ее/. 21___________________

Т 331

ТЕХНИКА ИЗВЛЕЧЕНИЯ

ЗОЛОТА

ИЗ РУД

ТЕХНОЛОГИЯ ЗА РУБЕЖОМ
ТЕХНИКА И ТЕХНОЛОГИЯ
ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ РУД
ЗА РУБЕЖОМ

Под общей редакцией канд. техн, наук
В. В. ЛОДЕЙЩИКОВА

Москва «Металлургия»

1973
Василий Васильевич Лодейщиков
Иван Степанович Стахеев
Нина Александровна Василкова

Каролина Деомидовна Игнатьева
Адольф Федорович Панченко
Ольга Алексеевна Шубина

Игорь Александрович Жучков

ТЕХНИКА И ТЕХНОЛОГИЯ

ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ РУД
ЗА РУБЕЖОМ

Редактор издательства К. Д. Мишарина
Художественный редактор Д. В. Орлов
Технический редактор Э. А. Кулакова

Корректоры В. Б. Левин, Г. Т. Петрова
Переплет художника С. А. Киреева

Сдано в набор 31/X 1972 г.

Подписано в печать 24/У 1973 г. Т- 08563
Формат бумаги 60х90’/1в бумага типографская № 2

Печ. л. 18,0 Уч.-изд. л. 22,05

Тираж 1300 экз. Заказ 2117 Изд. № 2244 Цена 1 р. 21 к.

Издательство «Металлургия»
119034 Москва, 2-й Обыденский пер. 14

Ленинградская типография № 6
Союзполиграфпрома при Государственном комитете
Совета Министров СССР по делам издательств
полиграфии и книжной торговли

193144, Ленинград, ул. Моисеенко, 10
УДК 669 21/23

В. В. ЛОДЕЙЩИКОВ, И. С. СТАХЕЕВ, Н. А. ВАСИЛКОВА, К- Д. ИГНАТЬЕВА,
А. Ф. ПАНЧЕНКО, О. А. ШУБИНА, И. А. ЖУЧКОВ

УДК 669 21/23

Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом. В. В. Лодейщиков,
И- С. С т а х е е в, Н. А- В а с и л к о в а, К- Д- Игнатьева, А- Ф. Пан-
че н к о, О- А- Шубина, И. А. Жучков, под общей редакцией канд. техн,
наук В. В- Лодейгцикова. М., «Металлургия», 1973, 288 с.

В книге дан анализ современного состояния техники и технологии обогащения
и металлургической переработки золотосодержащих руд за рубежом. Рассмотрена
практика процессов дробления, измельчения, сортировки, гравитации, флотации,
амальгамации и цианирования золотосодержащих руд. Освещены некоторые новые
направления в металлургии золота: сорбция из цианистых растворов и пульп, жид-
костная экстракция, гидрохлорирование, высокотемпературный хлорирующий
обжиг с возгонкой золота в газовую фазу, автоклавное окисление золотосодержащих
сульфидов, бактериальное выщелачивание золота.

Книга предназначена для инженерно-технических работников предприятий,
научно-исследовательских институтов и проектных организаций цветной метал-
лургии, а также студентов, специализирующихся в области обогащения и метал-
лургии золотосодержащих руд. Ил- 96. Табл. 24. Список лит. 182 назв.

3103-115

040(01 )-73

59-73

Издательство «Металлургия.
ОГЛАВЛЕНИЕ

11|><'И11сл<>ннс	................................................... 5

Нигдение .............................................................. 7

ЧАСТЬ I. СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ТЕХНИКИ И ТЕХНОЛОГИИ
ОБОГАЩЕНИЯ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД ЗА РУБЕЖОМ

Г л и в а I. Дробление, грохочение и сортировка руд .	.......... 19

Доставка, прием и хранение руд.......................  .	20

Дробление и грохочение золотосодержащих руд................ 22

Применение сортировки и предварительного обесшламливания
руд на золотоизвлекательных фабриках....................... 34

Гл а в а II. Измельчение золотосодержащих руд	38

Методы, технологические схемы и оборудование, применяемые
при измельчении золотосодержащих руд....................... 40

Применение самоизмельчения и рудно-галечного измельчения
на зарубежных золотоизвлекательных фабриках................ 56

Контроль и автоматизация процессов измельчения ....	64

Глава III. Извлечение золота из руд методами гравитационной концен-
трации ............................................................... 68

Существующая практика гравитационного обогащения золото-
содержащих руд ............................................ 68

Новые методы и аппаратура для гравитационной концентрации
золота .................................................... 79

Глава IV. Современная практика флотационного обогащения руд на
золотоизвлекательных фабриках ........................................ 83

Роль и место флотации в технологии обработки золотосодер-
жащих руд за рубежом .......................’.............. 83

Характерные особенности флотационных схем извлечения
золота .................................................... 95

Реагенты, применяемые при флотации золотосодержащих руд 102

Флотационные машины ...................................... 115

Контроль и автоматизация процесса флотации золотосодержа-
щих руд ...............................................    121

ЧАСТЬ II. СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ТЕХНИКИ И ТЕХНОЛОГИИ
МЕТАЛЛУРГИЧЕСКОЙ ОБРАБОТКИ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД

И КОНЦЕНТРАТОВ

Глава V. Амальгамация золотосодержащих руд и концентратов ....	123

Существующая практика амальгамации на зарубежных золо-
тоизвлекательных фабриках ................................ 123

Новые методы и аппаратура для амальгамации золота . ; . .	126
Глава VI. Цианирование золотосодержащих руд................... ....	137

Общая характеристика цианистого процесса и его значение
в технологии переработки золотосодержащих руд............. 137

Выщелачивание золота из руд............ . . .	146

Обезвоживание цианистых рудных пульп ...	156

Осветление растворов и осаждение золота................... 160

Обработка золото-цинковых осадков......................... 165

Утилизация и обезвреживание циансодержащих стоков . .	168

Контроль й автоматизация процесса цианирования............ 174

Глава VII. Практика переработки упорных золото одержащих руд и
• концентратов ...................................................... 179

Общая характеристика методов извлечения упорного золота 179

Переработка пиритных и мышьяково-пиритных золотосодержа-
щих руд и концентратов по схеме обжиг—цианирование ...	182

Особенности гидрометаллургической переработки золотосо-
держащих огарков ........................................  192

Плавка золотосодержащих концентратов ..................... 202

Технология извлечения благородных металлов из ферро-золо-
тых и марганцовистых руд ................................. 204

Особенности металлургической переработки углистых золото-
содержащих руд и концентратов............................ 209

Извлечение золота из медистых руд......................... 214

Комплексная переработка золото-сурьмяных руд и концен-
тратов ............................................. ...	219

Глава VIII. Аффинаж золота	.	......	225

ЧАСТЬ III. НОВЫЕ НАПРАВЛЕНИЯ В МЕТАЛЛУРГИИ ЗОЛОТА

Глава IX. Сорбционные методы извлечения толста из цианистых раство-

ров и рудных пульп ..................................... 233

Сорбция золота из цианистых растворов и пульп активирован-
ными углями .............................................. 234

Сорбция золота из цианистых пульп ионообменными смолами 235

Глава X. Жидкостная экстракция благородных металлов.................. 243

Глава XI. Гндрохлорирование золотосодержащих руд и концентратов 246

Глава XII. Высокотемпературный хлорирующий обжиг с возгонкой зо-
лота в газовую фазу (хлоридовозгонка) .	252

Глава XIII. Автоклавное окисление золотосодержащих сульфидов . .	.	257

Глава XIV. Бактериальное выщелачивание	золота	261

Глава XV. Извлечение золота из морской воды ......................... 266

Заключение .......................................................... 278

Список литературы .................................................   283
ПРЕДИСЛОВИЕ

Достигнутые в последние годы колоссальные успехи в области
промышленного производства, порожденные современной научно-
н*хнической революцией, коренным образом изменили представление
о золоте, открыв неисчерпаемые возможности использования этого
шмечательного металла в самых различных областях народного
хозяйства.

В течение последних нескольких лет открыты и вовлечены в экс-
плуатацию месторождения рудного золота в Узбекистане, Казах-
панс, Армении, Якутской АССР, Сибири и на Дальнем Востоке.
Ведется расширение и реконструкция действующих предприятий по
добыче и переработке золотосодержащих руд.

Совершенно очевидно, что осуществление поставленной задачи
немыслимо без максимального использования передовых достижений
в области технологии обогащения и металлургической переработки
рудного сырья, которыми располагает современная золотодобываю-
щая промышленность, в том числе и промышленность развитых капи-
талистических стран — основных производителей золота за рубежом.

В настоящей книге сделана попытка обобщить имеющиеся в лите-
ратуре сведения о применяемых в мировой практике методах извле-
чения золота из рудного сырья и дать общее представление об основ-
ных тенденциях развития данной отрасли промышленности.

Наряду с известными и широко используемыми методами перера-
ботки золотосодержащих руд (такими, как флотация, цианирование,
обжиг и пр.) было признано целесообразным отразить в книге некото-
рые новые направления в металлургии золота, которые пока еще не
нашли широкого применения в практике зарубежной золотодобываю-
щей промышленности, но тем не менее представляются достаточно
эффективными.

Книга написана на основе материалов (статей, патентов), опубли-
кованных в зарубежной и отечественной печати в течение последних
10 • 15 лет. При этом наряду с первоисточниками максимально ис-
пользованы обзорные и справочные материалы института «Цветмет-
информация» (реферативные журналы «Металлургия», «Горное дело»;
научно-технический бюллетень «Цветная металлургия», обзор «Золо-
тодобывающая промышленность капиталистических стран» и т. д.),
а также некоторые монографические издания на русском языке.

Значительный объем работы вызвал необходимость привлечения
к ней большого коллектива авторов. Так, глава I написана канд.
техн, наук И. С. Стахеевым; главы II—III — И. С. Стахеевым и
Н. А. Василковой; глава IV—К. Д. Игнатьевой; глава V —
Н. А. Василковой; глава VI — А. Ф. Панченко, главы VII, VIII,
введение и заключение — канд. техн, наук В. В. Лодейщиковым,
глава IX — О. А. Шубиной, главы X—XV—канд. техн, наук
И. А. Жучковым.

В подготовке материалов по отдельным разделам книги прини-
мали участие А. Г. Кудрявцева, А. С. Боброва, Г. Г. Минеев,
О. М. Мальцева, Е. А. Журавлева, Л. Н. Безшлях н другие специа-
листы института «Иргиредмет».

Представляемая работа, естественно, не претендует на роль
исчерпывающего справочника по технологии обработки руд на зару-
бежных золотоизвлекательных фабриках. Тем не менее изложенные
в книге материалы, по мнению авторов, должны представлять опре-
деленный интерес для работников отечественной золотодобывающей
промышленности, особенно при решении вопросов, связанных с ре-
конструкцией действующих и строительством новых предприятий,
а также при постановке и проведении научно-исследовательских
работ в области обогащения и металлургической переработки золо-
торудного сырья.

Авторы выражают глубокую признательность рецензенту А. П. Се-
мынину за ряд ценных замечаний и полезных советов, способствую-
щих улучшению качества книги.
ВВЕДЕНИЕ

Специфическая роль золота как валютного металла хорошо из-
пес । на. Эту функцию «желтый металл» выполняет вот уже на протяже-
нии многих веков, и пока еще не найдено другого товара, способного
шмснить золото в качестве международного денежного эквивалента.
Запасы золота, которыми располагают казначейства отдельных стран,
определяют не только экономическую, но и политическую деятель-
ность этих стран, являются мерилом их активности при решении
важных международных проблем.

Однако значение золота далеко не исчерпывается его валютными
функциями.

Как известно, данный металл обладает уникальными физическими
п химическими свойствами (ковкость, высокая электропроводность
и 1еплопроводность, химическая стойкость в условиях высоких тем-
ператур и т. д.), которые открывают путь для широкого использова-
ния золота в промышленности, особенно в таких отраслях, как само-
лет- и ракетостроение, ядерная техника, строительство космических
кораблей и пр.

Статистика показывает, что применение золота в промышленных
целях за последние годы существенно возросло и продолжает расти
псе более ускоренными темпами.

Достаточно сказать, что в США уже в 1960 г. использовали в про-
мышленных целях около 90 т, а в 1966 г. 200 т золота пробностью
999,5, что примерно в 4 раза превысило годовую добычу металла
в этой стране. Современный спрос на «промышленное» золото в Анг-
лии составляет около 35 т, в Японии 12 т в год и т. д. Предполагается
чго расход золота для промышленных целей в капиталистических
странах в ближайшее время может составить 500—600 т в год (при
общей годовой добыче ~1200 т).

Известно, что в настоящее время золото и его сплавы приме-
няются при сварке и спайке жаростойких сплавов там, где особенно
высоки требования к прочности и неокисляемости сварных швов:
в деталях реактивных двигателей, ракет, ядерных реакторов, сверх-
звуковых самолетов.

Весьма большое распространение получили всякого рода золотые
покрытия, обеспечивающие антикоррозийную или тепловую защиту
наиболее дефицитных и ответственных деталей или предметов, рабо-
тающих в окислительной среде при повышенных температурах. На-
пример, золото наносится в виде тончайшей пленки на фарфор, ке-
рамику, эмаль, нержавеющие трубы, вентили и даже кожухи авиа-
ционных двигателей. Золотом также покрывают некоторые детали и
капсулы искусственных спутников земли, металлические поверхно-
сти электронных трубок, транзисторов, детекторов и т. д. Исследова-
ния, выполненные в Калифорнийском университете, показали, что
тонкие золотые покрытия на стекле эффективно отражают ультрафио-
летовые и инфракрасные лучи, почти не влияя на видимую проводи-
мость света, т. е. выполняют роль своеобразных световых фильтров.

Сочетание химической стойкости золота с его высокой электро-
проводностью (по электропроводности золото занимает третье место
среди металлов после серебра и меди) широко используется в электро-
технике при изготовлении всякого рода контактов, штепсельных
соединений, реле, высокоскоростных переключателей для вычисли-
тельных машин и подобных им устройств.

Золото применяется в качестве токопроводящих покрытий или
контуров, наносимых на поверхность изоляционных материалов
(кварц, пьезокварц, стекло, керамика, пластмассы и др.). В частности,
им покрываются детали радиолокаторов, где решающее значение
имеет поверхностная проводимость.

Достаточно важная и перспективная область применения золота —
медицина. С давних времен золото применяется в стоматологии, где
максимально используются такие его ценные качества, как антикор-
розийная стойкость, а также легкость литья и пайки. Небезынтересно
отметить, что именно из зубопротезной практики возникла и полу-
чила дальнейшее развитие техника изготовления очень тонких метал-
лических отливок. Определенные успехи достигнуты и в частности
использования золота для лечения ревматических артритов и некото-
рых форм раковых заболеваний. Результаты экспериментальных
исследований, выполненных в последние годы, показывают, что золо-
тую фольгу можно с успехом применять для обработки ожогов, при
разрывах нервов и лечении кожных язв.

Перечисленные в данном обзоре примеры далеко не исчерпывают
всех возможностей применения золота в технике и других областях
народного хозяйства. Но они достаточно убедительно свидетельст-
вуют о «новой эре» в производстве золота и о том значении, которое
имеет и будет иметь в ближайшие годы развитие золотодобычи.

Основными сырьевыми источниками золота, разрабатываемыми
в настоящее время, являются: собственно золотые руды, золотосодер-
жащие россыпи и полиметаллические (комплексные) руды, золото
в которых выполняет роль попутного ценного компонента.

Общие запасы золота в странах капиталистического мира оцени-
ваются величиной 30—35 тыс. т, из которых до 75% приходится на
долю собственно золотых коренных и россыпных месторождений,
а остальные 25% — на долю месторождений комплексных руд цвет-
ных металлов. Следует отметить, что приведенные выше цифры сугубо
ориентировочны, так как публикуемые в печати сведения о запасах
золота носят, как правило, отрывочный, а иногда и противоречивый
характер. В значительной степени это объясняется изменением вели-
чины минимального промышленного содержания золота в рудах,
которое в свою очередь зависит от целого ряда факторов экономиче-
ского и конъюнктурного характера. В целом, однако, несмотря на
некоторую условность имеющихся сведений о состоянии сырьевой
базы на золото, можно сделать вполне определенный вывод, что ос-
нову ее составляют собственно золотые руды, удельный вес которых
в общем балансе металла с каждым годом неуклонно возрастает.

Основными центрами золотодобычи за рубежом являются Южная
Африка, Канада, США, Западная и Восточная Австралия, Гана,
Родезия. В значительно меньших количествах золото добывается из
рудных и россыпных месторождений Бразилии, Японии, Филиппин,
Колумбии, Мексики, Никарагуа, Чили и других стран.

В табл. 1 и 2 представлена динамика и структура добычи золота
в капиталистических странах в период с 1964 по 1970 г.

По объемам общей золотодобычи страны капиталистического мира
можно расположить в следующей последовательности: ЮАР, Канада,
США, Австралия, Гана и т. д. Интересно, что такая последователь-
ность сохраняется на протяжении длительного периода. Из других
стран (не относящихся к «элите») обращают на себя внимание Филип-
пины, существенно увеличившие добычу золота в течение последних
двух лет и вошедшие в шестерку основных производителей золота
в капиталистическом мире, оттеснив на 7-е место Родезию.

Показательно, что более 90% добываемого за рубежом золота
приходится на долю собственно золотых руд. Суммарное количество
металла, извлекаемое из руд других цветных металлов (как попутного
компонента), а также из золотосодержащих россыпей, не превышает
7—8%, хотя по отдельным странам эта цифра достигает 30—40%.

В отличие от других отраслей цветной металлургии золотодобы-
вающая промышленность имеет ряд специфических особенностей.
Например, продукция золотодобывающей промышленности выпол-
няет три различных функции: как сырье в технике, как средство
накопления и как международный резервный актив, в то время как
цена этой продукции во всех перечисленных выше случаях остается
практически неизменной. К сказанному следует добавить, что про-
изводители золота, как правило, не участвуют в установлении цены
на свою продукцию и не определяют спроса на нее.

Поэтому темпы и масштабы развития золотодобычи в капитали-
стических странах всецело зависят от государственной и международ-
ной финансовой политики и в частности, от устанавливаемых моно-
польных международных цен на золото. Так, повышение цены на зо-
лото в 1934 г. с 20,66 до 35 долларов за тройскую унцию (или с 0,67
до 1,13 доллара за 1 а) резко увеличило золотодобычу в капиталисти-
ческом мире, достигшую в 1941г. максимального уровня 1108,2 т.
В период второй мировой войны вследствие отвлечения рабочей силы,
финансовых и материальных средств добыча золота снизилась до
662 т. После окончания войны добыча золота снова возросла за счет
открытия новых крупных месторождений золотых руд в Канаде,
США и Южной Африке.

Отмечая неравномерность развития золотодобычи, следует под-
черкнуть, что золотой эквивалент доллара США, установленный еще
ДОБЫЧА ЗОЛОТА В КАПИТАЛИСТИЧЕСКИХ СТРАНАХ

Таблица 1

Страны и континенты	Годы							
	1964		1966		1968		1970	
	т	%	т	%	т	%	т	%
Общая добыча	1263,5	100,0	1301,2	100,0	1265,7	100,0	1294,1	100,0
Южно-Афри-	906,0	71,7	964.0	74,1	966,8	76,4	999,7	77,3
канская Рес-								
публика								
Канада	118,0	9,3	101,8	7,8	83,4	6,6	74,3	5,75
США	45,7	3,6	56,0	4,3	47,7	3,3	53,0	4,1
Австралия	30,0	2,4	28,0	2,2	24,5	1,9	21,4	1,65
Гана	28,9	2,1	21,3	1,6	22,5	1,8	22,2	1,7
Филиппины	13,2	1,0	13,3	1,0	16,4	1,3	18,6	1,4
Родезия	17,8	1,4	17,1	1,3	16,0	1,3	15,5	1,2
Япония	14,3	1,1	16,2	1,2	7,8	0,6	7,8	0.6
Колумбия	11,4	0,9	8,7	0,7	7,4	0,6	6,4	0,5
Бразилия	4,5	0,4	4,7	0,4	5,6	0,4	5,9	0,45
Мексика	6,5	0,5	6,9	0,5	4,6	0,4	6,6	0,51
Конго	7,0	0,6	4,7	0,4	5,2	0,4	5,5	0,43
Никарагуа	6,6	0,5	5,6	0,4	4,3	0,3	3,1	0,24
Индия	4,6	0,4	3,9	0,3	3,5	0,3	3,0	0,23
Перу	3,1	0,3	—		—.	—	——	—
Чили	3,1	0,3	—-	•—	—	—-	—-	—
Танзания	2,9	0,2	—	** 	—	—	—	—
Прочие капи-	41,9	3,3	49,0	3,8	50,0	3,9	51,1	3,94
талистические								
страны								

Примечание Знак (—) указывает на отсутствие достоверных данных и отнесение
данной страны к категории «прочих».

Таблица 2

ДОБЫЧА ЗОЛОТА В КАПИТАЛИСТИЧЕСКИХ СТРАНАХ

Страна	Получено золота								Удельный вес в мировой добыче Аи из собствен- но золотосодер- жащих руд, %
	из собственно золотых руд		из руд цветных металлов (попутная добыча)		из россы- пей		всего		
	т	%	т	1 %	т	%	т	%	
ЮАР .	999,7	100,0	—	—-	—		999,7	100	82,1
Канада	61,3	82,5	11,9	16,0	1,1	1,5	74,3	100	6,1
США . .	35,4	66,8	13,8	26,0	3,8	7,2	53,0	100	4,4
Австралия	19,5	91,1	1,9	8,9	—	-—.	21,4	100	1,8
Гана	. .	20,1	90,5	—	—	2, 1	9,5	22,2	100	1,8
Всего по 5 странам Прочие страны ка- питалистического	1136,0	97,0	27,6	2,4	7,0	0,6	1170,6	100	96,2
мира .....	81.1	65,7	12,4	10,0	30,0	24,3	123,5	100	3,8
Итого.	1217,1	94,0	40,0	3,1	37,0	2,9	1294,1	100	100,0
в 1934 г. (35 долл, за унцию), оставался неизменным вплоть до 1972 г.
В то же время цены на большинство видов промышленной и сельско-
хозяйственной продукции за это время значительно возросли. В связи
с этим возрастали и издержки производства золотодобывающих пред-
приятий.

Несмотря на применение новой техники (Канада), рост эксплуата-
ции трудящихся (Южная Африка) и субсидионную программу прави-
тельств многих капиталистических стран (оказание финансовой по-
мощи золотой промышленности Канады и Австралии), добыча зо-
лота в капиталистическом мире в последние годы растет чрезвычайно
медленно и, достигнув рекорда в 1966 г. (1301,2 т), имеет тенденцию
к снижению.

Как утверждают экономисты Запада, если не принять мер по
существенному увеличению цены на золото, добыча его удержится на
уровне 1260; -1265 т еще 3—4 года; после чего резко пойдет на
убыль.

Ведущее место в мировом производстве золота занимает Южно-
Африканская Республика. Запасы золота в ЮАР
практически полностью сосредоточены в месторождениях золото-
носных конгломератов бассейна Витватерсрэнд, охватывающего
территорию 27 тыс. км2. Мощность продуктивных слоев конгломера-
тов, прослеженных на глубину до 4 км, колеблется от нескольких сан-
тиметров до 7,5 м, составляя в среднем около 1 м. С момента начала
эксплуатации месторождения Витватерсрэнд (1886 г.) здесь добыто
25 тыс. т золота. Оставшиеся запасы металла оцениваются в 15 тыс. т
при среднем содержании извлекаемого металла в рудах 12—15 г/т.

Золотодобывающая промышленность ЮАР является ведущей от-
раслью страны и контролируется главным образом англо-американ-
ским капиталом. Относительно высокое содержание золота в рудах,
крупный масштаб разрабатываемых месторождений и строящихся
золотоизвлекательных фабрик (см. табл. 4), значительные запасы
золота в недрах, а также организация попутного извлечения урана
из золотосодержащих руд и старых отвалов золотоизвлекательных
фабрик исключительно благоприятно отразились на экономике золо-
тодобычи в ЮАР. Однако основная тенденция мировой золотопро-
мышленности — увеличение себестоимости добычи и переработки
руды имеет место и в этом регионе, в результате чего темпы роста
добычи золота в ЮАР начинают заметно замедляться. А поскольку
ЮАР — основной мировой производитель золота, снижение темпов
роста золотодобычи в этой стране существенно сказывается на тем-
пах роста золотой промышленности капиталистических стран в
целом.

В специальной литературе, в публичных выступлениях много-
численных представителей золотодобывающих компаний и связан-
ных с ними международных финансовых кругов подчеркивается тя-
желое положение золотодобывающей промышленности ЮАР. Тем
не менее доходность ее остается еще достаточно высокой, чему в нема-
лой степени способствует относительно простой характер перераба-
тываемых руд и большие масштабы производства.
Например, три новые золотоизвлекательные фабрики ЮАР: Вестерн Дип Ле-
велз, Ист Рэнд Пропрайетри Майнз и Вест Дрифонтейн Майнз (пущенные в строй
в период 1960—1964 гг.) имеют производительность от 7 до 10 тыс. т руды в сутки
и перерабатывают руды одного типа — золотоносные конгломераты.

Извлечение золота из руд на всех указанных фабриках осуществляется по прак-
тически одинаковым технологическим схемам, основанным на прямом цианировании
руды с предварительной сортировкой и выведением свободного золота в голове
процесса гравитационным обогащением. Такая технология характерна и для по-
давляющего большинства остальных золотоизвлекательных фабрик ЮАР. Особен-
ность этих фабрик — чрезвычайно высокая техника цианистого процесса во всех
его стадиях (подготовка к цианированию, перемешивание, фильтрация, осветление
растворов, осаждение золота, обработка осадков), а также операций получения,
доводки и металлургической переработки золотосодержащих гравитационных
концентратов. Другая особенность предприятий ЮАР (как уже отмечалось выше) —
использование хвостов цианистого процесса для извлечения урана, который (в за-
висимости от содержания его в исходных рудах) может играть роль как попутного,
так и основного ценного компонента. В последнем случае иногда извлекают золото
цианированием хвостов сернокислого (уранового) выщелачивания. В качестве при-
мера такой технологии может служить завод Вогельструйбулт.

Определенный интерес представляет также опыт работы «нетипичного» для ЮАР
золотодобывающего предприятия Консолидейтед Марчнсон, перерабатывающего
сложные по составу золото-сурьмянистые руды.

Золотодобывающая промышленность Канады находится
в условиях, резко отличных от таковых в ЮАР. Для этой страны
характерно значительное количество относительно небольших по
масштабу месторождений рудного золота, определяющих и соответ-
ственно более низкую (по сравнению с ЮАР) производительность
рудников и золотоизвлекательных фабрик (табл. 3 и 4).

Таблица 3
содержание
ЗОЛОТА в РУДАХ,
ПЕРЕРАБАТЫВАЕМЫХ
В ЮАР И КАНАДЕ

Содержа- ние золота в руде г/т	Количество фабрик, перерабаты- вающих РУДЫ		Удельный вес в общем балансе, %	
	ЮАР	Кана- да	ЮАР	Кана- да
Менее 3,0	—	1	.—	9,3
3—5	—-	7	2,9	24,2
5—10	14	13	36,0	45,3
10—15	16	4	27,3	12,1
15—20	5	4	17,9	4,0
20—25	3	2	6,5	4,2
Свыше 25	2	2	9,4	0,9
Итого	40	33	100,0	100,0

Таблица 4

МАСШТАБЫ ЗОЛОТО-

ИЗВЛЕКАТЕЛЬНЫХ

ФАБРИК ЮАР И

КАНАДЫ (1970 г.)

Производи- тельность фабрик по руде т/сутки	Количество фабрик		Удельный вес фабрик данного масштаба по объему переработан- ной руды, %	
	ЮАР	Кана- да	ЮАР	Кана- да
Менее 500	3	10	2,1	9,6
500—1000	6	11	6,5	22,7
1000—2000	18	8	38,9	33,9
2000—3000	11	2	39,8	14,0
3000—5000	2	2	12,7	19,8
Свыше 5000	—	—	—	—
Итого	40	33	100,0	100,0

Общие запасы рудного золота в Канаде расцениваются в 5—
6 ')ыс. /и. К числу наиболее крупных коренных месторождений золота
относятся: Керр-Эддисон (провинция Онтарио) с разведанными запа-
сами 116т, при среднем содержании металла в руде 12,8 г/т; Джайент
I Ь'ллоунайф (Северо-западные территории) с запасами около 80 т
«•лота; группа месторождений района Поркьюпайн и др. Значитель-
ные запасы золота в Канаде сосредоточены в медноколчеданных и по-
ли металлических рудах (месторождения Флин-Флон, Норанда и др.).

Руды, добываемые и перерабатываемые на предприятиях Канады,
(Сличаются большим разнообразием вещественного состава, что тре-
бует применения самых различных вариантов технологических схем
извлечения золота (табл. 5).

Таблица 5

ВАРИАНТЫ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ, ПРИМЕНЯЕМЫХ

II \ КАНАДСКИХ ЗОЛОТОИЗВЛЕКАТЕЛЬНЫХ ФАБРИКАХ

Технологическая схема обработки руды

11рямое цианирование руды

Флотационное (или гравитационно-флотационное)
обогащение руды с цианированием флотоконцентра-
тов

Гравитационно-флотационное обогащение, окисли-
тельный обжиг концентратов и цианирование огар-
ков

То же, с дополнительным цианированием хвостов
флотации

Цианирование руды, флотация хвостов цианиро-
вания, окислительный обжиг концентратов, циа-
нирование огарков

То же, с применением хлорирующего обжига

Примеры фабрик,
применяющих данную схему

Ламак, Сигма, Доум
Мак-Интайр, Сулливан, Дел-
найт

Кохеноур Виллане и др.

Джайнт Йеллоунайф и др.

Керр-Эддисон, Кон-Майнз

Лейк Шор

Для Канады характерен значительный удельный вес добычи зо-
лота из золото-медных и полиметаллических руд, составляющий
13—17% (провинция Квебек — 70%).

Если в ЮАР в целях максимального использования дешевой
рабочей силы наряду с частичной механизацией технологического
процесса многие операции выполняются вручную, то в Канаде, где
рабочая сила весьма дорога, процессы обогащения полностью меха-
низированы и автоматизированы. В соответствии с этим добыча золота
на одного работающего в Канаде значительно выше, чем в ЮАР, хотя
среднее содержание золота в рудах, перерабатываемых на канадских
предприятиях, много ниже (см. табл. 3).

В результате роста цен на материалы, электроэнергию и расходов
па рабочую силу при неизменных ценах на золото в Канаде, как и во
всем мире, систематически повышаются издержки производства.
Чтобы стимулировать добычу золота, канадское правительство выра-
ботало субсидионную программу, действующую с некоторыми моди-
фикациями в течение большей части послевоенного периода.

