в сульфате 64%; золото и серебро из
растворов осаждают известными классическими способами. Золото и
серебро из огарков окислительно-хлорирующего обжига выщелачи-
вают раствором поваренной соли, насыщенной хлором, при темпера-
туре 80 °C. Возможно также выщелачивание благородных металлов с
использованием цианистых растворов или тиосульфата.
Высокотемпературное хлорирование золото- и серебросодержа-
щих руд и концентратов достаточно хорошо изучено применительно
к пиритсодержащим продуктам и огаркам окислительно-
хлорирующего обжига пиритных концентратов. Многими авторами
(отечественными и зарубежными) изучено влияние на извлечение
365
золота при хлоридовозгоночном обжиге температуры, расхода хло-
ринатора, содержания серы и кремнекислоты в огарках. В качестве
хлоринаторов можно применять твердые и газообразные хлорсодер-
жащие соединения: хлористый натрий или кальций, газообразный
хлор, четыреххлористый углерод, фосген и др.
Б.Н. Лебедевым и многими другими исследователями определены
оптимальные температура и расход поваренной соли при извлечении
золота методом хлоридовозгонки (рис. 6.1, а, б). Химический состав
исследуемых концентратов приведен в табл. 6.3.
Рис. 6.1. Влияние температуры (а) и расхода NaCl (б) на степень
хлорйдовозгонкй золота (1-3 -номера концентратов)
Таблица 6.3
Химический состав концентратов, %
Кои- цеи- трат Компоненты
Fe S As Pb Си Zn SiO2 СаО A12O3 MgO Au, г/т Ag, г/т
1 30,60 30,56 4,95 0,10 0,15 0,15 22,62 3,87 5,80 1,13 38,6 44,0
2 14,46 13,02 7,69 0,42 0,09 0,34 36,54 7,86 11,68 — 110,0 36,0
3 27,30 26,14 12,60 0,34 0,22 0,20 27,00 2,14 4,00 — 19,1 27,3
4 42,72 42,80 4,62 0,34 1,35 1,21 6,96 — — — 61,2 2,0
366
Перед хлор идо воз гонкой концентраты подвергали предваритель-
ному окислительному обжигу с целью снижения содержания серы до
2...5%. При большем содержании серы огарок оплавляется и возгон-
ка хлоридов металлов в газовую фазу затрудняется. Продолжитель-
ность хлоридовозгонки составляет 1,5...2,5 ч, оптимальная темпера-
тура 900...1000 °C, расход хлористого натрия 10...15% от массы ших-
ты. Извлечение металлов в возгоны в этих условиях, %: золота
97...99; серебра 95...98; меди 94...96; свинца около 100; цинка до 90.
Содержание золота в огарке составляет 0,6...2,0 г/т.
Исследованиями Иргиредмета установлены технологические факто-
ры, способствующие повышению извлечения золота: исключение из
состава шихты сернистых соединений; минимальный расход хлораген-
тов; предварительное окисление соединений железа до высшего оксида;
обеспечение условий доставки кислорода (воздуха) и вывода летучих
хлоридов золота из зоны реакций; поддержание оптимальной темпе-
ратуры; минимальное количество свободного твердого углерода как
центров кристаллизации металлического золота. Хлоридовозгонка эф-
фективно проходит при использовании гранулированного материала
(0,2...0,15 мм). Присутствие в концентратах цветных металлов способ-
ствует хлоридовозгонке золота и серебра, в связи с чем при их отсутст-
вии в шихту специально вводят свинцовые соединения.
Принципиальная схема переработки золотосодержащих концен-
тратов методом хлоридовозгонки с мокрым улавливанием хлоридов
представлена на рис 6.2.
Водное улавливание и выщелачивание хлоридов позволяет пере-
вести в раствор основное количество хлористых солей мышьяка, же-
леза, меди, свинца, цинка, сульфата натрия и хлористого натрия. Зо-
лото восстанавливается до металла и с хлоридом серебра остается в
нерастворимом остатке. Кек водного улавливания и выщелачивания
содержит благородные металлы в таком количестве, которого доста-
точно для плавки на металл Доре. В Японии разработан способ мок-
рого улавливания и выщелачивания хлоридов с одновременной очи-
сткой газов от пылей. По этому способу раствор используется мно-
гократно для улавливания новых порций хлоридов до получения
концентрированных растворов, а шламы (пыли) возвращаются в
процесс обжига. Из растворов вначале осаждают свинец, золото и
серебро. Из фильтрата извлекают медь ионообменным способом, за-
тем снижают pH до 2,5 и осаждают цинк сероводородом. Оставший-
ся фильтрат упаривают и возвращают в начало процесса. Наряду с
367
Концентрат
LU' 111111I4tl J"dW>hi lil iTTh
Окислительный обжиг
Огарок
NaCl
Пыль
it! ii.i ^1дя.{д>^йуДяах1ггГаН1»чг.д.:т^
❖
***«»***«: ।
В отвал или на утилиза -
шло (извлечение железа
доменным процессом)
Газы
Вода
Улавливание хлоридов
ллорндовозгомка
Остатки
Т“*т
1 азы
Улавливая
I
Газы
г
На получение
технической
ie AsjCb
серной кислоты
Пульпа
Фильтрование
Кек
4-
Плавка
t
ни..
Au-Ag
сплав и
.— - 4
‘«чЛиийотЛ’
Осаждеиие серы
™w»<k№rtfthfl3WrMK«iW*w^ЧВ-0-.riairiri FJLFWVZAUKXU*чЛшЪ ^КМЖКЧЗ"^
Железный
скрап
Раствор
Осаждение меди
Губчатое
*44-
йнг
i 1 |Ч< и Я Pii 11ГИИ11 4»WMb<Wga--<*tofWWitfr
Цементная медь |
^3WQra2><flfeiJPMTlTt’b-'<'‘ ты^ jWu^ni i11! ' ф1 i i КУУНМН ~ i11
Оса ждеяиесвинца
ЧългЛСгожс"
Раст» о
Окисление железа
VWOMBnWtMC**fl СI!! mP"MIIII 1 *»**уучшМ>
. C*Q
# ж
Осаждение железа (pH«5*5,5)
Осаждение цинка
Упаривание
Кек (Fc, As, Zn)
ЦН>«ЧЧ |»iTy<a*W¥>W I <* ‘ррP*iЯЛ.-ГЧУ I ДР^ИГИТИГк-^*-^|Ь.Н-т
Сяснобр^ботка
NaCLCaCh
В оборот
Рис. 6.2. Схема переработки руд на фабрике «Кэннон»
368
мокрым улавливанием хлоридов применяют и сухие методы. Приме-
няя регулируемое охлаждение, одновременно улавливают и разде-
ляют компоненты непосредственно в газовой сфере при высокой
температуре с использованием энергии реакционных газов.
6.3. Щелочной и сульфидизирующий обжиг
При щелочном окислительном обжиге в концентрат вводят ще-
лочные агенты (соду, известь), которые связывают мышьяк в нелету-
чие арсенаты, а серу - в сульфаты. Схема переработки включает:
окислительный обжиг с содой при температуре 300...800 °C, водное
выщелачивание и цианирование остатка. Во избежание пассивирова-
ния золота продуктами взаимодействия Na2CO3 с минералами огарок
перед цианированием обрабатывают сернистым газом при Т:Ж =
= 1:10 и 1%-ной серной кислотой.
Более экономичен вариант обжига концентратов с известью. При
этом возможны реакции:
2FeAsS + 5СаО + 7О2 = + Ca3(AsO4)2 + 2CaSO4;
2FeS2 + 4CaO + 7,5O2 = F^Q, + 4CaSO4.
Температура обжига 550...650 °C. В этом процессе обжига 99%
мышьяка и 98% серы связываются в нерастворимые арсенаты и
сульфаты кальция, не переходящие в газовую фазу.
Окислительно-сульфидизирующий обжиг применяют для мышья-
ковых продуктов, выделяемых из руд цветных металлов и золота.
При этом обжиге мышьяк переводят в менее токсичную сульфидную
форму, пригодную для хранения и последующего использования.
Гранулированные мышьяксодержащие концентраты подвергают тер-
мической обработке при температуре 550...750 °C при ограниченном
доступе воздуха в условиях противотока: твердое-газ. Минералы и
химические соединения подвергаются термохимическому разложе-
нию, а полученные продукты сульфидизируются газообразной серой,
сернистым газом, сульфидами железа и цветных металлов. Обра-
зующиеся при этом летучие три- и тетрасульфиды мышьяка отгоня-
ются из верхней зоны печи и конденсируются в виде металлических
порошков, которые могут быть переплавлены в слитки. Кислород
расходуется на окисление железа и серы по реакциям
2FeAsS + ЗО2 = 2Fe2O3 + As4S4;
369
16FeAsS + 12FeS2 + 45O2 = 14Fe2O3 + 4As4S4 + 24SO2.
Промежуточные сульфиды мышьяка в зависимости от условий
могут быть любого состава, в том числе As2S3 и др.
При окислительно-сульфидизирующем обжиге возможно получе-
ние трех продуктов:
• сульфидных возгонов (смесь сульфидов мышьяка и элемент-
ной серы), содержащих около до 65% мышьяка;
• сернистых газов, содержащих около 10% SO2;
• золотосодержащих огарков, пригодных для цианирования или
переработки на медеплавильных заводах.
6.4. Вакуумный обжиг
Термическое вакуумирование проводят при температуре 650...700 °C
в течении 20...30 мин. Из концентрата отгоняют 95...98% мышьяка. При
конденсации паров получают возгоны, которые содержат 60...90%
мышьяка; содержание мышьяка в огарках составляет 0,2...0,6%, что ни-
же, чем при других видах обжига. Количество выбрасываемых в атмо-
сферу газов вследствие их сжатия в вакуум-насосе гораздо меньше по
сравнению с окислительным обжигом, удаление из них мышьяка не
требуется. Применительно к мышьяковистым золотосодержащим кон-
центратам, выделяемым из ряда руд месторождений Бакырчик, Василь-
ковское, Нежданинское и других, разработаны технологии и аппаратура
вакуум-термического удаления мышьяка. Огарки вакуум-термического
обжига рекомендовано перерабатывать совместно с медными концен-
тратами на медный штейн по методу циклонной плавки. Возможна и
гидрометаллургическая переработка огарка методом цианирования.
При обжиге в среде водяного пара (500...800 ^С) пирит разлагается с
образованием сероводорода; мышьяк из арсенопирита выделяется в виде
летучих сульфидов; железо в огарке остается в виде магнетита. Степень
отгонки серы и мышьяка составляет 90...97 и 95...97% соответственно.
При обжиге в паровоздушной среде вместо сероводорода образуется эле-
ментная сера, что делает этот процесс более экологичным.
Разработаны методы радиационно-термического и термохимичес-
кого вскрытия упорных золотосодержащих руд. При радиационно-
термической обработке концентратов достигается такая же степень
вскрытия упорного золота, что и при окислительном обжиге, но при
меньшей продолжительности процесса. При термохимическом
370
вскрытии в микроволновом поле при температуре 340...660 °C обес-
печивается извлечение золота методом цианирования до 94%.
6.5. Плавка медных концентратов
Благородные металлы (золото и серебро) практически всегда со-
путствуют месторождениям медных руд, и в значительной степени их
извлекают при обогащении в медные концентраты. Основным мето-
дом переработки медных руд и концентратов с извлечением из них
благородных металлов является плавка на черновую медь (концентра-
ционная плавка), при которой медь переходит в штейн, представлен-
ный сульфидами меди (Cu2S) и железа (FeS). В зависимости от усло-
вий плавки медь в штейне может быть частично в виде металлической
фазы. В штейн выделяют также благородные металлы при извлечении
96...99,5%. Большая часть породных минералов переходит в отваль-
ный шлак. Технология плавки золотосодержащих продуктов (концен-
тратов) совместно с медными концентратами ничем не отличаются от
плавки собственно медных материалов.
Технология предусматривает переработку исходного медьсодер-
жащего материала на черновую медь с последующим ее обязатель-
ным рафинированием. При получении черновой меди породные ми-
нералы практически полностью удаляют в шлаки; серу - в газовую
фазу, частично сера находится в виде сульфидов меди и железа в
штейне. Удаление железа и серы проводят методом окисления в три
(обжиг, плавка, конвертирование), две (плавка, конвертирование)
или одну стадию (плавка на черновую медь). Наиболее часто при-
меняют технологию: плавка на штейн - конвертирование медного
штейна - огневое и электролитическое рафинирование меди. Плавку
на штейн проводят в отражательных или в электротермических пе-
чах; до настоящего времени используют также плавку в шахтных
печах. Более современной и экономичной является автогенная плав-
ка, в которой совмещены процесс обжига, плавка на штейн и процесс
конвертирования в одном технологическом аппарате. Различают нес-
колько видов автогенной плавки, основанной на сжигании сульфидов
в факеле (во взвешенном состоянии) или в расплаве. К ним относят:
кислород но-взвешенную плавку (КВП); кислоро дно-факельную
плавку (КФП); плавку в жидкой ванне (ПЖВ); факельно-барботаж-
ную плавку (ФБП) и др. Принципиальная схема плавки медных ма-
371
териалов показана на рис. 6.3. Содержание золота и серебра в чер-
новой меди составляет 100 и 1000 г/т соответственно.
Медная руда
I .........
Обогащение
Хвосты Концентрат
1----------------------1 ;
Обжиг :
J------1 i
Газы Огарок • :
1--------1 i
На производство + ♦ ▼
серной кислоты Плавка на штейн
Шлак
Штейн
Продувка в конвертере
Черновая медь Конвертерный шлак
I I
На рафинирование Отдельная
переработка
Рис. 6.3. Схема плавки медных золотосодержащих материалов
Рафинирование черновой меди проводят в две стадии. На первой
стадии (огневое или окислительное рафинирование) из черновой ме-
ди отливают аноды для электролитического рафинирования с пред-
варительным удалением примесей — мышьяка, сурьмы, свинца, цин-
ка, железа и других металлов, ухудшающих процесс электролиза.
Рафинирование проводят в конвертерах или отражательных печах с
подачей в расплав воздуха, соды и других шлакообразующих компо-
нентов. Основную часть примесей переводят в шлак и удаляют. За-
тем проводят раскисление (восстановление), при котором оксид меди
(Си2О) переводят в металлическую фазу, используя в качестве рас-
кислителей, например, древесину и ее газообразные углеводороды:
4Cu2O + СН4 = СО2 + 8Си + 2Н2О. Рафинированную медь, в которой
сконцентрирована основная масса золота и серебра, отливают в
анодные плиты для электролиза. В качестве электролита используют
372
раствор медного купороса, содержащего свободную серную кислоту.