Общие запасы золота в США (с учетом комплексных руд) можно
оценить в 3—4 тыс. т, из них достоверные и вероятные составляют
около 1 —1,2 тыс. т. Наиболее крупным месторождением рудного
золота в стране является Хоумстейк (Южная Дакота) с разведанными
запасами металла 150 т. Значительные запасы золота сосредоточены
в золоторудной провинции Невада (рудник Кэрлин), в штате Коло-
радо (месторождение Крипл-Крик и др.), Аппалачских горах, а также
в Кордильерах, где преимущественно добываются золото-серебряные
руды.

Из золотодобывающих предприятий США особого внимания заслуживают:
Хоумстейк, Кэрлин и Гетчелл. Они существенно различаются по применяемой тех-
нологии обработки руд. Нафабрике Хоумстейк, в частности, впервые в мировой прак-
тике осуществлена непрерывная амальгамация руды в стержневых и шаровых мель-
ницах. Фабрика Гетчелл — единственное в своем роде предприятие, практикующее
в крупных масштабах непосредственный обжиг золото-мышьяковых руд (без предва-
рительного обогащения) в печах КС, производительностью до 75 т/ч. Наконец,
Кэрлин (введена в действие в 1965 г.) представляет собой наиболее высокомеханизи-
рованное и автоматизированное золотодобывающее предприятие мира, получившее
название «мечты горняка».

В настоящее время США занимают первое место в капиталисти-
ческом мире по объемам попутной добычи золота из руд цветных ме-
таллов (~40%). В связи с этим заслуживает внимания практика
работы американских обогатительных фабрик, перерабатывающих
свинцовые (Мариетта), свинцово-цинковые (Айрон Кинг), медные
(Айдахр Спрингс) и сурьмяные (Иеллоу Пайн) золотосодержащие
руды. Технология обработки руд на указанных фабриках основана
на получении коллективных (Аи—РЬ, Аи—Си, Аи—8Ь) флотацион-
ных концентратов с последующим извлечением золота и серебра из
них на пирометаллургических заводах. При значительном содержа-
нии в рудах золота, ассоциированного с пиритом, последний выде-
ляют в самостоятельный продукт и обрабатывают на месте цианиро-
ванием.

Разведанные запасы золота вАвстралии определены в 200—
300 т, однако перспективные запасы, по-видимому, в несколько раз
превосходят эту величину. Несмотря на то что значительная часть
наиболее богатых коренных руд в стране уже выработана, золотодо-
бывающая промышленность Австралии все еще располагает надежной
сырьевой базой, обеспечивающей современный уровень добычи на
ближайшее десятилетие. Главные месторождения рудного золота
в стране сосредоточены в Западной Австралии (горнорудные районы
Калгурли, Кулгарди и др.), на долю которой приходится до 95% ме-
талла, добываемого из собственно золотых руд. Около 2—3 т золота
в год добывается из золото-медных и полиметаллических руд место-
рождений Маунт-Морган (Квисленд), Брокен-Хилл (Новый Южный
Уэльс) и др.

Характерная особенность промышленности Австралии — извле-
чение золота из теллуристых руд, отличающихся высокой технологи-
ческой упорностью. Принципиальными схемами обработки данного
типа руд являются:

1)	флотационное обогащение с извлечением упорного золота в кон-
центрат, окислительный обжиг концентрата, цианирование огарков
и хвостов флотации;
2)	цианирование руды, флотация хвостов цианирования, обжиг
флотационного концентрата, цианирование огарка.

Первая из указанных схем, в частности, применяется на фабрике
Л >йк Вью энд Стар, вторая — на фабрике Грейт Боулдер. Оба пред-
приятия являются наиболее крупными в Австралии и достаточно
представительно отражают технический уровень золотодобывающей
промышленности страны.

Следует подчеркнуть, что золотодобывающая промышленность
Австралии, так же как и Канады, в значительной мере опирается на
субсидии, выделяемые правительством Великобритании в соответ-
11111111 со специальным законом о содействии золотодобыче.

Значительными ресурсами золота располагает Гана, золото-
носные районы которой расположены на площади около 100 тыс. км2.
Крупнейшее месторождение рудного золота в стране — Ашанти
с разведанными запасами ~70 т при среднем содержании золота
25 28 г1т. Месторождение сложено многочисленными кварцевыми
жилами с тонкой вкрапленностью пирита и арсенопирита, содержа-
щих дисперсное золото. Достаточным распространением в стране
пользуются также древние золотоносные конгломераты (аналогичные
конгломератам Витватерсрэнда), мощность продуктивных слоев кото-
рых колеблется в пределах 0,8—1,3 м, а содержание золота —• от 5
до 15 г!т. Сведения о запасах золота по стране в целом отсутствуют.

Основная добыча рудного золота в Гане сконцентрирована на че-
1ырех крупных золотоизвлекательных фабриках: Амальгамейтед
Бэнкет Эйрис, Бибиани, Ашанти Голдфилдз Корпорейшн и Аристон
Голд Майнз. Первая из них применяет раздельное цианирование
руды, вторая — гравитационно-флотационное обогащение с циани-
рованием флотоконцентрата, а две последних — обжиг флотационных
концентратов в печах подового типа (Эдвардса) и цианирование огар-
ков. Общей чертой перечисленных выше предприятий является высо-
кое извлечение золота (до 40—70%) в гравитационные концентраты,
для получения которых используется разнообразное обогатительное
оборудование, в том числе — барабанные концентраторы.

Сырьевая база рудного золота вРодезии представлена боль-
шим количеством кварцевых (как правило, крутопадающих) жил со
шачительным сульфидным оруденением. Содержание золота в рудах
«•оставляет 5—25 г1т. В стране насчитывается более 4000 мелких
месторождений, которые концентрируются в пределах нескольких
рудных районов: Бомбеги, Фашксбург, Гванда, Квекве, Хартли,
Солсбери и др.

Отличительная особенность золотодобывающей промышленности Родезии —
шачительное количество мелких предприятий (50—200 т1сутки), осуществляющих
переработку как простых, так и упорных в технологическом отношении руд. Простые
но составу руды непосредственно цианируют (после предварительного выведения
свободного золота), а также флотируют с цианированием флотационных концентра-
тов. Для извлечения золота из упорных (главным образом, золото-мышьяковых)
руд широко используется окислительный обжиг с последующим цианированием
огарков.

Достопримечательностью родезийской золотопромышленности следует признать
рудник Коннемара Голд Майнз, единственное в мире предприятие, перерабатыва-
ющее ферро-золотые руды (типа руд «железной шляпы») с применением низкотем-
пературной термической обработки—прокалки.

Основная масса золота в Конго добывается из россыпей с со-
держанием золота 0,31—0,34 г/лг3. На долю коренных месторождений,
представленных золотокварцевыми жилами, приходится около 40%
добываемого металла. Среднее содержание золота в разрабатываемых
рудах составляет 5,3 г/т.

В остальных странах Африки (Судан, Танзания, Намимбия и др.)
эксплуатируются преимущественно коренные месторождения, пред-
ставленные в основном золотокварцевыми жилами, иногда в сочета-
нии с сульфидами и бурыми железняками. Запасы золота в недрах
этих стран, очевидно, не превышают первых десятков тонн.

Наиболее крупным производителем золота в Центральной и
Южной Америке является Колумбия, однако на долю коренных
месторождений золота здесь приходится только Ч4 часть добываемого
металла. К числу относительно крупных месторождений рудного зо-
лота в стране относятся: Титириби, Силенсио, Марматихе, Ремедиос
и Санта-Роза. Месторождения представлены преимущественно тре-
щиноватыми жилами и небольшими зонами вкрапленности. Среднее
содержание золота в рудах, подвергаемых обогащению, составляет
около 9 г/т.

Общие запасы золота в Бразилии оцениваются в 120 т,
достоверные и вероятные — в 40 т и относятся к рудам, содержащим
не менее 10 г/т золота. Крупнейшим золоторудным месторождением
Бразилии является Моро Вельхо (провинция Манас-Жераис). Ориен-
тировочные запасы металла по месторождению оцениваются при-
мерно в 25 т. В провинции Байя вот уже на протяжении 200 лет в не-
больших масштабах разрабатывают золото-урановое месторождение
Канавиейрас, приуроченное к протерозойским конгломератам, сход-
ным с конгломератами Витватерсрэнда. Среднее содержание золота
в рудах составляет 5—6 г/т, урана 0,01—0,2%.

Достоверные и вероятные запасы золота в Мексике,
по-видимому, не превышают тысячи тонн и представлены в основном
золото-серебряными и частично свинцово-цинковымп золотосодер-
жащими рудами. Уместно отметить, что по запасам и объемам пере-
работки золото-серебряных руд Мексика в настоящее время занимает
первое место в мире. Крупные месторождения золото-серебряных
руд располагаются в штатах Мехико (месторождение Эль-Оро),
14дальго (месторождение Пачука), Чиауа (рудник Сан-Франциско
и др.), Гуанохуато и Синалоа. Ближе всего к собственно золоторуд-
ным стоит месторождение Эль-Оро, которое долгое время является
одним из основных источников получения золота в стране. Содержа-
ние золота и серебра в рудах данного месторождения соответственно
составляет 7 20 и 100—600 г/т. Наиболее интересными элементами
технологии обработки золотых и золото-серебряных руд на мекси-
канских предприятиях следует считать процесс хлорирующего об-
жига на фабрике Минера Килдун и развернутую схему цианирова-
ния (включающей аффинаж драгметаллов и регенерацию КаС№)
на крупнейшем предприятии Мексики — Лорето. Интересна также
организация в весьма крупных масштабах переработки старых
хвостов цианирования флотационным обогащением на фабрике
11ачук.

Многочисленные месторождения золото-серебряных руд известны
в Никарагуа они представлены в основном золотоносными
кварцевыми жилами и штокверками со средним содержанием золота
<> 7 г!т при соотношении Ли : Ар; в рудах 1 : 2. Запасы золота от-
дельных месторождений обычно не превышают нескольких тонн.
I [аиболее крупным является месторождение Сиуна, запасы которого
оцениваются в 5 млн. т руды при среднем содержании золота 3,7 г!т.
По подсчетам Горного управления США, разведанные запасы золота
в Никарагуа в 1943 г. составляли 37 т. Однако количество добытого
за последние годы золота значительно превосходит эту величину,
а ресурсы золота в стране еще далеко не исчерпаны. Фабрика Ла Луц
Майнз (Никарагуа) одна из немногих в мировой золотодобывающей
промышленности практикует предварительную отмывку рудных
шламов в барабанном скруббере с целью облегчения условий после-
дующего складирования (бункерования), мелкого дробления и обо-
гащения руды.

В Чили золото добывают из многочисленных небольших и
средних по масштабу жильных месторождений, основное количество
которых находится в провинциях Атакама, Кокимбо и Антофагаста.
Содержание золота в жилых составляет в среднем 10 г<т. Большин-
ство жильных месторождений золота содержит серебро и с глубиной
переходит в медные. Для чилийских месторождений характерно раз-
витие в верхней части рудных тел мощных окисленных зон («железные
шляпы»), которые продолжительное время служили основным источ-
ником получения благородных металлов. В предвоенные годы на не-
которых месторождениях начали разрабатывать первичные неокис-
ленные руды. Значительную часть золота в стране получают в каче-
стве побочного продукта при переработке медных руд. К числу наи-
более крупных месторождений золотосодержащих медных руд отно-
сятся: Чукикамата, Эл Тенниенте и Потрернльос. Золото из упорных
руд извлекают, как правило, флотацией (иногда в сочетании с амаль-
гамацией) с получением коллективного золото-медного концентрата
передаваемого для плавки на медеплавильный завод.

Более 25% золота в П е р у добывают попутно из медно-серебря-
пых руд месторождения Серро-де-Паско со средним содержанием
золота около 2 г!т. Из собственно золоторудных месторождений наи-
более значительным является Паркой-Патас, представленное кварце-
выми жилами с содержанием золота 18 г/т. Отмечается значительная
концентрация в рудах галенита, сфалерита и блеклых руд.

Наибольшее количество золота в Эквадоре получают из бога-
тых золото-серебряных кварцевых'жил в районах Сарума и Портовело
(провинция Эль-Оро). В качестве побочного продукта золото извле-
кают также при переработке медных руд на руднике Тиксан.

Необходимо отметить, что в странах Центральной и Южной Аме-
рики поиски и разведка золоторудных месторождений поставлены
чрезвычайно слабо, что не позволяет судить о величине достоверных

2 5. В. Лодейгдиков

17
запасов металла в недрах этих стран. Ориентировочно их можно при-
нять равными ~1 тыс. т.

Большая часть запасов золота в Азии сконцентрирована в Японии
и на Филиппинах.

Япония располагает значительными ресурсами золотых и зо-
лото-серебряных руд, особенно в северо-восточной части острова
Хонсю (месторождения Сэгоси, Иннаи, Той и др.). Разрабатываются
месторождения золото-серебряных руд (в том числе комплексных)
также на островах Хоккайдо (Кохномай, Титосе и др.) и Кюсю. Разве-
данные запасы золота только по 39 разрабатываемым месторождениям
составляют -~33 т и при среднем содержании золота в руде 5,7 г/т.
С учетом содержания золота в месторождениях медных и свинцово-
цинковых руд общие запасы металла в Японии составляют около 200 т.
Принимая во внимание высокую геологическую изученность страны,
приведенная выше величина достаточно достоверна. Основные техно-
логические процессы комплексного извлечения золота и серебра на
японских предприятиях (фабрики Такатама, Кохномай, Кусикино
и др.): амальгамация, цианирование, дополненные в ряде случаев
гравитационным и флотационным обогащением.

Золотодобывающая промышленность Филиппин одна из
самых молодых в мире. Золото здесь начали добывать только после
первой мировой войны. Наиболее крупные коренные месторождения
золота расположены на острове Лоусон в провинции Маунтейн (гор-
норудные районы Паракала, Багио, Сайок и др.). Они обеспечивают
до 2/3 всей добычи золота на Филиппинах. По подсчетам 1961 г. [2],
общие запасы золотосодержащих руд в стране определены
в 135 млн. т при среднем содержании металла в рудах 6—8 г/т, что
соответствует запасам в недрах 800—1000 т. По другим сведениям
[3], запасы золота на Филиппинах составляют 400 т (среднее содер-
жание золота 3 г/т). Указанное несоответствие объясняется, по-види-
мому недостаточной геологической изученностью недр, а также рез-
кими колебаниями содержания золота в рудах.

Из других стран Азии, располагающих запасами рудного золота,
следует отметить Индию (месторождение Колар, штат Майсур),
Индонезию (месторождение Симау, о. Суматра), Иран
(месторождение Гольпенгейн).

В капиталистических странах Европы известны небольшие место-
рождения золота жильного типа, а также несколько относительно
крупных месторождений золотосодержащих медноколчеданных и по-
лиметаллических руд в Ш в е ц и и (Болиден), ФРГ (Вестфалия),
Финляндии (Оутокумпу, Ориярви) иФранции (Салсине).

Общие запасы золота европейских капиталистических стран,
вероятно, не превышают 200 т.
ЧАСТЬ 1

СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ
ТЕХНИКИ И ТЕХНОЛОГИИ
ОБОГАЩЕНИЯ

ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД
ЗА РУБЕЖОМ

Глава 1

ДРОБЛЕНИЕ, ГРОХОЧЕНИЕ И

СОРТИРОВКА РУД

Дробление руд в сущности является
первой из основных операций их
обработки с целью извлечения золота.
Однако в схемах золотоизвлекатель-
ных фабрик эта операция теснейшим
образом связана с многочисленными
вспомогательными (а иногда и основ-
ными) операциями, такими, как, на-
пример, доставка и бункерование руды,
грохочение и внутрифабричный транс-
порт, промывка и сортировка, отмагни-
чивание случайно попавших металли-
ческих кусков, опробование руды,
автоматизация и т. д. В конечном счете
схемы дробления иа современных зо-
лотоизвлекательных фабриках пред-
ставляют собой сложный комплекс
основных и вспомогательных операций.
В последние десятилетня совершенно
четко определяется тенденция полу-
чать из дробильных отделений как
можно более мелкий продукт с тем,
чтобы максимально повысить произ-
водительность измельчительного обо-
рудования. Так, например, на фабрике
Вестерн Дип Левелз всю руду, за
исключением крупных кусков (—100)—
(4-65) мм, отбиваемых на грохотах
с целью использования в качестве
гальки для третьей стадии измельче-
ния, дробят до —9 мм; на фабриках
Доум, Джайент Йеллоунайф, Бибиани
на измельчение поступает руда круп-
ностью —8 мм; на фабрике Барбер-
тон руду дробят до крупности —6,4 мм;
на предприятиях Норанда и Аристон
Голд Майнз всю руду дробят до —6 мм,
а на фабрике Мак-Интайр — до —4 мм
с применением валковых дробилок
в замкнутом цикле с вибрационными
грохотами. Сейчас редко можно встре-
тить питание измельчительного обо-
рудования рудой крупнее 25 мм.
Фабрики Лаформа н Кэм энд Мотор,
на которых руду дробят соответственно
до 38 и 50 мм, являются скорее исклю-
чениями, чем правилом.

Вместе с тем в последние годы все
шире возрождается рудное самоиз-
мельчение, прародительницей которого
являлась золотодобывающая промыш-
ленность Южной Африки и Америки
еще в начале текущего века. Приме-
нение самоизмельчения руд, несом-
ненно, ограничивает рамки дробиль-
ных операций, а в некоторых случаях
полностью исключает дробление, обес-
печивая измельчение руды, поступа-
ющей непосредственно из рудника без
предварительного дробления. Напри-
мер, фабрика на руднике Кинросс,
введенная в эксплуатацию в январе 1968 г., обрабатывает руду крупностью 152 мм
в трех самоизмельчительных мельницах (4,2Х 6,0 м) без предварительного дробления.
Аналогичная схема принята на трех других фабриках этого района.

Наконец, особенностью современной зарубежной практики является подземное
дробление. На многих предприятиях Канады (Ламак, Сигма Майнз, Доум, Мак-
Интайр, Керр-Эддисон, а также на руднике Ла Луц в Никарагуа) щековые дробилки
первой стадии дробления установлены непосредственно в шахтах. Такое решение
упрощает подъем и доставку руды на фабрики и сокращает строительные объемы
зданий дробильных отделений на поверхности. Во многих случаях дробление руд,
по крайней мере первые стадии, выполняют в отрыве от золотоизвлекательных
фабрик, в пришахтных дробильных отделениях. Такое расположение дробильных
отделений в ряде случаев имеет свои преимущества, сокращая перегрузки руды и
упрощая ее доставку на фабрики, например, ленточными транспортерами.

При кратком рассмотрении трудно охватить все многообразие взаимосвязей
между различными операциями в схемах дробления руд, так как эти операции зави-
сят от генезиса месторождений и характеристик самих рудных тел и окружающих
пород, от систем разработки месторождений, от взаиморасположения рудников и
фабрик, от географического положения и климатических условий, от рельефа мест-
ности, доступности оборудования и даже от квалификации, умения и вкусов проекти-
ровщиков и строителей. Тем не менее, отметив некоторые тенденции, перейдем теперь
к краткому рассмотрению отдельных операций, связанных непосредственно с рудо-
подготовкой и, в частности, с дроблением руд.

Доставка, прием и хранение руд

Подавляющее большинство золотосодержащих руд добывается
подземным способом (глубина отдельных шахт в ЮАР достигает
3 км и более), хотя известны примеры и открытой разработки золото-
рудных месторождений (Голден Ридж, Гетчелл и Кэрлин).

Крупность руды, выдаваемой с рудников, различна—-в отдель-
ных случаях куски руды достигают размера 1000—1200 мм. В других
случаях, особенно на открытых горных работах, отбитая руда содер-
жит значительное количество глины. Влажность руды также колеб-
лется в очень широких пределах — от 1—2 до 8—10%. Способы до-
ставки руды в высокой степени зависят от всех этих факторов.

Руду из шахт поднимают в вагонетках или скипах, разгружаемых,
как правило, в пришахтных бункерах. Дальнейшая доставка руды на
фабрики зависит, кроме перечисленных факторов, в первую очередь
от местоположения фабрики по отношению к руднику. Так, фабрики
Ист Рэнд Пропрайетри Майнз и Фреддиз Консолидейтед расположены
в непосредственной близости от шахт, поэтому руда в дробильные
отделения фабрик доставляется ленточными транспортерами. К но-
вой фабрике Кэрлин руда с рудника на расстояние 3/4 мили достав-
ляется вагонетками и автосамосвалами. Аналогично доставляют
руду на руднике Лаформа.

На многих предприятиях Австралии для доставки руды к фабри-
кам широко применяются автосамосвалы грузоподъемностью 12—
20 т, а также тракторы с прицепами и полуприцепами. На упоминав-
шемся уже руднике Голден Ридж руда доставляется на фабрику
скрепером. В Гане широкое применение для доставки руды находят
подвесные канатные дороги. Во многих случаях руда доставляется
электровозами в вагонетках по узкоколейным железным дорогам.

Прием и хранение руды на зарубежных золотоизвлекательных
фабриках осуществляется, как правило, в бункерах различного раз-
мера и различной конструкции. Назначение бункерования — обес-
печить непрерывную, бесперебойную работу фабрики. С этой точки
ЦП-пня бункерование руды представляет собой как бы буферную
операцию между шахтой и фабрикой, между дроблением и измельче-
нием, иногда между отдельными стадиями дробления. Во многих
«лучаях дробильные отделения работают в 1—2 смены, тогда как
выдача руды из шахт и ее обработка на фабриках производятся круг-
'ни у точно, в большинстве случаев без выходных дней. Это делает
необходимым создание определенных емкостей для хранения руды,
чюбы обеспечить работу рудника и фабрики в те смены, когда дро-
(>п.1Ы1ые отделения не работают.

В некоторых случаях создаются специальные крупные запасы
руды, гарантирующие непрерывную работу фабрик в течение дли-
к-лыюго времени. Так, на фабрике Хоумстейк производительностью
1/00 т1сутки построены бункера емкостью 50 000 т и, кроме того,
иблизп фабрики устроен открытый склад руды вместимостью 83 000 т.
11а ряде предприятий Канады запасы руды создаются в подземных
бункерах-рудоспусках, где руда не смерзается даже в самые сильные
морозы. По такие запасы в мировой практике — редкое исключение.

Обычно емкость фабричных бункеров дробленой руды не превы-
шает трехсуточного запаса, а общая емкость бункеров дробильных
«иделений составляет одно-двухсуточный запас. Промежуточные бун-
кера между стадиями дробления не предназначаются для хранения
<апасов руды, а только обеспечивают бесперебойную работу дробиль-
ных устройств, и их емкость обычно не превышает 2—3 ч работы дро-
билок.

11а новой фабрике Кэрлин (производительность около 2000 т!сутки'), принятой
и эксплуатацию в 1965 г., руда складируется на открытой площадке, затем подается
погрузчиком в приемник щековой дробилки (он невелик по емкости), а дробленая
н две стадии — до 25 мм руда поступает в фабричный бункер емкостью 3000 т.
Других промежуточных емкостей нет. Типичный пример бункерования перед каждой
< |адией дробления представляет фабрика Аристон Голд Майнз производительностью
1100 т/сутки. Здесь в дробильном отделении установлен бункер емкостью 250 т.
После крупного дробления в двух дробилках Мак-Кулли руда поступает в бункер
среднего дробления емкостью 150 т, питающий два виброгрохота и две нормальных
дробилки Саймонса (1,2 м). Выход дробилок направляют на вторые виброгрохоты
< <>| перстнями 8 мм. Верхний продукт этих виброгрохотов системой транспортеров
поднимается в бункер третьей стадии дробления емкостью 100 т, питающий коротко-
конусную дробилку Саймонса (1,2 м). Продукт этой дробилки поступает на контроль-
ный ниброгрохот с отверстиями 8 мм, верхний продукт которого вместе с верхним
продуктом грохотов второй стадии дробления возвращается в бункер короткоконус-
пой дробилки, замыкая цикл третьей стадии дробления. В измельчительном отделе-
нии фабрики установлены три стальных цилиндрических бункера емкостью 1000т
каждый. Таким образом, емкость всех бункеров на фабрике составляет 3500 т или
2,5-суточный запас руды. На фабрике Гетчелл бункерование руды также осуще-
। 1НЛСНО перед каждой стадией дробления.

Конструкции бункеров самые различные, начиная от деревянных
прямоугольного сечения с плоским или наклонным днищем и кончая
самыми современными железобетонными бункерами типа силосных
башен. Пять таких бункеров диаметром 8,8 м и высотой 20,4 м по-
строены на фабрике Вест Дрифонтейн Майнз для хранения дробленой
руды. Такая конструкция бункеров устраняет нежелательные явле-
ния сегрегации руды по крупности и обеспечивает равномерное пита-
ние измельчительных аппаратов. Большинство предприятий ЮАР
оснащено подвесными железобетонными бункерами. На предприятиях
Ганы явное предпочтение отдано цилиндрическим сварным бункерам
с плоским днищем из листовой стали. Футерование бункеров резиной
увеличивает срок их службы в 30—40 раз.

Подача руды из бункеров на транспортеры и грохоты обычно осу-
ществляется цепными или пластинчатыми, реже вибрационными и
ленточными питателями, иногда регулируемыми задвижками.

Основным средством внутрифабричного транспорта руды (а иногда
и концентратов после их фильтрации) являются ленточные транс-
портеры. В редких случаях (фабрика Консолидейтед Марчисон) при-
меняются ковшовые элеваторы. В настоящее время ленточный транс-
порт не является исключительно «внутрифабричным» транспортом,
а нередко применяется и для доставки руды от рудников к фабрикам
на значительные расстояния. Так, например, с рудника Вест Дрифон-
тейн руда на фабрику доставляется ленточным транспортером на
расстояние 1,2 км.

Развитие производства резино-тросовых лент шириной до 1,5—
1,8 м с нейлоновыми прокладками позволило увеличить их скорость
до 5 м/сек и углы наклона боковых роликов до 45° и сделало ленточ-
ный транспорт самым распространенным видом внутрифабричного
транспорта, в частности и на золотоизвлекательных фабриках. Зам-
кнутые циклы дробления руд в последних стадиях только и могут
быть осуществлены при условии развитых транспортных схем, поз-
воляющих возвращать верхний продукт грохотов обратно на дробле-
ние. Например, на золотоизвлекательной фабрике Ашанти Голдфилдз
Корпорейшн в работе находятся 14 ленточных транспортеров, не
считая мелких транспортеров отделения опробования.

Параметры транспортеров (ширина и скорость лент, производи-
тельность, углы наклона, мощности двигателей и т. п.) совершенно
различны, хотя по общему правилу чем мельче руда и ниже произво-
дительность, тем уже лента. Распределение руды по бункерам почти
всюду выполняется при помощи разгрузочных тележек или челноч-
ных транспортеров.

Между дробилками крупного и среднего дробления обычно уста-
навливаются специальные (не для целей транспорта) короткие лен-
точные транспортеры большей ширины (1—1,2 м, чтобы руда по ним
проходила монослоем), над приводными барабанами которых монти-
руют мощные дисковые электромагниты для удаления из руды слу-
чайно попавших кусков железа (головки буров, инструмент и т. п.) во
избежание поломок или заклинивания дробилок среднего дробления.
Иногда электромагниты монтируются в приводных барабанах транс-
портеров.

Дробление и грохочение золотосодержащих руд

Дробление на зарубежных золотоизвлекательных фабриках осу-
ществляют, как правило, в две-три, а иногда и в четыре последова-
тельных стадии.
Считаются общепринятыми степени дробления в первых стадиях,
I. е. в стадиях крупного дробления 1 : 3 —1 : 4, а в последующих
стадиях 1 : 4—1 : 5. Однако на многих золотоизвлекательных фабри-
ках, особенно в Южной Африке, осуществляется сортировка руд,
эффективность которой зависит от размера кусков и качества грохо-
чения. По этой причине указанные степени дробления соблюдаются
не всегда. Например, на фабрике Сайплаас в первой стадии степень
дробления составляет 1 : 2,5, во второй 1 : 2,6, а в третьей 1 : 6;
на фабрике Фреддиз Консолидейтед степень дробления в первой
стадии 1 : 2, во второй 1 : 4 и в третьей 1 : 2,6; на фабрике Гетчелл
в первой стадии 1 : 3, во второй 1 : 3,75 и в третьей 1 : 4. Заметным
исключением является фабрика Вестерн Дип Левелз, где руду круп-
ностью 100 мм дробят в одну стадию до —9 мм со степенью дробления
1:11. Но эксперты дробления и измельчения приходят к единодуш-
ному мнению, что высокие степени сокращения крупности в одну
стадию экономически нецелесообразны и неприемлемы, за исключе-
нием очень мелких предприятий.

В практике золотодобывающей промышленности применяется
большое количество типоразмеров дробилок. Однако можно считать
установившимся правилом применение для крупного дробления ще-
ковых дробилок, а в последних стадиях, особенно для мелкого дроб-
ления, короткоконусных дробилок. Преимущество щековых дроби-
лок — простота обслуживания, относительно небольшая высота и
возможность быстрой замены износившихся деталей, особенно футе-
ровок. Подземное дробление в золотодобывающей промышленности
осуществляется только в щековых дробилках, хотя вообще в горно-
рудной промышленности есть примеры применения под землей гира-
ционных дробилок (например, рудник Болидэн, Вассбо в Швеции).

Наиболее распространены щековые дробилки Блэка. Менее попу-
лярны щековые дробилки Пионер (Кэрлин) и Телсмит (Джайент,
Таракапа). В конструкции щековых дробилок многочисленными фир-
мами (их производителями) вносятся усовершенствования. Изготов-
ляются дробилки с гидравлическим регулированием разгрузочной
щели, начато изготовление дробилок с обогреваемыми щеками для
лучшего дробления глинистых руд, выпускаются дробилки со слож-
ным качанием и т. д.

Увязать применение щековых дробилок с производительностью
фабрик очень трудно. Их применяют и на небольших по масштабу
фабриках: Лаформа с производительностью 90 т!сутки, Кэнимба
140 т! сутки, и на крупных предприятиях, таких как Кэрлин
(1800 т! сутки} и Фреддиз Консолидейтед (2200 т!сутки).

В отличие от щековых гирационные дробилки в первом цикле
дробления применяются на фабриках с большой производительностью.
Примерами использования данных дробилок могут служить фабрики
Ганы (Ашанти Голдфилдз Корпорейшн, Бибиани, Амальгамайтед
Бэнкет Эйрис), США (Хоумстейк), ЮАР (Консолидейтед Марчисон
и др.).

Среди гирационных дробилок для крупного дробления наиболее
распространены дробилки Мак-Кулли (загрузочное отверстие 325—
750 мм), выдающие, как правило, продукт крупностью 100 мм. До-
стоинство конусных дробилок — большая производительность, спо-
койная работа, а также больший, чем у щековых дробилок, межре-
монтный период. Недостатками их являются большие габариты и не-
пригодность для дробления глинистых руд.

В стадии среднего дробления наиболее популярны в золотодобы-
вающей промышленности дробилки Саймонса с нормальным конусом
(1,1 м), а для мелкого дробления, с очень небольшими исключениями,
используют короткоконусные дробилки этого же типа (от 0,9 до 1,2 м).
Исключения представляют фабрика Мак-Интайр, где в четвертой ста-
дии дробления работают дробильные валки в замкнутом .цикле с ви-
брогрохотом, выдавая продукт —3,9 м, а также фабрика Минера
Килдун. Единственным примером применения дисковой дробилки в
последней стадии дробления является фабрика Ла-Мазата.

Дробилки крупного и среднего дробления работают обычно в от-
крытом цикле с колосниковыми неподвижными грохотами. Мелкое
дробление на подавляющем большинстве золотоизвлекательных
фабрик ЮАР, Канады, Австралии, Ганы и других стран осуществ-
ляется в замкнутом цикле с вибрационными грохотами.

Грохочение, выделяя мелкую руду, по крупности обычно соответ-
ствующую размеру разгрузочного отверстия дробилок, без значи-
тельных затрат энергии позволяет разгрузить дробилки от излишней
перегрузки и повысить их производительность. Нижний продукт
грохотов обычно смешивают с выходом дробилок и направляют в сле-
дующую стадию грохочения, хотя в ряде случаев, особенно в стадиях
мелкого дробления, грохочение осуществляют на двухдечных гро-
хотах, где на второй деке выделяется готовый продукт, поступающий
прямо в бункера измельчительных отделений, минуя последующие
стадии дробления и грохочения. В некоторых случаях грохочение
применяется для выделения крупной гальки в качестве измельчи-
тельной среды для вторичных рудногалечных мельниц (Вестерн
Дип Левелз).

Крупное грохочение (70—250 мм) обычно выполняется на наклон-
ных колосниковых грохотах, в то время как в последующих стадиях
дробления предпочитают вибрационные грохоты различных конст-
рукций. Так, неподвижные колосниковые грохоты применяют на
фабриках Лаформа, Мариетта, Голден Ридж, Портовело, Сайплаас,
Бибиани, Ашанти Голдфилдз Корпорейшн, Джайент и многих дру-
гих. Хотя колосниковые грохоты работают с относительно низким
коэффициентом грохочения, что не имеет существенного значения на
стадиях крупного дробления, но их явными преимуществами яв-
ляются отсутствие движущихся частей, ничтожные затраты на изго-
товление и ремонт, отсутствие расхода энергии и т. д. Размеры колос-
никовых грохотов совершенно различны (от 0,6 X 1,2 до 1,5x3,75 м)\
также в широких пределах колеблются и отверстия между колосни-
ками в зависимости от производительности, крупности поступающей
руды, конструкций и размеров дробилок, их разгрузочных щелей
и т. д. Эти грохоты, как правило, изготовляются на месте, их размеры
и конструкции не стандартизованы.
Для грохочения мелкой руды все шире применяют вибрацион-
ные (рис. 1, 2), реже валковые грохоты, хотя в отдельных случаях,
особенно там, где руду подвергают промывке с последующей сорти-
ровкой, применяют барабан-
ные грохоты (троммели).
Впрочем, и в этих случаях
в последние годы они усту-
пают место виброгрохотам.

Существует огромное ко-
личество типоразмеров виб-
рационных грохотов. Наи-
более распространены вибро-
грохоты Аллис-Чальмерс,
Ниагара, Тайлера, Гирекс и
другие размером 1,2x2,4 м,
но встречаются и грохоты
размером от 0,6 X 1,5 м (Пор-
товело) до 1,5x4,5 м (Сигма
Майнз). В качестве покрытий
виброгрохотов чаще всего
применяют штампованную
сетку с щелевидными отвер-
стиями, а при грохочении мел-
кой руды — тканую сетку

из нержавеющей
последние годы

стали. В
начинают

распространяться перфори-
рованные резиновые сетки
(Австралия), отверстия кото-
рых вследствие эластичности
меньше заклиниваются ку-
сками руды и срок службы в
3—4 раза превышает таковой
для металлических сеток.
Более широкое применение
резиновых (иногда армиро-
ванных сталью) сеток—общая
тенденция не только в золото-
добывающей, но и в других
отраслях горнорудной про-
мышленности.

Схемы дробления золото-
содержащих руд бесконечно
разнообразны, хотя основные
принципы их в достаточной
степени унифицированы. Еще
несколько десятилетий тому

Рис. I. Виброгрохот с вибратором:

а — расположенным под коробом с колоснико-
выми деками; б — расположенным под коробом
с тройными деками для монтажа на полу; в —
расположенным под коробом со сдвоенными де-
ками производительностью до 1000 т/ч

назад как в СССР, так и за рубежом

стремились располагать дробильные отделения каскадом, используя
для этого соответствующие рельефы местности, чтобы обеспечить
максимальный самотек руды, но с развитием средств внутрифабрич-
ного транспорта (в первую очередь, ленточного) этот фактор утратил
свое значение. Из многих десятков фабрик, описанных в литературе,
вряд ли хотя бы две имеют совершенно аналогичные схемы дробле-
ния. (Впрочем, это же относится и к схемам золотоизвлекательных
фабрик в целом.) Однако можно утверждать, что наиболее широко

Рис. 2. Два вибрационных грохота с вибратором, распо-
ложенным под коробом, работающие последовательно

во всех странах, где добывают и обрабатывают золотосодержащие
руды, применяется двухступенчатое и трехступенчатое дробление.
Так, из 45 рассмотренных фабрик одноступенчатое дробление при-
меняют 4 фабрики, двухступенчатое 25 фабрик, трехступенчатое 13
фабрик и четырехступенчатое 3 фабрики.

Наиболее простые схемы, естественно, применяются на фабриках
небольшой производительности. Примером одноступенчатого дробле-
ния, в частности, может служить фабрика Лаформа. Эта фабрика
введена в действие в июне 1965 г. Несмотря на высокое среднее со-
держание золота в руде (28 г!т), крупные куски (+250 мм) представ-
ляют в основном пустую породу, поэтому с колосникового грохота их
направляют прямо в отвал. Продукт —250 мм поступает в бункер,
26
откуда на вибрационный грохот 0,9X2,4 м с размером отверстий
38 мм. Верхний продукт виброгрохота идет в щековую дробилку
(0,25x0,9 м, ширина щели 38 мм). Дробленая руда ленточным транс-

портером подается в бункер из-
мельчительного отделения (рис. 3).
Здесь дробление осуществляется в
одну стадию и степень дробления
составляет 1 : 6,6. Одноступенча-
тое дробление применяется также
па фабриках Голден Ридж, Гол-
ден Манитоу, Портовело.

Двухступенчатое дробление
применяется довольно часто даже
па новых фабриках. Например,
на фабрике Кэрлин принято двух-
ступенчатое дробление (рис. 4).
Эта фабрика построена по ультра-
современному проекту, полностью
автоматизирована и обслуживается
только тремя операционными ра-
бочими в смену, не считая служа-
щих и вспомогательный персонал.
Дробильное отделение работает
пять дней в неделю, пропуская до
3800 т руды в день.

Руду с карьера автосамосвалами гру-
зоподъемностью 30 т доставляют в при-
емный бункер дробильного отделения.
Отсюда ее вибрационным питателем по-
дают в щековую дробилку «Пионер» (IX
X 1,15л). Дробленая до 75 мм руда систе-
мой ленточных транспортеров поднимается
на вибрационный грохот с отверстиями
25 мм, нижний продукт которого при
помощи ленточного транспортера посту-
пает прямо в бункера измельчительного
отделения емкостью 3000 т. Верхний
продукт виброгрохота+25 л м направ-
ляют на вторичное дробление в дробилку
Саймонса (2,1 лг). Дробленая до—25 мм
руда той же системой транспортеров воз-
вращается на виброгрохот и, таким обра-

Руда

Грохочение

- 250пн

Грохочение

Дробление

-Зв. 1 мн

1_

!-Зв,1мм

Измельчение
(в шаровой нельнаце)

Отсадка

Хвосты

Концентрат

Классификация

Апальганация

Пески

Слив Амальгама Хвосты

Извлечение
золота

Флотация

Хвосты	Концентрат

I I

в отвал На медеплавильный
завод Трейл

Рис. 3. Технологическая схема перера-
ботки руды на фабрике Лаформа

зом, цикл вторичного дробления замыкается. Управление дробильным отде-

лением осуществляется с отдельного контрольного пункта.

Двухступенчатое дробление применяется также на фабриках
Ист Рэнд Пропрайетри Майнз, Сайплаас, Вест Дрифонтейн Майнз,
Консолидейтед Марч неон (ЮАР); Сулливан, Джайент Йеллоунайф
(Канада); Вотл Гали (Австралия); Голд Кинг (США); Голден Валли,
Барбертон, Кэнимба (Родезия); Ла-Мазата (Мексика); Паракала
(Филиппины); Эмперор (острова Фиджи); Аристон Голд Майнз (Гана)
и многих других.
Типичным примером применения трехступенчатого дробления является фабрика
Ашанти Голдфилдз Корпорейшн производительностью 1200 т/сутки (рис. 5). Здесь
сырую руду принимают в два бункера 1 емкостью по 1000 т, сякуж цепными пита-
телями и ленточными транспортерами шириной 900 мм ее подают на колосниковые
грохоты 2 с отверстиями 70 мм. Верхний продукт
этих грохотов поступает в две конусные дробилки
Мак-Кулли 3 размером 400 мм; продукт дробления
смешивается с нижним продуктом грохотов и пере-
дается ленточным конвейером шириной 600 мм

Рис. 4. Схема дробления руды на фабрике
Кэрлин:

1 — автосамосвал грузоподъемностью 30 т;

2 — приемный бункер; 3 — вибрационный
питатель-грохот; 4 — щековая дробилка Пио-
нер (1X1,2 л); 5 — ленточный транспортер;

6 — наклонный ленточный транспортер; 7 —
виброгрохот; 8 — конусная дробилка Сай-
монса (2,1 л); 9 — бункер дробленой руды
3000-т

на второй ленточный конвейер шириной 1200 мм, над которым ус^ацовлер'йлектро-
магнит 4. Далее руда перегружается на наклонный ленточный конфйф шириной
600 мм и поступает в бункер 5 среднего дробления емкостью 150 т, некоторого лен-



Руда из шахт

Ирода 0.5 /

к измельчительному
отделению

Рис. 5. Схема дробления руды на фабрике
Ашанти Голдфилдз Корпорейшн

н изнель- 7
чцтельнопу
отделению

точным транспортером 500 мм подается
на виброгрохот. Верхний продукт идет
в нормальную дробилку Саймонса разме-
ром 1200 мм. Выход дробилки вместе с
нижним продуктом виброгрохота посту-
пает на следующий виброгрохот 8 с раз-
мером отверстий 10 льи. Верхний продукт
этого грохота системой транспортеров под-
нимается в бункер 9 третьей стадии дроб-
ления емкостью также 150 т и отсюда по-
ступает в короткоконусную 10 дробилку
Саймонса (1,2 л). Бункера и дробилки
второй и третьей стадий дробления распо-
ложены компактно рядом. Продукт ко-
роткоконусной дробилки поступает на
третий виброгрохот 11 с отверстиями
10 мм, верхний продукт которого смеши-
вается с верхним продуктом грохота вто-
рой стадии дробления и возвращается в
бункер короткоконусной дробилки Сай-
монса, замыкая цикл третьей стадии
дробления.

Нижний продукт виброгрохотов круп-
ностью 10 мм наклонным ленточным транс-
портером шириной 600 мм поднимается
в бункера измельчительного отделения,

по которым руда распределяется разгру-
зочной тележкой. На транспортере уста-
новлены автоматические весы Меррика и

автоматический пробоотбиратель, отсекаю-
щий около 1% руды в пробу. Здесь же смонтирована установка 12 по обработке
пробы, состоящая из дробильных валков, питателя, сократителя пробы и транс-
портных устройств, возвращающих избыток пробы в общий поток руды.
Трехступенчатое дробление в различных комбинациях с грохоче-
нием, промывкой, сортировкой, хранением и транспортированием
руды применяется также на фабриках Фреддиз Консолидейтед,
Сигма, Керр-Эддисон, Норанда, Лэйк Вью энд Стар, Амальгамейтед
Геи!кет Эйрис, Бибиани, Хоумстейк, Гетчелл, Бланкет, Джайент и
некоторых других.

По имеющимся сведениям, четырехступенчатое дробление приме-
няется на трех золотоизвлекательных фабриках Канады — Ламак,
Тоум и Мак-Интайр. Во всех случаях первая стадия дробления вы-
полняется под землей в щековых дробилках (0,75 X 1,05—0,9Х 1,2 м).

Кратко опишем схему дробления на фабрике Мак-Интайр производительностью
1300 т/сутки. Вторая стадия дробления выполняется в нормальной конусной дро-
<>плке Саймонса (2,1 м), работающей в открытом цикле. Третья стадия дробления
осуществляется в короткоконусной дробилке Саймонса (1,675 м), работающей в зам-
кнутом цикле с вибрационным грохотом. Наконец, четвертая стадия дробления вы-
полняется в дробильных валках (1,98X0,46 м), работающих также в замкнутом
цикле с вибрационным грохотом с размером отверстий сетки 4 мм. Сложная схема
дробления с выдачей мелкой руды позволяет ограничиться только одной стадией
измельчения в шаровых мельницах (85% класса 0,2 мм).

В практике обогащения золотосодержащих руд в последние годы
начинают широко использоваться системы централизованного, авто-
матического регулирования процесса дробления. Так, на фабрике
Вест Дрифонтейн Майнз осуществлен централизованный контроль и
управление процессом дробления с одного диспетчерского пункта,
который служит оперативным центром фабрики.

Удачное расположение оборудования в отделении дробления на
фабрике Ист Рэнд Пропрайетри Майнз значительно упростило работу
и позволило эффективно контролировать процесс. Кроме визуального
наблюдения, контроль производится с центрального пульта, осна-
щенного мнемосхемой и системой автоматической сигнализации и
блокировки. На мнемосхеме производится индикация аварий и за-
бивки транспортерных устройств.

Работу дробильного отделения на фабрике Кэрлин контролирует
оператор из диспетчерской комнаты. Цикл дробления на фабрике
объединен своей собственной контрольной системой, отдельной от
центрального пункта главного корпуса.

Автоматические сигнализаторы уровня заполнения бункеров уста-
новлены на фабрике Голден Ридж.

В дробильном отделении фабрики Вестерн Дип Левелз установ-
лено дистанционное управление, на котором занят один оператор
в смену. Для автоматической дозировки руды на фабрике имеется
। пдравлическая система, регулирующая подачу руды через люки к от-
дельным дробилкам (радиоактивные расходомеры, подающие с точ-
ностью ±0,5%). Серии циферблатов на панели показывают работу
каждой дробилки, управляемой телеконтролем [4—8].

Полностью отделения дробления пока еще не автоматизированы
ни на одной из зарубежных фабрик. Но ближе всех к решению этой
проблемы находятся золотоизвлекательные фабрики ЮАР.

Много внимания вопросу автоматизации процесса дробления уде-
ляется в Канаде. Основное направление автоматизации дробильных
отделений — это обеспечение регулировки щели дробилок (крупного,
среднего и мелкого дробления) по мощности и увязывание этого пара-
метра с производительностью устройства загрузки дробилки следую-
щего цикла. В этом случае отпадает необходимость в операторском
пункте в отделении, и все управление фабрикой можно осуществлять
с единого центрального пункта, размещенного в корпусе измельчения.

Опытная автоматика и диспетчерское управление агрегатами орга-
низованы на новой фабрике Клуф. Вместо самописцев, вычерчиваю-
щих кривые, установлена электронная аппаратура, печатающая
цифры в виде столбца на ленте; в управляющую аппаратуру заложена
программа, и два диспетчера только наблюдают за ненормальностями
в работе и отклонениями от заданной программы, о чем их извещают
специальные звуковые приборы. Оптимальные технологические пока-
затели рассчитываются на счетной машине [91.

Автоматизация дробильных отделений золотоизвлекательных
фабрик вызывает необходимость совершенствования конструкций
аппаратов, применяемых при дроблении и грохочении руд. Прежде
всего расширяется применение гидравлических подвесных и протяж-
ных механизмов.

Фирма Аллис Чалмерс изготовила гирационную дробилку № 60
для крупного дробления с гидравлической регулировкой подвесного
конуса. Изготавливаются щековые дробилки с гидравлическими под-
пятниками, позволяющими регулировать крупность дробления в про-
цессе работы дробилок и снижающими напряжение в рабочих частях
дробилок при попадании в них инородных предметов.

Фирма Вестфалия Диннедаль Греппель начала выпуск щековых
дробилок с подвижной щекой на приводном валу (со сложным кача-
нием щеки). Эти дробилки предназначены для дробления руды, полу-
чаемой с большегрузного транспорта.

По приобретенной у фирмы Аллис Чалмерс лицензии фирма
Гутенхарнунгсхютте Штеркрауде начала изготовление конусных
дробилок Гидрокон для среднего дробления. Стоимость этих дроби-
лок меньше стоимости дробилок Саймонс, поэтому в ряде случаев им
отдают предпочтение.

Фирма Везенхютте выпускает дробилки Ротекс с эксцентриковым
валом, расположенным между двумя щеками (рис. 6) и имеющим уст-
ройство для защиты от перегрузок.

Новая модель однороторной дробилки Эпра разработана фирмой
Клоккнер—Гумбольдт—Дейц. Характерная особенность этих дро-
билок — высокая скорость ротора. Эти аппараты рекомендуется при-
менять при дроблении хрупких руд [11].

Фирма Денвер Экуипмент Компани разработала щековую дро-
билку с верхним эксцентриком 36X48" для первичного дробле-
ния [11].

Гидравлическое регулирование щели принято в настоящее время
многими фирмами, изготовляющими дробилки. Например, фирма
Пегсон Лимитед выпускает дробилки типа Блэка, в которых обычная
распорная плита заменена вспомогательным гидравлическим меха-
низмом и, по желанию, гидравлическим приводом для регулирова-
Рис. 6. Эксцентриковая дробилка Ротекс

ния щели. Компания Смитс Инжениринг Уорк в штате Висконсин
обеспечивает гидравлическое устройство в ряде дробилок типа Тел-
смит. Этот же тип регулирования разгрузочной щели принят для одно-
валковых дробилок фирмой Мак Ланакан в США [12].

Рекомендовано вспомогательное устройство для чистки дробиль-
ной плоскости и регулирования щели дробилки Саймонс. Кроме того,
оператор может временно увеличить силовую нагрузку дробилки
в два с половиной раза против нормальной, что позволяет раздробить
любой попавший в полость боль-
шой кусок руды [12].

Сообщается об усовершенство-
вании щековой дробилки в США.
Установлены стальные шары на
неподвижной щеке дробилки, ко-
к>рые в случае износа легко снять
и заменить новыми [2].

О повышении срока службы
рифленых дробящих плит щеко-
вой дробилки 1,5Х1,2лс за счет
сокращения числа нарифлений и
увеличения массы плит на 13% со-
общается в австралийской литера-
। у ре [13].

Из нового оборудования для
дробления крупнокусковых руд
интересны молотковые дробилки.
Фирма Бритиш Джефри Даймонд
применила в качестве бил для

логотипа дробилок старые железнодорожные рельсы [12].

Наряду с аппаратами для дробления за последние годы значи-
пльно конструктивно усовершенствованы и грохоты.

Новые вибрационные грохоты, в том числе в горизонтальном ис-
полнении, изготавливает фирма Аллис Чалмерс и применяет для гро-
хочения материала, содержащего отдельные куски больших раз-
меров.

Широкое распространение получают дуговые грохоты с обезвожи-
вающим устройством, представляющие собой горизонтальные сита,
снабженные механизмом для принудительного передвижения по ним
обрабатываемого материала [10].

В США предложен циклонный грохот, состоящий из двух кони-
ческих камер, помещенных одна в другую, с тангенциальной подачей
питания. Внутренняя камера оборудована сеткой и вибрационным
механизмом. По имеющимся данным, этот грохот можно использовать
(ля разделения весьма тонкого материала [10].

В ФРГ для очистки грохота применяют устройство с инерцион-
ным механизмом, снабженным двухплечными встряхивающими би-
лами, ударно воздействующими на сито при горизонтальном движе-
нии рамы грохота. Заявлен патент на грохот с двумя вибрационными
рамами [11].
При дроблении глинистых руд (Австралия) применение шведских
резиновых сит типа Дуенро с отверстиями 19,6 мм устранило забива-
ние сит и увеличило срок их службы [10].

Практическое применение получают сита, покрытые пластмас-
сой [101.

Ниже приводятся некоторые сведения по организации работы
дробильных цехов на золотоизвлекательных фабриках. В дробильно-
сортировочном отделении фабрики Ист Рэнд Пропрайетри Майнз, ра-
ботающем в 2 смены, занято 159 человек. На фабрике Голден Валли
дробильное отделение работает 5 ч только в утреннюю смену и обслу-
живается 3 рабочими. На фабрике Барбертон дробильное отделение
работает тоже 5 ч, но в ночную смену. Этим достигается уменьшение
общего расхода электроэнергии, потребляемой одновременно. На
Портовело, где руду к бункерам, питающим толчеи, откатывают вруч-
ную, штат отделения составляет 6 дробильщиков и 9 откатчиков.
На фабрике Лаформа при производительности дробильного отделе-
ния 105 т! сутки работа организована в течение 6 дней в неделю.
Расход электроэнергии на дробление руды на фабрике Фреддиз Кон-
солидейтед составляет 1,79 квт-ч/т. Интересно, что в бункера дро-
бильного отделения этой фабрики вместе с рудой подают известь
1 кг1т (активность 96% СаО). Дробильное отделение работает 6 дней
в неделю в одну смену. Штат отделения состоит из 1 бригадира, 24 ра-
бочих-аппаратчиков и 80 сортировщиков.

Конструкции зданий для дробильных отделений различны. Так,
дробильное отделение фабрики Стар удалено от главного корпуса и
расположено в трехэтажном здании. Имеются указания, что на афри-
канских фабриках здания для дробильных отделений выполняются
легкой конструкции (в ряде случаев располагаются под открытым
небом).

Провести анализ стоимости обработки руды в дробильных отделе-
ниях золотоизвлекательных фабрик не представляется возможным
из-за отсутствия достаточных сведений. Некоторое представление об
этом может дать табл. 6.

С дроблением обычно непосредственно связаны процессы голов-
ного опробования руд. В практике работы зарубежных золото-
извлекательных фабрик учет поступающего на фабрику золота по
головной пробе считается само собой разумеющимся, поэтому
при описаниях фабрик этот вопрос нередко упускается, хотя
установки автоматического опробования имеются почти на каждой
фабрике.

Головная проба обычно отбирается с транспортера после мелкого
дробления автоматическим пробоотсекателем. Как правило, отби-
рается около 1% массы поступившей руды. Отобранную пробу после-
довательно дробят на валковых (иногда — в щековых) дробилках
с автоматическим сокращением после каждой стадии дробления, так
что конечная проба составляет 10—30 кг. Эту пробу подвергают ана-
лизу на золото в пробирной лаборатории. Весь избыток первичной
пробы возвращается в общий рудный поток системой транспортере
или элеватором.
СТОИМОСТЬ ОБРАБОТКИ РУДЫ В ДРОБИЛЬНЫХ ЦЕХАХ
ЗОЛОТОИЗВЛЕКАТЕЛЬНЫХ ФАБРИК

Страна	Фабрики	Характер руды	Схема обработки	Операция	Стои- мость, долл, на 1 т
США	Хоум- стейк	Хлоритовые сланцы с вклю- чением кварца и сульфидов	Амальгама- ция, циани- рование	Дробление	0,178
Ника- рагуа	Ла Луц	Глинистая золо- тосодержащая	Гравитацион- но-флотацион- но-цианистая	Дробление и транспортировка	0,267
Эквадор	Порто- вело	Золотосодержа- щая полиметал- лическая	Цианисто- флотационная	Промывка и сортировка  Дробление Транспортировка к бункерам мел- кой руды	0,030  0,090  0,060
					0,180

На фабрике Портовело для опробования берут вагонеточные и автомобильные
пробы, которые затем дробят и сокращают. На фабрике Малартик (Канада) перера-
батывают различные руды, поступающие от четырех компаний. Каждый сорт
дробят и опробуют отдельно. Дробленую руду, прошедшую через сито с отверстиями
10X100 мм, взвешивают на автоматических ленточных весах А4едиа1е-\Уе1§Ьег
с дистанционным указателем массы в помещении опробования, и опробуют при по-
мощи пробоотборника Везина, отбирающего 15% от массы руд. В дальнейшем пер-
вичную пробу трехкратно дробят на валковой дробилке 400X 250 мм до крупности
3 мм. Механически отбираемая проба поступает в сборник, установленный на весах.
Для трех сортов, близких по составу руд, после достижения массы пробы 18 кг
меняют сборник для пробы и записывают показания ленточных весов. Для 4-го
сорта более богатой руды с неравномерным содержанием золота пробу берут для
каждой партии руды массой 50 т. Окончательную пробу сокращают вручную до 1 кг
и отправляют в лабораторию [14].

Одним из новых методов контроля за массой руды является метод
взвешивания передаваемого конвейерами сухого или влажного мате-
риала. При этом используется радиоактивный источник или детектор,
принимающий сигналы изменения толщины, ширины и плотности
слоя потока, что дает возможность точно замерять массу руды. Более
обычным способом регулирования тоннажа питания является исполь-
зование датчиков нагрузки. Они легко регулируются со щитов управ-
ления, поддерживая постоянной норму питания.

3 в. в. Лодейщиков

33
Применение сортировки и предварительного
обесшламливания руд на золотоизвлекательных фабриках

Добытая горная масса содержит значительное количество пустой
породы, особенно при разработке маломощных жил. Загрязнению
руды способствует также существующая система разработки с магази-
нированием, исключающая рудоразборку в забое.

В связи с этим на многих золотоизвлекательных фабриках, осо-
бенно в Южной Африке, применяется ручная рудоразборка или сор-
тировка руд. Эта операция трудоемка, поэтому экономически оправ-
дывает себя в странах, где имеется дешевая рабочая сила. В частности,
в ЮАР ручная сортировка применяется более чем на 40 золотоизвле-
кательных фабриках Витватерсрэнда.

В некоторых случаях удается выделить пустую породу простым
грохочением. Так, на фабрике Лаформа руду подвергают грохочению
на колосниковом грохоте с размером щели 250 мм, при этом верхний
продукт -|- 250 мм направляют прямо в отвал, так как содержание
золота в нем не превышает его содержания в хвостах фабрики.

В подавляющем большинстве случаев в процессе сортировки
выход пустой породы 10—30%. В отдельных случаях отбирают гальку
для вторичных рудногалечных мельниц (Сайплаас), а иногда — штуф-
ную руду.

Сортировку почти всегда включают между крупным и средним
дроблением на руде, сравнительно узко классифицированной по
крупности.

Сортировке всегда предшествует промывка руды на барабанных
или вибрационных грохотах для удаления рудной мелочи и главным
образом для отмывки пыли с поверхности кусковой руды в целях наи-
лучшего визуального отбора пустой породы. Воду для промывки по-
дают через брызгала под давлением. Отмытую мелочь самотеком или
насосами перекачивают в классификаторы первичных мельниц.

Сортировку, как правило, осуществляют на сортировочных
лентах, двигающихся со скоростью 0,2—0,3 мкек (2—3 м!сек для
обычных транспортерных лент). Иногда сортировочные ленты снаб-
жают специальным вибрационным устройством, обеспечивающим
переворачивание кусков руды, так что сортировщики могут видеть
эти куски с разных сторон. Сортировщики располагаются по обе сто-
роны ленты в шахматном порядке и сбрасывают пустую породу в люки,
направляющие ее на ленточные транспортеры для удаления в отвал.
Производительность сортировщика колеблется в широких пределах
в зависимости от засоренности и крупности руды и составляет 0,6—
3,3 т!ч.

В некоторых случаях осуществлены развернутые схемы сорти-
ровки с параллельным отбором породы на двух классах крупности
руды и соответственно на двух сортировочных лентах.

Например, на фабрике Фреддиз Консолидейтед производительностью
2200 т/сутки, где обрабатываются малосульфидные руды (9 г!т Аи) с небольшим
содержанием осмистого иридия, схема сортировки имеет следующий вид. Руду после
дробления до 150 мм промывают и грохотят на стационарном колосниковом грохоте
(1,5X3,75 м) с размером щелей между колосниками 75 мм. Верхний продукт гро-
хота поступает на сортировку, а нижний вновь на грохочение с дополнительной
промывкой на двухдечном виброгрохоте (1,5X4,5 м) с размером отверстий сеток 50
и 19 мм. Верхний продукт —75 4- 50 мм подают на вторую сортировочную ленту.
Продукт —19 мм поступает прямо в измельчительное отделение, а руду после сор-
тировки с обеих сортировочных лент направляют во вторую стадию дробления,
затем на грохот с отверстиями 19 мм, верхний продукт которого вместе с классом
—50 + 19 мм с двухдечного грохота идет в третью стадию дробления. В процессе
такой сложной сортировки отбирается около 16% породы и часть гальки для исполь-
зования в качестве измельчительной среды во второй стадии измельчения.

Аналогичная схема с параллельной сортировкой двух классов крупности —100+
+ 38 и —38 + 25 мм осуществлена на фабрике Сайплаас, с выходом в отвал до
23% отсортированной пустой породы с содержанием золота ниже 1,3 г/т при содер-
жании его в исходной руде 13,8 г/т.

Ручную сортировку на узко классифицированном материале про-
водят на фабрике Президент Стейт Голд Майнз, в результате чего
из классов +90 мм и —90 + 60 мм удаляют породу с содержанием
золота 0,38 г/т. Экономически допустимое содержание золота в от-
брасываемой породе составляет 0,62 г/т. Рудоразборка более тонких
классов —60 + 38 мм считается экономически нецелесообразной
ввиду высокой стоимости ее — 22,6 цента за 1 т.

Содержание в некоторых рудах Южной Африки урана и его тесная
ассоциация с золотом позволили испытать для сортировки радио-
метрическую установку. Стоимость сортировки при этом составила
16,59 цента за 1 т, что ниже ручной на 6,7—8,4 цента за 1 т, и
выход пустой породы возрос на 9,4%. Однако стоимость самой уста-
новки, а также ее монтажа достаточно велика и при дешевой рабочей
силе не покрывается доходами от ее эксплуатации. Испытания радио-
метрической сортировки показали, что наиболее эффективно примене-
ние ее для тонких классов. Так, из класса —60 + 38 мм выделяется
порода с содержанием золота 0,57 г/т. Удовлетворительные испыта-
ния были получены при радиометрической сортировке класса —90 +
+ 60 мм. Производительность установки составила 10 т/ч с аналогич-
ным содержанием золота при ручной сортировке. Сортировка класса
+90 мм оказалась неэффективной.

О фракционном рассеве руды перед сортировкой на большинстве
фабрик ЮАР сообщается в статье [15]. В частности, приводится при-
мер, когда руду дробят до —200 мм и рассевают на фракции +75,
—75 + 50, —50 + 30, —30 + 6 и —6 мм. Мелкие фракции обога-
щены золотом и ураном. Фракции крупнее 30 мм направляют на рудо-
разборку на лентах шириной —1 м со скоростью движения 0,2—
0,3 м/сек. Отмечается хорошая промывка кусков и равномерное
распределение их на ленте, что достигается установкой вибратора.
Для отбора урансодержащих кусков применяют ручные сцинтилля-
ционные приборы. Производительность сортировщика 1,1—3,3 т/ч.