Катодом служат медные пластины. При растворении медных анодов
и осаждении меди из раствора на катодах благородные металлы, как
более электроположительные элементы, полностью остаются в анод-
ном шламе и концентрируются на дне анодной ванны. Анодные
шламы содержат, %: 14,3 меди; 2,4 свинца; 0,56 висмута; 5,5 сурьмы;
2,7 мышьяка; 35 серебра; 0,6 золота; 5,7 селена и 2,7 теллура. Кон-
центрация меди в растворе при электролизе 20...30 г/л, температура
не выше 40...45 °C. Шлам после отделения медного скрапа, обраба-
тывают серной кислотой при температуре 70...80 °C, продувают воз-
духом, фильтруют, промывают, сгущают, обжигают, плавят и от-
правляют на аффинажный завод для получения чистого ювелирного
золота.
6.6. Плавка цинковых концентратов
Во флотационные цинковые концентраты при обогащении цин-
ксодержащих руд извлекают 3...8% золота и 10...20% серебра. Хотя
цинк обладает высоким сродством к кислороду, при нормальных ус-
ловиях он имеет высокую коррозионную стойкость в связи с образо-
ванием на его поверхности пленки состава ZnCO3 Zn(OH)2, предот-
вращающей дальнейшее его окисление. Окисленные соединения
цинка, в том числе оксид, плавят при температуре выше 1000 °C.
В разбавленных кислотах цинк растворяется с выделением водорода
и образованием сульфатов, хлоридов и т.д. Щелочи растворяют цинк
с образованием цинкатов. Цинк вытесняет (цементирует) из раство-
ров медь, никель, кобальт, свинец, олово и благородные металлы. С
учетом этих свойств процесс получения цинка из концентратов бази-
руется на гидро- и пирометаллургической (дистилляционной) техно-
логиях. Традиционная гидрометаллургическая схема (рис. 6.4) вклю-
чает выщелачивание цинка водным раствором серной кислоты из
предварительно обоженного концентрата (огарка). Выщелачивание
цинка в раствор идет по реакции ZnO + H2SO4 = ZnSO4 + Н2О.
В раствор частично переходят также примеси - медь, кадмий, же-
лезо, мышьяк и другие металлы. В присутствии тиосульфатов воз-
можен переход в раствор золота и серебра. Электролитическое осаж-
дение цинка из очищенного раствора происходит по реакции:
ZnSO4 + Н2О = Zn + H2SO4 + l/2O2.
373
Сульфидный цинковый концентрат
Окислительный обжиг
Газы
Огарок
Пыль
На производство H2SO4
Выщелачиваний
Цинковый кек
Загрязненный раствор
На дополнительное
извлечение цинка
Очистка’от примесей
Очищенный
цинковый раствор
Отходы
Электролитическое
На специальную
переработку
осаждение цинка
Катодный цинк
Переплавка и разливка Отработанный
1 электролит
Чушковой цинк
1 *—
К потребителю
Рис. 6.4. Схема выщелачивания цинкового концентрата
При обжиге цинковых концентратов в кипящем слое протекают
реакции:
2ZnS + ЗО2 = 2ZnO + 2SO2;
2FeS2 + 5,5O2 = Fe2O3 + 4SO2;
ZnS + 2O2 = ZnSO4.
При обжиге возможно образование небольших количеств силика-
та (ZnO SiO2) и феррита цинка (ZnO • Fe2O3), что нежелательно, так
как способствует образованию коллоидных систем кремнекислоты, а
феррит цинка нерастворим. Огарок содержит оксид, сульфат, сили-
кат и феррит (общее содержание цинка 55...65%); до 3% серы, при-
374
меси - медь, свинец, железо, кадмий, мышьяк, сурьма, кобальт, бла-
городные и редкие металлы. В качестве растворителя при выщелачи-
вании используют отработанный электролит, содержащий 120... 160
г/л свободной H2SO4 и 30...50 г/л цинка. Кислотное выщелачивание
заканчивается при концентрации кислоты 1...5 г/л, при которой ин-
тенсивно растворяются примеси, образуя сульфаты. Очистку раство-
ров от примесей проводят гидролизом с последующей цементацией и
добавкой химических реагентов, осаждающих примеси в виде труд-
норастворимых соединений.
Для цементации используют цинковую пыль. При кислотном вы-
щелачивании огарков в кеках содержится достаточно много сульфи-
дов серебра и золота с включениями меди, свинца, цинка, железа.
В ряде работ использована возможность флотационного обогащения
кеков с извлечением благородных металлов в концентрат.
При повышенном содержании и оптимальном соотношении се-
ребра и золота в концентратах возможны пирометаллургическая пе-
реработка на свинцовом или медном заводах или автоклавное выще-
лачивание. Возможна также технология тиосульфатного выщелачи-
вания в присутствии сульфата аммония при соотношении 1 : 1. Ос-
татки благородных металлов из кека выщелачивания извлекают фло-
тационным способом, применяя сульфгидрильные собиратели. Пи-
рометаллургическая переработка цинковых концентратов включает
окислительный обжиг в кипящем слое; восстановительно-дистилля-
ционный обжиг огарка при температуре 1100 °C, при котором цинк
испаряется и затем конденсируется в холодильниках в виде жидкого
металла. Значительная часть благородных металлов концентрируется
либо в огарке дистилляционного обжига, либо в кеке кислотного
выщелачивания. Для доизвлечения цветных и благородных металлов
из этих продуктов применяют возгоночный обжиг при температуре
1200 °C с добавлением известняка и коксика. Возгоны улавливают в
мешочных и электрических фильтрах, клинкер плавят в шахтных пе-
чах на черновой свинец и медно-свинцовый штейн, в котором кон-
центрируются золото и серебро.
6.7. Плавка свинцовых концентратов
В металлургическую переработку на свинцовые заводы поступа-
ют свинцовые концентраты, содержащие, %: свинец 30...80; цинк
1...14; медь до 10; железо 2...15; серу 9...15; диоксид кремния 2...13;
375
золото и серебро. Для переработки сульфидных концентратов в ос-
новном применяют пиро металлургическую технологию: реакцион-
ную, осадительную и восстановительную плавки.
Реакционная плавка применяется для богатых концентратов после
предварительного частичного обжига и основана на реакциях:
2PbS + ЗО2 = 2РЬО + 2SO2;
PbS + 2O2 = PbSO4;
PbS + 2РЬО = 3Pb + SO2; PbS + PbSO4 = 2Pb + 2SO2.
Осадительная плавка основана на реакции вытеснения свинца из
сульфида железом PbS + Fe = Pb + FeS ив настоящее время не при-
меняется.
Наиболее широко в технологических схемах используют восста-
новительную плавку. Для получения металлического свинца этим
методом необходимы предварительный обжиг с одновременным
спеканием материала. Обоженный агломерат плавят с коксом, при
этом свинец восстанавливается по реакции РЬО + СО = РЬ + СО2.
Черновой свинец, содержащий до 10 примесей, в жидком состоянии
подвергают рафинированию. Перед плавкой концентрата (в шахтных
печах) на черновой свинец проводят окислительный обжиг со спека-
нием, применяя агломерацию. Обжиг ведут на ленточных агломера-
ционных машинах с дутьем воздуха через слой шихты. Оптимальная
готовая шихта должна содержать, %: свинец 45...50; серу 6...8; оксид
кальция 10...20; оксид железа 25...35; диоксид кремния 20...25. При
обжиге сульфиды окисляются. Основным источником тепла является
реакция горения галенита. Кроме образования оксидов металлов
возможно образование силиката 2РЬО • SiO2 или феррита свинца
РЬО Fe2O3. Основная цель восстановительной шахтной плавки -
максимально возможное извлечение свинца и благородных металлов
в черновой свинец и ошлакование породных минералов и цинка.
Исходное сырье для шахтной плавки - офлюсованный самоплав-
кий агломерат содержит свинец, медь, цинк, мышьяк, сурьму, золото,
серебро и другие элементы. Основная масса агломерата - оксиды,
силикаты, ферриты, соединения свинца (глет). При плавке свинец
восстанавливается:
РЬО + СО = РЬ + СО2;
376
2РЬО SiO2 + 2CO = 2Pb + SiO2 + 2CO2;
PbO Fe2O3 + 2CO = Pb + 2FeO + 2CO2.
Неокислившийся сульфид свинца при плавке не восстанавливает-
ся, образуя вместе с другими сульфидами штейн. При высоком со-
держании серы в шихту вводят железный скрап для вытеснения
свинца из сульфида. Для максимального перевода цинка в шлак об-
жиг ведут в режиме высокой десульфуризации. Мышьяк, сурьма, зо-
лото, серебро, олово и висмут в основном концентрируются в черно-
вом свинце. Кроме чернового свинца, шлака продуктами плавки яв-
ляются штейн, пыль и газы. При шахтной плавке легко восстанавли-
ваются также оксидные соединения меди. Восстановленная медь
растворяется в расплаве свинца, а сульфаты меди (неокисленные)
концентрируются в штейне. Черновой свинец содержит 90...97%
свинца и многочисленные примеси. Шлак содержит, %: диоксид
кремния 20...30; оксид железа 30...40; оксид цинка 5...25; оксид каль-
ция 14...20. Штейн состоит из сульфидов железа, меди, свинца и
цинка с включениями золота и серебра. Содержание в них элементов
составляет, %: медь 7... 10; железо 16...45; свинец 8... 15; цинк 1,5...8;
сера 20...25. Штейн стараются не выделять, так как технология его
переработки сложна и дорога. Шлаки плавки не являются отвальны-
ми, поскольку содержат цветные и благородные металлы и подлежат
дополнительной переработке (фьюмингование, вельцевание, элек-
тротермия). Пыли свинцовой плавки содержат, %: свинец 45...55;
цинк 10...20; редкие и благородные металлы, которые необходимо
перерабатывать, применяя гидрометаллургические схемы.
Рафинирование чернового свинца проводят пиро металлургиче-
ским и электролитическим способами. Электролиз применим только
для чернового свинца с небольшим содержанием примесей, а потому
применяется очень редко. Рафинирование свинца включает: обезме-
живание; извлечение теллура, мышьяка, сурьмы, олова, серебра, зо-
лота, цинка, висмута; удаление кальция, магния. Сумма благородных
металлов в черновом свинце составляет 0,5%. Выделение золота и
серебра на стадии рафинирования проводится с использованием
обессеребривания. Из расплавленного чернового концентрата внача-
ле удаляют медь. Медь при пониженной температуре всплывает на
поверхность расплава свинца и снимается. При повышенной темпе-
ратуре расплава удаляют оксиды олова, мышьяка, сурьмы и других
377
металлов. При высоком содержании меди в расплаве она всплывает
на поверхность вместе с частицами золота; во избежание этого медь
переводят в сульфидную форму, добавляя в расплав галенит или
элементную серу.
Для извлечения благородных металлов из чернового свинца, со-
держащего до 50 г/т золота и 5 кг/т серебра, применяют металличе-
ский цинк. При введении в расплав цинка он образует интерметалли-
ческие соединения AuZn„ и AgZn„ в виде «серебристой пены»,
всплывающей на поверхность расплава. При снижении температуры
расплава до 480 °C пену снимают. При выходе пены 1,5...2% от мас-
сы свинца она содержит до ПО кг/т серебра и 200 г/т золота. Про-
должительность цикла обессеребривания 18...20 ч. Затем пену под-
вергают дистилляции с целью удаления цинка, которую проводят в
реторте при атмосферном давлении и температуре 1200 °C. Приме-
няют также и вакуумный способ обесцинкования пены, проводимый
при температуре 600 °C и вакууме 130 Па. В течение 40 мин. Суще-
ствуют и другие методы переработки «серебристой пены». Схема
свинцовой восстановительной плавки приведена на рис. 6.5.
Кокс Флюсы Свинцовый концентрат
1—! г~
____ Обжиг со спеканием
Спек Запыленные газы,
содержащие SO:
I I
Очистка от пыли
д--------------?
Газы, содер- Пыль
жащпе SO: I
4
Плавка в шахтных печах
J--------------------1
Шлак Черновой свинец
В отвал или на до-
полнительную пе-
На рафинирование На произвол-
от Си, As, Sb, Sn, Ag водство H:SO«
реработку для из-
влечения свинца
Au, Zn, Bi, Mg, Са
и цинка
Товарный
Отходы
свинец
На отдельную
переработку
Рис. 6.5. Схема плавки свинцовых материалов
378
6.8. Плавка сурьмяных продуктов
и сульфидных концентратов
Сурьмяные золотосодержащие концентраты перерабатывают гид-
ро- и пиро металлургическими методами (табл. 6.4). Благородные ме-
таллы при плавке переходят в черновую сурьму, из которой они из-
влекаются в процессе огневого рафинирования. Наиболее широко
применяют метод осадительной плавки с железом. Плавка ведется
при температуре 1200... 1300 °C. Оксиды сурьмы восстанавливаются
углем до металла. Кроме черновой сурьмы, концентрирующей ос-
новную массу благородных металлов и до 15% железа, получают
штейны и богатые шлаки, используемые в обороте. Черновую сурьму
рафинируют. Извлечение сурьмы из флотационных концентратов
осуществляют по схеме: окислительный обжиг с последующей вос-
становительной плавкой огарков.
Таблица 6.4
Основные виды пирометаллургнческой переработки сурьмяного сырья
Виды сырья Возможный про- цесс переработки Основные химические реакции
Окисленные и сульфидно-окисленные руды, содержащие 1 ...25% Sb; ком- плексные руды, содержащие тяжелые и благородные металлы; хвосты обо- гащения и кеки от выщелачивания Дистилляционный обжиг (Sb2O3).IB=(Sb2O3)r (Sb2S3).re= (Sb2S3)r
Сульфидные и сульфидно-окислен- ные руды и концентраты, содержа- щие 25...40% Sb; ртутно-сурьмяные концентраты Окислительный обжиг 2Sb2S3+9O2= = 2Sb2O3+6SO2 2Sb2O3+O2= 2Sb2O4
Сульфидные и сульфидно-окислен- ные руды и концентраты, содержа- щие 25...65% Sb Осадительная и оса- дительно-восстано- вительная плавка Sb2S3+3Fe = 2Sb + 3FeS Sb2O„+«C(CO) = = 2Sb + лгСО(СО2)
Окисленные руды с содержанием Sb 25. ..65%; продукты окислительного обжига; возгоны дистилляционного обжига; пыли сурьмяного производ- ства (технический триоксид сурьмы) Восстановительная плавка Sb2O„+«C(CO)= 2Sb + лгСО(СО2)
Сульфидные и сульфидно-окислен- ные руды с содержанием сурьмы 25...40% Окислительно-реак- ционная плавка 2Sb2S3+9O2 = = 2Sb2O3+6SO2 Sb2S3+ 2Sb2O3 = = 6Sb + 3SO2
Сульфидные и сульфидно-окислен- ные руды и концентраты, содержа- щие 40...65% Sb Содовая реакцион- ная плавка Sb2S3+3Na2O + 3C(CO) = = 2Sb + 3Na2S + 3CO(CO7)
379
Технология рафинирования независимо от способа плавки осущест-
вляется в три стадии. В первой стадии проводится очистка сурьмы от
железа, для чего в расплав вводят флюсы (кварцевый песок, кальцини-
рованную соду, сульфат натрия). При этом железо переводится в шлак,
а содержание его в сурьме снижается до 0,2...0,3%. На второй стадии
удаляют мышьяк, связывая его каустической содой в арсенат натрия,
который также переходит в шлак. На третьей стадии сурьму конверти-
руют при температуре 900 °C, при которой основная масса сурьмы
окисляется до летучего триоксида, при этом концентрация в расплаве
золота, серебра, меди, свинца растет по мере улетучивания сурьмы. Ос-
тавшийся богатый расплав переплавляют и в виде слитков отправляют
на аффинажное производство. Иногда переработку богатых золотосо-
держащих сурьмяных материалов проводят по схеме с дистилляцион-
ным обжигом с отгонкой сурьмы в газовую фазу. Для извлечения золота
и серебра из огарков дистилляционного обжига применяют гидроме-
таллургические способы - цианирование с предварительной обработкой
огарков горячими щелочными растворами.
Технология основана на способности железного штейна аккуму-
лировать золото и серебро при плавке руд и концентратов. Для пи-
ритных концентратов, содержащих 30...50% железа, 30...50% серы,
1...2% суммы цветных металлов, 1...3 г/т золота, до 30 г/т серебра,
применяют автогенную плавку с получением обогащенных цветны-
ми и благородными металлами штейнов и известковых шлаков. При
плавке в качестве флюсов применяют фосфориты (до 60% от массы
концентрата). Извлечение серы в газы составляет 90...95% при со-
держании сернистого газа 40...60%, который перерабатывают с полу-
чением серной кислоты, сжиженного диоксида серы или элементной
серы. Штейны перерабатывают по методу сократительной плавки с
получением медного золотосодержащего продукта, который может
быть введен в шихту медеплавильного завода. Штейны можно пере-
рабатывать по гидрометаллургической схеме с использованием сер-
нокислотного выщелачивания, при котором железо переводят в рас-
твор, серу - в газы, а цветные и благородные металлы остаются в
твердом остатке. Степень обогащения по меди и благородным ме-
таллам в кеке выщелачивания составляет 80...200 раз.
На железный штейн можно перерабатывать также мышьяксодер-
жащие золотые концентраты с предварительным обжигом. Из шихты,
содержащей, %: железо 20; серу 30; мышьяк 0,85; медь 0,54; никель
0,57; оксид кремния 18,9; триоксид алюминия 11; оксиды кальция и
380
магния 10; золото 16г/т; серебро 22,8 г/т с добавкой известкового
флюса в количестве 9% от массы шихты, получают железистый
штейн, содержащий, %: железо 60; серу 31,6; мышьяк 0,13; медь 1,2;
золото 46 г/т и серебро 53,7 г/т. По этой технологии мышьяк достаточ-
но полно отгоняется, преимущественно в металлическом состоянии.
Хорошие результаты получены при плавке пиритных концентра-
тов в печи А.В. Ванюкова (процесс «плавка в жидкой ванне»).
Один из вариантов плавки пиритных концентратов предусматри-
вает: окислительный обжиг, плавку огарка на шлак, обладающий
свойствами саморассыпания, и последующее выделение из него зо-
лота и серебра методами обогащения (флотация, гравитация) или
жидкофазного коллектирования свинцом. По всем вариантам схемы
с плавкой на саморассыпающийся шлак извлечение золота составля-
ет 81...85% (рис. 6.6). Саморассыпающиеся шлаки формируются на
кальциевой основе; при охлаждении они претерпевают структурные
изменения, сопровождающиеся увеличением объема частиц и их са-
мопроизвольным разрушением. Полиморфное превращение высоко-
температурной Р-фазы (1300...1500 °C) в двухкальциевый силикат
2CaO‘SiO2 начинается при снижении температуры до 630...670 °C и
заканчивается при дальнейшем снижении ее до 500...300 °C. В этих
условиях происходит вскрытие благородных металлов, находящихся
в тесной ассоциации с сульфидами и кварцем. В рассыпавшихся
шлаках золото и серебро находятся в свободном состоянии; их из-
влекают по привденной выше технологии: обогащение или аккуму-
лирующая плавка со свинцом.
6.9. Плавка концентратов на сплав металл Доре
Плавка на металл Доре применяется для богатых по золоту концен-
тратов, выделяемых в схеме доводки черновых гравитационных кон-
центратов. Такие продукты содержат железо, серу, мышьяк и золото.
Железо в гравитационных «золотых головках» представлено пиритом,
арсенопиритом, пирротином, оксидами и другими формами. Мышьяк
представлен арсенопиритом. Золото находится в свободном состоянии
и реже - в ассоциации с сульфидами и кварцем; есть в концентратах
примеси сурьмы, меди и других цветных металлов.
В Иргередмете разработана технология переработки «золотых го-
ловок» с получением металла Доре. Схема переработки предусмат-
ривает: окислительный обжиг концентрата с выделением в газовую
381
Упорный пиритный золотосодержащий концентрат
ДУ^
Окислительный обжиг
Газы
Флюсы (СаО, Si О?)
Золотосодержащий
песок
Очистка газов
Пыль
Плавка
на саморассыпающийся шлак
Рассыпавшийся
шлак
Газы
Сплав
Pb, Au, Ag
Обогащение
Хвосты
На производство
строим атери алов
(цемента)
Очистка
газов.
В атмосферу
Купелирование
Глет
Au-Ag сплав
Аффинаж
Восстановительная
плавка
Продукт,
концентрированны й
по благородным
металлам
РЬ
Аффинаж
На производство
серной кислоты
или элементарной серы
Рис. 6.6. Схема плавки пиритных материалов
382
фазу серы, мышьяка и переводом железа в оксид 1'с2( )3: плавку огарка с
флюсами на металлический сплав - металл Доре и железо-натриевый
шлак. Первая стадия обжига проводится при температуре 400 °C при
ограничении доступа кислорода; вторая стадия - при температуре
500...700 °C и избытке окислителя с полным окислением пирита, магне-
тита и всех соединений железа до I'с2( )3. Огарок содержит минимальные
количества серы и мышьяка; степень десульфуризации 95...97%, деар-
сенизации 95...98%. Содержание триоксида мышьяка в пылях составля-
ет 97...98%. Огарок в основном представлен оксидами железа, содержа-
ние в них золота составляет 50...60 кг/т, а иногда достигает 10...20% и
выше. Плавка огарка ведется в бесколлекторном режиме с получением
шлаков (FeO - Na2O - SiO,2); в качестве флюсов используют соду,
кварц, буру. Плавка ведется с использованием в качестве восстановите-
ля твердого углерода, который переводит 1с2( )3 в FeO по реакции
Fe2O3+C = 2FeO + CO.
При избытке восстановителя (более 50...80% от стехиометрии)
Fe2O3 восстанавливается до металлического железа, что нежелатель-
но. Содержание благородных металлов в шлаках плавки зависит от
массовой доли оксидов железа и натрия, диоксида кремния, а также
исходного содержания золота и серебра в огарках. Плавка проводит-
ся при температуре 1250 °C и продолжительности до 120 мин. Из-
влечение золота в металлический сплав более 99% при содержании
золота 75...90%. В случаях содержания в концентратах примесей
свинца, сурьмы и других металлов требуется дополнительная пере-
работка получаемых сплавов или предварительное выщелачивание
перед плавкой.
6.10. Основы аффинажной переработки
золотосодержащих материалов
Для разделения золота и серебра применяют два основных про-
цесса: хлорирование и электролитическое рафинирование. На аффи-
нажные заводы поступает разнообразное сырье в виде сплавов, про-
дуктов переработки золото-цинковых осадков, чернового золота из
тиомочевинных регенератов, серебрянозолотых сплавов от рафини-
рования чернового свинца и от переработки медеэлектролитных
шламов, получаемых при электролитическом рафинировании черно-
вой меди. Серебрянозолотые сплавы содержат 97...99% суммы се-
ребра и золота. Кроме того, на аффинажные заводы поступают быто-
383
вой и технический лом, монеты, лом электронной техники и т.д. По-
ступающие на аффинаж материалы разного состава (табл. 6.5) под-
вергают плавке, которую ведут в графитовых тиглях в электрических
индукционных печах. Плавку проводят под слоем шлака, используя
соду и буру, во избежание потерь благородных металлов с газовой
фазой.
Таблица 6.5
Состав сырья для аффинажа
Материал Проба, содержание
Аи Ag Pt Pd
Сплавы от переработки золото-цинковых осадков 700...900 50...250 — —
Черновое золото после отпарки амальгамы 700...900 50...250 — —
Шлиховое золото 750...950 10...250 — —
Катодное черновое золото 750...900 50...150 — —
Сплавы свинцовых заводов 1...35 950...995 0...0,1 0...0,1
Сплавы из медеэлектролитных шламов 10...100 850...950 О...1,5 0...3
Лом, монеты 0,1..1 500...850 - -
Плавку золото серебряных сплавов производят при температуре
1150... 1200 °C, расплавленный металл разливают в слитки для хлори-
рования или в аноды - для электролитического рафинирования.
6.11. Хлорирование и электролитическое
рафинирование золота и серебрянозолотых
сплавов
При хлорировании неблагородные металлы и серебро окисляются
газообразным хлором значительно легче, чем золото. Газообразный
хлор продувают через расплавленное черновое золото. Образующие-
ся хлориды неблагородных металлов и серебра не растворяются в
металлическом золоте и, имея меньшую плотность, всплывают на
поверхность, а часть хлоридов улетучивается с газовой фазой. Про-
цесс часто применяют в зарубежной практике (ЮАР) и ведут в гра-
фитовых тиглях в индукционных электрических печах.
Для образования шлака в тигель загружают смесь буры, кварца и
хлористого натрия. После расплавления металла в него вводят фар-
форовые трубки, по которым подается газообразный хлор при темпе-
ратуре 1150 °C. Накапливающиеся на поверности хлориды и шлак
периодически удаляют из тигля и добавляют новую порцию флюса.
384
Конец процесса - при появлении желтого налета золота на фарфоро-
вых трубках и дыма над расплавом, что свидетельствует об образо-
вании летучих хлоридов золота. Остатки хлоридов и шлака сливают,
а расплав золота разливают в слитки. Процесс простой и дешевый, но
качество золота невысокое, возможны потери серебра и платиновых
металлов.
Электролитические методы аффинажа позволяют получать метал-
лы высокой чистоты. Аноды отливают из сплава, содержащего в ка-
честве примесей серебро, платиновые металлы и некоторые неблаго-
родные металлы.
В качестве электролита применяют раствор золотохлористоводо-
родной кислоты с добавкой соляной кислоты, которая диссоциирует
на ионы:
HAuCU II АиС14.
Анионы АиС14 также частично диссоциируют и могут подвергать-
ся гидролизу:
AuCU«-> Аи3-+4С1 ;
АиСй + Н20 <-> [АиС13(ОН)] - + II + С1".
Но в кислом растворе гидролиз проходит медленно. Практически
золото в электролите находится в форме ЛиС14.
На катоде происходит восстановление анионов АиС14 до металли-
ческого золота:
AuCl4+3e«-> Au + 4С1 ;
Стандартный потенциал этого процесса +0,99 В, поэтому процесс
восстановления водорода практически исключен. На аноде идет рас-
творение рафинируемого сплава с переходом золота в раствор:
Au + 4С1 + 3е^ АиСй
2С1- 2е—> С12 (газ), Е° = +1,36 В;
2Н2О 41 Г ( )2 (газ), Е° = +1,23 В.
385
Поскольку стандартные потенциалы хлора и кислорода значи-
тельно электро положительнее, чем потенциал золота, то выделение
их на аноде при электролизе невозможно. Однако на аноде возможна
пассивация золота, и тогда растворение золота замедляется или во-
обще может прекратиться, при этом ионы хлора электролита восста-
навливаются до газообразного хлора. Для предупреждения пассива-
ции анода и выделения на нем хлора необходимо иметь достаточно
высокую кислотность электролита и температру процесса электроли-
за. Повышение концентрации соляной ислоты и температуры не
только устраняет пассивацию золота, но и увеличивает электропро-
водность электролита и сокращает расход электроэнергии. Следует
иметь в виду, что при растворении золото переходит в раствор так же
в виде аниона АиС12':
Au + 2d -е Audi, £° = +1,11 В.
Между анионами АиС14 иАиС12 устанавливается равновесие:
3AuCli <-> Audi + 2Au + 2Cf.
Концентрации этих анионов в растворе соизмеримы, а потому на
катоде возможно восстановление аниона хлорида одновалентного
золота до металлического золота, которое выпадает в осадок:
AuCli+ е' Au 2d”.
Во избежание этого процесс ведут при высокой плотности тока -
1500 А/м2. Особенностью электролитического рафинирования золота
является необходимость применения переменного асимметрического
тока, т.е. последовательного включения наряду с генератором посто-
янного тока, генератора переменного тока. При постоянном токе
хлористое серебро покрывает анод толстой коркой и растворение
золота прекращается; при том на аноде будет выделяться газообраз-
ный хлор. Применение асимметрического тока позволяет избежать
этого явления и вести электролиз сплавов, содержащих до 20% се-
ребра. При меньшем содержании серебра процесс ведут, применяя
постоянный ток.
В золотых анодах присутствуют такие примеси, как медь, свинец,
железо, теллур, олово, платина и др. Медь, как более электроотрица-
тельная чем золото, переходит в раствор и накапливается в электро-
лите. При содержании меди в аноде более 2% концентрация меди в
386
электролите превышает допустимую (90 г/л), и тогда электролит на-
до заменить во избежание совместного разряда меди и золота. Сви-
нец еще более отрицателен; растворяясь в первую очередь, он накап-
ливается в электролите с последующим осаждением на аноде в виде
твердой соли хлорида свинца, что вызывает вместе с хлоридом се-
ребра пассивацию золотого анода. Допустимое суммарное содержа-
ние серебра и свинца - не более 13%.
Отрицательное влияние на электролиз золотых анодов оказывают
висмут, сульфиды, железо двухвалентное. Электролиз ведут в ваннах
из фарфора. В качестве катодов применяют золотую жесть толщиной
0,1...0,25 мм.
Электролит содержит 70...200 г/л золота и 40... 100 г/л соляной ки-
слоты. Температура электролита 50...60 °C. Электролиз ведут при
асимметрическом токе, плотностью 600... 1500 А/м2, напряжение на
ванне - 0,5... 1 В. Катоды разгружают 3-4 раза в сутки.
Катодное золото промывают горячей водой, обрабатывают соля-
ной кислотой, сушат и плавят в индукционной печи на слитки. Ка-
тодное золото имеет чистоту 999,8-й 999,9-й пробы.
Анодный шлам выгружают из ванн, промывают от электролита,
загружают в сетчатый серебряный барабан, помещенный в ванну с
водой. Хлорид серебра оттирается от крупного золотого анодного
скрапа и просеивается через сито барабана. Золотые остатки сушат и
возвращают в плавку на аноды. Хлористое серебро восстанавливают
железным порошком в солянокислой среде, промывают водой и пла-
вят в аноды для серебряного электролиза. В процессе электролиза
электролит обогащается примесями и обедняется по золоту. При ра-
боте на грязном электролите происходит загрязнение катодных осад-
ков вследствие наличия примесей, а на аноде возможна пассивация.