На фабрике Ист Рэнд Пропрайетри Майнз используют сцинтило-
метрические устройства (сигнализирующие о приближении куска
с прожилками) и ручные счетчики Гейгера на контрольной сорти-
ровке. Сортируют здесь вторую фракцию дробленой руды, рассеян-
ную на классы —203 + 70 и —70 + 32 мм. Отсортированная пустая
порода (20% от исходной) проходит контроль для отбора кусков с ви-
димым золотом [2].
Высокой производительности (15 т!чел.-смену) достигают сорти-
ровщики на фабрике Вестерн Дип Левелз. Предварительная хорошая
отмывка позволяет небольшому числу сортировщиков, работать
с большой скоростью на медленно движущейся ленте. Отобранная
порода дополнительно выборочно контролируется двумя рабочими
[4-81.

При рудоразборке большую роль играет освещение. Поэтому при
круглосуточной сортировке используют специальное искусственное
освещение.

В ряде случаев сортировку применяют для разделения руды на
фракции с различным содержанием металла. Так, на фабрике Маунт-

Рис. 7. Автоматическая сортировочная установка:

1 — конвейер, подающий исходный материал; 2 — сортировочный конвейер; 3 — фотоэлек-
трическая камера; 4 — электронное логическое устройство; 5 — механические гребки для
удаления кусков известняка, некондиционного по содержанию магния (серого); 6 — прием-
ник для сбора кусков голубого известняка

Морган, перерабатывающей разные руды, с помощью атомно-адсорб-
ционного анализа устанавливают исходное содержание золота и в за-
висимости от этого бедную руду (до 2 г/т) направляют в один цикл,
а более богатую — в другой.

Опробуются автоматические рудоразборные установки для сорти-
ровки руд по цвету. Установка снабжена электронной фотокамерой
(рис. 7) для установления окраски сортируемых материалов и логи-
ческим устройством, суммирующим результаты сортировки и дающим
командный импульс для направления отдельных зерен в определен-
ный минеральный продукт. Прибор опробуется на сортировке поле-
вого шпата и кварца. В дальнейшем предполагается применение его
к сортировке кварцевых руд [16].

Разрабатываются специальные усилители, применение которых
позволит осуществить автоматическую сортировку при относительно
небольшой разнице в интенсивности окраски и поверхностных свойств
сортируемых материалов. Одним из направлений этих исследований
является облучение зерен сортируемого материала волнами звуковой
и ультразвуковой частоты и их сортировка по отражательной способ-
ности этих волн от поверхности зерен.
Автоматическую сортировку можно проводить следующим образом. Куски руды
из бункера поступают на ленточный конвейер и при падении с него пролетают над
воронкой, в днище которой установлен источник неонового освещения. Луч света
неонового освещения направлен на фотоэлемент. По количеству полученных импуль-
сов фотоэлемент определяет размер куска руды. Далее кусок проходит зону радио-
активного счетчика, который определяет его суммарный заряд радиоактивным ве-
ществом. На основе показаний данных приборов суммирующее устройство выдает
командный импульс о направлении куска руды в тот или иной продукт сортировки.

Автоматическая сортировка по радиоактивности принесена из
урановой промышленности и наиболее широко применяется на фабри-
ках ЮАР.

В США фирма Аллис Чалмерс разрабатывает новое оборудование
для промывки крупнокусковых руд перед их сортировкой. На кас-
кадных вибрационных грохотах возможна промывка минерального
сырья, содержащего валуны размером до 1,5 м. Эти грохоты обычно
имеют горизонтально расположенные деки: размеры их 2,4 X 6,1 м
при производительности до 750 т/ч. Применяются поставляемые
этой же фирмой барабанные мойки, оборудованные дезинтегрирую-
щими устройствами и получившие названия «лопастных мельниц».
Их размер 2,4 X 7,2 м.

Фирма Апарей Драюн выпускает вибрационные промывочные
машины, имеющие форму трубных конвейеров.

Грохоты используются для промывки руды крупностью до 150 мм.

Промывку руды начинают широко применять не только для сорти-
ровки, но и для удаления содержащихся в руде шламов, создающих
затруднения в дальнейшем технологическом цикле. В качестве аппа-
рата для дешламации руды используют конуса и чашевые классифи-
каторы.

На фабрике Голден Ридж промывку руды ведут со стадиальной обработкой
шламов в гидроциклоне и направлением песковой фракции в дальнейшую перера-
ботку. Из материала после стержневой мельницы выделяют шламы гвдроциклони-
рованием с трехкратной перечисткой слнва. Содержание твердого в сливе последнего
гидроциклона не превышает 7%, выход шламов с содержанием золота —0,61 г!т
составляет 35%. Введение этого процесса позволило снизить расход цианида с 0,67
до 0,25 кг!т руды, а извести с 4,5 до 1,8 кг!т-, ускорить процесс перколяции в 2,5 раза
и на 45% снизить стоимость обработки руды [17, 18].

Руда, поступающая на фабрику Ла-Луц Майнз, содержит значительное коли-
чество шлама и влаги. Для обеспечения условий складирования и мелкого дробления
руду промывают в голове процесса в барабанном скруббере (длина 4,8, диаметр
1,5 м). Шламистую пульпу, ситовая характеристика которой приведена ниже:

Классы, мм...................... ...	+0,2	+0,15	+0,07	—0,07

Содержание данного класса, %	........ 14,3	7,5	12,4	65,8

разгружают в классификатор. Слив классификатора насосом подают в 9-л сгусти-
тель, а пески разгружаются на конвейер промытой руды. Слив сгустителя по трубо-
проводу возвращается в промывное отделение, замыкая цикл [19, 20].

На фабрике Портовело руду промывают для удаления ультратонких шламов,
которые содержат цианисиды и отрицательно влияют на процесс сгущения. Обесшлам-
ливание руды осуществляют в двухдековых вибрационных грохотах (0,6Х1,5 м)
со штампованными отверстиями соответственно 12,7x3,0 и 25,4X6,4 мм в листах
толщиной 6 мм. Грохоты имеют уклон 1 : 8,4 и снабжены водными брызгалами.
Руду, поступающую из внешних рудников, расположенных на расстоянии 20 км
от фабрики, промывают в тромаделе (0,9X2,4 м\ 1,2 ж с отверстиями 6 жж и 1,2 м
с отверстиями 32 мм), имеющем уклон 1 : 4,2. Отмытую мелочь (—6,4 мм) дополни-
тельно классифицируют в спиральном и чашевом классификаторах, слив обесшлам-
ливают в конусе и чашевом классификаторе 4,5+ 1,8 м. Шламы идут в отвал.

В отдельных случаях, как например на фабрике Ист Рэнд
Пропрайетри Майнз, грохоты орошают водой, содержащей неболь-
шое количество цианида и щелочи.

Отмывка шламов, так же как и сортировка руд, увеличивает
производительность фабрик.

Несмотря на то что рудоразборка чаще всего является мало-
механизированной операцией, по данным южноафриканских фаб-
рик, она в 2—3 раза дешевле, чем стоимость обработки руды по пол-
ной схеме. Очевидно, что осуществление сортировки и обесшламли-
вания с применением современных средств контроля, автоматизации
и механизации может обеспечить высокую эффективность их для
обогащения даже весьма мелковкрапленных золотосодержащих руд.

Глава II

ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД

Измельчение золотосодержащих руд в прошлом столетии повсюду выполнялось
почти исключительно толчеями с одновременной внутренней и внешней амальгама-
цией золота. Однако с введением в 1890 г- в Южной Африке цианирования этот способ
измельчения перестал удовлетворять требованиям нового процесса, так как не позво-
лял получить достаточно тонкого измельчения. Для доизмельчения продуктов толчей
постепенно вошли в употребление мельницы Гунтингтона, чилийские мельницы
и бегунные чаши, а в 1898 г. в Западной Австралии для измельчения золотосодер-
жащих руд была установлена первая трубная галечная мельница — прототип совре-
менных стержневых и шаровых мельниц.

В начале текущего столетия трубные мельницы быстро распространились в южно-
африканской золотодобывающей промышленности. Канадский ученый Фред Бонд
[21 ] отмечает, что к концу 1904 г. на Рэнде работало 7199 толчей и 11 трубных мель-
ниц. К концу 1905 г. количество трубных мельниц в этом районе возросло до 58,
а в 1907 г.— до 72 штук. В качестве измельчительной среды в этих мельницах при-
меняли природную окатанную гальку, в частности с берегов Дании, откуда ее транс-
портировали в Южную Африку, Австралию, Америку и другие страны. Она и носила
название датской гальки.

Первые опыты применения кусковой руды вместо датской гальки относятся
к концу 1906 г. на Кроун Дип Майн. Результаты этих опытов оказались настолько
успешными, что уже к концу 1908 г. количество трубных мельниц увеличилось до
120 штук, при этом подавляющее большинство из них перешло с импортной гальки
на кусковую руду, отбираемую с сортировочных лент. Общий вид установки трубных
мельниц показан на рис. 8 и 9.

В дальнейшем широкое распространение стержневых и шаровых мельниц при-
вело к некоторой депрессии рудно-галечного измельчения. Однако с установлением
в 1934 г. твердой цены на золото — 35 долларов за унцию — внимание металлургов
в Южной Африке, США и Канаде было вновь привлечено к рудно-галечному измель-
чению как более дешевому процессу. Вследствие этого рудно-галечные мельницы
стали применять не только во вторичных стадиях, но также для первичного измель-
чения дробленой руды.

Разумеется, эволюция процессов измельчения сопровождалась развитием и
конструкций измельчнтельного оборудования. Изменялись и совершенствовались
устройства питания, футеровки, приводы и сами корпуса мельниц.

С введением самоизмельчения возникла необходимость вводить в мельницы
крупнее куски руды. Обычные загрузочные цапфы для этой цели оказались мало
38
Рис. 8. Общий вид установки трубных мельниц иа фабрике Вест Дрифоитэйи

Рис. 9. Установка трубных мельннц на фабрике Вестери Дин Левелз
пригодными. Поэтому конструкция загрузочных цапф самоизмельчительных мельниЦ
изменилась в сторону их существенного увеличения, а это привело к необходимости
разработки новых конструкций цапфовых подшипников и т. д.

Усовершенствование существующих и создание новых измельчительных и клас-
сифицирующих аппаратов в свою очередь способствовало внедрению в зарубежную
золотодобывающую промышленность более совершенных технологических схем
измельчения руды, обеспечивающих максимальную степень вскрытия золота перед
поступлением руды на обогащение или гидрометаллургическую переработку.

Методы, технологические схемы и оборудование,
применяемые при измельчении золотосодержащих руд

Подавляющее большинство золотосодержащих руд содержит
значительное количество тонковкрапленного золота. Измельчение
выполняется в одну, две или три, редко — в четыре стадии, иногда
с доизмельчением различных золотосодержащих продуктов, напри-
мер концентратов или огарков, получающихся в последующих за
измельчением процессах обработки (отсадка, концентрация на
столах, шлюзах и барабанных концентраторах, флотация, обжиг).

Основными факторами, определяющими необходимую степень
измельчения и влияющими на построение схем измельчения, яв-
ляются: минеральный состав и физические характеристики руд,
в частности их крупность, твердость и абразивность; состояние зо-
лота в рудах (крупность частиц, ассоциации с другими минералами,
характеристика поверхности золотин); необходимая степень измель-
чения; формы измельчения, типы и размеры применяемых мельниц;
характеристика измельчительной среды; типы футеровок; скорость
вращения мельниц; способ их разгрузки (центральная или перифе-
рическая через решетку); циркулирующие нагрузки; разбавление
пульпы в мельницах и бесконечное количество других. Вследствие
этого трудно найти совершенно аналогичные схемы измельчения
руд хотя бы на двух соседних золотоизвлекательных фабриках,
даже принадлежащих одной компании и обрабатывающих более
или менее аналогичные руды.

Сухое измельчение применяется в тех случаях, когда измель-
ченный материал дальше по технологическому процессу должен
использоваться в сухом виде, или, наоборот, когда измельчению
предшествует какой-нибудь из методов сухого обогащения. Такого
рода схему, в частности, практикует фабрика Гетчелл, на которой
руду из карьера после предварительного трехстадийного дробления
и сушки подвергают сухому измельчению до крупности — 1,65 мм
в стержневой мельнице (2,4 X 3,7 м), работающей в замкнутом цикле
с вибрационным грохотом. Измельченную руду складируют в бун-
кере обжигового цеха, откуда она по системе транспортеров подается
на обжиг в печь кипящего слоя [22, 23].

В последние годы в зарубежной литературе опубликован ряд
статей и патентов, касающихся перспектив использования метода
сухого измельчения в технологии переработки золотосодержащих
и других руд. Приводится обзор оборудования, применяемого для
сухого измельчения. Высказываются предложения о постройке
экспериментальной подвижной установки для промышленных испы-
таний данного процесса. Отмечается [24], что некоторое снижение
производительности мельниц при переходе с мокрого измельчения
на сухое обусловлено недостаточным диаметром цапф мельницы.
Для успешной работы на режиме сухого измельчения барабан мель-
ницы должен быть заполнен на 30—35%, причем отношение длины
барабана мельницы к его диаметру должно быть 0,9—1,0. Сконструи-
рованные по этому принципу новые мельницы типа Леопард (диаме-
тром 1,4—1,8 м) имеют привод от фрикционных роликов, футеро-
ванных резиной.

Упрощенная конструкция мельницы и применение сварки позво-
лили снизить стоимость машины в 2,5 раза сравнительно с обычными
мельницами того же размера.

В японском патенте1 указывается, что исходную руду измель-
чают в шаровой мельнице до 0,25 мм, просушивают и с помощью
сухого воздуха отделяют пыль в первом циклоне. Фракцию, содер-
жащую золото, еще раз просушивают, измельчают в шаровой мель-
нице до 0,15 мм и отделяют от пыли во втором циклоне. После под-
сушки золотую фракцию снова измельчают в шаровой мельнице
до —0,074 мм, отделяют от пыли в третьем воздушном циклоне
и амальгамируют, получая амальгаму золота и серебра.

В обширной статье, посвященной проблеме сухого измельчения,
отмечается, что имеющее в ряде случаев место расхождение между
содержанием золота в исходных рудах и балансовым содержанием
металла, подсчитанным по результатам опробования продуктов
обогащения (товарные концентраты Ч- хвосты), может быть вызвано
«жизнетворным» (по-видимому, микробиологическим) действием
воды, используемой в качестве среды измельчения. Это утверждение,
по мнению автора статьи, нельзя доказать без длительных и дорогих
научных экспериментов. Но интересен факт, что, сохраняя тонко-
измельченную минерализованную руду в сухом состоянии как можно
дольше, можно, по-видимому, добиться в ряде случаев значитель-
ного увеличения общего извлечения металла в процессе обогащения.
Так, например, на фабрике Олд Ник переход на сухое измельчение
позволил повысить извлечение золота с 43 до 83% [25].

Отмечается, что после длительной экспериментальной и исследо-
вательской работы удалось создать полностью оборудованную
полупромышленную установку для сухого измельчения и соответ-
ствующую лабораторию. Изучены детали технологического процесса,
которые теперь могут быть объяснены. Привлечено внимание к во-
просу предварительной сепарации измельченной руды (сухое обо-
гащение). Представлена программа дальнейших исследований и
промышленных испытаний в указанном направлении.

На основании представленных материалов можно заключить,
что сухое измельчение и обогащение золотосодержащих руд, без-
условно, достаточно перспективно, особенно для районов с острым
недостатком воды (пустынные и полупустынные местности).

1 Патент Японии, № 14311, 1967,
Тем не менее, подавляющее большинство действующих золото-
извлекательных фабрик практикует измельчение руд в водной,
водно-щелочной и цианистой средах.

В зависимости от характера перерабатываемых руд, принятой
технологической схемы обогащения и других факторов (например,
сроков деятельности и перспектив дальнейшего развития предприя-
тия) в качестве аппаратов для мокрого измельчения золотосодер-

Рис. 10. Компоновка стержневых и галечных мельниц

жащих руд используются: стержневые, шаровые и галечные мель-
ницы (рис. 10) в редких случаях — чилийские мельницы (бегунного
типа) и толчеи.

Толчеи до недавнего времени были достаточно широко распро-
странены в зарубежной практике (Америка, Африка, Австралия).
Преимущество толчейных установок — относительно небольшая
масса отдельных частей, легко перевозимых в бездорожных и мало-
освоенных районах. Недостаток их — невысокая производитель-
ность, особенно при тонком измельчении руды. Поэтому толчеи
в последние годы начинают повсеместно вытесняться более произво-
дительными измельчающими аппаратами, прежде всего стержне-
выми и шаровыми мельницами. Тем не менее, еще существует зна-
чительное количество предприятий с измельчением руды в толчеях.

На фабрике Морро-Вельхо таким способом измельчают пирро-
тиновую золотосодержащую руду до крупности — 0,25 мм. Измель-
чение в толчеях в замкнутом цикле с сотрясательным грохотом
42
осуществляется на фабрике Коннемара Голд Майнз. Интересна прак-
тика измельчения золотосодержащих руд на фабрике Кэм энд Мотор
производительностью 800 т/сутки [3, 26]. Схема измельчения на
данном предприятии представлена двумя стадиями. В первом цикле
измельчения установлено 56 толчейных пестов, выдающих продукт
крупностью 0,41 мм, который поступает на концентрационные
столы. Хвосты столов классифицируют и пески доизмельчают во
втором цикле в трубных мельницах.

На фабрике Портовело руда после дробления в щековых Дро-
билках до крупности 73% класса — 25 мм поступает в толчеи,
которые сочетают в себе работу дробилок тонкого дробления и мель-
ниц грубого измельчения. В результате измельчения в толчеях
выдается продукт крупностью 21% класса —0,04 мм, служащий
исходным питанием шаровых мельниц [27].

До 1953 г. в качестве аппаратов для грубого измельчения руды
толчеи применялись и на фабрике Хоумстейк. В 1953 г. имеющиеся
толчеи (180 пестов) и значительное количество небольших шаровых
и стержневых мельниц II стадии измельчения были демонтированы
и заменены более крупными измельчительными установками произ-
водительностью 1200 т!сутки каждая.

Применение чилийских (бегунных) мельниц в технологии обра-
ботки золотосодержащих руд длительное время определялось необ-
ходимостью осуществления процесса внутренней амальгамации руд
с одновременным их измельчением. Преимуществом аппаратов
данного типа является простота их конструкции, нечувствительность
к крупности загружаемой в них руды, неприхотливость и надежность
в работе. К недостаткам бегунных мельниц следует отнести их не-
большую производительность и высокий расход энергии, потреб-
' ляемой на измельчение.

В силу этих обстоятельств, а также в связи с переходом на
амальгамацию преимущественно гравитационных концентратов (осу-
ществляемую, как правило, в амальгамационных бочках) мельницы
данной конструкции также вытесняются из зарубежной практики
более производительными шаровыми и стержневыми мельницами.
Следует отметить, что последние в ряде случаев можно использовать
и в качестве аппаратов внутренней амальгамации (фабрика Хоум-
стейк). В настоящее время бегунные мельницы сохранились лишь
на небольших предприятиях, реконструкция которых задерживается
из-за отсутствия надежной сырьевой базы.

Наибольшее распространение в зарубежной золотодобывающей
промышленности получили вращающиеся мельницы, использующие
в качестве измельчающих тел металлические стержни, шары или
рудную гальку.

Стержневое измельчение руд в целом не типично для зарубежных
золотоизвлекательных фабрик, хотя и применяется на многих из
них, особенно в Канаде и Австралии. Стержневые мельницы при-
меняются только в первых стадиях измельчения, так как они, обе-
спечивая измельчение сравнительно крупного питания и получение
более или менее равномерного по крупности продукта, не дают
достаточно тонкого измельчения. За небольшими исключениями
(рудники Ламак и Кэмпбел Чибугама в Канаде), такие мельницы
работают в открытых циклах, подготавливая руду для последующего
измельчения в шаровых или галечных мельницах. Размеры стерж-
невых мельниц, применяемых для измельчения золотосодержащих
руд, ограничены. Диаметры мельниц не превышают 2,4 м, за исклю-
чением фабрики Дални, где установлена стержневая мельница
диам. 3,66 м.

Футеровку цилиндрической части барабана стержневых мельниц
изготовляют, как правило, из хромомолибденовой или марганцо-
вистой стали, торцовую футеровку со стороны загрузки — из хромо-
молибденовой стали, а со стороны разгрузки — из марганцовистой
стали. Срок службы цилиндрической футеровки в среднем соответ-
ствует обработке около 500 тыс. т исходной руды.

Применяемые за рубежом шаровые мельницы более разнообразны
по конструкции и размерам. Краткая характеристика их будет дана
ниже, при описании существующих схем измельчения руд на золото-
извлекательных фабриках.

В качестве классифицирующих аппаратов на зарубежных фаб-
риках используют реечные, чашевые и спиральные классификаторы,
а также гидроциклоны. Преимущество механических классифика-
торов — возможность замкнуть цикл мельница—классификатор без
дополнительной перекачки пульпы благодаря транспортирующей
способности этих машин возвращать недоизмельченные пески
в мельницу граблями или спиралями. Достоинство гидроциклонов —
отсутствие подвижных частей, малые габариты и высокая произво-
дительность. К недостаткам гидроциклонов относится необходимость
подачи пульпы под некоторым давлением и быстрый износ насосов
и песковых насадок циклонов. Вообще механические классифика-
торы применяются преимущественно в первых стадиях измельчения,
т. е. на более грубом материале, а гидроциклоны (иногда чашевые
классификаторы) — в конечных циклах измельчения.

На фабрике Сулливан первая стадия измельчения осуществляется в мельнице
Гардинга (3X1,7 м), работающей в замкнутом цикле с реечным классификатором
(3,6X9 м) и джиг-пульсатором. Слив классификатора подается насосом в гидроци-
клон диам. 600 мм, работающий в замкнутом цикле с шаровой мельницей (1,8Х 3 м).
Слив гидроциклона направляют на флотацию.

Схема измельчения руды на фабрике Айрон Кинг интересна сочетанием двух
замкнутых циклов: шаровая мельница — гидроциклон и шаровая мельница —
классификатор. Сливы гидроциклонов и классификатора поступают в зумпф насоса,
который качает пульпу на флотацию [3, 28—30].

На фабрике Джайент мельница установлена в замкнутом цикле с гидроциклоном
диам. 460 лои и концентрационными столами. Слив гидроциклона направляют на
флотацию. Подобные циклоны установлены и на другой фабрике Родезии—Бланкет.

На фабрике Дални разгрузки пульпы шаровой и стержневой мельниц объеди-
няют и насосом подают в гидроциклон диам. 610 мм, слив которого (75% класса
—0,074 лыи и 38% твердого) поступает в песковый конус (1,2 м). Слив этого конуса
поступает в зумпф пескового насоса, перекачивающего его в цикл флотации. В цикле
флотации материал доизмельчают в шаровой мельнице, работающей в замкнутом
цикле с гидроциклоном диам. 300 лои. Кроме того, установлен гидроциклон диам.
460 мм для выделения из хвостов второй контрольной флотации шламовой фракции
(96—98% класса —0,044 мм). Содержание золота в этом материале 0,582 г/т, по-
этому его направляют в отвал. Пески питают гидроциклон, работающий в замкнутом
цикле с мельницей [31].

Широко применяют гидроциклоны при стадиальных схемах
флотации. Так, на фабрике Делнайт применяют схему, изображен-
ную на рис. 11. Здесь предусмотрено предварительное разделение
пульпы в гидроциклоне на песковую и шламовую фракции. Хвосты
второй флотации классифицируются в гидроциклонах, слив которых
(99% класса —0,074 мм и 0,41 г/т золота) направляют в отвал.
Нижний продукт гидроциклона (66% от питания гидроциклона,
содержание золота 1,61 г/т) поступает на третью флотацию.

Применение развернутой схемы гидроциклонирования позво-
ляет получить при флотации общее извлечение 93,9% [32].

В руде, поступающей на фабрику Голден Ридж, содержится
значительное количество глинистого материала, который ухудшает
технологический процесс. Руду измельчают в стержневой мельнице,
работающей в замкнутом цикле с гидроциклоном, гидроловушкой
и отсадочной машиной. Глинистые шламы из исходной руды удаляют
в гидроциклонах после классификации в чашевом классификаторе
с двумя контрольными классификациями слива. Затем руду разде-
ляют в циклонах на песковый и шламовый продукты. Шламовый
продукт выводят из процесса. Гидроциклонирование ведут в циа-
нистых растворах. Это обеспечивает снижение содержания золота
в хвостах цианирования с 0,7 до 0,32 г/т [18].

Обесшламливание в гидроциклонах с направлением в дальней-
шую обработку только песковой фракции производится на фабрике
Пачук при переработке старых отвалов. Шламовую часть напра-
вляют в отвал; песковую после доизмельчения флотируют [33, 34].

Схему с двойной классификацией пульпы практикует и фабрика
Хоумстейк. На фабрике установлены четыре стержневые мельницы
Марси-66, а для первичной классификации — четыре гидроциклона
диам. 508 мм и три реечных классификатора. В цикле измельчения
осуществляется амальгамация свободного золота. Измельченный
продукт (8% класса +0,15 мм и 67% класса —0,074 мм) поступает
на вторичную классификацию, осуществляемую в четырех чашевых
классификаторах с диаметром чаши 6,1 м и семи гидроциклонах
диам. 508 лои. Слив и пески гидроциклонов направляют на раз-
дельное цианирование [28, 35—37].

Применение гидроциклонов взамен механических классифика-
торов существенно влияет на компоновку отделений измельчения,
длина которых значительно уменьшается. Гидроциклоны, работа-
ющие с шаровыми мельницами, располагают так, чтобы пески из
них поступали непосредственно в питание мельниц. В проектах
новых фабрик наблюдается тенденция к размещению мельниц 1-й
и 2-й стадий на одной отметке с расположением стержневых и шаро-
вых мельниц разгрузочными концами в сторону общего зумпфа для
питания гидроциклонов.

Учитывая, что тонкое измельчение руды — относительно дорого-
стоящий процесс, за рубежом большое внимание уделяют правиль-
ному выбору схемы измельчения, обеспечивающей высокие техно-
„ ।-------

Концентрат

Известь, цианид

Ацетат
свинца

Руда

Дробление

Измельчение

Хвосты
к ♦
Классификация

Слив Песни

Т я ♦ ♦

1 гиороциклонирование

I флотация^

I флотация^ Д флотация
Концентрат Хвосты Концентрат

П гидроциклонирование

Нижний продукт
Ш флотация

Концентрат	$—

Сгущение

Нижний продукт

Измельчение
к-----?-----

Классификация

6 гидросепараторе

Слив	Лески

Перемешивание
Сгущение

Слив

п ♦

Очистка „
----Г— вп пыль

Фильтрация

Осадок

1 Цианид
перемешивание
Фильтрация
Релульлация

Слив

В отвал

Цианид |
Фильтрация

Релцльпация

Слив

Аи - слитки

Монетный двор

{Цианид

Г.-------

перемешивание

Отработанный
раствор





Рис. 11. Технологическая схема переработки руды на фабрике Делнайт
логические показатели при минимальных энергетических и мате-
риальных затратах.

Из 57 золотоизвлекательных фабрик, по которым имеется доста-
точная информация, 20 фабрик, или 35%, применяют одностадийное
измельчение, 31 фабрика, или 54%, работает на двухстадийном
измельчении, 5 фабрик имеют три стадии измельчения и одна фаб-
рика измельчает руду в четыре стадии.

На фабрике Лаформа в измельчение поступает руда крупностью —
38 мм. Измельчение выполняется в одну стадию в шаровой мельнице
(2х 1,5 м}, работающей в замкнутом цикле с двухкамерной отсадоч-
ной машиной и спиральным классификатором. Пески классифика-
тора возвращают в мельницу, а концентраты отсадки амальгами-
руют в бочке. Хвосты амальгамации идут на отсадку, а слив класси-
фикатора поступает на флотацию.

Нетрудно заметить, что данная схема отличается от ранее опи-
саной схемы одностадийного измельчения руды на фабрике Голден
Ридж и в то же время обе они непохожи на технологическую схему
измельчения, принятую на Вотл Гали (рис. 12).

Кроме упомянутых предприятий, одностадийные схемы измель-
чения, в частности, практикуют на фабриках Ла-Мазата, Кэрлин,
Айрон Кинг, Мюриел, Кэнимба, Голден Валли, Барбертон, Пунта
дель Кобр, Эль Саладо, Пунитакви и т. д. На большинстве из них
перерабатываются руды с относительно крупным золотом, вскрытие
которого обеспечивается при грубом помоле. Некоторым исключе-
нием является фабрика Кэрлин, перерабатывающая руду с очень
тонким золотом (размер золотин порядка нескольких микронов).
Применяемое на фабрике одностадийное измельчение руды
(60% класса —0,074 мм} возможно только лишь потому, что вме-
щающими золото породами служат известковые алевролиты, харак-
теризующиеся очень пористой механической структурой.

Наиболее распространены в зарубежной практике схемы дву-
стадийного измельчения, применяемые на многих фабриках Канады,
Австралии, ЮАР, Ганы, Родезии и т. д.

Обычно в первой стадии тонкого измельчения используют стерж-
невые мельницы, дающие более равномерный по крупности продукт
с меньшим его переизмельчением. Во 2-й стадии применяются шаро-
вые или рудно-галечные мельницы.

На рис. 13 приведена схема двухстадийного измельчения на фабрике Фреддиз
Консолидейтед производительностью 2200 т/сутки. Здесь в первую стадию измель-
чения поступает руда —19 мм и пески классификации продукта —19 мм, отмытого
на грохотах дробильного отделения. Фабрика имеет две секции измельчения, каждая
из которых представлена одной шаровой мельницей, работающей в первой стадии
измельчения в замкнутом цикле с реечным классификатором и двумя рудно-галеч-
ными мельницами, работающими в замкнутом цикле с кордероевыми шлюзами и
двумя чашевыми классификаторами (диаметр чаши 9,9 м, длина реечной части —
2,4 м) во второй стадии измельчения. Рудную гальку отгрохачивают в дробильном
отделении. Слив классификаторов второй стадии измельчения (16% твердого, 70%
класса —0,074 мм) после сгущения представляет собой готовый продукт для циани-
рования по полному иловому процессу.

Компания Голд Майнз Калгурли для обработки окисленной золотосодержащей
руды ввела в действие в 1963 г. новую секцию. В цикле измельчения установлены одна
рз
и

? З'ЗТЗ"'

= ^='□=•0 =

5? В5 *— 2.

х“а	°°^	О

“ '-'я	I	а	?	с

7*5	।	м	а	•

_ С*5 Т"	—	го

'о 1 5 Е« а
сл а> чэ го Е
X 3 л ® —'‘Я

с. 2 « в ." •»
л лд й I

X
го

3
а>

к
М

3

§

"2
«•< ф
Я *

X ' й
н . ±

я
я
я

- । “О 1 Е й

$2*1®" Е

я Е

5

я I Е * гх.
1 гсго «•

»•

й Эе

Е~

Ей я 3

а ь .