Электролит непригоден к использованию, если в нем концентрация
золота ниже 100 г/л, а концентрация примесей выше критических зна-
чений, г/л: 90 Си, 50 Pt, 15 Pd, 4 Те, 2 Fe. Отработанный электролит пе-
рерабатывают по электролитической схеме с извлечением золота и дру-
гих примесей. Применяют для переработки отработанных электролитов
также ионообменные смолы. Свежий электролит готовят электрохими-
ческим растворением относительно чистых сплавов золота, применяя
для этого специальные ванны. Процесс ведут при постоянном токе
плотностью 800...200 А/м2. Температура электролита 60...90 °C. Прогре-
тый таким способом электролит содержит 200...300 г/л золота и
45...80 г/л соляной кислоты, затем его разбавляют и заливают в ванны.
387
При электролизе серебряных анодов, содержащих до 20% золота,
вначале проводят электролитическое рафинирование серебра. Элек-
тролитом служит водный раствор азотнокислого серебра с добавле-
нием азотной кислоты. При электрохимическом растворении анода
серебро переходит в раствор. Примеси с более электроположитель-
ным потенциалом (золото, платина, палладий) выпадают в шлам, а с
более электроотрицательным (медь, свинец, висмут) переходят в рас-
твор. На катоде идет восстановление ионов серебра. Катодом обычно
служат тонкие листы коррозионостойкой стали, титана, алюминия
или серебра. Аноды массой до 10 кг рассчитаны на растворение в
течение 2-3 сут. Аноды помещают в чехлы из хлорвинила во избе-
жание загрязнения катодного серебра анодным шламом. Процесс ве-
дут при плотности тока 200...600 А/м2 и температуре 30...50 °C.
Анодные щламы содержат 50...80% золота. Шламы последовательно
обрабатывают азотной кислотой для выщелачивания остатков сереб-
ра, раствором хлорной извести и хлорида кальция, соляной кислотой
для удаления платиноидов и теллура. Золотой остаток направляют в
плавку на золотые аноды для электролитического рафинирования
золота.
388
7. ОБЕЗВРЕЖИВАНИЕ
СТОЧНЫХ ВОД ОБОГАЩЕНИЯ
И РАСТВОРОВ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ
ЗОЛОТА И ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ
7.1. Очистка сточных цианистых вод
В процессах обогащения золотосодержащих руд неизбежно обра-
зуются растворы, в которых содержатся высокотоксичные компонен-
ты, подлежащие очистке для повторного использования или сброса в
специальные хранилища. Особую опасность представляют стоки
обогатительных и золотоизвлекательных фабрик, содержащие циа-
ниды, роданиды и соединения мышьяка. Предельные допустимые
концентрации (ПДК) этих веществ составляют, мг/дм3: цианид-ионы
0,1; роданиды 0,1; оксид мышьяка в пересчете на мышьяк 0,05.
В стоках значительная часть цианидов находится в форме солей -
NaCN, RCN или Ca(CN)2. Образование синильной кислоты в стоках
возможно при гидролизе этих солей или при взаимодействии с ки-
слотами. При взаимодействии простых водорастворимых соединений
с компонентами пульпы образуются нерастворимые цианиды и рас-
творимые комплексные соединения.
Нерастворимые цианиды CuCN, Fe(CN)2 и др. не являются ток-
сичными. Токсичными являются водорастворимые комплексные
цианиды [Cu(CN)3]2”; [Cu(CN)4]3”; [Zn(CN)3]”; [Zn(CN)4]2”; к неток-
сичным водорастворимым относят [Fe(CN)6]4- и [Fe (CN)6]3“. Родани-
ды NaCNS, Cu(CNS)2 и другие образуются при взаимодействии про-
стых цианидов с сульфидами щелочных металлов и элементной се-
рой. Они так же как цианиды являются токсичными. Высокотоксич-
ный мышьяк в цианистых растворах находится в форме триоксида.
Практикой установлено, что в хво стохранилище при обогащении
сульфидных руд цианистые соединения разлагаются в основном
вследствие диссоциации в результате испарения HCN; зимой разло-
жение практически не происходит. В регионах с теплым климатом
разложение в основном происходит под воздействием солнечного
света и активного испарения. Для условий Канады обезвреживание
стоков проводят в двух прудках. Вначале стоками заполняют первый
прудок, слив которого в течение двух летних месяцев поступает во
389
второй, после замерзания которого в него прекращают подачу сто-
ков. После таяния весной 50% объема воды второго прудка возвра-
щают в первый. Оставшийся объем второго прудка после выдержи-
вания в течение всего лета, содержащий около 2 мг/дм3 цианидов,
сбрасывают в отвал.
Для условий с холодным климатом при обезвреживании стоков
применяют хлорирование. В связи с высокими затратами при хими-
ческих способах обезвреживания чаще применяют естественное раз-
ложение цианидов при периодическом замораживании и оттаивании
стоков.
Хлорирование применяют для разрушения цианид-ионов, кроме
цианидов железа. Продолжительность окисления газообразным хло-
ром зависит от pH среды. При pH 10...11 она составляет 5...7 мин,
при pH 8,5...9,0 - 10...30 мин. Во второй стадии окисление цианидов
идет медленно и продолжается в течение 1...1,5 ч. Хлорирование
проводят в реакторах с использованием 5%-ной известковой пульпы
раствором, насыщенным хлором с перемешиванием в первом реак-
торе. Во второй реактор добавляют 20%-ный раствор сульфата желе-
за, осаждая мышьяк.
Регулирование pH до 8,5 ведут 98%-ной серной кислотой. В третьем
реакторе осаждают тонкие взвеси, добавляя 0,1%-ный раствор анионно-
го полиэлектролита; затем стоки сгущают, применяя флокулянт, а шла-
мы удаляют, пропуская стоки через вакуум-сборник.
На ряде зарубежных предприятий применяют окисление цианидов
пероксидом водорода.
Цианид-ионы разлагают также активным углем в присутствии
двухвалентной меди; при этом образуются цианат-ионы; при даль-
нейшем воздействии катализатора происходит гидролиз цианат-
ионов с образованием аммиака и углекислого газа:
CN" + Н2О С\'() + Н2О2;
С\'() + 2Н2О NHJ + СО^.
Возможно разложение цианидов сульфидом железа. Сульфидная
суспензия при pH 7...8,5 (сульфат железа + растворимый сульфид)
добавляется в обрабатываемый раствор. Используют также процесс
озонирования, основанный на реакциях:
2CN”+ 2О3 2CNO” + 2О2;
390
2CNCT + О3 + Н2О N2 + 2НСО3;
2SCN” + 2О3 + 2Н2О 2CN” + 2H2SO4.
Озон получают, пропуская электрический ток через воздух или
кислород.
Бактериальное окисление снижает концентрацию цианид-ионов
до минимальных значений. Метод по техническим и экономическим
показателям имеет преимущества перед химическими способами
очистки. Процесс очистки ведут в две стадии. На первой стадии про-
исходит окисление цианид- и роданид-ионов до СО3”, SO4” и NHt
С использованием микроорганизмов на второй стадии применяют
анаэробные бактерии для перевода NH3 в NO3 -форму.
Метод очистки сточных вод сернистым газом включает барботаж
газовоздушной смесью с 2...5%-ным раствором SO2-, через объем
стоков в смесительном резервуаре. При этом цианид-ионы окисля-
ются до цианатов: CN” + О2 + SO2 + Н2О —> CNO” + H2SO4. Подкис-
ление стоков раствором серной кислоты с одновременной аэрацией и
улавливание синильной кислоты в адсорберах применяют на фабри-
ках Канады и Мексики.
При электрохимической очистке применяют способы электровос-
становления, электро окисления и электрохлоринации.
Очистка стоков с использованием ионообменной сорбции вклю-
чает батареи анионо- и катионообменных колонн. В анионообменной
секции осуществляется сорбция металлсодержащих комплексов и
свободного цианида. Десорбцию производят 1%-ной H2SO4, при этом
цианидные компоненты разлагаются, а элюат, содержащий металлы
и синильную кислоту, направляют на катионообменную секцию для
выделения металлов сорбцией. Синильная кислота в колоннах по-
глощается щелочью с образованием NaCN. Металлы с катионооб-
менной смолы десорбируют раствором NaCl.
Для обезвреживания мышьяксодержащих стоков разработаны ме-
тоды сорбции, основанные на различных природных и синтетиче-
ских ионообменных смолах; применяют также жидкостную экстрак-
цию, метод соосаждения. В промышленности чаще используют оса-
ждение мышьяка известью при pH 12 с образованием неустойчивых
осадков Ca3(ASO4)2 и Ca3(ASO4)2H2O.
Снижение концентрации мышьяка в стоках можно достичь, обра-
батывая их смесью солей двух- и трехвалентного железа с последую-
391
щим аэрированием и нейтрализацией известью при pH 7...8. Иногда
мышьяк осаждают в виде фосфатов и арсенатов при pH 8,2...9,8; ис-
пользуют также осаждение мышьяка в виде арсената бария.
Применение оборотного водоснабжения часто является наиболее
простым способом обезвреживания. При этом возможны варианты
смешивания сточных вод цианирования со сточными водами или
твердыми отходами других предприятий? например, смешение ще-
лочных и кислых вод, использование дымовых газов, шлаков, золы,
глинистых шламов и т.д.
7.2. Очистка
отработанных электролитов и сточных вод
Производственные и сточные воды - цианистые, соляно- и азот-
нокислые, тиосульфатные и другие содержат благородные металлы.
Цианистые растворы образуются в процессах цианирования золото-
содержащих материалов, электрохимического нанесения покрытий в
ювелирной, электронной и часовой промышленности. Соляно- и
азотнокислые растворы в основном образуются на заводах вторичной
металлургии благородных металлов. Для извлечения благородных
металлов из этих растворов применяют физические, химические,
электрохимические, обогатительные и другие методы. Воды ювелир-
ных производств могут содержать благородные металлы в раство-
ренном состоянии, в виде твердых частиц, тонких взвесей коллоид-
ного характера.
Коллоидное золото образуется в солянокислых растворах при
выщелачивании золота царской водкой и при хлоринации в аффи-
нажном производстве.
При электролитическом выделении благородных металлов при-
меняют электролизеры, различающиеся конструкцией и формой ка-
тодов. Электролитические способы особенно универсальны для из-
влечения серебра из различных растворов.
Для извлечения благородных металлов из разбавленных раство-
ров применяют сорбенты с радиационно-привитыми структурами.
В промышленности применяют ионообменные мембраны, получен-
ные радиационным облучением с целью извлечения золота и серебра
из сточных вод и оборотных растворов. Мембраны выполняются в
виде патронных фильтров, которые периодически регенерируют. Из
392
мембран благородные металлы извлекают с использованием различ-
ных элюентов с последующим электролизом элюатов.
Для извлечения золота из щелочных растворов процесса золоче-
ния применяют осаждение меркапто бензотиазолом (МКБТ). Вначале
осаждают примеси (цветные металлы), затем раствор подкисляют до
pH 3...4, добавляют снова МКБТ и осаждают золото. Осадок раство-
ряют в царской водке, а раствор пропускают через колонну с ионо-
обменной смолой для извлечения золота (99%). При этом применяют
анионообменные смолы гелевой и макропористой структуры, синте-
зированные на основе тетрагидро пиримидина или имидозомина. Зо-
лото эффективно сорбируется этими смолами при pH 8,9...9,5; де-
сорбцию со смолы проводят раствором NaOH при температуре до
373 °К.
Для отработки растворов, в которых золото находится в виде кол-
лоидов, используют активные угли БАЦ, КАД и др. В кислых рас-
творах с положительно заряженной поверхностью углей происходит
электростатическое взаимодейсттвие с минералами золота, заряжен-
ного противоположным знаком. После снятия заряда мицеллы раз-
рушаются.
В аффинажном производстве для извлечения золота и серебра из
различных растворов применяют специально выращенные культуры
плесневых грибов. В качестве поглотителей металлов используется
грибная масса AspergillusNiger, выращенная на мелассной основе.
При использовании микроскопических грибов извлекают золото рас-
творенное и коллоидное. При продолжении процесса отработки со-
лянокислых растворов золота (расход биомассы до 40 г/м3) в течение
6...8 ч и азотнокислых растворов (расход биомассы 10 г/м3) в течение
10... 15 ч извлечение благородных металлов составляет 94...96%.
В настоящее время особую остроту приобрели проблемы охраны
окружающей среды в связи с растущими объемами техногенных от-
ходов деятельности человека. Кислые шахтные (рудничные) и дре-
нажные воды представляют собой один из источников экологической
опасности. Эти воды образуются, в частности, при эксплуатации ме-
сторождений сульфидных руд.
Примерами могут служить одно из крупнейших в мире Гайское
медно-колчеданное месторождение на Южном Урале, месторождения
свинцово-цинковых руд в Катовицком воеводстве (Польша), месторо-
ждения медных руд Чили и т.д. Проблема кислых шахтных вод весьма
актуальна и для выведенных из эксплуатации рудников и шахт.
393
Кислые шахтные воды появляются в результате взаимодействия на-
сыщенных кислородом вод с рудными телами и различаются по своему
составу в зависимости от слагающих пород в месте расположения того
или иного рудника (табл. 7.1). Эти воды характеризуются низким значе-
нием pH (1,5...4), концентрацией металлов 10...200 мг/дм3, наличием
хлорид- и сульфат-ионов (500...3000 мг/дм3), что значительно превыша-
ет соответствующие значения ПДК для различных типов водоемов.
Одним из последствий попадания таких вод в водоемы может
быть гибель водной флоры и, как следствие, гибель рыбы из-за разо-
рванной цепи питания. Кроме того, кислые шахтные воды содержат
токсичные для человека металлы, такие как сурьма, свинец, медь.
Объемы поступающих в выработки кислых шахтных вод весьма зна-
чительны и в зависимости от размеров месторождения составляют от
тысяч до сотен тысяч кубометров в сутки.
По этой причине на месте старых выработок образуются водоемы,
содержащие тонны кислых вод, как, к примеру, озеро на месте за-
крытой в 1980 г. шахты Berkley Pit (США) глубиной 246 м, содержа-
щее 95 000 м3 кислых вод [74].
В Катовицком воеводстве (Польша) ИЗО га заняты свинцово-
цинковыми шахтами, индустриальная активность прекращена на
64% территории. В покинутые шахты ежедневно поступает более 340
тыс. м3 кислых вод [75].
Объем затрат на ликвидацию последствий ущерба, нанесенного
шахтными водами, огромен. К примеру, стоимость работ по ликви-
дации последствий ущерба окружающей среде, принесенного кис-
лыми рудничными водами сульфидного месторождения в Саммитви-
ле (Колорадо, США), закрытого в 1992 г., оценивается в 100 млн
долл. [76].
Таблица 7.1
Химический состав кислых шахтных вод, мг/дм3
Месторождение, страна pH Содержание
sot Fe Мп Си As РЬ Cd Zn
Cornwall, Великобритания 3,5 150 300 20,0 10 15 0,1 0,1 —
(Durham, Великобритания 4,1 1358 75 4,8 0,2 0,0 0,01 — —
Ayrshire, Великобритания 4,1 6000 1200 —
Illinois, Великобритания 3,0 1300 57 6,44 — — — — —
Маднеульский ГОК, Россия 3,0 — 700 — 700 — — — 300
394
Окончание табл. 7.1
Рудник «Андроу», Болгария 3,4 839 10,2 134,1 — 0,63 2,12 1,9 —
Шахта «Центральная», Рос- сия - 3390 1019 12,8 0,22 - - - -
Шахта «Левиха» (Кирово- градский медеплавильный комбинат), Украина 2,7 — 1100 — 150 — — — 320
Шахтные воды Гайского ГОКа 2,1... 4,2 2884... 3698 112... 125 0,35... 1,2 90... 160 - - - 72... 107
Шахта Iron Mountain (Rich- mond and Hornet Portals), США >0,6 — 1000 — 250 — — 12,0 1400
Одна из задач очистки кислых шахтных вод состоит в снижении
концентраций металлов до соответствующих норм. Кроме того, в
случае экономической целесообразности эти металлы можно было
бы утилизировать, поскольку количество металла, переносимое кис-
лыми шахтными водами, бывает значительным.
При разработке технологии очистки кислых шахтных (рудничных)
вод от металлов необходимо учитывать специфику этого объекта, а
именно низкие значения pH, относительно низкие концентрации тяже-
лых металлов, большие объемы растворов. Очистка кислых шахтных
вод важна в отдельных случаях не только с экологической точки зре-
ния, но и с точки зрения утилизации металлов. Из-за больших объемов
кислые шахтные воды переносят десятки килограммов цветных ме-
таллов в сутки. Оценочный суточный вынос металлов, содержащихся
в кислых шахтных водах двух шахт (США), приведен ниже, кг:
Iron Mountain Mammoth
Медь............136 68,4
Цинк........... 1066 93,9
Кадмий..........23 0,24
Железо...........- 646,9
Основные применяемые на практике методы очистки кислых
шахтных и рудничных вод от металлов можно распределить сле-
дующим образом: адсорбционные, хроматографические, химическо-
го осаждения, электрохимические и электро кинетические методы,
ионообменные, биохимические и экстракционные методы.
Адсорбционные технологии
Адсорбция с использованием активированного и древесного угля.
В данном случае имеет место комбинация адсорбции и ионного об-
395
мена [76]. Необходимо отметить, что испытания по применению угля
для очистки кислых шахтных вод, проводимые в непрерывном ре-
жиме, были менее успешными, нежели испытания, проводимые с
отдельными порциями растворов [77]. К настоящему времени нет
данных по зависимости адсорбции на угле от pH исходных кислых
вод. К достоинствам этого метода можно отнести возможность «вы-
мывания» адсорбированных металлов и то, что метод адсорбции мо-
жет быть использован в «пассивном» режиме без необходимости во
внешнем источнике энергии.
Адсорбз/ия с использованием BIO-FIX гранул. Речь идет о порис-
тых полимерных гранулах, содержащих неподвижные биологические
материалы [78]. Гранулы адсорбируют As,Cd, Sn и другие токсичные
металлы из кислых растворов, что неоднократно было проверено на
практике.
Было определено, что адсорбционная способность гранул снижа-
ется при значениях pH ниже трех. Емкость материала 3 мг-экв ме-
талла на 1 г гранул.
Достоинства адсорбционного метода с использованием BIO-FIX
гранул: адсорбционная селективность для тяжелых и токсичных ме-
таллов, а также кальция и магния; возможность неоднократной реге-
нерации и извлечения адсорбированных металлов; повышение pH
среды на две единицы при использовании гранул.
Адсорбция с использованием целлюлозной губки. Данный материал
представляет собой целлюлозную губку, включающую в себя амино-
содержащий полимер, имеющий селективное сродство к тяжелым
металлам в анионной и катионной формах (Cd > Си > Fe > Аи > Мп >
Zn > Ni > Со > РЬ > Са). Извлечение металлов при использовании
губки составляет до 90 %. Емкость - не более 26...44 мг металла/г
материала губки [64].
Адсорбция с использованием иных материалов. Гуминовые и флю-
виновые кислоты в твердом виде являются перспективными материала-
ми для использования в качестве адсорбентов. Данных по практическо-
му применению нет; по результатам лабораторных исследований наи-
лучшая адсорбция металлов наблюдается при pH 4 [79]. Также в качест-
ве адсорбентов могут использоваться различные формы лигнина и же-
латинообразные гидрооксиды некоторых металлов.
396
Хроматография, основанная на хелатообразовании
Хроматография с использованием хелатосодержащих смол. Смолы
удаляют металлы из раствора в виде их соединений с хелатными аген-
тами, содержащимися в смоле [79]. К сожалению, время насыщения
таких материалов велико, что приводит к низкой производительности
процесса, к тому же повторное использование материала ограничено.
Хроматография с использованием силиконовых гранул. В основе
метода лежит использование силиконовых гранул, покрытых слоем
хелатообразующего реагента. Возможно извлечение металла из гра-
нул промывкой серной кислотой. Материал выдерживает более
1500 циклов загрузки-извлечения металлов из раствора-десорбции;
время, требующееся на такое количество циклов, мало [64].
Химическое осаждение
Осаждение в виде оксидов и гидрооксидов. Метод заключается в
увеличении pH раствора, вследствие чего происходит гидролиз неко-
торых металлов (железа, алюминия, марганца) [79].
Изменение значения pH может осуществляться путем добавления
извести, известняка, доломита, различных видов зол, карбоната на-
трия и т.д. Однако метод имеет большие недостатки, в частности:
• покрытие поверхности твердых реагентов оксидом и гидрокси-
дом железа;
• проблема хранения больших количеств осадков;
• при применении извести образующиеся желатинообразные
осадки продуктов гидролиза марганца, железа и алюминия после
сгущения содержат 5... 10% твердого;
• однако при использовании оксида или гидроксида марганца и
карбоната натрия процент твердого значительно выше [80];
• использование реагентов, содержащих кальций, приводит к
выпадению сульфата кальция [81], что, с одной стороны, снижает
концентрацию сульфат-иона в водах, но с другой, - остаточная кон-
центрация сульфата остается слишком высокой.
Осаждение в виде сульфидов. При добавлении к кислым шахтным
водам сульфида натрия происходит выпадение осадка нераствори-
мых сульфидов большинства металлов [82]. Осадок сульфидов более
плотный и лучше поддается сгущению, чем осадок гидрооксидов.
Цементация меди на железе. При добавлении металлического
железа к кислому шахтному раствору происходит вытеснение более
397
благородной меди и переход окисленного железа в раствор [83]; pH
раствора на процесс не влияет. При применении данного метода
осуществляется эффективная очистка от меди, которая образует про-
дукт, годный для перепродажи, повышается ОВП раствора, но про-
исходит дополнительное загрязнение вод железом.
Электрохимические и электрокинетические методы
Использование электрохимических AMD ячеек. В основе процесса
лежит реакция окисления Fe2- в Fe3+ , происходящая на положитель-
ном электроде, при этом Н” > Н2(Г); Fe3+ осаждается в виде гидрокси-
да, который адсорбирует ионы других металлов из раствора [79].
Электрохимическое осаждение. В основе метода лежат реакции на
электродах, к которым приложен прямой ток, в потоке кислых вод. На
аноде образуется гидрооксид Fe2-, который адсорбирует другие металлы
из раствора, а также вызывает соосаждение гидроксидов других метал-
лов [84]. Как показала практика, имеется возможность длительного ис-
пользования электродов без замены. Необходимо отметить, что воз-
можны побочные электрохимические реакции, например, образования
хлорина. Рассмотрен метод [85], основанный на использовании эффекта
гальванического элемента железо-кокс, железо-нержавеющая сталь,
железо-медь. Железо поляризуется анодно и переходит в раствор, а
второй электрод в паре поляризуется катодно.
В качестве гальванопары используются отходы металлообработки
или окатыши. Исследовались растворы с pH 2...7 и содержанием Си,
Zn, Сг 0,05... 10 г/дм3. Достигалась 90... 100%-ная очистка для исходных
кислых вод, содержащих Сг, Zn - до 0,2, Си - до 1 г/дм3. При увели-
чении исходной концентрации металла степень очистки снижается.
Предложена технология [86] кондиционирования шахтных вод,
т.е. снижения концентрации тяжелых металлов и, если необходимо,
понижения значения pH растворов.
Технология основана на электрохимической (электролиз и элек-
трокоагуляция) обработке вод, при которой образуются гидроксиды
металлов, обладающие большей сорбционной способностью, чем
соединения с низкой растворимостью, образующиеся при традици-
онной реагентной обработке шахтных вод. Пилотные испытания по-
казали, что наилучшие результаты достигаются при очистке от As,
Bi, Cd, Со,Си, Мп, РЬ.
Электрокоагуляция. Процесс заключается в пропускании тока че-
рез поток шахтных вод с использованием металлической поверхно-
398
сти; на эту поверхность осаждаются металлы из раствора [87]. Было
показано, что этим методом достигается очистка от металлов и уров-
ни pH меньше, чем в случае традиционного осаждения известью [34].
Отмечается, что низкие pH исходных шахтных вод снижают эффек-
тивность процесса. Химизм процесса изучен недостаточно полно.
Изучена [35] принципиальная аппаратурно-технологическая схема
извлечения металлов из шахтных вод на основе электрокоагуляции.
Степень извлечения большинства тяжелых металлов 100%, анионов
80...90%. Этот метод позволяет значительно упростить очистные со-
оружения и их эксплуатацию при минимальных затратам электро-
энергии.
Ионообменные процессы
Несмотря на то что ионный обмен имеет низкие кинетические ха-
рактеристики, что особенно ощущается при больших объемах пере-
рабатываемого раствора, проводятся интенсивные исследования по
поиску дешевых и эффективных сорбентов для очистки кислых
шахтных и рудничных вод.
Использование смектитовых минералов в качестве сорбентов.
Показано [88], что из многих смектитовых глинистых минералов
монтмориллонит кальция и калия обладает наибольшей емкостью;
емкость этих ионнообменников 80... 150 мг-экв/100 г минерала. Низ-
кие значения pH исходного раствора могут вызвать разложение не-
которых типов таких ионообменников.
Многие материалы, содержащие большое количество глинистых
пород, обладают низкой водопроницаемостью, что усложняет их ис-
пользование в качестве ионообменников.
Они способны селективно извлекать как катионы, так и анионы из
кислых растворов. Характеризуются значительной емкостью, про-
стотой в эксплуатации и регенерации. Отметим, что входящий на
сорбцию поток кислых вод должен обладать низкой мутностью, кро-
ме того, при применении сорбции на смолах отмечаются высокие
капитальные затраты и расходы на передел [79].
Использование вермикулитов в качестве сорбентов. Вермику-
литы представляют собой гидратированные слюдяные глинистые
минералы, образующиеся, как правило, в результате гидротер-
мального изменения слюды. При температурной обработке проис-
ходит расслоение этих минералов, что, увеличивая их поверх-
ность, благоприятно сказывается на ионно обменных свойствах
399
материала [79]. Ионнобменные характеристики данных минералов
близки к характеристикам смектитовых глин и составляют
120...200 мг-экв/100 г. материала [64]. Цена расслоенного верми-
кулита составляет 145...200 долл, за тонну.
Использование различных видов торфа в качестве сорбентов. Ука-
зывается [36], что ионообменными группами в торфе являются функ-
циональные группы гуминовых и фульвокислот, -СООН, -ОН.
В работе исследовалась сорбционная способность торфа применительно
к кислым шахтным водам, причем ПДОЕ составила, мг/г: для меди
1,92...2,8, для цинка 1,39... 1,6, для железа 9,57... 13,36 мг/г гранулирован-
ного торфа с различными степенями разложения. Отмечается, что оп-
тимальная область pH для сорбции на торфе составляет 3...5.
При использовании гранулированного торфяного сорбента, полу-
чаемого обработкой исходного торфа раствором аммиака, осуществ-
ляется очистка воды, содержащей 100...200 мг/дм3 свинца, до содер-
жания 0,01 мг/дм3 при ПОЕ 60...80 г-экв/м3. После взаимодействия
кислых шахтных вод с торфяной почвой низинного болота реакция
среды нейтрализуется, снижается до ПДК концентрация сухого ос-
татка, значительно снижается концентрация сульфатов, меди, железа,
цинка.
Снижение концентрации металлов обусловлено нейтрализацией
реакции среды и способностью гуминовых кислот, содержание кото-
рых в почвах низинного болота выше, чем в почвах верхового, обра-
зовывать малоподвижные комплексы с металлами. На основании
этого рекомендуется для доочистки шахтных вод с кислой реакцией
среды использовать торфяные почвы низинного болота.
Использование цеолитов в качестве сорбентов. В работе [38]
изучались 12 видов природных сорбентов, в том числе и цеолит, ко-
торый показал наилучшие результаты по очистке от Сг, Cd, Zn. Дан-
ный сорбент можно применять до pH раствора 2,5; ПОЕ (по катиону
металла) составляет 10 мг/100 г цеолита. В частности, при очистке
раствора с pH 5,65 и исходной концентрацией металлов 17 мг/дм3 за
15 мин Pb, Си, Zn извлекаются на 99,8, 99,3, 96,5% соответственно.
СВЧ обработка [39] увеличивает сорбционную активность цео-
литсодержащей породы, снижая время обработки воды в 10 раз.
Использование каолинов в качестве сорбентов. Для очистки кис-
лых шахтных вод рудника MountMorgan (Австралия) используется
технология с применением KAD (аморфное производное каолина)
[74]. С помощью данной технологии перерабатывается 50 м3 в день
400
шахтных вод. KAD извлекает более 90% Fe, Си, Zn, Cd, Al за час
операции.
Биохимические и экстракционные методы
Воды, содержащие мышьяк, медь, сульфаты, прореагировали в
лабораторных условиях с органическим субстратом, смешанным с
известковой массой и взаимозависимыми анаэробными микроорга-
низмами [94].
В общем виде протекающая реакция может быть представлена
следующим образом: сульфат металла + угольный субстрат суль-
фид металла + бактериальная масса + СО2+Н2О.
В зависимости от продолжительности (9,1...23,5 ч) в процессе
опытов при температуре 20 °C величина pH менялась от 2,1...2,7 до
7,1...7,5, количество сульфатов уменьшалось от 1755...3470 до
212...370 мг/дм3, железа - от 452...1081 до 0,5...1,2 мг/дм3, меди - от
23...74 до < 0,05 мг/дм3 , мышьяка - от 10... 19 до < 0,02 мг/дм3.
Во многих случаях традиционной является очистка шахтных вод с
использованием нейтрализации. В частности, в Уральском регионе
переработку сточных вод, содержащих тяжелые металлы, ведут, в
основном используя нейтрализацию (известью) и восстанавливаю-
щие реагенты (гипосульфит аммония, сульфат железа (II)) [90]. Эти
способы при своей эффективности не обеспечивают бессточной сис-
темы водоснабжения, образующийся осадок не утилизируется.