0> о

ГО н 1
О о -
2*0
К-’ я

5" Й Я
И 'го о
Е , Е В
с!" р

о
х2
_Я
• Е

15
м

1 в» 2
м “ ЯЗ-ГО
я 3 в-- ь
с О СГ
* Я я ^я

Ё й

2

3 го § . 5 *
? ? го I Е “
стержневая мельница (1,68X3,36 м), две шаровые мельницы Рувольт (1,68X3,36 ж)
и одна шаровая мельница Рувольт (1,8X1,83 м), работающие в замкнутом цикле
с гидроциклонами. Все шаровые мельницы футерованы резиной. Слив гидроциклона
перекачивают в цикл цианирования [10].

В ряде случаев в первой стадии измельчения устанавливают
короткие шаровые мельницы с большим диаметром и принудитель-
ной разгрузкой. В таких мельницах перед разгрузочной цапфой
ставят колосниковую решетку, задерживающую крупные куски руды
и шары, а пульпа разгружается через обычную воронку. Быстрое
прохождение материала через мельницу снижает его переизмель-
чение. Таким образом, эти мельницы работают в таком же режиме,
как стержневые.

На фабрике Ашанти Голдфилдз Корпорейшн дробленая руда поступает в три
шаровых мельницы (2,4X2,1 л). На разгрузочных цапфах этих мельниц установлены
сетчатые барабанные грохоты диаметром 500—600 и длиной 500—600 мм с отверстием
10 мм. Куски руды, не проходящие через сетку, собирают в ведро и вручную воз-
вращают в мельницу. Пульпа насосом транспортируется на кордероевые шлюзы,
хвосты которых насосами качаются в три классификатора со стесненным падением
(ширина 1,2 л), представляющими собой обычные реечные классификаторы, зеркало
которых перекрыто сплошным листом железа с прорезанным в нем круглым отвер-
стием для слива. Такое устройство позволяет в 2—2,5 раза увеличить длину сливного
порога и получить более чистый и равномерный по крупности слив [38]. Пески
классификаторов самотеком возвращаются в соответствующие шаровые мельницы,
а слив песковым насосом поднимается на обезвоживающий двухреечный классифика-
тор Дорра, слив которого поступает в гидроциклон диам. 300 мм. Слив гидроциклона
идет на сгущение, а нижний продукт насосом подают в три чашевых классификатора
второй стадии измельчения и смешивают с песками обезвоживающего классифика-
тора. Пески чашевых классификаторов поступают в три шаровых мельницы второй
стадии измельчения (2,4X2,1 м), разгрузка которых насосами подается на вторичные
кордероевые шлюзы. Хвосты шлюзов насосом возвращаются в чашевые классифика-
торы второй стадии измельчения. Слив чашевых классификаторов направляют на
флотацию. В цикл второй стадии измельчения возвращают промпродукты из очистных
флотационных машин через обезвоживающий классификатор. Для обработки этих
промпродуктов на фабрике устанавливают четыре гидроциклона диам. 100 мм,
нижний продукт которых будет возвращаться в основную флотацию [39].

На фабрике Джайент Йеллоунайф различная твердость слагающих руду пород,
тонкая вкрапленность рудных минералов (арсенопирита), с которыми связано золото,
и тонкие включения свободного золота создают определенные трудности для полу-
чения крупнозернистых свободных от шламов концентратов, необходимых для успеш-
ного обжига их в печи кипящего слоя. В связи с этим исходная руда (—8 мм) посту-
пает на первую стадию измельчения в замкнутом цикле со спиральным классифика-
тором и однокамерными флотомашинамн Денвера. Слив спиральных классификаторов
(50% класса —0,074 мм) направляют на флотацию. Хвосты первой флотации гидро-
циклонируют с большим выходом верхнего продукта с расчетом выделения в этот
слив материала 65% класса —0,074 мм. Благодаря этому предотвращается переиз-
мельчение материала во второй стадии. Продукты гидроциклонирования подвергают
раздельной флотации, причем нижний продукт гидроциклона перед флотацией до-
измельчают в шаровой мельнице, работающей в открытом цикле. Такая схема позво-
лила значительно улучшить показатели работы фабрики [40, 41 ].

Было испытано множество способов взаимного размещения стержневых и ша-
ровых мельииц. При одной стержневой и двух шаровых мельницах на секцию Т-об-
разиое расположение с площадками для загрузки стержней и обслуживания разгру-
зочных концов мельниц на одной отметке удобно и экономично.

На крупных многосекционных фабриках предпочитают уста-
навливать стержневые мельницы на одном уступе длинной осью
поперек'здания, а шаровые на другом уступе длинной осью вдоль
50
здания. Такая схема создает удобные условия для выгрузки и за-
грузки стержней, не увеличивая ширину мельничного пролета.
При измельчении до 50—60% класса —0,074 мм обычно 30% на-
грузки передается на стержневые мельницы и 70% на шаровые,
что при мельницах одинаковых размеров приводит к соотношению их
числа 1 : 2, которое можно считать классическим. При этом в целях
экономии предпочитают применять тихоходные шаровые мельницы
с центральной разгрузкой. Лишь на немногих фабриках среднего
масштаба принято соотношение 1 : 1 при соответственном увеличе-
нии размеров шаровой мельницы [42].

Измельчение руды в три и более стадий применяется на золото-
извлекательных фабриках довольно редко, главным образом при
тонком золоте или тонких вкраплениях золотосодержащих мине-
ралов. Так, в руде, поступающей на фабрику Лейк Вью энд Стар,
значительная часть золота представлена тонкими включениями тел-
луридов. После трехстадийного дробления руду измельчают в три
приема в шаровых мельницах, работающих в замкнутом цикле
с гидроциклонами, с промежуточным извлечением освобождающегося
в цикле измельчения золота в гравитационный концентрат. Слив
гидроциклона третьей стадии измельчения поступает в цикл фло-
тации (рис. 14) [28, 43].

Технологическая схема фабрики Сноу Лейк включает трехста-
дийное измельчение руды с дополнительным доизмельчением пром-
продуктов флотации [44].

Трехстадийное измельчение золотосодержащих руд практикуется
также на фабриках Вестерн Дип Левелз, Сигма Майнз и др.

Применяемые за рубежом схемы измельчения золотосодержащих
руд, кроме количества стадий, различаются также и по характеру
цикла: открытый или замкнутый. В открытом цикле обычно рабо-
тают стержневые мельницы, питающиеся более крупной рудой,
содержащей, как правило, незначительное количество готового по
крупности класса. Однако имеются примеры работы в открытом
цикле и шаровых мельниц, так же как и стержневые мельницы
в ряде случаев работают в замкнутом цикле с классифицирующими
аппаратами.

На фабрике Аристон Голд Майнз шаровые мельницы первой стадии измельчения
(1,95x3 м) работают в открытом цикле, вращаясь со скоростью 23 об/мин. Руда
с транспортеров поступает в центр питателя и имеющимся в нем внутренним шнеком
подается в загрузочную цапфу мельницы. Выход материала мельниц 1-й стадии из-
мельчения поступает в зумпф 150-лл насоса Вильфлея, которым качается в мель-
ницы 2-й стадии измельчения, установленные в замкнутом цикле со шлюзами и клас-
сификатором [3, 39].

На фабрике Иеллоу Пайн первичное измельчение проводится в стержневой
мельнице до крупности 96% класса —1,6 мм в открытом цикле. После выхода из
мельницы пульпу делят на 5 потоков и направляют во второй замкнутый цикл из-
мельчения; пять классификаторов и шаровых мельниц. Слив с содержанием 97%
класса —0,3 мм направляется на основную сульфидную флотацию. В цикле очистной
флотации имеется еще замкнутый цикл доизмельчения мельница — классификатор
с выдачей готового слива 95% класса —0,074 мм [45, 46].

На фабрике Бланкет руда, дробленная до 12 мм, поступает на измельчение
в стержневую мельницу (1,524X 3,353 м), работающую в замкнутом цикле с гидро-
циклоном диам. 460 мм. Нижний продукт гидроциклона (60% от исходного) возвра-
Руба

Дробление в в стадии

-Юнн

Т ♦

I измельчение

Обогащение на шлюзах

Хвосты

Гидроцинлонцрование

Песни	Слив

-----1

Концентрат

Л измельчение

Обогащение
на шлюзах

-* Гидроциклонированце Концентрат

Слив	Песни

Ш измельчение

Концентрат

Флотация

Хвосты

„ I

Концентрат
п ♦
Перечистка

Г	—I

Концентрат Пр л^ед.

Контрольная флотация

Хвосты

*

Гидроциплониродание

Обезвоживание Сгущение

Гчдроциклонирование

Концентрат
X
Обжиг

Релдлыпщия

Обогащение на шлюзах

|-----

Концентрат

Пр проб

Песни

Сгущениеи	|

фильтрация Пизмельчение

Хвосты '
Фильтрация	,,

Кен вода Вода

| в отвал в оборот
Релульпация

Двухстадиальное цианирование

Цианирование

Рис. 14. Технологическая схема переработки руды на фабрике Лэйк Вью Эйд Стар
вдается в мельницу, а 40% поступает на вторую стадию измельчения в шаровую
мельницу, работающую в замкнутом цикле с ловушкой, механическими шлюзами и
гидроциклоном [47 ].

На фабрике Бибиани (рис. 15) руда тремя транспортерами с установленными на
них автоматическими весами подается в три шаровых мельницы. Выход мельниц

Рнс. 15. Схема измельчения руды на фабрике Бибнанн:

1 — бункера дробленой руды 1000-т; 2 — транспортеры; 3 — весы Меррика; 4 — шаровые
мельницы (2,4X 1.8 м)', 5 — многозонные классификаторы симплекс (1,2x6 м); 6 — корде-
роевые шлюзы (0,6X5,7 м); 7 — чашевые классификаторы; 8 — шаровые мельницы (2.4Х

X 1,8 м)\ 9 — чаики для сполоска кордероя; 10 — концентрационный стол

поднимается насосами на площадку кордероевых шлюзов, хвосты которых тоже
насосами подаются в 3 однореечных многозонных классификатора. Из классификато-
ров пески самотеком возвращаются в мельницы первой стадии измельчения, а слив
Подается насосами через распределитель в два чашевых классификатора второй ста-
дий йзмельчения. Слив чашевых классификаторов направляют в отделение флотации,
пески же поступают в две шаровые мельницы второй стадии измельчения. Измельчен-
ная руда подается насосами на кордероевые шлюзы, хвосты которых через распреде-
литель возвращаются в чашевый классификатор, слив которого направляют на фло-
тацию. Таким образом, на фабрике осуществляются два замкнутых цикла измель-
чения, концентрации и классификации.

Интересна схема измельчения руды на фабрике Пандор, где выход стержневой
мельницы поступает в реечный классификатор, работающий в замкнутом цикле

Рис. 16. Общий вид главного корпуса фабрики Тайольтнта

с шаровыми мельницами и отсадочными машинами. Слив реечного классификатора
направляют на флотацию. Смысл такой схемы, чтобы, не переизмельчая сульфиды
(которые направляют на флотацию), вскрыть основную часть тонковкрапленного
золота [28].

На многих фабриках, где в качестве основного технологического
процесса извлечения золота применяется цианирование, измельче-
ние ведут в оборотных цианистых растворах, что позволяет пере-
вести 40—70% золота в раствор в процессе измельчения и ограни-
чить обводнение цианистой схемы во избежание выброса обеззоло-
ченных цианистых растворов, содержащих не только цианиды, но
иногда и небольшие количества растворенного золота, а также со-
кратить продолжительность выщелачивания в агитаторах (переме-
шивателях).

Например, на фабрике Тайольтита (Мексика) дробленую руду
измельчают в цианистом растворе в мельницах (2,3x3,05 и 1,83X
Х2,44 м) до 80% класса —0,074 мм. Измельченная руда поступает
на перемешивание в агитаторы Дорра [48]. Общий вид фабрики
Тайольтита представлен на рис. 16.

На фабрике Грейт Вестерн Консолидейтед руду измельчают в две
стадии в стержневой и шаровой мельницах, работающих в замкнутом
цикле с реечными классификаторами. Выщелачивание золота про-
водят цианистым калием в присутствии извести. Оба реагента загру-
жают в мельницы [28].

Измельчение в цианистом растворе проводят на фабрике Кон,
при этом в цикле измельчения извлекается 65% золота от исходного
содержания в руде (17,5 г/т). Общее извлечение золота составляет
92% [10].
На фабрике Питчуэй производительностью 150 т!сутки дробле-
ная руда двумя питателями подается в шаровую мельницу (2,44 X
Х1,53 м). Измельчение ведут в растворе цианистого калия без
подачи извести (расход цианида 390 г/т руды). Одновременно с ру-
дами по этой же схеме перерабатывают рудные отвалы прежних
лет. Предварительно обработанный в цианистом растворе материал
проходит ряд гидроциклонов, песковая часть которых поступает
в рудные мельницы на доизмельчение, объединяясь с массой руды.
Слив гидроциклонов (85—90% класса —0,074 мм) направляют на
агитацию [49].

На ряде обогатительных фабрик в цикле измельчения загружают
флотореагенты.

Так, на фабрике Голден Манитоу в мельницу подаются аэро-
флоты 31 (8 г/т) и 208 (27 г/т). Это позволяет лучше провести цикл
флотации пирита и халькопирита, с которыми связано золото [17].

В процессе измельчения руд в водной среде вода обогащается
ионами железа и других металлов, присутствующих в основном
в виде сульфитов, обусловливая кислую реакцию воды. Флотация
пирита лучше протекает в слабощелочной среде. Поэтому на фаб-
рике Мариетта, перерабатывающей полиметаллическую руду, в ша-
ровую мельницу вводят соду и известь, после измельчения до 86%
класса —0,074 мм пульпа поступает на флотацию [33, 50].

На фабрике Дални, обогащающей арсенопиритную золотосодер-
жащую руду, в питание первичной стержневой мельницы вводят
соду (0,756 кг/т), бутиловый и амиловый ксантогенаты при общем
расходе последних 0,065 кг!т. В питание шаровой мельницы подают
медный купорос (0,055 кг/т) для активации арсенопирита. Это дает
возможность хорошо подготовить пульпу перед флотацией [31].

В последние годы за рубежом проводятся работы по созданию
нового измельчительного оборудования и исследованию самого
процесса измельчения руд.

Кроме мельниц самоизмельчения типа Аэрофол, Каскад и прочее
(данные о работе которых будут представлены далее), испытываются
аппараты различной конструкции, применение которых в золото-
добывающей промышленности может представить определенный
интерес.

Например, известно, что Планиоль использовал мельницы, похо-
жие на импеллер вертикального насоса, в которых измельчаемый
материал устремляется вдоль радиальных лопаток и разбивается,
ударяясь о периферию диска. Автор исследовал распределение
энергии при работе в вакууме. Полученные результаты показали,
что энергия расходуется на измельчение в полном соответствии
с законом Риттингера и что тонкое измельчение в этой мельнице
должно происходить с меньшими затратами энергии, чем в шаровых
мельницах [19].

Запатентована мельница для мокрого измельчения руд, обеспе-
чивающая одновременное измельчение и перемешивание материала
(при извлечении драгоценных металлов из руды). Мельница состоит
из цилиндрического корпуса, заполняемого мелющими телами,
и вертикально установленного вала с дисками для перемешивания.
Пульпа подается снизу аппарата, а готовый продукт отводится
сверху, предварительно пройдя через контрольное сито. Избыточное
давление в камере измельчения, создаваемое за счет предваритель-
ного ввода воздуха, интенсифицирует процесс вследствие увеличе-
ния гравитационных сил, возникающих при дроблении и перемеши-
вании материала. Давление в камере поддерживают в зависимости
от вида обрабатываемого материала *.

Описаны роликовые мельницы (центробежные и пружинные),
однако прямого указания о их применении на золотоизвлекательных
фабриках нет 151].

Интересное математическое исследование условий повышения
эффективности процесса измельчения было выполнено Заннорасом,
который заключает, что необходимо применять наименьший размер
шаров наибольшей плотности и выбирать крупность питания в за-
висимости от крепости материала [52]. Предполагается также, что
скорость вращения, загрузку шаров и разбавление следует отрегу-
лировать таким образом, чтобы обеспечивалась кинетическая энер-
гия раздавливания (удара), соответствующая крепости раздрабли-
ваемой руды [11].

Применение самоизмельчения и рудно-галечного
измельчения на зарубежных
золотоизвлекательных фабриках

Измельчение руды рудой для зарубежной золотодобывающей
промышленности процесс не новый. Как уже упоминалось, рудно-
галечное измельчение сравнительно широко применялось в Южной
Африке в начале текущего столетия. Однако при технике того
времени (трубные мельницы малого диаметра) нельзя было реали-
зовать всех преимуществ рудно-галечного измельчения и его посте-
пенно вытеснило стержневое и шаровое измельчение.

В ЮАР в настоящее время обрабатывается ежегодно около
75 млн. т золотосодержащих руд, имеются золотоизвлекательные
фабрики производительностью свыше 10 тыс. т в сутки. При таких
масштабах производства, естественно, приобретают определенные
преимущества крупные единицы оборудования, в частности мель-
ницы для измельчения руд, а при крупных мельницах легко реали-
зуются преимущества самоизмельчения и рудно-галечного измель-
чения.

Разница между самоизмельчением и рудно-галечным измельче-
нием заключается в том, что в первом случае измельчительная
среда не классифицирована по крупности, имеется только некоторый
контроль за верхним размером кусков, во втором же случае в каче-
стве измельчительной среды используют отобранные по крупности
и прочности куски руды.

Патент США, № 3215353, 1965.
Примером полного самоизмельчения (без отбивки рудной гальки)
может служить фабрика Винкельхаак, где с 1958 г. работают четыре
самоизмельчаюгцих мельницы (4,2 X4,8 м) производительностью
около 600 т/сутки каждая.

Подобное самоизмельчение руды принято на руднике Грутфлей
Пропрайетри Майнз.

На фабрике Давидсон установлена каскадная мельница диаме-
тром 8,54 м. Здесь измельчают руду крупностью -460 мм.

На фабрике Ист Дагга-
фонтейн вместо дробилок и
шаровых мельниц установле-
на мельница Аэрофол, позво-
лившая увеличить извлече-
ние золота на 1 %. Данные о
работе оборудования до и
после установки мельницы
Аэрофол приводятся в табл. 7.

На руднике Слейд для
измельчения кварцево-гра-
нитной золотосодержащей
руды установлена мельница
Гардинга—Хадсела диамет-
ром 6 м, работающая в замк-
нутом цикле с классифика-
тором, слив которого идет
на столы, а затем на флота-
цию. Исходный материал
представляет собой несорти-
рованную руду с максималь-
ным размером кусков 250 мм,
а крупность окончательного

продукта 5% класса +0,208 мм при содержании твердого в сливе
классификатора 35—40%. Считается, что при измельчении руды в
мельнице данного типа лучше обнажаются зерна золота из мине-
ральных сростков и предупреждается их расплющивание и исти-
рание [53].

На руднике Кинросс в январе 1968 г. введена в эксплуатацию
золотоизвлекательная фабрика производительностью 135 000 т в ме-
сяц с применением самоизмельчения руды крупностью —150 мм
в трех самоизмельчающих мельницах (4,2 X 6,0 м) без предваритель-
ного дробления. Мощность двигателей этих мельниц 1300 л. с.,
масса загрузки 54 т и работают они при скорости вращения 91%
от критической.

Аналогичные схемы измельчения приняты еще на трех золото-
извлекательных фабриках этого же района.

Фирма Нордберг изготовила мельницу (5,6 X 6,1 л/) полного руд-
ного измельчения с приводом от электродвигателя мощностью
2000 л. с. Корпус мельницы собран из трех секций, питание с двух
сторон и разгрузка в средней ее части. Общая масса мельницы 280 т.

Таблица 7

СРАВНИТЕЛЬНЫЕ

ДАННЫЕ О РАБОТЕ

ОБОРУДОВАНИЯ

Показатели	Схема дробления н измельчения с применением	
	дробилок и трубных мельниц	ТОЛЬКО мельницы «Аэрофол»
Общая установочная МОЩНОСТЬ, Л. с.	6058	5940
Число электродвига- телей ....	87	17
Число насосов . . .	26	3
Длина конвейеров, м	1549	316
Число рабочих в сут-  ки 		131	31
Производительность, т/ сутки		3265	3629
Тонкость измельче- ния, % класса — 0,074 мм		74	70
В связи с увеличением размера мельниц предусматривается
Возможность ремонта их на месте с применением кранов небольшой
мощности, а на больших фабриках — существование в измельчи-
тельном отделении резервной секции для работы без понижения
производительности.

При бесшаровом измельчении в несколько стадий необходимо
выделять рудную гальку в качестве измельчительной среды для
второй и последующих стадий измельчения. Это можно осуществить
грохочением исходной руды до поступления ее в первичную само-
измельчающую мельницу, но предпочтительнее выделять рудную
гальку из первичной мельницы, где естественным путем выделяется
наиболее прочная уже окатанная компонента руды, т. е. наиболее
благоприятная измельчительная среда для последующих стадий
измельчения.

Рудно-галечное измельчение во вторых стадиях применяется
на многих фабриках ЮАР и Канады. Так, на новой фабрике Вест
Дрифонтейн после стержневых мельниц установлены рудно-галеч-
ные мельницы (4,2 X 6,0 м)', на фабрике Сайплаас после стержневой
мельницы работают две рудно-галечных мельницы (3,6x4,8 м),
при этом в качестве измельчительной среды применяется кусковая
руда крупностью —50 + 38 мм.

На фабрике Вестерн Дип Левелз (рис. 17) первичное измельчение
осуществляется в шаровых мельницах, работающих в замкнутом
цикле со спиральными классификаторами симплекс. Пульпа из
мельниц поступает самотеком в классификаторы, а оборотные пески
поднимаются спиралью к питательным воронкам мельниц. Слив
классификаторов насосом подается к накопительному чану постоян-
ной высоты, питающему два гидроциклона во втором цикле измель-
чения. Нижний продукт из них самотеком поступает во вторичный
цикл измельчения — галечные мельницы, а слив — в сгустители.
Для доизмельчения хвостов концентрации установлены в третьем
цикле галечные мельницы. Для увеличения производительности
галечных мельниц дополнительно к гале подгружают небольшое
количество стальных шаров, но этот переход на измельчение сталь-
ными шарами на фабрике считают временным. В дальнейшем при
вводе дополнительных мощностей мельницы будут работать с исполь-
зованием только гальки [4—8].

С применением галечного помола работает фабрика Фреддиз
Консолидейтед.

В каждой из двух секций измельчения установлены шаровая мельница (2,7Х
Х3.75 м), работающая в замкнутом цикле с двухреечным классификатором тяжелого
типа, и две галечных мельницы во второй стадии измельчения (2,4X4,8 м), работа-
ющие в замкнутом цикле с двумя чашевыми классификаторами. Слив мельниц пер-
вой стадии измельчения поступает самотеком в классификатор. Слив классификатора
вместе с разгрузкой мельницы второй стадии поступает в зумпф. Из зумпфа пульпа
подается насосами в чашевые классификаторы. В обеих стадиях измельчения под-
держивается высокая циркуляционная нагрузка. До поступления в зумпф разгрузка
мельниц второй стадии проходит через 6 неподвижных шлюзов (1,05X1,8 м) с
покрытиями из кордероя. Все мельницы приводятся во вращение от двигателей через
редукторы. На мельницах первой стадии установлены двигатели мощностью 400 кет,
58
а на мельницах второй стадии 260 кет. Для ремонтных работ установлены два Ю-т
мостовых крана — один над мельницами первой стадии, другой — над вторичными.

Вся строительная часть выполнена из железобетона, за исключением стен н
крыш, которые сделаны из гофрированного железа. Интересно отметить, что желе-*
зобетонный фундамент под чашевыми классификаторами используется одновременно

Рис. 17. Схема измельчения руды на фабрике Вестерн Дип Левелз:

1 — бункер дробленой руды; 2 — галечный бункер; 3 — транспортеры; 4 — весы Меррика;
5 — шаровые мельницы (2,7X3 м); 6 — спиральные классификаторы 2-л; 7 — напорный
чан постоянного уровня; 8 — гндроцнклоны (900 мм); 9 — вторичная галечная мельница
(1.95X6 м); 10 — гидроциклон (750 мм); 11 — барабанные концентраторы; 12 — ленточные
концентраторы; 13 — гидроцнклон (600-л<л); 14 — галечная мельница третьей стадии (1.96Х

Х6 м); 15 — насосы

в качестве зумпфов для пульпы, выгружаемой из классификаторов в случае их оста-
новки.

Измельчительное отделение на фабрике работает 6 дней в неделю в 3 смены.
В каждой смене один бригадир и 24 рабочих. Мельница первой стадии вращается
со скоростью 19 об/мин. Футеровка мельницы изготовлена из марганцевой стали.
Шаровая загрузка весит 40 т и состоит из шаров диам. 100 мм из углеродистой стали.
Расход шаров 1,2 кг/т руды. Плотность пульпы в разгрузке 78% твердого. Галечные
мельницы второй стадии измельчения вращаются со скоростью 23 об/мин. Футеровка
изготовлена из белого чугуна. Расход гальки составляет 20 т/сутки на каждую
мельницу. Плотность пульпы в разгрузке мельницы 70% твердого, в сливе класси-
фикатора — 16% твердого. Крупность конечного продукта отделения измельчения
70% класса — 0,074 мм. Общая производительность измельчения по питанию 78 т!ч.
Расход электроэнергии 15,42 квт ч/т переработанной руды [28].

К числу предприятий, применяющих двухстадиальное рудно-
галечное измельчение, относится фабрика Ист Рэнд Пропрайетри
Майнз. Предприятие оснащено современным оборудованием, уста-
новленным по поточному принципу. Руда после дробления до круп-

Дробленая рудо
(-16 мн)

Пески гидроциклонирования
из дробильного отделения

Рудная галька
(203+7бнн)

I измельчение

I гидроциклонирование

Слив

Песни

Е гидроциклониробание

Слив
(707,-0,07^/1)

На цианирование

Пески

Рудная галька
(-76+32нн)

Е измельчение

I

Рис. 18. Схема измельчения руды на фабрике Ист Рэнд Пропрайетри

ности —16 мм измельчается в галечных мельницах (рис. 18). Высокая
стоимость тонкого дробления компенсируется более низкой стои-
мостью измельчения в галечных мельницах. В качестве дробящих тел
в мельницах используют прошедшие сортировку куски руды круп-
ностью 4-76—203 и +32—76 мм. В отделении измельчения устано-
влены 8 мельниц, образующих 4 независимые секции. В каждой
секции установлено по одной мельнице первой и второй стадий из-
мельчения. Из общего зумпфа песковым насосом пульпа подается
в первичный гидроциклон-классификатор, работающий в замкнутом
цикле с обеими мельницами и последовательно с вторичным гидро-
циклоном. Пески последнего поступают самотеком в мельницу вто-
рой стадии. Слив вторичных гидроциклонов (70% класса —0,074 мм}
является готовым продуктом цикла измельчения. На каждые 2 сек-
ции предусмотрен грязевой зумпф с 152-лш песковым насосом,
подающим сливные воды в мельничные зумпфы. В каждую мельницу
первой стадии поступает: галька из галечного бункера, дробленая
руда из бункера, пески гидроциклона из дробильного отделения
60
и циркулирующая нагрузка — часть песков 1-го гидроциклона.
В каждую мельницу второй стадии поступает: галька из галечного
бункера, часть песков первичного гидроциклона и пески 2-го гидро-
циклона.

Зарубежные специалисты отмечают, что начальная стоимость
фабрик, имеющих циклы вторичного и промежуточного рудно-
галечного измельчения, выше по сравнению со стоимостью фабрик,
применяющих стержневые и шаровые мельницы, так как размеры
мельниц с рудной измельчительной средой больше и соответственно
стоят они дороже мельниц со стальной измельчительной средой.
При установке рудно-галечных мельниц, кроме того, предусматри-
вается дополнительное оборудование для грохочения, устанавли-
ваемое в отделениях промежуточного дробления, транспортирующие
устройства для перемещения гальки и склады для ее хранения.
Вместе с тем стоимость измельчения в рудно-галечных мельницах
ниже за счет исключения расходов на стальные шары и футеровку.
Кроме того, в рудно-галечных мельницах существенно снижается
загрязнение природных руд железом. На цианистых золотоизвлека-
тельных и урановых фабриках это обстоятельство позволяет полу-
чить экономию на стоимости выщелачивающих реагентов.

В большинстве случаев высокая стоимость рудно-галечных мель-
ниц в значительной мере компенсируется экономией капиталовложе-
ний за счет исключения отделения промежуточного дробления.

Канадский металлург Кроккер, недавно посетивший многочи-
сленные обогатительные и золотоизвлекательные фабрики ЮАР,
Скандинавии, Австралии и Америки, отмечает [54], что в ЮАР
и Скандинавии теперь вообще не применяют стальную измельчи-
тельную среду, если можно выделить из самой руды достаточное
количество кусков подходящего размера, способных заменить шары
и стержни. В худшем случае добавляют относительно небольшое
количество шаров соответствующего размера, чтобы компенсировать
потери производительности.

Из других источников известно [55, 56], что в южно-африкан-
ской золотодобывающей промышленности около 75% всех мельниц
применяют в качестве измельчительной среды рудную гальку,
10% •—стальные шары, 3% —стержни и остальные 12% исполь-
зуют смешанную загрузку (т. е. рудную гальку с добавкой стальных
шаров). Около 6% всех первичных мельниц являются галечными
мельницами.

В мельницах самоизмельчения (рис. 19) обычно применяют брус-
чатую футеровку (типа Осборн), состоящую из продольных стальных
брусьев шириной 100 мм, расположенных на расстоянии около
300 мм друг от друга и удерживаемых в этом положении клиновид-
ными вставками меньшей высоты. При работе мельницы выступа-
ющие брусья играют роль лифтеров. Высота, на которую брусья
выступают над остальной футеровкой, существенно влияет на эффек-
тивность работы мельницы. Опыты на фабрике Винкельхаак пока-
зали, что при уменьшении этого размера с 76 до 30 мм производи-
тельность мельницы 3,6 х 4,8 м возросла примерно на 16%, а расход
энергии на 1 т вновь образованного продукта —0,074 мм снизился
на 8%. Однако при этом несколько скорее изнашивается футеровка.
На той же фабрике изучали влияние расстояния между брусьями
футеровки. Установлено, что при его увеличении производитель-
ность мельницы по руде и по вновь образованному продукту немного

Рис. 19. Общий вид установки мельниц самоизмельчения

повышается. Но одновременно возрастает и расход энергии на 1 т
продукта —0,074 мм.

Применяются и другие виды футеровки из различных материа-
лов; чаще всего из отбеленного чугуна ввиду его невысокой стои-
мости. Экономически целесообразно применять сплавы М-Нагб.

Износ футеровки при рудно-галечном измельчении распределяется
следующим образом: около 20% приходится на футеровку загру-
зочного конца мельницы, 70% на среднюю часть (собственно бара-
бана) и 10% на разгрузочную часть. При самоизмельчении рядовой
руды износ распределяется иначе, а именно 15, 80 и 5% и составляет
в целом 0,217 кг в сутки на 1 т против 0,23 кг при рудно-галечном
измельчении.

В мельницах первой стадии футеровку разгрузочного конца
почти всегда изготовляют из марганцевой стали. В мельницах само-
измельчения часто применяют двухслойные футеровки — поверх
62
более тонкой сплошной укладывают толстую защитную футеровку
в виде литой решетки, состоящей из отдельных сегментов. В мель-
ницах второй и третьей стадий измельчения применяют почти всегда
футеровку из белого чугуна. Для барабанов мельниц, как правило,
применяют безболтовую футеровку Осборн.

Для мельниц первой стадии измельчения брусья и плиты такой
футеровки изготавливают из относительно мягкой углеродистой
стали ввиду ее низкой стоимости. В процессе работы впадины в фу-
теровке заполняют мелкой рудой, хорошо защищающей ее от износа.
В среднем износ футеровки составляет 0,12—0,3 кг в сутки на 1 т.

Шведская фирма Скега предложила, а фирма Гуммифабрикс АБ
изготовила специальную резиновую футеровку, показавшую хоро-
шие результаты при промышленных испытаниях на мельнице (2,4 X
ХЗ м) при измельчении руды шарами размером от 25 до 19 мм и
рудной галей размером от 75 до 6 мм. Установлено, что износ рези-
новой футеровки составил 1/3 износа при футеровке из №-Нагс1
сплава и что можно ожидать эффективной работы при применении
стальных шаров диам. 88 мм [57].

В течение многих лет резиновую футеровку испытывали на неко-
торых шведских фабриках. На первом этапе испытаний требовалось
отработать футеровку резиновой разгрузочной решетки в рудно-
галечных мельницах, чтобы исключить забивку ее мелкими облом-
ками рудных тел или металлическими кусками. В настоящее время
как на загрузочном, так и на разгрузочном концах мельницы при-
меняют резиновую футеровку, закрепленную при помощи лифтов
из М-Нагб сплава.

Резиновая футеровка барабана мельниц была испытана позже.
Последняя модификация ее представляет собой резиновые полосы
шириной 50 мм с промежутками, заполняемыми осколками руды
или гали, как это бывает в футеровке Осборн. Резиновую футеровку
испытывали и на мельнице Каскад. В этом случае резиновая раз-
грузочная решетка обеспечила более быструю разгрузку мельницы,
круглые отверстия меньшего диаметра в резиновой решетке позво-
лили перекачивать продукт измельчения насосом без предваритель-
ного отгрохачивания крупных кусков. По полученным данным,
резиновая футеровка не повлияла на эффективность работы мельниц
как измельчающего аппарата, но срок службы ее увеличился в 2—
3 раза при повышении стоимости комплекта резиновой футеровки
по сравнению со стальной лишь на 10—20%. Масса резиновой футе-
ровки составляет 1/6 часть стальной, поэтому при ее установке резко
уменьшается расход рабочей силы. В проведенных опытах срок
работы резиновой футеровки превышал 3 года, в течение которых
на мельнице было переработано свыше 500 тыс. т руды. В настоящее
время изготовляются резиновые футеровки с несколькими конструк-
циями крепления ее к корпусу мельниц (рис. 20) [12, 58].

Обобщая сказанное выше, можно сделать вывод, что процесс
измельчения руды рудой или бесшаровое измельчение представляется
крупным шагом вперед в обогащении полезных ископаемых, и сей-
час считается недопустимым при проектировании новых или рекон-
струкции действующих обогатительных и золотоизвлекательных
фабрик игнорировать возможность применения бесшарового измель-
чения. Однако многие эксперты 155, 59] подчеркивают необходимость
тщательного предварительного исследования этого процесса на

Рис. 20. Укрепление гуммированных (прорезиненных) решеток в галечных мельницах

опытной фабрике, так как многообразие факторов, влияющих на
процесс, может снизить эффект применения бесшарового измельче-
ния или вовсе ликвидировать его преимущества перед измельчением
стальной измельчительной средой.

Контроль и автоматизация процессов измельчения

С измельчением связан учет тоннажа обработанной руды, ее
влажности и крупности конечных продуктов измельчения. По-
скольку эффективность измельчения существенно зависит от раз-
бавления пульпы в мельнице, а качество готового продукта — от
разбавления слива конечных стадий классификации, серьезное
внимание уделяется систематическому опробованию различных про-
дуктов измельчения на отношение ж : т, а также расходу воды или
растворов по стадиям измельчения.

Для учета тоннажа обработанной руды на подавляющем боль-
шинстве фабрик используются автоматические весы Меррика, уста-
навливаемые на транспортерах, питающих первичные мельницы,
а иногда и на транспортерах, подающих руду в бункера измельчи-
тельного отделения (почти на всех фабриках Ганы и на многих
ЮАР и Канады). Кроме того, тоннаж обработанной руды контро-
лируется отношением ж : т в конечных продуктах измельчительных
циклов и расходом воды или раствора, измеряемым водомерами раз-
личных конструкций.

Влажность руды определяют периодически просушкой частных
проб или части головной пробы руды.

Качество измельчения оперативно контролируется плотностью
слива классифицирующих приборов, но периодически проверяется
ситовыми анализами. Для определения плотности различных про-
дуктов измельчения широко применяют радиоактивные плотномеры,
использующие в качестве источника излучения радиоактивной изо-
топ кобальта (Со60).

Многие операции контроля процесса выполняются автомати-
чески с регистрацией результатов самопишущими приборами.
Но в последние годы повсеместно делаются попытки не только кон-
тролировать, но и автоматически регулировать отдельные циклы
измельчения и в целом измельчительные операции. Это позволяет
оптимизировать параметры процесса и сократить трудовые за-
траты.

На фабрике Кэрлин на мельницах предусмотрено пневматиче-
ское регулирование, позволяющее при выходе из строя какого-либо
звена технологической цепочки снимать нагрузку с мельницы в те-
чение 6—7 сек [60, 61].

На фабрике Хоумстейк автоматизирована подача воды. Каждая
секция измельчения имеет отдельный водонапорный бак, в выпуск-
ном трубопроводе которого установлен расходомер с трубкой Вен-
тури, соединенный с указателем расхода, самописцем и счетчиком,
расположенном на площадке оператора. Разводящие патрубки
водопровода к различным точкам процесса снабжены указателями
расхода, обеспечивающими возможность тщательной дозировки
воды [28, 36].

На золотоизвлекательной фабрике Ист Малартик установлена
контрольная система в измельчительном цикле, охватывающая
стержневую и две шаровых мельницы, а также серию гидроциклонов.

На фабрике Сайплаас применена система автоматического регу-
лирования (рис. 21), основанная на поддержании оптимальной
плотности пульпы внутри мельниц. Для поддержания постоянных
плотности и скорости прохождения пульпы через мельницу преду-
смотрены:

а)	специальные конструкции разгрузочных лифтеров и диафра-
гмовых решеток, обеспечивающие оптимальную скорость прохо-
ждения пульпы;

5 В. В. Лодейщиков

65
б)	оптимальная загрузка мельницы галькой с автоматическим
регулированием этого параметра регуляторами Вильямсона, дей-
ствующими в зависимости от потребляемой мельницей мощности;

Рис, 21. Схема автоматического контроля цикла измельчения:

1 — гидроциклон; 2 — радиоактивные плотностемеры; 3 — расходомер пульпы; 4 — диа-
фрагмовый резиновый клапан; 5 — предельные включатели; 6 — масляный насос; 7 — гидра-
влический аккумулятор; 8 — манометр; 9 — двигатель переменной скорости; 10 — питающий
конвейер; II — суммирующий механизм; 12 — электрический импульсный шкив; 13 — рас-
ходомер воды; 14 — задвижка с электрическим приводом; 15 — задвижка с ручным управле-
нием; 16 — электродная пара; 17 — водопроводный клапан ручного управления; 18 — со-
леноидные водопроводные клапаны; 19 — регулятор Вильямсона; 20 —- трубная мельница;

21 — стержневая мельница

в)	автоматическое регулирование питания мельниц рудой, пред-
отвращающее переизмельчение и чрезмерные циркулирующие на-
грузки.

Питаются галечные мельницы песковым продуктом гидроциклонов. Это позво-
ляет за счет регулирования плотности пескового продукта гидроциклона регулиро-
вать плотность пульпы внутри мельницы. Для измерения плотности песков на гидро-
циклонах установлены радиоактивные плотномеры. Электрические импульсы плот-
номера передаются на измеритель расхода пульпы. В гидроциклоне песковая на-
садка заменена диафрагмовым резиновым клапаном, который устанавливается в за-
висимости от обобщенных показателей плотномера и расходомера. Регулирование
плотности в галечной мельнице дополняется регулированием норм дозировки дробле-
ной руды в цикл измельчения в зависимости от степени раскрытия клапанов гидро-
циклонов. Система в целом позволяет регулировать величины циркулирующих
нагрузок в цикле измельчения. Для этого клапаны гидроциклонов снабжены выклю-
чателями, регулирующими загрузку руды в цикл измельчения.

Система подачи воды регулируется на основе постоянного отношения ж : т
в мельнице, при этом поток воды сохраняется постоянным и максимальным для дан-
ного цикла. Автоматически регулируется только дополнительная вода. Для этого
на ленточном конвейере, питающем мельницу, установлен электрический импульс-
ный шкив, импульсы которого пропорциональны нагрузке и скорости конвейера,
а следовательно — количеству руды. Импульсы этого механизма поступают в сум-
мирующий механизм, регистрирующий также показания расходомера. При несоот-
ветствии этих величин командные импульсы передаются на соленоидный водопровод-
ный кран (см. рис. 21). Все отделение измельчения на фабрике Сайплаас обслужи-
вается одним мастером и тремя рабочими.

На фабрике Вестерн Дип Левелз проведена механизация и авто-
матизация цикла измельчения, имеющая общую систему контроль-
ных панелей с другими отделениями. Сирены предупреждают о какой-
либо закупорке или расстройстве потока, и оператор с контрольного
пункта может видеть точку повреждения и предпринять необходимые
меры. Каждая мельница управляется автоматической кнопочной
системой, заменившей большие коммутаторы и выключатели, при-
менявшиеся в прошлом. Электрически управляемая блочная система
по всей фабрике предотвращает неполадки и перегрузки. Например,
ленточный транспортер, посылающий руду, не может быть пущен,
если впереди стоящие установки не работают. Предусмотрено авто-
матическое регулирование плотности пульпы, поступающей на
цианирование [4—8].

р Автоматизация процесса измельчения руд предъявляет опреде-
ленные требования к качеству применяемого измельчительного
оборудования и его компоновке, которая должна обеспечивать
максимальные удобства для его обслуживания. По этой причине
на вновь строящихся и реконструируемых зарубежных золото-
извлекательных фабриках устанавливают более крупное оборудо-
вание.

Например, для использования современных средств автомати-
зации, удешевления процесса измельчения и увеличения производи-
тельности значительно реконструировано измельчительное отделе-
ние на фабрике Вест Дрифонтейн. Вместо старых мельниц уста-
новлены агрегаты из 5 мельниц (четыре из них рудно-галечных),
которые легко были автоматизированы.

Постоянство питания мельниц рудой на фабрике поддерживается
питающими устройствами и контролируется автоматическими ве-
сами. В ряде случаев предпринимают попытки автоматизировать
поступление руды в зависимости от загрузки мельниц, определяемой
по расходу энергии либо по шуму мельницы. Эти же факторы опре-
деляют автоматическую подгрузку измельчающих тел (шаров или
гальки) в мельницы. Постоянство питания водой или цианидом
(при измельчении в цианистом растворе) поддерживается автомати-
чески сохранением постоянного уровня в напорных чанах и чистотой
трубопроводов [62, 63].
Глава III

ИЗВЛЕЧЕНИЕ ЗОЛОТА ИЗ РУД
МЕТОДАМИ ГРАВИТАЦИОННОЙ КОНЦЕНТРАЦИИ

Существующая практика гравитационного обогащения
золотосодержащих руд

Гравитационное обогащение находит самое широкое применение
на зарубежных золотоизвлекательных фабриках. Главным образом
его используют для выведения из руды крупных зерен свободного
золота, золотосодержащих сульфидов и теллуридов, а также золота
«в рубашке», которые другими процессами, как правило, извле-
каются неудовлетворительно. Осуществление гравитационной кон-
центрации в голове процесса (перед флотацией или цианированием)
обеспечивает получение, в конечном итоге, устойчивых по содержа-
нию золота отвальных хвостов и, кроме того, позволяет выделить
относительно богатый и легко реализуемый золотой товарный про-
дукт. Вместе с тем только одной гравитацией практически невоз-
можно добиться полного извлечения золота из руды. Поэтому в за-
рубежной практике нет ни одного предприятия, перерабатывающего
золотосодержащие руды по схеме чистой гравитации. Как правило,
данные процессы применяются в сочетании с амальгамацией, фло-
тацией и цианированием.

В Витватерсрэнде примерно 2/3 золотоизвлекательных фабрик
применяют различные виды гравитационной концентрации. При
переработке руд этого района гравитацией извлекается 30—75%
золота. В среднем по ЮАР эта величина составляет -—-50%.

Развитые схемы гравитационного обогащения применяются на
золотоизвлекательных предприятиях Канады, Ганы, Родезии, США
и других стран.

Следует подчеркнуть, что гравитационным обогащением нередко
пользуются и в тех случаях, когда свободное золото в руде находится
в тонком состоянии. Примером могут служить предприятия Ганы
(Ашанти Голдфилдз Корпорейшн, Аристон Голд Майнз, Бибиани,
Амальгамептед Бенкет Эйрис).

В зависимости от конкретных условий (химический состав руды,
характер присутствующего золота, принятая технологическая схема
обогащения и металлургической обработки, масштаб предприя-
тия и т. д.) извлекать золото гравитацией можно как из исходной
руды, так и из отдельных продуктов ее переработки: хвосты, пром-
продукты флотации, хвосты цианирования, огарки окислительного
обжига и т. д. Примеры некоторых предприятий, применяющих
указанные технологические варианты, будут приведены ниже.

Наиболее распространены в практике зарубежной золотодобы-
вающей промышленности мокрые методы гравитации, которые можно
расклассифицировать на следующие основные группы:

а)	обогащение в слое воды, движущейся в вертикальном напра-
влении (гидравлические ловушки, различные типы отсадочных
машин и др.);
б)	обогащение в струе воды, текущей по наклонной плоскости
(стационарные и подвижные шлюзы, концентрационные столы);

в)	комбинированное обогащение с использованием сил расслаи-
вания и центробежных сил (барабанные или трубные концентраторы,
редко — гидроциклоны).

Простейшие аппараты для обогащения золотосодержащих руд
в восходящем потоке воды — гидравлические ловушки. Примером
использования ловушек в замкнутом цикле тонкого измельчения
золотосодержащих руд может служить фабрика Ла Луц. Секция
измельчения на фабрике состоит из 3 шаровых мельниц Аллис-
Чалмерс (2,4 X 2,4 м). Каждая мельница разгружается в серию
ловушек. Крупность питания ловушек 45,9% класса —0,074 мм.
В концентрат извлекается 30-35% золота от исходного его содер-
жания в руде. Ловушки очищают раз в три дня. Получаемый грубый
концентрат перечищают на концентрационном столе Вифлея № 12.
Концентрат стола считают готовым продуктом и отправляют в плавку,
а хвосты стола — на дальнейшее обогащение [19, 20].

Гидравлические ловушки используются в замкнутом цикле из-
мельчения на фабрике Голден Ридж, а также на ряде других золото-
извлекательных предприятий.

Недостатками аппаратов данного типа является большая по-
требность в воде, частое засорение их железным скрапом и плохое
улавливание мелкого золота.

В связи с этим в настоящее время отмечается тенденция к замене
гидроловушек отсадочными машинами.

В недалеком прошлом наиболее распространены в заграничной
практике были пульсирующие отсадочные машины типа Пан-Аме-
рикен (джиги).

Современными примерами использования джиг-пульсаторов в зо-
лотодобывающей промышленности являются фабрики: Амальга-
мейтед Бенкет Эйрис, Пандор, Бэтонг-Бэхей и некоторые другие.
Простота обслуживания и ремонта джигов, малые габариты при
высокой производительности и извлечении долгое время давали им
преимущество по сравнению с другими отсадочными аппаратами.
Однако новые отсадочные машины типа Денвер быстро вытеснили
машины Пан-Америкен и в настоящее время заняли господствующее
положение на зарубежных золотоизвлекательных фабриках. Так,
на фабрике Сулливан первоначально отсадку проводили в джиг-
пульсаторе Пан-Америкен (1,0X1,0 м). Извлечение свободного
золота на джиге было неудовлетворительным и его заменили маши-
ной типа Денвер (450x600 мм), после установки которой выход
отсадочных концентратов снизился с 30 до 3 т!сутки, соответственно
улучшилось их качество. Общее извлечение на фабрике возросло
до 96% [64, 651.

На фабрике Орланда, построенной в 1963 г. и осуществляющей
флотационную схему обогащения, в замкнутом цикле с шаровой
мельницей установлена отсадочная машина Денвер (406x610 мм),
в концентрат которой извлекается 55% свободного золота
[10].
В Канаде в 1968 г. введена в действие обогатительная фабрика
Арктик с проектной производительностью 180 т/сутки. Среднее
содержание золота в руде 20,8 г/т (серебра 615,4 г/т). Для улавли-
вания крупного свободного золота на разгрузке мельницы первой
стадии измельчения (полузамкнутый цикл) установлена двухкамер-
ная диафрагмовая отсадочная машина (305x457 мм).

На другой канадской фабрике Кон Майнз перерабатывается руда
с содержанием 17,5 г/т золота. Часть золота в руде присутствует
в свободном состоянии, а часть связана с пиритом и арсенопиритом.
Для извлечения свободного тонкого золота технологическим про-
цессом предусмотрен перевод его в цианистый раствор в процессе
измельчения. Крупное золото, не успевшее раствориться при из-
мельчении, улавливается отсадочной машиной Денвер, установлен-
ной в замкнутом цикле. Общее извлечение золота на фабрике со-
ставляет 92% [10, 28].

Отсадочные машины типа Денвер применяются также на фаб-
риках: Консолидейтед Марчисон, Пунта дель Кобр и многих других
предприятиях.

На золотоизвлекательной фабрике Вест Рэнд Консолидейтед
в течение многих лет применяется отсадочная машина Харди
Смит [28].

На фабрике Вестерн Эйрис в цикле измельчения установлены
18 двухкамерных отсадочных машин Юба Ричардс (1,08x1,06 м) —
по три отсадочных машины к каждой мельнице. Столько же машин
установлено для перечистки чернового концентрата первых машин.
Производительность одной машины колеблется от 54 до 60 т/ч.
Параметры работы аппарата варьируют в следующих пределах:

Отношение ж : т в питании ...	1:1

Расход воды на 1 м2 решета, л/мин	200—500

Высота постели, мм .	30—60

Диаметр дроби для постели, мм	3—5

Ход диафрагмы, мм.................... 3—6

Число колебаний диафрагмы в минуту	200—300

В этих условиях выход концентрата составляет от десятых долей
до 2—3% [28].

Сравнительно недавно на фабрике Дурбан Дип была испытана
аналогичная машина Юба. Техническая характеристика этой ма-
шины, работающей на выходе первичной галечной мельницы (1,95х
Х6,0 м), следующая:

Производительность по сухому питанию, т/сутки . .	.	1500

Отношение ж : т в питании ...	0,85 : 1

Содержание золота в питании, г/т	7

Размер дроби, мм.................... 4,5+3

Частота колебаний диафрагм, ход/мин	300

Длина хода, мм .................................................. 4,5

Расход подрешетной воды, т/сутки	360

Выход концентрата, т/сутки................................. ...	3

Содержание золота в концентрате, г/т	  134

Обычно в концентраты отсадочных машин извлекается наиболее
крупное золото. Относительно мелкое золото переходит в хвосты
70
отсадки. Улавливать такое золото эффективнее в струе воды, дви-
жущейся на плоской поверхности. Одним из наиболее древних
вариантов такого способа извлечения золота является концентра-
ция его на шлюзах с мягким покровом. И в настоящее время эти
простые гравитационные аппараты применяются на многих зару-
бежных фабриках. Наиболее часто их используют при обработке
шламистых руд, содержащих тонкое золото.

В зависимости от характера обрабатываемой руды в заграничной
практике применяются различные типы шлюзов:

а)	стационарные со съемным покровом для извлечения свободного
золота (выход концентрата до 0,5%; интервал'сполоска не менее 2 ч);

б)	с опрокидывающейся декой для извлечения золотосодержа-
щих сульфидов (выход концентрата 1—5%);

в)	ленточные с непрерывным сполоском для извлечения золота
и золотосодержащих сульфидов при выходе концентрата 10%
и выше.

Ворсистыми шлюзами в настоящее время полностью заменили
ранее существовавшие амальгамационные шлюзы. Так, на фаб-
рике Лейк Вью энд Стар замена медных амальгамационных листов
кордероевыми шлюзами дала возможность избежать хищения золота,
уменьшила расход ртути и т. д. Материал, поступающий на первич-
ные шлюзы, имеет крупность 15% класса —1,65 см, на вторичные
20% класса +0,074 мм\ уклон шлюзов соответственно равен 1 : 8
и 1 : 10. Размеры шлюза: ширина 0,9, длина 18 м. Нагрузка первич-
ных шлюзов составляет 86 и вторичных 161,5 т!м2. Крупность
золотых частиц колеблется от микроскопических до пластинок
размером 5 мм. Коврики кордероя промывают ежедневно, а сме-
няют их на первичных шлюзах через 12, а на вторичных через 24 ч.
Срок службы кордероя на шлюзах соответственно 6 и 9 меся-
цев [43].

На фабрике Доум в качестве шлюзовых покровов применяли
обыкновенные шерстяные одеяла. После реконструкции было преду-
смотрено цианирование всей руды без применения концентрации на
шлюзах. Но оказалось, что при этом извлечение золота снизилось,
а расход цианида при измельчении в цианистом растворе вследствие
присутствия в руде пирротина (который ранее извлекался шлюзами)
оказался высоким. Поэтому изменили качественную схему фабрики,
и слив классификаторов вторичного цикла измельчения направили
на шлюзы (1,35x1,8 м), покрытые кордероем. Пульпа, проходящая
по кордероевым шлюзам, имела крупность 20% материала —0,074 мм.
Уклон шлюзов был принят равным 125 мм!м. Производительность
шлюзов составила 54 т на 1 м? площади шлюза. Каждый шлюз
застилали четырьмя кусками кордероя. Головные полотна, улавли-
вающие золота больше последующих, споласкивали по 5 раз за 8 ч,
остальные полотна — реже. Срок службы кордероя составлял около
100 дней. В зависимости от присутствия крупного золота извлечение
металла на шлюзах кордероем достигало 75—80% с выходом концен-
трата —0,2%. На ранее применявшихся амальгамационных листах
извлечение золота составляло только 62% [3, 44].
На фабрике Фреддис Консолидейтед пульпа из мельницы второй
стадии проходит через неподвижные шлюзы, покрытые кордероем.
После каждой мельницы установлено шесть шлюзов (1,05x1,8 м).
Шлюзы споласкивали через каждые 2 ч. В шлюзовой концентрат
извлекается 40—60% золота от исходного содержания его в руде.

Кордероевые шлюзы установлены на фабриках Бибиани и
Ашанти Голдфилдз Корпорейшн, Домейко и др.

В качестве покрытий шлюзов, кроме кордероя, применяются
ворсисгыеГтканй,сукно., а иногда, рифленая резина.

2

Направление потопа

Поперечное сечение резиновой концентрирующей поверхности

Рис. 22. Схема ленточного шлюза:

1 — уровень воды в приемнике; 2 — водяная труба; 3 — дно питателя; 4 —кон-
центрирующая поверхность; 5 —деревянный настил, прикрепленный скобами к
раме; 6 — приемник концентрата; 7 — разгрузочное отверстие

Преимуществом шлюзов перед отсадочными машинами является
их способность улавливать более тонкое золото, а также низкие
затраты на установку.

К недостаткам шлюзов следует отнести относительно низкую
производительность и значительные размеры занимаемой площади
при большой затрате рабочей силы на проведение сполосков. Этот
недостаток устраняется внедрением в практику автоматических
ленточных шлюзов и непрерывно действующих барабанных концен-
траторов.

На фабрике Сентрал Носман Голд Корпорейшн в цикле вторич-
ного измельчения вместо шлюзов с ворсистым покрытием были уста-
новлены непрерывно действующие ленточные шлюзы, благодаря
чему извлечение золота в этом цикле увеличилось с 28 до 45%.
Покрытием шлюзов служит резиновая рифленая лента шириной
1,5 м с рабочей площадью 5,6 м2. Скорость движения ленты варьи-
рует в пределах 0,15—4,8 м!мин\ уклон ее составляет 10—15°
(рис. 22).

Аналогичные шлюзы работают в замкнутом цикле мельница—
дуговой грохот и реечный классификатор на фабрике Барбертон [28].
Ленточные шлюзы, как правило, имеют боковые бортики, преду-
преждающие ' перелив пульпы. Поверхность шлюза покрыта риф-
лями, расположенными поперек ленты. Лента движется с заданной
скоростью в направлении, противоположном потоку пульпы. Кон-
центрат с поверхности шлюза смывают водяными щетками после
прохождения ленты через головной барабан.

При обогащении на ленточных шлюзах используют обычно три
аппарата для основной операции и один для перечистки. Произво-
дительность шлюзов составляет 200—400 т/сутки по твердому.
При этом получается ~0,5 т концентрата в сутки, что обеспечивает
производительность одной амальгамацпонной бочки [28].

На ряде африканских золотоизвлекательных фабрик в качестве
аппаратов гравитационной концентрации применяют барабанные
(трубные) концентраторы, позволяющие в ряде случаев несколько
упростить и автоматизировать схему обогащения руды. Концен-
тратор представляет собой глухой барабан, внутренняя поверх-
ность которого покрыта рифленой резиной. Золото и другие тяжелые
минералы оседают на рифлениях резины, расположенных парал-
лельно оси вращения, и при вращении барабана поднимаются на-
верх, где смываются брызгалами в желоб и транспортируются само-
теком в здание металлургического отделения.

На фабрике Вестерн Дип Левелз барабанные концентраторы
работают на песковом продукте третичного гидроциклона. Грави-
тационный концентрат перечищают на непрерывно действующем
ленточном шлюзе. Хвосты концентратора обезвоживают и напра-
вляют в мельницы III стадии измельчения [4—8].

На предприятии Голд Майнз установка трубных концентраторов
после стадии измельчения позволила организовать непрерывный
цикл гравитационного обогащения руды. Раньше на этой фабрике
в цикле измельчения были установлены тплюзы с ворсистым покро-
вом, концентрат которых периодически перечищали на концентра-
ционном столе и амальгамировали. В настоящее время шлюзы
заменены 5 трубными концентраторами, вращающимися со ско-
ростью 6 об!мин [28].

На фабрике Амальгамейтед Бэнкет Эйрис (рис. 23) для снижения
расходов на гравитационное обогащение руды установленные ранее
шлюзы были заменены в цикле первичного измельчения пульсато-
ром Пан-Америкен, а в цикле второй стадии измельчения — двумя
трубными концентраторами диам. 980 и длиной 3600 мм. В концен-
траторы поступал материал следующего гранулометрического со-
става: 11,1% + 0,3 мм, 31,3% —0,3 + 0,15 мм, 24,4% —0,15 +
+ 0,074 мм, 33,2% —0,074 мм.

Проведенные на фабрике промышленные испытания показали,
что трубные концентраторы из сравнительно мелкого материала
извлекают 30—50% золота, степень концентрации при этом соста-
вляет соответственно 44 и 17. В дальнейшем при постоянной экс-
плуатации концентраторов выход концентрата поддерживали около
2%. Получаемый концентрат имел следующую гранулометрическую
характеристику: 2,7% +0,3 мм, 17,1% —0,3 + 0,15 мм, 44,4%
—0,15 + 0,074 мм, 35,8% —0,074 мм. Слив классификаторов I ста-
дии измельчения подается насосом в 3 первичных концентратора
Джонсона 0,3X3,6 м (рис. 24). Хвосты концентраторов поступают
в классификаторы, работающие в замкнутом цикле с шаровыми
мельницами. Во II стадии измельчения установлены 4 вторичных
концентратора Джонсона; концентраты I и II стадий объединяют
и направляют в металлургическое отделение [41].

Весьма распространены на золотоизвлекательных фабриках кон-
центрационные столы. Как и барабанные концентраторы, столы

Рис. 23. Общий вид главного корпуса фабрики Амальгамейтед Бэнкет Эйрис
по сравнению с обычными неподвижными шлюзами имеют то пре-
имущество, что их работа непрерывна и материал (концентрат)
разгружается автоматически. На большинстве зарубежных фабрик
работают песковые концентрационные столы.

На фабрике Морро—Вельхо песковая фракция пульпы после
частичного сгущения поступает на концентрационные столы Джеймса.
На фабрике Джайент мельница Гардинга работает в замкнутом
цикле с гидроциклоном и 3 концентрационными столами Галлагера,
концентрат которых перечищается два раза на столах Джеймса.
На фабрике Кэм энд Мотор руда после измельчения в толчеях посту-
пает на 17 первичных концентрационных столов типа Рекорд. А на
фабриках Бланкет и Мюриел используют механические шлюзовые
столы. Гравитационная концентрация на столах применяется и на
фабриках Голден Валли, Кэнимба.

К недостаткам концентрационных столов следует отнести боль-
шую занимаемую площадь и сравнительно невысокую производи-
тельность.

Как правило, полученные в цикле первичного обогащения чер-
новые гравитационные концентраты независимо от того, с какого
типа машин они получены, подвергают дополнительной доводке.
Для этой цели чаще всего
используют концентрацион-
ные столы Вильфлея. На-
пример, на столе перечищают
концентраты первичной и
вторичной ловушек и золо-
тосодержащий продукт ме-
ханических столов на фаб-
рике Бланкет. На фабрике
Барбертон выделенный на
автоматическом ленточном
шлюзе концентрат перечи-
щают на концентрационном
столе и амальгамируют. Кон-
центраты трубных концен-
траторов на фабрике Амаль-
гамейтед Бэнкет Эйрис объе-
диняют с концентратом от-
садочной машины и перечи-
щают на концентрационном
столе, получаемый богатый
продукт идет в плавку.

Кроме столов, для пере-
чистных операций в ряде слу-
чаев используют аппараты,
аналогичные установленным
в первичном цикле, но мень-
ших размеров. Так, на фаб-
рике Голд Кинг концентрат
первичной отсадочной ма-
шины перечищают во второй
аналогичной машине, кон-
центрат первой камеры ко-
торой направляют на плавку.
На фабрике Голд Майнз кон-
центрат пяти трубных кон-
центраторов перечищают в
таком же аппарате, но враща-
ющемся с меньшей (2 об!мин)
против первичных (6 об!мин)
скоростью. На фабрике Пан-
дор после шаровых мельниц
установлены пульсаторы типа
Пан-Америкен (1,06 X 1,06 м),
концентрат которых дважды
перечищают в отсадочных ма-
шинах этого же типа (0,3 X
хО.Злф. Мелкое золото из
промпродуктов извлекают на
шлюзах с ворсистым покровом, концентрат которых амальгами-
руют [28].