Для очистки шахтных вод создана биотехнология [90], исполь-
зующая сульфатредуцирующие бактерии. Для корректировки pH ис-
пользуют электролизеры. Очищенная вода удовлетворяет требовани-
ям, предъявляемым к рыбохозяйственным водоемам. Осадок факти-
чески представляет собой полиметаллическую руду с промышлен-
ным содержанием металлов.
На первой стадии сульфатная сера бактериями-восстановителями
восстанавливается до серы сульфидной, образующийся сероводород
взаимодействует в водном растворе с металлами с образованием не-
растворимых сульфидов. На второй стадии избыток сернистого во-
дорода окисляется бактериями-окислителями до элементарной серы.
Данный процесс применяется на практике с 1992 г., позволяя перера-
батывать до 5000 м3 кислых вод в день.
При поддержке Горного Бюро США проводились исследования
по использованию жидких эмульсионных мембран для экстракции
меди из шахтных вод. Извлечение меди при экстракции составило:
401
при концентрации меди в исходном растворе 1000 мг/ дм3 - 98% ,
при 500 мг/ дм3 - 95,7%, при 320 мг/ дм3 - 91,6%.
В настоящее время проводятся исследования по изучению про-
цесса дистилляции, электрической сепарации и т.д. Компания
ISOTRON разработала процесс Electrosorb, основанный на явлениях
электроосмоса и электрофореза.
Применение ионной флотации для извлечения ионов
тяжелых металлов из кислых растворов
Суть процесса ионной флотации состоит в извлечении растворен-
ных в воде молекул и ионов, частиц коллоидных осадков, частиц
грубо дисперсных осадков из раствора путем закрепления последних
на пузырьках воздуха, пропускаемого через объем раствора, и выно-
са агрегатов на поверхность.
В процессе ионной флотации в растворе могут существовать ионы
(молекулы) извлекаемого компонента как в несвязанном состоянии
(коллигенды), так и в составе химического соединения с ПАВ (суб-
лата), образующего осадок. ПАВ, образующее соединение с колли-
гендом, называется собирателем. Существует два механизма ионной
флотации [43]: концентрирование коллигенда на всплывающих пу-
зырьках происходит на ионно-молекулярном уровне, и нераствори-
мость сублата проявляется только на поверхности пузырьков либо
суб лат образует новую фазу в объеме раствора, частицы которой за-
тем извлекаются всплывающими пузырьками.
Исследования ионной флотации применительно к извлечению
цветных металлов из бедных (в том числе и кислых) водных растворов
начались в 60-х годах XX в. В известной монографии А.М. Гольмана
[43] приведен обширный обзор как результатов таких исследований,
так и примеров (немногочисленных) практического применения ион-
ной флотации для очистки реальных водных объектов.
При использовании метода ионной флотации можно извлекать до
90...99% металла из раствора. Процесс наиболее эффективен при
концентрации исходного раствора 10... 1000 мг/дм3. При более высо-
ких концентрациях значительно увеличиваются потери собирателя в
процессе очистки вод.
В табл. 7.2 дается краткий обзор некоторых результатов исследо-
ваний по применению ионной флотации для извлечения ионов меди,
цинка, железа из кислых водных растворов. Имеется возможность
использования натриевых мыл синтетических карбоновых кислот в
402
качестве собирателей при ионной флотации меди, цинка, железа из
кислых растворов, полученных при гидрометаллургической перера-
ботке сульфидной полиметаллической руды. По технологии, вклю-
чающей предварительную флотацию железа при pH 2...2,6 и коллек-
тивную флотацию цветных металлов при pH 8,5...9, перерабатывался
раствор, содержавший, мг/дм3: 890 железа, 1075 меди и 130 цинка.
Извлечение составило, % по железу 97,5, по меди 97,5, по цинку 99,8.
Таблица 7.2
Результаты исследований процесса иоииой флотации металлов из кислых
растворов
Коллигенд Вид раствора рн Собиратель Примечания
Cu(II) Водный раствор 2...6 Лаур ил суль- фат натрия Исходная концентрация коллигенда 3... 104 моль/дм3; извлечение коллиген- да падает с ростом ионной силы раст- вора: 90% при ионной силе 0,013, 30% при ионной силе 0,035
Cu(II) Водный раствор 2...4 Алкиленполи- аминополиме- тиленуксус- ные кислоты Наилучший результат дала пН1-кар- боксиалкил)этилендиаминтриуксусная кислота; pH 4; извлечение коллигенда 85%
Cu(ll) Шахтные воды 4...9 Бутиловый (этиловый) ксантагенат Извлечение коллигенда растет с рос- том pH
Fe(III) Водный раствор 2...6 Хлорид окта- децилдиметил аммония При избытке октадецилдиметил аммо- ния наблюдается резкое падение из- влечения коллигенда
Fe(III), Fe(II) Водный раствор 2...3 Додецил суль- фат натрия При флотировании Fe(III) при pH 2 с ростом концентрации иона его извле- чение падает; при флотировании Fe(II) при pH 2...4 - наоборот
Zn(II) Водный раствор 3...8 Лаур ил суль- фат натрия Концентрация исходная- 10^ моль/дм3; извлечение - функция от мольного соот- ношения мегалл-собиратель
Расход собирателя составил 30 мг/г извлеченного металла.
В исследованиях [67] в качестве собирателя использовался 0,1М рас-
твор додецилсульфата натрия, который обладает также и свойствами
пенообразователя. Значение pH кислых шахтных вод корректирова-
лось с помощью едкого натра.
Эксперименты проводились в лабораторном колонном аппарате
(60 X 60 мм, высота 700 мм) и в пилотной установке (0,155 X 0,155 м,
403
высота - 3 м), аэратор (сплавленное стекло) обеспечивал генерацию
пузырей 5... 15 мкм при расходе газа 5... 10 дм3/ч. Обработка воды,
загрязненной медью, осуществлялась при pH 10, время флотации со-
ставляло 10 мин. При исходной концентрации 100 мг/дм3 меди из-
влечение составило 99,9%. В области низких значений pH (2...4) из-
влечение составляет от 50 до 80%. Для воды, загрязненной свинцом,
pH повышали до 8, время флотации составляло 7...8 мин; было дос-
тигнуто извлечение 99,25% при исходной концентрации свинца
100 мг/дм3.
Запатентованный способ [44] позволяет очищать кислые сточные
воды от ионов токсичных металлов, например цинка, меди, железа.
Предложено двухстадиальное осаждение металлов; на первой
стадии используется известковое молоко и карбонат натрия для по-
вышения pH до 6...6,5 с последующим выделением осадка, на второй
производится флотационное выделение осадка (pH 7,5...8) с исполь-
зованием натриевых солей жирных синтетических кислот (С21 и бо-
лее). Метод обеспечивает степень очистки до требований ПДК.
Для очистки рудничных вод, содержащих до 30 мг/дм3 меди, до
цинка и до 50 железа, а также твердые взвеси (до 300 мг/дм3), была
применена технология, где в качестве собирателя использовался
водный раствор нафтената натрия, приготовленный омылением ку-
бового остатка от дистилляция нафтеновых кислот «кислый гуд-
рон»), являющегося бросовым продуктом нефтеперерабатывающего
производства [45].
Предварительно проводилась нейтрализация исходных руднич-
ных вод негашеной известью до pH 10... 10,5. На первой стадии про-
водится коллективная пенная флотация нафтенатом натрия, в резуль-
тате которой содержание тяжелых металлов снижается до следовых
количеств. Расход собирателя - от 0,3 до 1 моля на моль тяжелых
металлов. Вторая стадия осуществляется в два приема.
Преимущественную очистку от собирателя производят на первой
стадии флотации с добавлением хлорида железа (III) при pH 4,0...4,5,
окончательная очистка воды осуществляется на второй стадии, кото-
рую проводят после добавления новой порции хлорида железа и из-
вести в щелочной среде (pH 9...11,0). По своему механизму вторую
стадию рассматривают как флотацию цветных металлов с «носите-
лем», в качестве которого служат свежеобразованные осадки гидро-
ксида железа (III). Суммарный расход хлорида железа (III) составля-
404
ет 20...30 мг/дм3 исходной рудничной воды. Камерный продукт вто-
рой стадии ионной флотации представляет собой чистую воду, удов-
летворяющую требованиям ЦДК для рыбохозяйственных водоемов.
Пенные продукты двух стадий ионной флотации направляют на экс-
тракционную переработку с получением товарных медного и цинко-
вого купороса, раствора хлорного железа и регенерированного наф-
тената натрия.
Разработана технология [68] очистки кислых сточных вод, опро-
бованная на водах шахты Левиха (ТОО «Кировоградский медепла-
вильный комбинат»). Традиционный метод очистки - нейтрализация
известью. Процесс происходит в три стадии: первая с выделением
меди, например цементацией, вторая - осаждение и флотация железа
при pH 4 с дитиокарбаматами и третья стадия состоит в заключи-
тельной очистке от металлов флотацией с дитиокарбаматами при pH
10... 10,5. Флотация осуществлялась в колонных флотомашинах ори-
гинальной конструкции.
В результате очистки рудничных вод была получена вода со сле-
дующими параметрами: pH 8,5, медь 0,1 мг/дм3, цинк 0,01 мг/дм3,
железо 0,1. В качестве полезных продуктов получаются медный про-
дукт, железный продукт (в качестве красителя) и медно-железно-
цинковый продукт, который можно использовать.
За прошедшие годы был выполнен ряд теоретических работ по
изучению закономерностей ионной флотации ряда металлов. В част-
ности, на кафедре обогащения руд редких и цветных металлов Мос-
ковского института стали и сплавов исследовали процесс ионной
флотации применительно к очистке разбавленных растворов от меди,
цинка, кобальта, никеля, вольфрама и молибдена [46, 47].
Изучением ионной флотации хрома занимались исследователи
лаборатории минералогии и окружающей среды LEM (Нанси, Фран-
ция). В качестве собирателя при ионной флотации хрома применялся
бромид октадодецилтриметиламмония; извлечение хрома составило
81% при соотношении собиратель 1 - хром 1:2. При применении пе-
речистной флотации было достигнуто извлечение 91,6% [48].
Находящиеся в растворе коллигенды могут извлекаться и с ис-
пользованием флотации гидрофобизированных и гидрофобных осад-
ков. Флотация гидрофобизированных осадков подразумевает осаж-
дение коллигенда в виде нерастворимого соединения (сульфида, гид-
роксида) и гидрофобизацию поверхности частиц осадка подходящим
собирателем. Флотация гидрофобных осадков основана на способно-
405
сти органических веществ, имеющих полярно-аполярную структуру
молекул (алкилксантогенаты, диалкилдитиокарбаматы, дитизон и
т.д.), осаждать катионы большинства цветных металлов в виде труд-
норастворимых соединений, обладающих большой гидрофобностью.
Этот вариант флотационного процесса можно считать разновидно-
стью ионной флотации, если осадитель (или коллигенд) является ве-
ществом, обладающим высокой поверхностной активностью.
Часто при очистке кислых растворов от ионов цветных металлов,
последние осаждаютв виде сульфидов, которые при добавлении со-
бирателя флотируют. В частности, изучался процесс непрерывной
флотации гидрофобизированных осадков меди и цинка в виде суль-
фидов из разбавленных (50...250 мг/дм3) растворов [69]. Было дос-
тигнуто 95%-ное селективное извлечение меди из раствора с pH 1,7
при использовании спиртового раствора лауриламина в качестве со-
бирателя и хлорида цетилпиридина в качестве пенообразователя.
Сульфид цинка успешно флотировался тем же методом при pH 5.
Исследовалось [70] извлечение ионов цинка, никеля, меди железа
(III) из разбавленных растворов методом напорной флотации. Ионы
осаждались либо в виде сульфидов, либо флотировались (как ионы) в
виде ксантатов. Была показана возможность селективного разделе-
ния меди и никеля. Также исследовалась безколлекторная флотация
меди в виде сульфида.
Исследовалось селективное разделение меди, цинка и мышьяка из
разбавленных растворов с использованием процесса ионной флота-
ции [71]. Медь флотировали в виде ксантогената, цинк - в виде ди-
этилдитиокарбамата. Мышьяк в пятивалентной форме флотировали,
используя абсорбционную коллоидную флотацию.
В настоящее время для очистки кислых сточных вод (шахтных в
том числе) используют разновидности флотационного процесса по
способу генерации пузырьков: напорную, электролитическую флота-
цию и флотацию с использованием диспергированного воздуха.
Процесс электролитической флотации проводится в емкости, в
которой у днища горизонтально расположены два электрода (анод и
катод, главным образом, металлические - Fe, Al, но, возможно, и
графитовые) [49]. На этих электродах при прохождении постоянного
тока (100...400 А/м2) генерируются потоки мельчайших пузырьков
(например, кислорода или водорода) которые участвуют во флотаци-
онном процессе. Когда очищаемый раствор вносится между катодом
и анодом и на электроды подается ток, между ними возникает элек-
406
трическое поле вследствие проводимости раствора. Даже без добав-
ления химических реагентов, происходит предварительная коагуля-
ция отдельных составляющих раствора [49].
Сравнение затрат при применении двух разновидностей флотаци-
онного процесса [49] приведено ниже, долл/м3 раствора:
Электролитическая Флотация диспергиро-
флотация ваииым воздухом
Затраты иа передел........0,056 0,04
Дополнительные капитальные затраты:
электроды.................33,66 аэратор .... 6,64
трансформатор.............909,35 компрессор .... 12,21
Для очистки вод от металлов используется также напорная флота-
ция, которая осуществляется пузырьками воздуха, выделяющимися
при падении давления газа над раствором. На показатели процесса
сильно влияет электропроводность раствора. Введение добавок со-
лей-электролитов, например NaCl, значительно снижает время фло-
тации и расход электроэнергии [49].
Метод электрофлотации был применен для селективного из-
влечения Ni, Со, Си, Zn, Ti и Мп из растворов с применением в
качестве осадителей ферроцианида, оксихинолина, щелочи и из-
вести. Процесс проводился в широком диапазоне pH раствора [79].
Имеются упоминания об извлечении токсичных металлов из кис-
лых шахтных вод [73].
Преимущества электролитической флотации:
• электродная решетка может покрывать поверхность реактора
целиком, что приводит к отсутствию пассивирования;
• градиент электрического поля, возникающего между электро-
дами, способствует флокуляции и флотации даже в отсутствие ПАВ;
• легкость контроля параметров процесса;
• ионная сила сточных растворов, предназначенных для обра-
ботки, не является критическим параметром, как в других флотаци-
онных технологиях;
• возможность извлечения токсичных, ценных металлов из рас-
творов без применения ПАВ.
В то же время аппаратурное оформление процесса электролитиче-
ской флотации более дорогостоящее по сравнению с оформлением
традиционного флотационного процесса.
407
Извлечение благородных металлов из техногенных
продуктов и растворов
Техногенные продукты являются важным источником производ-
ства благородных металлов. После длительного хранения благород-
ные металлы и компоненты отходов под воздействием климатиче-
ских факторов и физико-химических процессов претерпевают значи-
тельные изменения. Распределение металлов в хранилищах техно-
генных материалов неравномерное и зависит от времени хранения.