Как уже отмечалось выше, выбор рациональной схемы гравита-
ционного обогащения руды, а также соответствующего оборудова-
ния зависит от свойств и характера руды, содержания золота в ней,
его ассоциации и других факторов.

Обычно на отсадочных машинах, установленных в цикле первич-
ного измельчения руды, улавливается преимущественно крупное
золото. На сливах классификаторов устанавливают ворсистые
шлюзы или барабанные концентраторы для извлечения более тон-
кого золота, которое все же достаточно крупно, чтобы теряться
с хвостами последующего передела, например флотации.

Интересна в этом отношении развитая схема гравитационного обогащения руды
перед флотацией на фабрике Бэтонг-Бэхей (рис. 25). Уже в цикле дробления руды
нижний продукт вибрационного грохота (—6 Мм) направляют в джигпульсатор Пан-
Америкен. Хвосты отсадки поступают в первичный классификатор, работающий
в замкнутом цикле с мельницей. На выходе этой мельницы установлена отсадочная
машина типа Денвер. Концентрат отсадки перечищают на концентрационном столе.
Хвосты стола возвращают в чашевый классификатор, песковый продукт которого
направляют на кордероевые шлюзы для улавливания тонкого золота. Концентрат
шлюзов также перечищают на столе и все готовые концентраты поступают на амаль-
гамацию. Хвосты шлюзов и перечистных столов сгущают и направляют на флота-
цию [3].

Относительно сложная гравитационная схема на фабрике Ари-
стон Голд Майнз (рис. 26). Пульпа из измельчительного отделения
перекачивается в отделение концентрации, делится на шесть струй
и направляется на такое же количество серий кордероевых шлюзов.
Каждая серия состоит из трех пар шлюзов (2,4 X 1,2 лг), установлен-
ных с уклоном 1 : 4. Следовательно, всего 36 шлюзов с общей пло-
щадью 104 м2. Назначение кордероевых шлюзов — извлечь свобод-
ное золото. На данной фабрике они оправдывают свою установку
(извлекается около 70% золота от содержания его в исходной руде).
На шлюзах постоянно работают 3—4 рабочих, обеспечивающих спо-
лоск каждого шлюза два раза в смену. Для сполоска серию шлюзов
отключают, кордерой снимают и прополаскивают в специально уста-
новленном ящике с водой. Концентрат из ящика поступает на кон-
центрационный стол Вильфлея, где выделяется тяжелая фракция,
состоящая преимущественно из золота и железа, попадающего
в пульпу в результате истирания шаров и футеровки при измель-
чении в мельницах. Хвосты стола направляют в отсадочную машину
Денвера (300x450 мм), концентраты которой присоединяют к кон-
центратам стола Вильфлея, а хвосты возвращают на кордероевые
шлюзы, чем замыкается цикл измельчения [28, 59].

Гравитационное обогащение на золотоизвлекательных фабриках
используется не только в циклах измельчения.

На фабрике Сулливан на непрерывно действующих шлюзах
из хвостов флотации (80% класса •—0,074 мм\ содержание олова
0,065%) золотосодержащей руды с незначительным количеством
касситерита (в виде кристаллов с максимальным размером - зерен
75 мкм) получают оловянный концентрат (65% 8п) при извлечении
его 45% [66].

Чтобы избежать обводнения флотации, предварительного гра-
витационного обогащения руды часто не проводят. Крупное золото,
не извлекаемое флотацией, в этом случае улавливают из хвостов

Рис. 25. Схема обогащения руды ш»- фабрике Бэтонг—Бэхей	линии виг):

1 — вагонетка; 2 — разгрузочная площадка; 3 — бункер; 4 — вибрационный грохот; 5 —
щековая дробилка; 6 — тромель; 7 — вибрационный грохот; 8 — дробилка Саймонса; 9 —
бункер; 10 — шаровая мельница; 11 — классификатор; 12, 13 — отсадочная машина; 14 —
чашевый классификатор; 15 — шнек; 16 — стол Вильфлея; 17 — пульподелители; 18 — кор-
дероевые шлюзы; 19 — сгуститель; 20 — пробоотбиратели; 21 — коллекторы; 22 — флота-
ционные машины; 23 — весы; 24 — сгуститель; 25 — дисковый фильтр; 26 — чан Денвера;
27 — многоярусный сгуститель; 28 — промывочный бак; 29 — фильтр Оливера; 30 — чаи
золотых растворов; 31 — осветлитель; 32 — осадительная установка; 33 — чан для раство-
ров; 34 — амальгамациоиная бочка; 35 — амальгамационный шлюз; 36 — амальгамациоиная
ловушка

флотации с помощью шлюзов. Через шлюзы также пропускают
промпродукты, получаемые в результате перечистки концентратов.
При обогащении медистых золотосодержащих руд гравитационные
концентраты объединяют с золото-медным флотационным концен-
тратом и отправляют на дальнейшую переработку.

В ряде случаев гравитационному обогащению подвергают про-
дукты обжига. Так, компания Голдфилдз Металз Продакшин Кор-
порейшн в 1964 г. закончила строительство фабрики большой про-
I
★дни
' ♦
I дрсбление

Руда (-дООнн)
Грохочение

-6НН

Грохочение

*бнн -6нм
„я I Ь
л дробление

Т

I измельчение

Концентрация на шлюзах

Концентрат

Перечистка на столе

„ ।

Концентрат

Прон.прод.

НаСП

ПаСП

I цианирование
фильтрация

Кек Фильтрат

Репцльпацця
Л цианирование

Фильтрация

Кек

О

В отвал

Хвосты

Классификация

Амальгамация

Плавка

Металлическое
золото

| В измельчение

—	Сгущение

Отсадка

I----------1

Концентром Хвосты

Слив

Сушка

Обжиг

I I

Газы Огарок

Пылеулавливание

/аЗы

6 атносщеру

Пыла

Охлаждение

Водное
Выщелачивание

Сгущение

Г |

Слив Сгущ прав.

В отвал

Фильтрат

Осветление
---ПГ " дп

Осаждение

Раствор

В оборот

Осадок

Обжиг

Плавна

Чернобае
металлическое
золото

Сгущ.прод.

Контрольное
сгущение

Слив Сгущ тред.

в оборот | ।—

Флотация

Хвосты

В отвал

Концентрат
I
Перечистка

Концентрат Прон пред.

Сгущение

Сгущ.прод. Слив

Фильтрация В отвал

Концентрат	Фильтрат

|	в отвал

Рис. 26. Технологическая схема переработки руды на фабрике Аристон Голд Майнз
изводительности, предназначенной для переработки золото-серебря-
ной руды с низким содержанием золота. В схеме предусмотрен пер-
воначальный обжиг руды, а затем амальгамация и концентрация
огарка [671.

На новой фабрике Дурбан Бей грубый золото-пиритный кон-
центрат после обжига доизмельчают в трубной мельнице. Измель-
ченный продукт поступает в цикл вторичной концентрации на рам-
ном столе или бесконечном ленточном концентраторе, и уже окон-
чательный концентрат амальгамируют [28].

Концентрацию на столах осуществляют в цикле доизмельчения
после обжига в кипящем слое флотационного концентрата на фаб-
рике Дални.

Новые методы и аппаратура для гравитационной
концентрации золота

В условиях современного развития технического прогресса
в области технологии обработки золотосодержащих руд не осла-
бевает интерес и к методам гравитационного обогащения. Работы
в этом направлении ведутся как по линии создания новых более
экономичных и автоматизированных аппаратов, так и в области
теории гравитационных процессов применительно к данному сырью.
Значительное внимание при этом уделяется вопросам дальнейшего
совершенствования методов отсадки и созданию новых отсадочных
машин, занимающих значительный удельный вес в практике грави-
тационного обогащения золотосодержащих руд.

Одним из новых типов отсадочных машин, получивших в послед-
нее время сравнительно широкое распространение в капиталистиче-
ских странах, являются отсадочные машины Реммер с двойной ча-
стотой вибрации. В машинах данной конструкции одновременно
с обогащением кускового материала обеспечивается классификация
его с выделением в подрешетный продукт песковой фракции для
последующего дополнительного обогащения. Например, из исход-
ного материала крупностью —30 мм таким образом может быть
выведен продукт —3 мм.

Для обогащения глинистых руд [11] применяют отсадочные
машины Конрад Херц (ФРГ).

Имеется ряд патентов по усовершенствованию и автоматизации
отсадочных машин. Так, в ФРГ предложена 1 конструкция отсадоч-
ной машины с неподвижной декой и подачей пульсирующей струи
воды снизу. После разделения материала на два слоя по плотности
каждый из них направляется в отверстие в торце отсадочной камеры
в две шахты (отдельно для концентратов и хвостов), откуда материал
постепенно выгружается черпаковым элеватором.

Предлагается автоматическое устройство для непрерывной вы-
дачи разделенных на деке материалов по мере увеличения высоты
раздельных слоев. Система шиберов и затворов приводится в дей-

1 Патент ФРГ № 1066151, 1954.
ствие приводом, пуск которого осуществляется автоматически, в за-
висимости от высоты накопившихся на деке слоев разделенных мате-
риалов. Высота каждого слоя контролируется с помощью специаль-
ных поплавков, масса и форма которых позволяют поплавку пройти
через слой легкого материала, но препятствуют его продвижению
в слой тяжелого материала.

Другой патент ФРГ1 предусматривает создание слоя постели
отсадочных машин из ферросилиция крупностью менее 5 мм с плот-
ностью, большей, чем у выделяемой тяжелой фракции (концентрата).
На участках, где возникают завихрения потока, рекомендуется по-
стель из более тяжелого ферросилиция, чем на остальной площади
решета.

Сообщается, что на одной из американских золотоизвлекатель-
ных фабрик в качестве постели отсадочной машины Денвера, рабо-
тающей в замкнутом цикле с шаровой мельницей и классификатором
Аккинса, применяют бракованные стальные шарики от шарикопод-
шипников диам. 9,5 мм, которые дают значительно лучшие резуль-
таты, чем обычная дробь.

Отсадочная машина со сложным характером цикла пульсации
воды описана в японском патенте 1 2. Предлагается роторное золотни-
ковое устройство, позволяющее при регулировании кратности (перио-
дичности) циклов открытия основных и вспомогательных окон и их
размера получить любой желаемый цикл пульсации воды.

Здесь же описывается рудный концентратор Фаннинг, представ-
ляющий собой конусообразный желоб с дефлектором и отсекателем
концентрата в точке, где пульпа выходит из желоба. Он не имеет
движущихся частей и на нем можно обрабатывать пульпу при 65%
твердого.

В последнее время за рубежом для гравитационного обогащения
руд начали применять веерные (суживающиеся) шлюзы. Основное
отличие их заключается в том, что загрузочные и разгрузочные концы
резко отличаются по ширине (ширина загрузочного конца 225 мм,
а разгрузочного 25 мм при длине 600—900 мм). В данном аппарате
глубина потока пульпы на разгрузке становится значительно больше,
чем ширина. Таким образом, пульпа сходит со шлюза разделенная
на тяжелую и легкую фракции. Шлюзы данной конструкции можно
составить в батареи производительностью 0,5—2 т/ч. При невысоком
содержании в песках тяжелых минералов (до 3%) извлечение их
достигает 90%. При обработке песков с высоким содержанием тяже-
лых минералов хвосты шлюзов обычно перечищают. Оптимальный
угол наклона шлюзов 16—20°. Суживающиеся шлюзы — весьма
простые аппараты, которые можно изготовить из легкого листового
металла с покрытием поверхности синтетическим каучуком или ре-
зиной на любом горно-обогатительном предприятии. Шлюзы не имеют
движущихся частей. Следовательно, сооружение установки не тре-

1 Патент ФРГ № 1170881, 1959.

2 Патент Японии № 176653, 1961.
бует больших капитальных затрат, а ее компактность даст возмож-
ность обойтись малыми производственными площадями.

Собранный из этих шлюзов батарейный агрегат получил назва-
ние Кэнона [68].

Для доводочных операций создаются и уже находят применение
специальные концентрационные столы преимущественно в одноде-
ковом исполнении с покрытиями из резины, оргстекла и пластмассы.
Покрытия из пластмасс получили названия Формакс.

Описан 1 оригинальный способ извлечения самородного золота
из песков или измельченных руд. Улавливающую поверхность шлю-
зов покрывают остатками перегонки нефти алифатического состава.
Покрытую поверхность хорошо увлажняют и пропускают по ней
тонкий слой пульпы. Уловленный металл снимают вместе с жировым
слоем, растворяют и из раствора выделяют золото.

Описывается пневматический аппарат для извлечения золота и
олова в Южной Родезии [691. Материал крупностью — 25 мм через
воронку попадает в желоб, наклон которого можно менять. Дно
желоба представляет собой сито с установленными поперечными на-
рифлениями. С помощью воздуходувки снизу через сито подают
струю воздуха, которая сдувает легкие частицы. Тяжелые частицы
собираются за нарифлениями на сите.

Обогатительная лаборатория в Уорн-Спринг разработала новый
тип концентрационного сотрясательного стола с пористой декой,
через поры которой пульсациями подается под давлением воздух,
вызывающий пульсацию материала на деке стола. Испытания этого
стола в Корнуэлле показали возможность обогащения на нем руд
с производительностью, в четыре раза большей по сравнению с про-
изводительностью обычных столов. Забивка пор тонкими частицами
затрудняет эксплуатацию стола. Однако в последнее время предло-
жены материалы, например пористая резина, поры которых закры-
ваются при падении давления воздуха.

Для сухого обогащения мелкого материала разработана кон-
струкция сепаратора (рис. 27), работающего на основе образования
на нем кипящего слоя.такжес подачей воздуха через пористую деку.
Деке сообщается сотрясательное движение, обеспечивающее раз-
грузку тяжелой фракции в верхней части деки сепаратора. В ка-
честве среды для разделения применяют узко классифицированный
по крупности материал, легко образующий кипящий слой. Аппарат
данного типа можно использовать в золотодобывающей промышлен-
ности.

Использование пневматики в процессах гравитационного обога-
щения золотосодержащих руд нашло отражение в создании обога-
тительной установки СегакНпе [70]. Установка применяется для
обработки золотых россыпей в штате Аризона. Обогащение произ-
водят на 6 электростатических сепараторах. Верхние слои, состоя-
щие из пустой породы, сдуваются струей воздуха. Нижние слои,
содержащие золото, отсасываются со стола.

1 Патент США № 2706556, 1951.

6 В. В. Л Олейников
Отмечается применение центробежного обогащения в тяжелых
суспензиях, в частности обогащение в гидроциклонах в суспензиях
повышенной плотности (по сравнению с общей плотностью пульпы),
искусственно создаваемой рудой и содержащимися в ней тяжелыми
металлами (71].

Большой практический смысл имеет использование гидроцикло-
нов и в качестве обезвоживающих аппаратов перед концентрацион-
ными столами и другими гравитационными приборами. Кроме со-

Рис. 27. Технологическая схема работы сепаратора для обогащения руд в ки-
пящем слое

крашения расхода воды и энергетических затрат, связанных с ре-
циркуляцией оборотных вод, это позволяет в ряде случаев суще-
ственно повысить извлечение золота в концентрат [3].

Приводится интересная конструкция, разработанная Американ-
ской хромовой компанией (Монтана) для подготовки питания кон-
центрационных столов. С целью более эффективной концентрации
на столах поставлен конус с прерывистой разгрузкой. Движущаяся
вверх вода регулируется в зависимости от плотности пульпы в клас-
сифицирующей колонке. Это приспособление работает хорошо, не-
смотря на некоторые колебания в разгрузке каждого спигота, ко-
торые впоследствии (перед поступлением пульпы на столы) сгла-
живаются [11].

Для промывки песков, содержащих золото и серебро, предла-
гается 1 механизированная чаша, установленная в наклонном поло-
жении на роликах, укрепленных на круглой плите, опирающейся
по оси на полусферическую опору, и в двух дополнительных точках —
на кулачковые колеса. При вращении этих колес круглая плита,

1 Патент США № 3019899, 1959.
а вместе с ней и чаша покачиваются то в одну, то в другую стороны.
От специального привода чаша получает колебания относительно
вертикальной оси, что в совокупности с покачиваниями имитирует
движение промывочного лотка при промывке песков вручную.

Указывается [72] на применение циклонов (в качестве концентра-
торов золота), установленных во II стадии измельчения. Циклоны
работают в замкнутом цикле с трубными мельницами, питающими
концентрационные столы. Применение циклонов повысило извле-
чение золота в цикле амальгамации концентрата столов с 22—23
до 32—33%.

Запатентованы 1 две установки для обогащения руд, содержащих самородные
металлы в чистом виде, а также золото в «рубашке». Одна установка предназначена
для работы в полевых условиях и включает детектор самородков, механизм для
извлечения их из потока руды на транспортере, щековую и молотковую дробилки,
электромагнитный сепаратор с переменным током для сухого обогащения и пневма-
тический сепаратор для немагнитной фракции. Предусмотрена модификация с элек-
тромагнитным сепаратором для мокрого обогащения и вибрирующим шлюзом. Пер-
вая установка выпускает 3 продукта; самородки, магнитный продукт и тяжелую
фракцию из немагнитного продукта. Вторая установка может обслуживать несколько
полевых установок и предназначена для доводки двух последних получаемых на иих
продуктов. Она включает печь для нагрева продукта, ванну для быстрого охлаждения
с целью разрушения «рубашки», заключающей самородный металл, вибрационный
аппарат для дополнительного разрушения «рубашки» и отмывки ее от металлических
частиц, сушцлку, серию электромагнитных сепараторов с различным напряжением
магнитного поля и амальгамационный шлюз для улавливания золота.

Глава IV

СОВРЕМЕННАЯ ПРАКТИКА ФЛОТАЦИОННОГО
ОБОГАЩЕНИЯ РУД НА ЗОЛОТОИЗВЛЕКАТЕЛЬНЫХ ФАБРИКАХ

Роль и место флотации в технологии обработки
золотосодержащих руд за рубежом

Основная задача флотационного обогащения — концентрирова-
ние золота в материале, поступающем на металлургическую перера-
ботку. При этом эффект от применения флотации тем значительней,
чем дороже и сложнее применяемый на предприятии способ метал-
лургического извлечения золота. Именно этим объясняется стремле-
ние применять флотацию прежде всего к так называемым упорным
золотосодержащим рудам, не поддающимся непосредственному циа-
нированию или амальгамации. Выделяемые в процессе флотацион-
ного обогащения концентраты с упорным золотом подвергают спе-
циальной металлургической обработке, основанной на применении
цианирования после предварительного обжига, прокалки или хими-
ческого «дообогащения» концентратов.

В ряде случаев возможно и экономически целесообразно при-
менять флотацию и к неупорным золотосодержащим рудам при до-

* Патент США 3332627, 1964.
статочно высокой флотационной активности присутствующего золота
или золотосодержащих минералов, обеспечивающей получение от-
вальных по содержанию металла хвостов флотации. Флотационные
концентраты, получаемые при обогащении неупорных руд, обраба-
тывают, как правило, на месте прямым цианированием в одну или
несколько стадий с тщательной отмывкой растворенного в цианиде
золота перед сбрасыванием хвостов в отвал.

В зарубежной практике много примеров флотации сложных по
составу руд, содержащих как свободное, так и упорное золото, тонко
вкрапленное в сульфидах или теллуридах тяжелых металлов. Для
таких руд характерна комбинация флотации с цианированием руды
до и после флотации и металлургической переработкой получаемых
флотоконцентратов в отдельном цикле.

Очень широко применяется флотация и при обработке комплекс-
ных золотосодержащих руд (золото-серебряные, медно-зол отые,
сурьмянистые, свинцово-цинковые, золото-урановые и др.). В про-
цессе обогащения таких руд за рубежом основное внимание уделяют
получению кондиционных медных, свинцовых, сурьмяных, цинко-
вых, вольфрамовых и других концентратов, передаваемых на спе-
циализированные предприятия цветной металлургии. Присутствую-
щие в исходных рудах золото и серебро при этом стремятся макси-
мально перевести в медные, свинцовые или сурьмяные концентраты,
дальнейшая металлургическая обработка которых предусматривает
попутное извлечение благородных металлов. Если относительное ко-
личество золота и серебра, извлекаемых в указанные концентраты,
недостаточно высокое, на предприятиях организуют дополнитель-
ную металлургическую переработку хвостов и промпродуктов фло-
тации цианированием. Таким путем извлекают благородные металлы
и из некоторых типов флотационных концентратов, например пирит-
ных, мышьяково-пиритных, цинковых, вольфрамовых и др.

При обогащении золотосодержащих руд с относительно крупным
золотом, трудноизвлекаемым в процессе флотации, в схему обра-
ботки руд дополнительно включают гравитацию или амальгамацию.
Гравитации подвергают как исходную руду, так и хвосты флотации,
а в ряде случаев флотационные концентраты и промпродукты и даже
огарки окислительного обжига. Получаемые гравиоконцентраты
обычно амальгамируют на месте или плавят. В отдельных случаях
их объединяют с флотационными концентратами и отправляют на
заводы цветной металлургии или же подвергают металлургической
обработке на месте по схеме обжиг-цианирование.

В качестве примеров рассмотрены семь основных, наиболее рас-
пространенных вариантов схем флотации.

Флотация с получением отвальных хвостов и концентратов, под-
вергаемых непосредственному цианированию на месте, применяется
при обработке кварцевых и кварцево-сульфидных руд с относительно
крупным золотом. Флотацию в данном случае используют в качестве
основного процесса обогащения, позволяющего резко сократить
объем материала, поступающего на дальнейшую обработку, особенно
при небольшом выходе флотационного концентрата.
Наиболее характерным примером из числа крупных золотоизвлекательных пред-
приятий, перерабатывающих руды по данному варианту схемы, является фабрика
Мак-Интайр производительностью 1300 т/сутки [3, 44]. На фабрике обогащаются
золото-пиритные кварцевые руды со средним содержанием золота 9,5 г/т по схеме,
приведенной на рис. 28. Дробленую руду (4 мм) измельчают в одну стадию до круп-
ности 85% класса —0,2 мм в шаровых мельницах (4,57X 4,88 м) в замкнутом цикле
с отсадочными машинами (0,914X0,914 м) и реечными классификаторами (1,83Х
Х2,13 м). Слив реечных классификаторов поступает на основную, а затем на кон-
трольную флотации в машинах механического типа. В качестве собирателей при фло-
тации используют ксантогенат (70 г/т) и аэрофлот 25 (1,5 г/т), в качестве вспенива-
теля — доуфрос (27 г/т). Хвосты контрольной флотации пропускают Через кон-
центрационные столы и направляют в отвал. Объединенный флотационный концен-
трат 30 г/т Аи вместе с гравитационными концентратами после доизмельчения до
крупности 85% класса —0,044 мм направляют на цианирование. Общее извлечение
золота на фабрике составляет 93,5%, в том числе гравитационными методами 15%.
Полная стоимость обогащения руды на фабрике колеблется на 1 т в пределах 1,5—
2,1 долл., в том числе стоимость цианирования 0,35 и флотации 0,39 долл. На мате-
риалы расходуется ~0,78 и на электроэнергию 0,16 долл.

Особое значение флотация приобретает при обработке золото-урановых руд
Витватерсрэнда. На заводе Вогельструйбулт хвосты после сернокислотного выщела-
чивания урана поступают на пиритную флотацию с получением пиритного концен-
трата, в который извлекается 85% серы и 65% золота. Стоимость флотационного
обогащения составляет 22 пенса на 1 т перерабатываемой руды [3,.

Флотация-обжиг концентрата — цианирование огарка приме-
няется при переработке пиритных и арсенопиритных кварцево-суль-
фидных руд с тонковкрапленным золотом. Примером может служить
золотоизвлекательная фабрика Дални производительностью
800 т/сутки, перерабатывающая упорные золото-мышьяковые руды
с содержанием золота 6,2—7,0 г/т [17, 29, 31].

В настоящее время переработка руды на фабрике осуществляется по схеме,
представленной на рис. 29. Исходную руду дробят в две стадии с последующим мо-
крым измельчением сначала в стержневой мельнице (3,66X7,1 л), затем в шаровой
мельнице (2,4X2,4 м), работающей в замкнутом цикле с гидроциклоном диам. 609 мм.
Слив гидроциклона флотируют в 4 стадии с использованием реагентного режима,
приведенного в табл. 8.

Таблица 8

РЕАГЕНТНЫЙ режим флотации на фабрике дални

Место подачи реагента	Реагент	Расход на тонну флотируемого материала, г
Стержневая мельница	Сода, бутиловый и амиловый	750
Шаровая мельница	ксантогенаты  Медный купорос	65
	Бутиловый ксантогенат	30
	Дауфрос 250	10
Питание гидроциклонирова-	Медный купорос	20
ния III	Бутиловый и амиловый ксан-	10
Пески гидроциклонирования	тогенаты  То же	10
Питание флотации	Дауфрос 250	10
	Аэрофлот 25	15
Руда

Дробление в а стадии
до крупности -3,9нм

Измельчение

„ К

Отсадка

Концентрат

Квасты

И ♦

Классификация

Слив

Основная флотация

Песни

Кен

Концентрат

Фильтрация

№СК

Фильтрат
В оборот

Л

Хвосты

н *

Контрольная
флотация

Концентрат Хвосты

Измельчение

ГЮроциклонирсвание

Песни

Слив
(657. -ОДЫтм)

Перемешивание

Контрольная
концентрация
на столах

Концентрат

\оосты
В ^пвал

I

Лески
(★ОДШнм)

Доизмельчение

Классификация

Слив
(~ 0,0 44 нм}

I

, Сгущение

I-----

Сгущ.прод

Фильтрация
в 3 стадии

Слив

Осветление

Кек

В отвал

Фильтрат

Осаждение

Аи осадок

Плавка
на металлическое золото

Рис. 28. Технологическая схема переработки руды на фабрике Мак-Интайр
Руда после дробления

Изнелочение

Классификация

Пески

СлиВ

Изнепьчение

I гидроциклониробание

Пески

Слив

Перенашивание

I флотация

Хвосты

Концентрат

П флотация

Хвосты

Концентрат

Б гидроциклонирование

I перечистка

Слив

Пески

Концентрат Пр. пр.

В отвал

И. перечистка

Шгидроциклонирование

Слив

Пески

Ш флотация

Изпельиение

Пр. пр.

Готовый
концентрат

Хвосты Концентрат

$ флотация

Концентрат |
I Хвосты
_____I В отвал

Рис. 29. Схема обогащения золото-мышьяковой руды на фабрике Далии
Песковую фракцию хвостов I флотации доизмельчают в трубной мельнице (1,67Х
ХЗ,05 м), работающей в замкнутом цикле с гидроциклоном диам. 304 мм. Общая
степень измельчения руды на фабрике составляет 90—95% —0,074 мм. Отвальными
продуктами флотации являются; слив II гидроциклонироваиия (96—98% класса
—0,044 мм) с содержанием золота 0,58 г/т и хвосты IV флотации (0,68 г/т золота).
Общее извлечение золота в товарный флотационный концентрат (90—105 г/т Ап,
16—22% 8, 6% Аз) составляет —89%.

Ранее получаемый на фабрике флотоконцентрат отправляли для дальнейшей
переработки на центральную установку в Квекве. В 1954 г. непосредственно на самой
фабрике Дални введена в действие двухкамерная печь для обжига концентрата в ки-
пящем слое с последующим цианированием огарка. Суммарная стоимость перера-
ботки 1 т руды на фабрике составляет 13 шиллингов.

По аналогичным схемам перерабатываются руды на фабриках
Кохеноур Виллане, Аристон Голд Майнз, Кэм энд Мотор и др.

Флотация полиметаллических руд, содержащих золото, серебро,
медь, цинк, свинец, сурьму и другие металлы, с переработкой флота-
ционных концентратов на пирометаллургических заводах.

На обогатительной фабрике Пунитакви производительностью 440 т/сутки
перерабатываются окисленные золотосодержащие руды, а также хвосты амальгама-
ции прошлых лет {29, 73, 74]. Среднее содержание золота в рудах, поступающих
в обработку, составляет 12,4 г/т. В соответствии с принятой технологической схемой
(рис. 30), исходную руду дробят и измельчают до крупности 80% класса —0,074 мм.
Такая степень помола достигается в одну стадию, но с двойной классификацией руд-
ной пульпы, сначала в реечном, а затем в чашевом классификаторе. Измельченная
руда поступает на основную флотацию в пять камер машины Фагергрен. Первая
контрольная флотация проводится в шести камерах этой же машины, вторая кон-
трольная флотация — в машине Стефенсон и третья контрольная — в пневматиче-
ской машине Форрестер. Для перечистки концентрата от 1 контрольной флотации
используют первую камеру машины Фагергрен.

При флотации на фабрике применяются следующие реагенты: сосновое масло
68 г/т, бутиловый ксантогенат 118 г/т, аэропромотор 712 6—10 г/т. Последний
реагент представляет собой растворенный в воде продукт, содержащий омыленные
жирные кислоты. Реагент улучшает минерализацию пены и повышает ее устойчи-
вость. Подают его в слив классификатора и в машину каждой контрольной флотации.
Для создания необходимой щелочности среды (рН = 8,6-^ 8,8) в пульпу вводят
3,3 кг/т извести. Продолжительность флотации составляет 29—36 мин.

При обогащении руды с содержанием золота 12,4 г/т достигаются следующие
показатели; выход концентрата 4% от руды: содержание золота в концентрате
225,5 г/т-, серебра 50,0 г/т\ меди 3,65%. Содержание золота в хвостах 4,0 г/т. Извле-
чение золота 71,9%.

Получаемый на фабрике концентрат передают для плавки на медеплавильный
завод.

Специальными исследованиями и технологическими испытаниями
показана возможность доизвлечения значительной части золота из
хвостов флотации цианированием. Однако присутствие в концентрате
большого количества окисленных минералов меди требует примене-
ния предварительного выщелачивания меди (до цианирования) р'ас-
твдрамй”сернои~кислоты. Это существенно удорожает технологйче-
ский процесс, делая его экономически приемлемым только при со-
держании золота в хвостах флотации выше 4 г/т.

Оригинальная схема’*обогащения полиметаллической руды при-
меняется на фабрике Голден Манитоу. Руду, измельченную до не-
обходимой крупности, флотируют с выделением в голове процесса
основного количества золота и серебра в пиритный концентрат (вы-
ход 20%), который доизмельчают и цианируют. Кеки после цианиро-
88
вания объединяют с хвостами пиритной флотации и направляют на
коллективную свинцово-цинковую флотацию. Хвосты последней яв-
ляются отвальным продуктом обогащения. Концентрат подвергают

селективной флотации, в результате которой получают товарные
свинцовый и цинковый концентраты 117, 28].