Вещественный состав (минеральный, химический, фазовый), напри-
мер хвостов обогатительных фабрик, близок к окисленным или заба-
лансовым рудам, пескам россыпей различных типов, но отличается зна-
чительно большей «упорностью». Переработку хвостов целесообразно
начинать с предварительной классификации или промывки от раство-
римых солей. Гравитационными методами извлекают крупное золото,
амальгаму золота и другие высокоплотные компоненты; магнитной се-
парацией удаляют металлический скрап и магнитные минералы; циани-
рование применяют для хвостов амальгамации и флотации. Флотацией
извлекают благородные и цветные металлы, используя сульф- и окси-
гидрильные собиратели. Иногда целесообразно проводить предвари-
тельную десорбцию флотореагентов. В зависимости от содержания
сульфидов (пириты) флотацию проводят в слабокислой, содовой иди
известковой среде, применяя для активации минеральных компонентов
сульфат меди. Из концентратов флотации благородные металлы извле-
кают, применяя гидро- и пирометаллургические процессы. Перед фло-
тацией хвостов часто применяют обесшламливание и доизмельчение
песковой фракции. Для доизвлечения золота из хвостов действующих
фабрик практический интерес представляет пенная сепарация, которая
может достаточно эффективно флотировать песковую фракцию как до-
измельченную, так и без доизмельчения. Однако концентрат пенной
сепарации, масса которого более чем на порядок меньше массы песков,
перед доводочной флотационной операцией необходимо доизмельчать.
Довольно часто гравитационные концентраты кроме благородных
металлов содержат свинец, медь, вольфрам, барий и другие тяжелые
металлы, которые могут быть выделены с использованием гравита-
ции, цианирования и селективной флотации. Теллур при содержании
в концентрате 10...20 г/т выделяют флотацией и гидрометаллургиче-
скими способами при извлечении до 90%. При низком содержании
цветных металлов проводят коллективную флотацию сульфидов
цветных металлов с последующим цианированием концентрата и
селективной флотацией хвостов цианирования. Легкофлотируемые
408
молибденит, теллуриды, тальк и другие минералы флотируют только
вспенивателями (иногда в сочетании с аполярными собирателями)
перед флотацией золота и сульфидов. Из хвостов флотации и циани-
рования золота и сульфидов получают магнитной сепарацией магне-
титовый железорудный концентрат с предварительным обесшламли-
ванием. Гематит выделяют флотацией, баритовый и волластонито-
вый концентраты - флотацией и реже - гравитацией. Сырье для
стройматериалов получают классификацией и флотацией.
Для производства керамики и стекла выделяют полевые шпаты
после предварительной очистки от оксидов железа магнитной и
электрической сепарацией; для керамической, резиновой промыш-
ленности, а также производства лакокрасок, пластмассы, битума и
других материалов выделяют слюды методом флотации; для произ-
водства кирпича, черепицы и керамики выделяют глины, применяя
классификацию. Для производства строительных блоков, бетонов,
материала для закладки подземных выработок получают кварцевые
пески классификацией и флотацией.
Хвосты обогащения большинства золотосодержащих руд цветных
металлов могут быть переработаны также по комбинированным тех-
нологиям, например: гравитация - коллективная флотация - хлори-
дов озгоночный обжиг с последующим селективным выделением спо-
собами гидрометаллургии цветных и благородных металлов.
Показателен опыт переработки золотосодержащих песчано-
гравийных отложений хвостов золотоизвлекательных фабрик США и
Канады с получением золота, песков и гравия. В Австралии органи-
зована практика извлечения золота из хвостов обогащения произво-
дительностью 10 000 т/сут. Хвосты золотосодержащих медных руд
содержат 1,5 г/т золота (складированы более 100 лет тому назад); до-
бывают хвосты двумя драгами производительностью 220 т/ч каждая.
После извлечения золота (до 50%) хвосты используют в качестве на-
полнительного материала отработанных карьеров.
7.3. Пробоотбор и контроль на предприятиях,
перерабатывающих золотосодержащие руды
Пробоотбор
Для изучения вещественного состава исходного минерального
сырья пробы отбирают после дробления руды в месте разгрузки лен-
точного конвейера или с питающего конвейера перед первой стадией
409
измельчения, а если мельница работает в открытом цикле, на сливе
мельницы. При непостоянном химическом или минеральном составе
руды пробы отбирают в течение длительного периода - до
10... 15 сут. Для исследования продуктов обогащения пробы отбира-
ют с потока пульп вручную или с помощью автоматических пробо-
отборников. При опробовании цикла измельчения и классификации
следует помнить, что часть крупного самородного золота оседает
(аккумулируется) в щелях между сегментами футеровки и по пери-
ферии торцевых крышек барабана мельницы, наклепывается на про-
дуктах износа измельчающей среды, на железном скрапе, концен-
трируется на древесной щепе и т.д. Крупное и мелкое свободное зо-
лото концентрируется также в песках классифицирующих аппаратов,
в желобах, течках, зумпфах насосов, и т.д.
Пробы из цианистых пульп нельзя отбирать в емкости из оцинко-
ванного железа или алюминия, так как эти металлы осаждают (це-
ментируют) на себе растворенное золото.
Отобранную пробу необходимо сразу анализировать; при дли-
тельном хранении происходит дальнейшее растворение золота в
цианиде. Проба разделывается по стандартной схеме с сокращением:
для физико-химических и инструментальных методов анализа - до
1...200, для пробирного - 250...2000 г. Пробы подвергают шерберной
или тигельной плавке. В первом случае измельченная навеска пла-
вится в огнеупорных сосудах (шерберах) из глины с добавлением
флюса (бура) и гранулированного свинца. При окислительном режи-
ме плавки золото коллектируется свинцом в нижней части сосуда, а
неблагородные компоненты образуют шлак. При тигельной плавке в
шихту добавляют оксид свинца (глет) и ведут восстановительную
плавку в присутствии древесного угля, муки и др. В результате плав-
ки получают сплав свинца с благородными металлами (веркблей),
который потом купелируют.
Методами химического, минералогического и физического анали-
за исследуют химический и минеральный состав, формы проявления
благородных металлов и других ценных компонентов, текстурно -
структурные характеристики, гранулометрический состав, соотно-
шение сростков и свободных зерен и другие физико-химические
свойства минералов и их комплексов.
Контроль и управление технологическими процессами
В отделениях дробления применяют дистанционное управление
разгрузкой вагонов, авто самосвалов, контроль температуры смазки
подшипников, дробилок, конвейеров, уровня руды в бункерах, про-
410
хождения руды через течки, работы грохотов и при этом используют
ультразвуковые и лазерные приборы, гамма-уровнемеры, ядерные и
другие приборы. Для измерения уровня руды в бункерах применяют
импульсные радиолокационные системы.
Дробилки оборудованы системами регулирования щели, стопаре-
ния конуса, контроля недробимых предметов, системами определе-
ния классов крупности кусков руды.
В измельчительных отделениях применяют централизованное
управление пуском и остановкой мельниц, контроль и регулирование
подачи измельчающей среды, циркуляционной нагрузки, крупности
продукта измельчения, плотности пульпы и т.д. Для этого использу-
ют ультразвуковые анализаторы.
Управление всей фабрикой осуществляется из диспетчерской, где
установлены мнемосхемы, регуляторы и самопишущие приборы.
Фабрику обслуживают две независимые вычислительные системы:
одна управляющая, другая - регулирующая частные функции.
На фабриках ЮАР оптимизацию процесса измельчения ведут с
применением метода математического моделирования с использова-
нием ЭВМ и ультразвуковых анализаторов - гранулометров серии
PSM фирм «Эмко О Тэметрикс» (США), а также ТВС (ФРГ) и Сай-
лес (Англия), которые предназначены для непрерывного измерения
крупности частиц и содержания твердого.
На фабриках Канады установлены пьезометрические мембранные
измерители плотности пульпы и электронные датчики уровня пуль-
пы во флотомашинах фирмы «Норанда», система дозирования фло-
тореактивов.
Для анализа вещественного состава продуктов - флотационных
пульп, контроля режимов флотационных процессов и управления рабо-
той многопотоковых рентгеноспектральных анализаторов созданы сис-
темы управления с использованием ЭВМ, основными элементами кото-
рых являются анализаторы вещественного состава на потоке, электрон-
но-вычислительные средства дозирования реагентов, регулирования
подачи воздуха и циркулирующих потоковых нагрузок.
Расход собирателя и других реагентов дозируется пропорцио-
нально массе металла в питании; измерение толщины слоя пены
используется для управления качеством концентратов и содержа-
нием металлов в хвостах. Число управляемых параметров должно
быть минимальным, чтобы исключить взаимное влияние других
факторов.
411
Анализатор измеряет содержание золота в растворах в технологи-
ях с осаждением золота цинковой пылью и активными углями. Ана-
лизатор одновременно контролирует до девяти потоков раствора, и в
случае превышения содержания золота в одном их них прибор от-
ключает этот поток и рецеркулирует до тех пор, пока не восстано-
вится требуемое содержание металла.
На фабриках ЮАР и Австралии фирма «Полиметрои» (Швейца-
рия) разработала химический метод непрерывного контроля концен-
трации свободного цианида при выщелачивании руды. Фотометри-
ческое определение свободного радикала основано на применении
титрованного раствора CuSO4, образующего бесцветный комплекс с
цианидом, и раствор комплексона ЭДТА, избыток которого образует
с медью голубой комплекс. Установка с микропроцессором опреде-
ляет свободный цианид в шести точках процесса.
На одной из фабрик ЮАР автоматическое регулирование узла из-
влечения золота из раствора осуществляют непрерывным измерени-
ем концентрации золота в обеззолоченном растворе атомно-
абсорбционным методом; золото перед анализом концентрируют
экстракцией. Прибор одновременно измеряет содержание золота в 10
потоках; его чувствительность - 0,002 мг/дм3.
Для контроля содержания химических элементов в потоке рудных
пульп разработаны и применяются на ряде золото извлекательных
фабрик анализаторы различных фирм: радиоизотопный «ИНЭКС»
(Канада) одновременно определяет содержание до 31 элементов и
плотность пульпы в 64 потоках; портативный рентгеновский «Х-мет»
(«Оутокумпу», Финляндия) определяет 79 химических элементов;
рентгено-флуоресцентный «Асона» («Линдквист Майнз», Франция)
контролирует в потоке семь элементов в цикле измельчения; рентге-
новский «Боксрей» («Болиден», Швеция) определяет в потоке любой
элемент; рентгеновский «Курьер-30» («Оутокумпу», Финляндия) оп-
ределяет содержание пяти элементов в пяти потоках и плотность
пульпы.
Пакетная установка на фабрике «Грей-Игл» (Канада) осуществля-
ет автоматический контроль хлора и щелочи при обезвреживании
цианистых стоков; ведется также контроль ОВП и pH в реакторах.
412
БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК
1. Бочаров В.А., Игнаткина В.А. Технология обогащения золото-
содержащего сырья: Учеб, пособие. М.: Изд. Дом «Руда и металлы»,
2003. 406 с.: ил.
2. Бочаров В.А., Игнаткина В.А. Технология обогащения золото-
содержащих руд и россыпей. Ч. 1. Обогащение золотосодержащего
сырья: Курс лекций. М.: МИСиС, 2003. 270 с.: ил.
3. Бочаров В.А., Игнаткина В.А. Технология обогащения золото-
содержащих руд и россыпей. Ч. 2. Химическое обогащение золото-
содержащего сырья: Курс лекций. М. МИСиС, 2003. 105 с.: ил.
4. Лодейщиков В.В. Технология извлечения золота и серебра из
упорных руд. Т. 1 и 2. Иркутск: ОАО «Иргиредмет», 1999.
5. Бочаров В.А., Игнаткина В.А. технология обогащения полез-
ных ископаемых: Учебник. Т. 1 и 2. М.: Изд. Дом «Руда и металлы»,
2007.
6. Чантурия В.А. Перспективы устойчивого развития горно-
перерабатывающей индустрии России // Горный журнал. 2007. № 2.
С. 29.
7. Лодейщиков В.В. Извлечение золота из упорных руд и концен-
тратов. М.: Недра, 1968. 204 с.
8. Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом / Под
ред. В.В. Лодейщикова. М.: Металлургия, 1973. 287 с.
9. Меретуков М.А., Орлов А.М. Металлургия благородных метал-
лов (зарубежный опыт). М.: Металлургия, 1991. 416 с.
Мд. Плаксин И.И. Металлургия благородных металлов. М.: Метал-
лургиздат, 1943. 420 с.
11. Лодейщиков В.В. Поведение благородных металлов при обжиге
пиритных концентратов: Дис. канд. техн. наук. Иркутск, 1959. 207 с.
\2 .Войлошников Г.И. Сорбционное извлечение благородных ме-
таллов из цианистых растворов и пульп активированными углями:
Дис. канд. техн. наук. Иркутск, 1989. 166 с.
13. Лодейщиков В.В. Рациональное использование упорных руд
золота и серебра: Сб. науч. тр. Иркутск: ОАО «Иргиредмет», 1998.
С. 254-271.
413
14. Лодейщиков В.В., Филимонов Н.В. // Извлечение золота, алма-
зов, редких и цветных металлов из руд: Науч. тр. Иргиредмета. М.:
Недра, 1970. Вып. 20. С. 85-98.
15. Каковский И.А., Поташников Ю.М. Кинетика процессов рас-
творения. М.: Металлургия, 1975. 224 с.
16. Полупромышленные испытания технологии металлургической
переработки углистых золото мышьяковых концентратов / В. В. Ло-
дейщиков, И.А. Жучков, И.К. Скобеев и др. // Извлечение золота,
алмазов, редких и цветных металлов из руд: Науч. тр. Иргиредмета.
М.: Недра, 1970. Вып. 20. С. 129-144.
17. Полькин С.И., Адамов Э.В., Панин В.В. Технология бактери-
ального выщелачивания цветных и редких металлов. М.: Недра,
1982. 288 с.
18. Котляр В.В., Мер стуков М.А., Стрижко Л.С. Металлургия
золота и серебра. М.: Изд. Дом «Руда и металлы», 2005.
19. Лодейщиков В.В. Панченко А.Ф. Биогидрометаллургическая
переработка упорных золотосодержащих руд // Цветные металлы.
1993. № 4. С. 4-7.
20. Адамов Э.В. Бактериальное выщелачивание в комбинирован-
ных схемах переработки минерального сырья // Новые процессы в
комбинированных схемах обогащения полезных ископаемых. М.:
Наука, 1989. С. 110-118.
21. Лодейщиков В.В., Муллов В.М. Аппаратурное оформление про-
цесса чанового бактериального выщелачивания упорных золотосодер-
жащих руд и концентратов // Цветные металлы. 1995. № 1. С. 22-24.
22. Лодейщиков В.В., Бывальцев В.Я. Кучное бактериальное вы-
щелачивание упорных золотосодержащих руд и концентратов //
Цветные металлы. 1994. № 6. С. 10-13.
23. Лодейщиков В.В. Упорные золотые руды и основные принци-
пы их металлургической переработки // Гидрометаллургия золота:
Сб. науч. тр. М.: Наука, 1980. С. 5-18.
24. Дементьев В.Е., Лодейщиков В.В. Возможные пути интенси-
фикации процесса цианирования золото-серебряных руд при пони-
женных концентрациях растворителя // Охрана окружающей среды
при переработке золотосодержащих руд: Сб. науч. тр. Иргиредмета.
М., 1982. С. 10-16.
25. Дементьев В.Е., Лодейщиков В.В., Сиволов А.В. Опыт про-
мышленного освоения технологии сорбционного цианирования золо-
414
то-cep ебряных руд: Тез. докл. совещания по химии, технологии и
анализу золота и серебра: (Новосибирск, 6-8 июля 1983 г.). Новоси-
бирск, 1983. С. 130.
26. Дементьев В.Е., Лодейщиков В.В. Разработка и освоение сорб-
ционной технологии извлечения золота и серебра из комплексных
руд: Тез. докл. II Всесоюз. конф, по комплекс, использ. руд и концен-
тратов (Москва, 18-20 января 1984 г.). М., 1984. Ч. III. С. 114-116.
27. Кучное выщелачивание благородных металлов / Под ред.
М.М. Фазлуллина. М.: Изд-во Акад. горн, наук, 2001. 646 с.
28. Лодейщиков В.В., Панченко А.Ф. Технологическая оценка не-
которых растворителей золота // Обогащение руд и песков благород-
ных металлов: Сб. науч. тр. М.: Наука, 1971. С. 122-124.
29. Панченко А.Ф., Лодейщиков В.В., Шамис Л.А. Разработка и
изучение процесса тио мочевинного выщелачивания золота и серебра
из руд и перспективы использования его в промышленности: Матер,
науч.-техн, конф., посвященной 100-летию Иргиредмета. Иркутск,
Магадан, 1972. С. 224-226.
30. Лодейщиков В.В., Панченко А.Ф., Хмельницкая О.Д. Тиокарба-
мидное выщелачивание золотых и серебряных руд // Гидрометаллур-
гия золота: Сб. науч. тр. М.: Наука, 1980. С. 26-35.
31. Лодейщиков В.В., Панченко А.Ф., Хмельницкая ОД. Результа-
ты укрупненных испытаний тиокарбамидной технологии переработ-
ки сульфидных золото-серебряных концентратов // Комплексное ис-
пользование золоторудного сырья: Науч. тр. Иргиредмета. М., 1979.
С. 22-27.
32. Войлошников Г.И. Сорбционное извлечение благородных ме-
таллов из цианидных растворов и пульп активными углями: Дис.
канд. техн. наук. Иркутск, 1989. 166 с.
33. Полупромышленные испытания технологии металлургической
переработки углистых золото-мышьяковых концентратов / В.В. Ло-
дейщиков, И.А. Жучков, И.К. Скобеев и др. // Извлечение золота,
алмазов, рудких и цветных металлов из руд: Науч. тр. Иргиредмета.
М.: Недра, 1970. Выл. 20. С. 129-144.
34. Parekh ILK.. Groppo J.G., Justice J.G. Removal of fine particulates
and metal ions from process discharge waste water using AC electro-
coagulation technique: Proceedings of emerging process technologies for a
cleaner environment, Feb.24-27, 1992, Luttleton: Society for mining, metal-
lurgy and exploration, Inc., 1992. P. 99-108.
415
ЗЗ. Маталк Е.С., Кокотов В.А., Низан И.Я. Электрохимическая
активация при утилизации промышленных стоков // Изв. вузов.
Цветная металлургия. 1995. № 4-6.
36. Барышников Т.Н., Арканова И.А, Корюкин Б.И. Торф-
природный ионообменник - средство для очистки вод Урала // Изв.
вузов. Горный журнал. 1996. № 5-6. С. 139-153.
37. Очистка природных и сточных вод цеолитами / С.В. Леонов,
Т.М. Мартынова, А.С. Черняк, В.М. Салов. Иркутск: Изд-во Гос.
Ун-та, 1994. 52 С.
38. Olin T.J., Brieka R.M. Zeolite: a single use sorbent for the treatment
of metals-contaminated water and waste streamsMining Eng. 1998.
V. 50. № 11.
39. Хелмицкий H.H., Чурбанов В.Ф., Александров И.В. Активация
сорбционной емкости цеолитов при очистке шахтных вод // Горн,
инф-анал. бюро МГУ. 1998. № 3.
40. Салдадзе Г.К, Каргман В.Б., Ануфриева С.И., Лосев Ю.Н. Хе-
латообразующие сорбенты для селективного извлечения меди из рас-
творов // Жури. физ. хим. 1999. № 7. С. 1294-1298.
4\. Гусейнова Г.Д., Романов Л.Г. Очистка сточных вод металлур-
гических предприятий с получением цветных металлов// Проблемы
комплексного использования руд: Тез. докл. Второго межд. сими.
СПб., 1996. 301с.
42. Groudeva V.I., Groudev S.N., Petcova S. Biological treatment of
acid drainage waters from a cooper mine//Miner. Slov. 1996. V. 28. № 5.
P. 318-320.
43. Гольман AXf. Ионная флотация. M.: Недра. 1982. 143 с.
44. Пат. 2108301 Россия. Способ очистки кислых сточных вод от
ионов тяжелых металлов. Н.Н. Тетерина, С.Н. Адеев, А.В. Радушев
45. Воронин Н.Н., Демидов В.Д., Черкасов А.Е. и др. Флотационная
очистка рудничных вод // Цветные металлы. 1990. № 3.
46. Стрижко В.С., Шехирев Д.В., Игнаткина В.А., Алимова Р.Э.
Осаждение и ионная флотация молибдена, вольфрама, меди и ко-
бальта бромидом цетилтриметиламмония и диэтилдитиокарбаматом
натрия // Изв. вузов. Цветная металлургия. 1996. № 3. С. 3-7.
47. Стрижко В.С., Шехирев Д.В., Игнаткина В.А. Очистка водных
растворов от ионов кобальта, никеля, меди и цинка реагентом ди-
этилдитиокарбаматом натрия // Изв. вузов. Цветная металлургия.
1999. № 1. С. 12-16.
416
4%. Filippov L.O., Houot R., Joussemet R. Physicochemical mecha-
nisms and ion flotation possibilities using colomns for Gr6+ recovery from
sulfuric solutions // Int. J. of Miner. Proc., 1997. V. 51. № 14. P. 229-
239.
49. Matis K.A., Zouboulis A.I. Electrolitic Flotation: An Unconven-
tional Technique in the book Flotation science and engineering/ New
York, Basel, Hong-Kong: Marsel Dekker Inc., 1995.
50. Абрамов А.А. Технология обогащения полезных ископапемых.
М.: Изд-во Московского Горного ун-та, 2004-2010 гг. Т. 14.
51. Иванов В.Д., Прокопьев С.А. Винтовые аппараты для обогаще-
ния руд и песков в России. М.: ДАКСИ, 2000.
52. Шохин В.И., Лопатин А.Г. Гравитационные методы обогаще-
ния. М.: Недра, 1980. 400 с.
53. Лопатин А.Г. Обогащение золотосодержащих песков и конг-
ломератов. М.: Недра, 1975. 215 с.
54. Лопатин А.Г. Центробежное обогащение руд и песков. М.:
Недра, 1987. 235 с.
55. Юсупов Т.С., Хееги Х.П. Элементы механохимии в процессах
измельчения и физикохимического обогащения руд. В сб. «Развитие
идей И.Н. Плаксина в области обогащения и гидрометаллургии». М.:
ННЦГП-ИГД, 2000. С. 78-79.
56. Верхотуров М.В., Гольдман Д.А. К возможностям гравитаци-
онного обогащения: Мат. конф. «Плаксинские чтения - 2006», Крас-
ноярск: ГОУВ ПО «Гуцмиз», с. 92-93.
57. Бпагодатин Ю.В., Яценко А.А., Салайкин Ю.А. и др. Развитие
гравитационного обогащения на Норильском комбинате // Цветные
металлы. 1998. № 10.
58. Митрофанов С.И. Селективная флотация. М.: Недра, 1967.
59. Игнаткина В.А., Бочаров В.А., Степнова В.В. и др. Исследова-
ния модифицированных дитиофосфатов для флотации сульфидных
минералов меди, железа, цинка и золота // Обогащение руд. 2005.
№ 6.
60. Бочаров В.А., Агафонова Г.С., Лапшина ГА. О взаимосвязи фи-
зико-химических и флотационных свойств сульфидных минералов,
определяющих выбор технологии переработки руд // Цветные метал-
лы. 1996. № 4.
61. Игнткина В.А., Бочаров В.А. О взаимодействии компонентов
флотационной сульфидной пульпы // Горный журнал. 2007. № 2.
417
62. Херсонский М.И., Десятое А.М. Селекция коллективных мед-
но-молибденовых концентратов с применением низкомолекулярных
органических депрессоров: Сб. тр. Гинцветмета, 1984. С. 3.
63. Исследование гравитационно-флотационной схемы извлече-
ния золота из руд продуктов обогащения / В.А. Бочаров, Г.И. Лап-
шина, Е.Л. Чантурия и др. М.: МИСиС; Гинцветмет, 1998.
64. Изоитко В.М. Технологическая минералогия и оценка руд.
СПб.: Наука, 1997. 570 с.
65. Хабаров В.В., Забепъский В.И., Воробьев Д.Е. Прогрессивные
технологии добычи и переработки золотосодержащего сырья. М.:
Недра, 1994.
66. Полезные ископаемые / П.Ф. Романович, А.И. Кривцов, Д.П. Фи-
липпов и др. М.: Недра, 1982. 384 с.
67. Sesely A. The use of column flotation in the process of removal Pb
and Cu from contaminated water and soil // Rud-met.zb. 1997. № 3-4.
68. Макаранец Л. О. Ионная флотация с дитиокарбаматами как ме-
тод очистки сточных вод предприятий горнометаллургической про-
мышленности: Тез. докл. Первого конгресса обогатителей стран
СНГ. М.: Альтекс, 1997.
69. Stalidis GA. Continuous Precipitate Flotation of CuS/ZnS//Sep.
Sci. Technol. 1989. V. 24. № 12-13/
IQ.Lasaridis N.K., Matis K.A., Stalidis GA., Mavros P. Dis solved-Air
flotation of Metal Ions// Sep.Sci. Technol. 1992. V. 27. № 1 3. P. 1743/
71. Stalidis GA., Matis KA., Lasaridis N.K. Selective separation of
cooper, zinc and arsenic from solution by flotation techniques//Sep. Sci.
Technol. 1989. V. 24. № 1. P. 97/
72. Neber a V.P., Zelentsov V.I., Kiselev KA. Electroflotation of ions
from multicomponent systems // Fine Particles Processing. New York:
SME/AIME, 1980. 886 p.
73. Mitsui, Mining and Smelting Co. Elimination of heavy metals in
waste water by electrolytic flotation // Tech.Inf.Bull. Japan. 1989.
74. Fresh water from AMD // Mining J. 1998. V. 331. № 8490. P. 60.
75. Rozisik-Dulevska C., Jarzebski L. The envirenement impact of min-
ing in die province of Katawico / J. Poland Coal Ind. 1998. V. 243. № 3.
IG. Neizer A.P., Norman J.D. Removal of trace metals by activated
carbon //Water Pollut.Res. 1974. № 9.
77. Huck P.M., LeClair B.P. Treatment of base metal mine drainage:
Proc, of 30th Purdue Industrial Waste Conf. 1974. P. 1161-1172.
418
78. Jeffers Т.Н., Ferguson C.R., Bennett P.G. Biosorption of metal
contaminates using immobilized biomass - a laboratory study //
Bue.Mines. 1991. V. 9340. P. 9.
79. Technology Resources for the recovery of clean Water from acidic
Mine waste Waters Containing Dissolved MetalsZZReport by US Envi-
ronmental Protection Agency (EPA). 1995, Washington.
80. Englund H.M., Mafrica L.F. Treatment technologies for hazardous
wastesZZAssociatioin dedicated to air pollution control and hazardous
waste management. 1987. RS-13. P. 35
81. Pearson R., McDonnell A. Neutralization of Acidic wastes by
crushed limestonZZPennsylvania Institute for research on land and water
resources. 1974. Research Publication, № 79.
82. Hohman S.C. Sulfide Precipitation of metals in aqueous system:
selective precipitation and sluge stability M.S.: Thesis. University of Ken-
tucky, Lexington, 1985.
83. Patterson J.W., Jancuk W.A. Cementation treatement of cooper in
wastewater: Proc. 32nd Purdue Industrial Waste Conf. 1977. P. 853-865.
84. Feasibility stady screening report: Remedial Investagation Z Feasi-
bility study, Mine flooding operanle unit, Butte. March 1992.
%5. Глинкин M. А., Зинатулина НМ. Использование метода гальва-
нокоагуляции для очистки стоков от тяжелых мега.гюв Эко.югия
химических производств: Тез. докл. междунар. науч.-техн. конф. Се-
веродонецк, 1994. С. 85-86.
Зб. Панайотов В., Панайотова М., Беликов Б. Електрохимическое
кондиционирование рудничных води ZZ Ежегодник горно-геол, ун-та,
1993. Т.39. С. 2.
ЯЛ.Гнусин Н.П., Витулъская. Н.В., Заболотская Л.И. и др. Влия-
ние значений pH на электрокоагуляционную очистку цинксодержа-
щих растворов Ж. ПХ. 1978. Т. 51. № 6. С. 1235-1296.
ЪЪ. Горшков В.А., Фролова С.И., Миляков Т.В. Методы предотвра-
щения загрязнений тяжелыми металлами объектов в зонах ГПА ZZ
Экологическая безопасность зон градопромышленных агломераций
Западного Урала. Пермь, 1993. С. 16-17.
89. Чантурия В.А., Недосекина Т.В., Федоров А.А. Некоторые осо-
бенности взаимодействия сульфгидридных собирателей класса ксанто-
генатов и дитиокарбаматов с пиритом и арсенопиритом ZZ Цветные ме-
таллы. 2000. № 5.
419
Научное издание
Бочаров Владимир Алексеевич
Абрютин Дмитрий Владимирович
ТЕХНОЛОГИЯ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД
Редактор Л.М. Цесарская
Компьютерная верстка А.В. Калинкина, И.В. Воловик
Подписано в печать 22.08.11 Бумага офсетная
Формат 60 х 90 V16 Печать офсетная Уч.-изд. л. 26,25
Per. № 009-м Тираж 200 экз. Заказ 3258
Национальный исследовательский
технологический университет «МИСиС»,
119049, Москва, Ленинский пр-т, 4
Издательский Дом МИСиС,
119049, Москва, Ленинский пр-т, 4
Тел. (495) 638-45-22
Отпечатано в типографии Издательского Дома МИСиС
119049, Москва, Ленинский пр-т, 4
Тел. (499) 236-76-17, тел./факс (499) 236-76-35