Несмотря на значительную распространенность рассмотренных
вариантов, следует отметить, что флотация, применяемая в качестве
основного процесса, в сочетании с цианированием «сырых» или обо-
жженных концентратов обеспечивает извлечение золота в среднем
на 3—5% ниже по сравнению с цианированием всей массы руды.
Однако себестоимость переработки руды в последнем случае, как
правило, значительно выше.

Флотация с последующим цианированием хвостов и промпродуктов
и обработкой концентратов на месте по схеме обжиг—цианирование
применяется для переработки кварцево-сульфидных, пиритных и
арсенопиритных руд, содержащих теллуриды золота, пирротин,
халькопирит, стибнит, галенит, сульфоантимониты и другие ми-
нералы. Таким методом, в частности, перерабатывают золото-тел-
луристые руды со средним содержанием золота 7,5 г/т на фабрике
Лэйк Вью энд Стар (см. рис. 16) производительностью 1800 т/сутки
[17, 28, 43].

Руду, прошедшую трехстадиальное дробление (до —10 мм) и четырехстадиальное
измельчение флотируют с целью концентрирования упорной части присутствующего
в руде золота. Концентрат флотации, после обезвоживания, обжигают в печах Эд-
варса при 500—550° С для вскрытия золотосодержащих сульфидов и теллуридов
перед цианированием. Относительно высокое содержание серы в концентратах
обеспечивает возможность их автогенного обжига (обжиг без постороннего топлива).
Огарок цианируют в две стадии, с промежуточной двойной декантацией и фильтра-
цией пульпы. Общая продолжительность цианирования огарка 80—90 ч. Концентра-
ция реагентов при выщелачивании: 0,07% КаСЫ, 0,02% СаО. Хвосты флотации, не
содержащие упорного золота, цианируют в течение 5 ч растворами с пониженной кон-
центрацией цианида и извести (соответственно 0,02 и 0,002%).

Особенность технологической схемы обработки руды на фабрике Лэйк Вью
энд Стар — широко развитое гравитационное обогащение, в результате которого
улавливаются относительно крупные частицы свободного золота. Гравитации под-
вергают не только исходную руду, но и огарок окислительного обжига концентратов.
Выделяемые гравиоконцентраты амальгамируют.

Извлечение золота на фабрике составляет 94,2%, в том числе, %;

Обогащение руды на шлюзах .	.	13,02

Обогащение огарка на шлюзах ...	.	... 20,0

Цианирование огарка...........................  57,6

Цианирование хвостов флотации	3,6

Общая стоимость обработки руды на фабрике находится в пределах 0,33 ф. ст./т.

На фабрике Карлтон флотацией из руды извлекают теллуриды
золота (калаверит, сильванит и золотосодержащий пирит), выход
концентрата составляет 5%, извлечение золота ~85%. Концентрат
содержит 24% серы и 170 г/т золота. Хвосты флотации (~2 г/т Аи)
цианируют, в качестве осадителя растворенного золота используют
активированный уголь.

Аналогичный процесс был рекомендован для переработки золото-
содержащих сульфидных руд месторождения Байя-де-Арьеш. Кол-
лективная флотация сульфидов в сочетании с цианированием хвостов
флотации, адсорбцией растворенного золота и серебра активирован-
ным углем и флотацией угля, содержащего адсорбированные благо-
родные металлы, обеспечивает извлечение золота в сульфидный кон-
центрат 70% и в угольный 16,4% [75, 761.

Флотация с последующим цианированием хвостов или промпро-
дуктов флотации и отправкой концентратов на пирометаллургиче-
ские заводы. По этой схеме перерабатывают полиметаллические руды
на фабриках Квемонт, Норанда, Бэтонг-Бэхей и др.

Особенность вещественного состава руд, перерабатываемых на золотоизвлека-
тельной фабрике Бэтонг-Бэхей,— присутствие вторичных минералов в меди и Дру-
гих минералов, взаимодействующих с цианидом [3, 45]. Кроме золота (6—8 г/т),
в руде содержатся 0,2—0,28% меди, 0,14% свинца, 0,22% цинка. До 70—80% при-
сутствующего в руде золота ассоциировано с кварцем, остальное (20—30%) генети-
чески связано с сульфидами, которые, так же как и золото, очень тонко вкраплены
в кварце. Для обогащения данной руды принята схема (см. рис. 27) со значительным
развитием гравитационных процессов в сочетании с флотацией. Флотации подвер-
гают хвосты гравитации, сгущенные до 20% твердого. Флотацию проводят в маши-
нах Денвера с использованием аэрофлота (212 г/га), жидкого стекла (680 г/т) и сосно-
вого масла. Хвосты подвергают контрольной флотации, в результате которой полу-
чают окончательные хвосты (0,9 г/га золота), направляемые в отвал. Коллективный
медно-золотой концентрат перечищают в машине Фагергрена при рН = 9,5, созда-
ваемом добавлением в пульпу известкового раствора. Перечищенный концентрат
(5—6% от руды) отправляют на медеплавильный завод Мам Було, расположенный
на расстоянии 600 км от фабрики. Хвосты перечисткой флотации после предваритель-
ного обезвоживания в сгустителе и дисковом фильтре цианируют в обычных усло-
виях. Общее извлечение золота на фабрике в пределах 85—90%.

В связи с высокими транспортными расходами, связанными с перевозками зо-
лото-медного концентрата, была сделана попытка также цианировать на месте часть
этого концентрата. Однако данный вариант оказался экономически нецелесообраз-
ным из-за очень высокого расхода цианида (—30 кг/т концентрата).

Введение флотации перед цианированием на фабрике Пачука за
счет предварительного удаления меди и других элементов, вредно
влияющих на процесс цианирования, способствовало повышению
технологических показателей процесса, позволило вывести большое
количество шламов и повысить производительность фабрики. При
этом предприятие стало больше получать прибыли за благородные
металлы во флотоконцентрате, чем за золото и серебро, извлекаемые
при цианировании [49, 76].

На обогатительной фабрике Норанда, перерабатывающей сложную золотосо-
держащую руду со средним содержанием золота 4,0 г/га, после двухстадийной мед-
ной флотации флотируют пирит, причем промежуточный продукт, получаемый
при перечистке пиритного концентрата, цианируют. Хвосты пиритной флотации
поступают на кордероевые шлюзы для извлечения свободного золота. Хвосты шлю-
зов доизмельчают, аэрируют и флотируют с целью выделения пирротина. В схеме
предусмотрена дополнительная аэрация пульпы в циклах медной, пиритной и пирро-
тиновой флотаций, что создает благоприятные условия для флотации пирита и пир-
ротина из хвостов медной флотации. Благодаря этому, в пиритном и пирротиновом
циклах извлечение золота повысилось на 15% и меди — на 4%. В медном цикле
извлекают 92,77% меди и 65,7% золота, в пиритном цикле 3,08% меди и 6,42%
золота и в пирротиновом цикле — 1,05% меди и 7,33% золота. Общее извлечение
золота в концентраты составляет 79,13% и меди 96,9%. Золото из пиритного кон-
центрата извлекают цианированием [3, 10].

Цианирование руды с последующей флотацией хвостов цианирова-
ния и обработкой концентратов на месте. Такая схема применяется
на фабриках Керр-Эдиссон, Комивко-Кон и др.

Обогатительная фабрика Коминко-Кон [77] производительностью
405 т/сутки перерабатывает золото-мышьяковые руды со средним
содержанием золота 18,3 г/т. Золото в руде связано с сульфидами
(арсенопиритом, пиритом, сфалеритом, стибнитом), а также содер-
жится в виде самородных включений в кварце. Руда обогащается по
схеме (рис. 31), включающей цианирование руды, флотацию хвостов
цианирования, обжиг флотационного концентрата и цианирование
огарка. Руду измельчают в одну стадию в цианистом растворе до
крупности 85% класса — 0,074 мм в шаровой мельнице (2,44 X 3,6 м).
Для улавливания крупного свободного золота в цикле измельчения
установлены отсадочные машины, концентрат которых амальгами-
руют. Кеки цианирования руды перед флотацией подвергают репуль-
пации до необходимой плотности пульпы. Флотацию золотосодержа-
щих сульфидов проводят с дозировкой 350 г/т медного купороса,
80 г/т собирателя СХ31, 25 г/т доуфроса 250. Флотационный кон-
центрат обжигают; отходящие газы используют для получения мышь-
яка; огарок цианируют обычным методом [77].

Применение флотации для переработки хвостов цианирования
на другой канадской фабрике Керр-Эддисон позволило увеличить
извлечение золота на 5% [3, 44].

Исследованиями [78] доказана возможность доизвлечения флота-
цией значительной части золота, ассоциированного с сульфидными
минералами и неизвлекаемого в процессе цианирования из золото-
содержащей сульфидной руды Нандидруга. Во флотационный кон-
центрат доизвлекается до 45% золота и 24—32% серы [79].

Исследования, проведенные на руде, перерабатываемой на фаб-
рике Мидлотайен Тауншип, показали, что, флотируя хвосты циани-
рования, можно повысить извлечение золота до 90% и более.

Флотация хвостов цианирования с отправкой концентратов на
пирометаллургический завод. По этой схеме перерабатывают поли-
металлические руды, содержащие золото, серебро и цветные металлы.

По этой схеме (рис. 32) работает, в частности, фабрика Портовело.
Необходимость включения флотации в цианистую схему переработки
руды на данном предприятии вызвана присутствием в рудах меди,
серебра, свинца и цинка. Кроме того, в отдельные периоды времени
на фабрику поступали руды, содержащие значительное количество
упорного золота, извлечение которого в цианистом процессе снижа-
лось с 90—92 до 75%. Непременное условие при флотации хвостов
после цианирования данной руды — отсутствие в питании цианида,
депрессирующего медь [80].

Единственным в мире предприятием, где в крупных масштабах
перерабатывают старые хвосты цианирования золото-серебряных
руд- методом флотации, является обогатительная фабрика Пачука.
Хвосты в отвалах размывают мощными гидромониторами и с помощью
четырех 8-дюймовых песковых насосов по деревянным желобам и
трубам подают на фабрику. После перемешивания и обесшламлива-
ния в гидроциклонах материал доизмельчают до крупности 58%
класса — 0,074 мм и направляют на основную коллективную флота-
цию. Главная ценность получаемых концентратов — серебро, опла-
чиваемое по 90 центов за 1 г. Предполагается, что переработка хво-
стов по принятой схеме обеспечит прибыль 10 млн. долл. [33, 34].

Переработка хвостов прежних лет в 1963 г. начата и на фабрике
Вотл Гали Голд Майнз. Поступающий на фабрику материал клас-
сифицируют в гидроциклонах с выделением в песковый продукт 20—
Рис. 31. Технологическая схема переработки руды на фабрике Коминко«Кои
„ „	+25Дмм

Вода ।

Руда из рудника Порто вело
Грохочение

( 1 ।

-25.6 мм

Вода

Грохочение

вибрационное

с промывкой

I——I

+256 -66	-ел

I	I

Дробление _---4—

до-30мм	I

Грохочение
вибрационное

с промывкой

I------1-------1

+12,7 -12,7	-3,2

Руда из внешних рудников

Грохочение с отмывкой

Г-------------------1

-6,6	-32	+32

I

Обезвоживание
на сите в нм

Классификация |

Слив Лески

Дробление
до-30пн

Классификация

Слив	Пески

♦ *—

Обесшланливание в конусе

Измельчение в толчеях
до-УДнм

и гидросепараторе
Слив

Классификация

Пески

Слив

Пески

В отвал

Грубая Си-Ро флотация

Хвосты

Сгущение

Измельчение
6 галечных
мельницах

I

Концентрат

Очистная Си- РЬ
флотация

Слив Сгущ. пред

Хвосты Концентрат

Си-РЬ
концентрат

Контакт с
реагентани

Контрольная
Си- РЬ

НаСН

В отвал

Перемешивание

флотация^
Концентрат Хвосты |

I I Сгущ. пред

Сгущение

Слив

Грубая
2п флотация

Концентрат Хвосты

Осветление,

Очистная
2л флотация

2п концентрат Хвосты

I
Обезвоживание,
упаковка
На рынок

I фильтрация

'	| обескислороживание

Фильтрат I 2л

Кек

|	I

Репульпация	|

В фильтрация

Кек

В отвал |

Контакт с реагентами Фильтрат

ОсалтениеДц

. .. . .

Осадок	I

| Обеззолоченные
на	растворы

аффинажный

завод В отвал

Рис. 32. Технологическая схема переработки руды иа фабрике Портовело
25% материала, который после доизмельчения направляют на фло-
тацию. Извлечение золота при этом составляет 65% от содержания
в исходных песках [81].

В Австралии в 1963 г. приступили к осуществлению теллуридной
флотации хвостов после предварительного цианирования основной
массы флотационного концентрата. Основной концентрат содержит
свободное и связанное с пиритом золото, стадия цианирования ко-
торого продолжается 24 ч, в то время как цианирование теллуридного
концентрата длится 10 дней. Флотация богатого теллуридного кон-
центрата после цианирования дает возможность переработать его
отдельно и получить высокое извлечение золота [10].

Характерные особенности флотационных схем
извлечения золота

Большое значение при флотации золотосодержащих руд за рубе-
жом уделяют получению зернистых концентра-
тов, что особенно важно при обжиге их в кипящем слое. Зернистые
концентраты легче обезвоживаются и задерживают меньше влаги по
сравнению со шламовыми продуктами. В связи с этим в зарубежной
практике широко используется метод стадиальной флотации, раз-
дельное обогащение песковой и шламистой части руды, обесшламли-
вание пульпы перед флотацией и т. д.

Измельчение и классификацию ведут с таким расчетом, чтобы
избежать образования шламов, понижающих извлечение золота и
других ценных составляющих в концентрат. В замкнутых циклах
измельчения почти всегда устанавливают отсадочные и реже одно-
камерные флотационные машины. С этой же целью реагенты (собира-
тели и вспениватели) нередко подают непосредственно в мельницы
первичного измельчения с тем, чтобы возможно полнее вывести зер-
нистые фракции сульфидов из сливов классификаторов.

Наиболее ярким примером использования указанных приемов по-
лучения крупнозернистых концентратов является фабрика Джайент
Йеллоунайф, обрабатывающая типичную золото-мышьяковую руду
с трудно извлекаемым золотом. Для уменьшения шламообразова-
ния флотацию проводят в две стадии. Крупность измельчения в I ста-
дии 45—50%, во II стадии 65% класса — 0,074 мм. На выходе мель-
ниц I стадии установлены однокамерные флотационные машины Ден-
вера. В концентраты этих машин извлекается около 40% золота,
содержащегося в руде. Камерный продукт флотационных машин
классифицируют в спиральных классификаторах, слив которых
(50% класса — 0,074мм) направляют на I стадию флотации в 12-ка-
мерную флотомашину Денвера № 24. Хвосты флотации классифици-
руют в гидроциклоне при большом выходе верхнего слива с расчетом
выделения в этот продукт материала крупностью 65% класса —
0,074 мм. Благодаря этому предотвращается переизмельчение мате-
риала во II стадии. Продукты гидроциклона раздельно флотируют
с предварительным доизмельчением песков в шаровой мельнице.
Шламы флотируют без сгущения в сильно разбавленной пульпе.
Скорость раздельной флотации значительно выше скорости флота-
ции исходной пульпы. Стадийная схема измельчения и флотации
обеспечивает получение зернистых концентратов крупностью 55% —
0,074 мм вместо 70% при флотации в одну стадию. Извлечение зо-
лота по стадиям флотации составляет, %: 40 в однокамерных флото-
машинах, 45 в I стадии флотации, 7 во II стадии [3, 28, 29, 40, 41, 45].

По схеме двустадийной флотации перерабатывают золото-мышья-
ковистую сульфидную руду на фабрике Дални. Схема включает
трехстадийное измельчение руды (до 95% класса — 0,074 мм),
I стадию флотации с последующим обесшламливанием хвостов и до-
измельчением песковой фракции, поступающей на II стадию флота-
ции. В питание мельниц подают ~ 750 г/т соды, 65 г/т бутилового
и амилового ксантогенатов и 55 г/т медного купороса [3, 17, 29, 31 ].

На фабрике Пунта дель Кобр медистые, частично окисленные
золотосодержащие руды после амальгамации на шлюзах флотируют
в четыре последовательных стадии. Общая продолжительность фло-
тации 37 мин. Извлечение золота в зависимости от характера руды,
поступающей в обработку, колеблется в пределах 70—80% 174 , 75].

Многостадийная схема флотации используется на фабрике Кве-
монт для переработки золото-полиметаллической руды (рис. 33).

Руду измельчают в две стадии до крупности 55% класса —0,074 мм. В замкнутом
цикле измельчение — классификация проводят медную флотацию, что обеспечивает
более благоприятные условия для извлечения халькопирита. Чтобы получить бога-
тый медью и золотом концентрат без перечисток, первую флотацию меди проводят
при небольшом количестве собирателей. После второй флотации меди флотоконцен-
трат перечищают. Промпродукт перечистки доизмельчают (65% класса —0,074 мм)
и подают на медную, а затем цинковую флотации. Из хвостов цинковой флотации
извлекают пиритный концентрат. Хвосты пиритной флотации в свою очередь доиз-
мельчают (84% класса —0,074 мм) и вновь флотируют. Основную массу флотореаген-
тов вводят в цикл измельчения [29, 82].

По схеме раздельного обогащения песковой и шламистой фракции
перерабатываются теллуристые золото-пиритные руды на обогати-
тельной фабрике Эмперор (остров Фиджи) производительностью
1050 т/су тки [84].

Исходную руду со средним содержанием золота 11,8 г/т после двустадийного
дробления до крупности 12 мм подвергают промывке с последующим раздельным обо-
гащением песков и шламов. Шламы обогащают на шлюзах с покрытием из кордероя:
концентрат последних направляют на обжиг, хвосты на флотацию, камерный продукт
которой удаляется в отвал. Полученный концентрат объединяют с кусковой фрак-
цией руды, измельченной до крупности 65% класса —0,074 мм, и подают на основ-
ную флотацию теллуридов, которую проводят в присутствии бутилового ксантоге-
ната, реагента-66 и дизельного масла. Флотационный концентрат после обжига
выщелачивают раствором каустической соды, из которого соляной кислотой высажи-
вают теллуровую кислоту — один из товарных продуктов фабрики. Кек выщела-
чивания цианируют для извлечения золота.

Хвосты теллуридной флотации песковой фракции обогащают на шлюзах с полу-
чением гравитационного концентрата, который совместно с остатком цианирования
направляют на продажу, так как он содержит значительное количество золота,
серебра и теллура. Хвосты шлюзов после обработки обжиговыми газами идут на ос-
новную пиритную флотацию, которая проводится при рН = 6,6 в присутствии
смеси амилового, бутилового, изопропилового и этилового ксантогенатов (соответ-
ственно 4, 5, 27, 9 и 18 г/т), аэрофлота 65 (6 г/т), реагента 66 (1,3 г/т), топливного
масла (7,7 г/т) и медного купороса (135 г/т). Пиритный концентрат доизмельчают и
Рудо после дроблений

Измельчение
Классификация
--------- Слаб	Пески

~I I .	\

I аэрация с классификацией

Пески	Слив

„ I I	1 медная \рлотация

Измельчение	।	~"---3—|

Хвосты Концентрат

П медная флотация	----

Хвосты

Ш не дядя флотация

Г

Концентрат Хвосты

|	Классификация

I

Пески

Концентрат

I_____

Слив

Паэрация
Перечистка
Л ран. прав. Концентрат

Ш аэрация

Цинковая флотация

Хвосты

Концентрат

Медный
концентрат

V аэрация

Основная пиритная
флотация

Хвосты

С?аэрация '	|

С классификацией

Слив	Пески

Флотация

Иаэрация

С классификацией

Слив

Пески

Контрольная
пиритная
флотация

Концентрат Хвосты

___I Классификация

~~Слив

Пески

В отвал

Измельчение,

меди

Хвосты Концентрат

I______ I_______

Перечистка

|	I

Цинковый Прон. прод.
концентрат	I

Измельчение

I

Флотация цинка

Концентрат Хвосты

| Классшрикация

„ I

Слив Пески

п . ♦ I

Пиритныи концентрат I
на цианирование I__________

Рис. 33. Технологическая схема переработки руды иа фабрике Квемонт

7 В. В. Лодейщиков

97
НбДВергаюу перечисткой флотации, хвосты удаляю? в отвал. Концентрат перечистки
обжигают' и выщелачивают с последующей цементацией меди, которая также яв-
ляется товарным продуктом фабрики. Кек выщелачивания планируют обычным
методом. Общее извлечение золота на фабрике составляет 92,5%.

Если в исходной руде присутствует шламистая фракция, обеднен-
ная золотом и вредно влияющая на процесс обогащения, перед фло-
тацией проводят обесшламл и ван и е пульпы.

Так, на фабрике Кремница перерабатывается малосульфидная
частично окисленная золотосодержащая руда, включающая до 40%
бедных золотом глинистых шламов. Флотация руды без выделения
шламов протекает неудовлетворительно (низкое извлечение золота,
большой выход концентрата, высокий расход реагентов). Пульпу
обесшламливают в сгустителях. В слив последних (из руды, измель-
ченной до крупности 65—66% класса —0,074 мм) переходит до
30% материала с отвальным содержанием золота [29].

Хорошо развитая схема обесшламливания применяется на фаб-
рике Пачука при переработке цианистых хвостов прошлых лет. После
непродолжительного перемешивания в агитаторе Денвер (диам. 6 м)
пульпа поступает на обесшламливание в 9 гидроциклонов Кребса
№ 2013. Гидроциклоны работают в замкнутом цикле с двумя сгу-
стителями Дорра (диам. 45 м), сгущенный продукт которых направ-
ляют в отвал, а слив насосами под давлением возвращают в гидро-
циклоны. Нижний продукт гидроциклонов доизмельчают в шаровой
мельнице Марси, в замкнутом цикле которой работают 6 гидроцикло-
нов Кребса № 2013; слив последних поступает на флотацию [34, 49].

Гидроциклонированием перед флотацией выделяют шламы из
хвостов амальгамации на фабрике Гура-Барза, хвостов цианирова-
ния на фабрике Керр-Эддисон и др.

Очень часто обесшламливанию подвергают хвосты основной или
контрольной флотаций.

На фабрике Дальни хвосты II контрольной флотации после ре-
пульпации водой до 28% твердого классифицируют в гидроциклоне
диам. 457 мм; при этом выделяется шлам (96—98% класса —
0,044 мм) с отвальным содержанием золота (0,582 г/т) [29].

На фабрике Делнайт гидроциклонируют хвосты II стадии фло-
тации. Слив гидроциклонов (99% класса — 0,074 мм) с содержанием
золота 0,41 г/т направляют в отвал. Нижний продукт гидроциклона,
поступающий на третью стадию флотации, составляет 66% от пита-
ния и содержит 1,61 г/т золота [3, 17, 31].

Обесшламливают хвосты флотации для удаления илистой части
при переработке золото-серебряных руд на фабрике Голд Кинг.
Обогащенную песковую фракцию возвращают в голову процесса
или в отдельном цикле цианируют [87].

Заслуживает внимания обесшламливание хвостов флотации на
золотоизвлекательной фабрике Вотл Гали. Хвосты флотации
(—0,4 г/т Аи) подвергают гидроциклонированию. Песковую часть
хвостов используют в шахтах как закладочный материал [86—88].

На флотационных фабриках, осуществляющих тонкое измельче-
ние руды, перед флотацией обычно применяют сгущение и
кондиционирование пульпы по плот но ,с т и до
оптимального соотношения твердого к жидкому. Сгущение проводят,
как правило, до плотности пульпы 30—38% твердого.

На золотоизвлекательной фабрике Аристон Голд Майнз слив
классификатора перед поступлением на флотацию направляется само-
теком по деревянным желобам, в которых установлены металлические
сетки для улавливания щепы в 3 сгустителя Дорра диам. 15 м. Слив
сгустителя дополнительно осветляют в таком же сгустителе с добав-
лением извести и используют в качестве оборотной воды. Сгущенный
продукт всех четырех сгустителей диафрагмовыми насосами подается
в зумпфы двух 150-леи насосов Вильфлея, перекачивается ими в кон-
тактные чаны Денвера (3,0 X 3,0 м) и после кондиционирования
с реагентами направляется на флотацию [39].

Сливы классификаторов и хвосты шлюзов, поступающие на фло-
тацию, сгущаются также на фабриках Ашанти Голдфилдз Корпо-
рейшн, Бэтонг-Бэхей, Паракала, Кэм энд Мотор, Мюриел, Пунта
дель Кобр. Зачастую для лучшего отстаивания пульпы используют
синтетические флокулянты.

На фабриках, флотирующих хвосты цианирования, кек репуль-
пируют. Так, перед поступлением на флотацию хвосты сернокислот-
ного выщелачивания урана на заводе Вогельструйбулт репульпи-
руют до плотности пульпы 1,33 и подают в чан-кондиционер, где
пульпа дополнительно разбавляется оборотными водами из цикла
обезвоживания концентрата. Разбавленную пульпу (плотность 1,22)
нейтрализуют известковым молоком до рН = 6,0. Емкость чана-
кондиционера принята из расчета продолжительности перемешивания
пульпы 1 ч 40 мин. Из кондиционера пульпа поступает во 2-й буфер-
ный чан и затем в контактные чаны флотационного отделения. На
фабрике Портовело кеки цианистого процесса, направляемые на фло-
тацию, репульпируют водой до 50% твердого, а на фабрике Грейт
Боулдер кеки флотируют при плотности 45% твердого.

В последние годы в дополнение к уже существующей практике
широко внедряется аэрация пульпы перед поступлением ее в цикл
флотации. Аэрацию применяют при флотации золотосодержа-1
щих медно-цинковых и медно-пиритных руд для окисления имею-
щихся в значительном количестве в этих рудах пирита и пирро-
тина.

Для процесса аэрации используют как пневматические чаны-
аэраторы, так и механические агитаторы, работающие с обеспечением
необходимых условий аэрации пульпы. Примерами могут служить
фабрики Квемонт и Керрети [10, 88], где воздушным перемешива-
нием пульпы подавляют флотацию пирротина. На фабрике Квемонт,
перерабатывающей медно-цинково-пирито-пирротиновую руду, пир-
ротин депрессируют в цикле пиритной флотации.

Аэрацию применяют не только в голове процесса. Так, на фабрике
Норанда при переработке аналогичных руд предусмотрена допол-
нительная аэрация пульпы в циклах медной, пиритной и пирротш
новой флотаций, что создает благоприятные условия для флотации
пирита и пирротина из хвостов медной флотации. Благодаря этому
в пиритном и пирротиновом циклах извлечение золота повысилось
на 15%, меди на 4%.

На отдельных фабриках практикуется подогрев пульпы перед фло-
тацией охлаждающей водой обжиговых печей или горячей водой
силовой станции. На фабрике Кон-Майнз для доизвлечения золото-
содержащих сульфидов из хвостов цианирования пульпу перед фло-
тацией подогревают горячей водой до температуры 22° С [10, 28]. На
одной зарубежной фабрике показатели флотации были улучшены при
подогревании пульпы до 50—60° С [10].

Как правило, все флотационные схемы обогащения золотосодер-
: жащих руд за рубежом включают контрольную и перечистную фло-
тации, которые могут осуществляться в одну или несколько стадий.

На заводе Вогельструйбулт первичный концентрат после основ-
ной флотации хвостов цианирования поступает на перечистную фло-
тацию в группу десятикамерных машин Аджитер. Пенный промпро-
дукт контрольной флотации направляют в 5-ю камеру машины пере-
чистной флотации. В 1-ю и 5-ю камеры перечистной флотации до-
бавляют ксантогенат и реагент 620 для подавления минералов пустой
породы. В первых четырех камерах перечистной флотации перечи-
щают концентрат основной флотации. Промпродукт контрольной
флотации перечищают в камерах 5—10. Пенный продукт перечистки
этих камер направляют в 1-ю камеру. Камерный продукт перечист-
ных машин возвращают в голову флотации. Конечный флотацион-
ный концентрат выделяют в камерах 1—4. Выход концентрата со-
ставляет 8,4%, содержание в нем золота 82 г/т, серы 39%.

На фабрике Бэтонг-Бэхей коллективный медно-золотой концен-
трат перечищают в машине Фагергрена при рН = 9,5, создаваемом
добавлением в пульпу известкового раствора.

В две стадии перечищают грубый флотационный концентрат на
фабрике Ла-Мазата; промпродукты перечистки возвращают в цикл
измельчения [67].

В практике флотационного обогащения руд за рубежом в послед-
нее время наблюдается тенденция удлинения флотационных ниток,
т. е. уменьшение числа параллельных рядов флотомашин за счет
увеличения числа последовательно соединенных камер. Преимуще-
ствами такого расположения перед параллельным являются: боль-
шая гибкость схемы, меньшая возможность прохождения минераль-
ных зерен через флотомашину без обогащения, более чистый пенный
продукт, лучшие условия для управления пенообразованием, умень-
шение точек регулировки флотомашин, лучшие условия для автома-
тизации процесса за счет непрерывных методов анализа и счетно-
решающих устройств [10].

Наиболее распространены флотомашины в двенадцать камер. При-
мером могут служить фабрики Джайент Йеллоунайф, Вотл Гали,
Пачука, Аристон Голд Майнз, Пунта дель Кобр и др.

В настоящее время в области флотационного обогащения раз-
рабатывается и внедряется несколько новых направлений.

Применительно к отдельным рудам значительно усовершен-
ствуется процесс ультрафлотации, основанный на до-
100
бавлении в пульпу легко или трудно флотируемых мономинеральных
частиц, образующих с подлежащими выделению в пену или камерный
продукт минералами комплексные агрегаты [3, 10]. Особый интерес
процесс ультрафлотации приобретает при флотации шламов. В дан-
ном случае используется тонкоизмельченный (—0,044 мм) вспомога-
тельный минерал, служащий носителем для флотируемых шламовых
частиц. Последние образуют покрытие на поверхности минерала-
носителя и флотируются вместе с ним.

Данный метод можно применить для очистки концентратов от
шламистых включений, где пенный продукт, содержащий минерал-
носитель, вместе с выделенной вредной примесью направляют в отвал.

По данным последних исследований, способом ультрафлотации
удается выделить частицы крупностью 0,5 мкм.

Проведен цикл работ по усовершенствованию ионной фло-
тации, предназначенной для извлечения элементов и химических
соединений из растворов на основе добавления в эти растворы ре-
агента-собирателя, вступающего во взаимодействие с извлекаемыми
элементами и содействующего концентрации этих элементов на по-
верхности пузырьков в пенном слое.

Этот процесс предложен Ф. Сэбба, профессором университета
в Витватерсрэнде, и затем разработан фирмой Армур [91 ]. Для извле-
чения металлов, находящихся в растворе в виде катионов, приме-
няют анионные собиратели, чаще всего производные лаурилового
спирта. С помощью анионных собирателей методом ионной флотации
можно флотировать медь, кобальт, никель, ванадий, железо, алюми-
ний, хром, цинк, магний, иттрий, кадмий, барий, стронций и торий.

Для флотации ионов металлов, входящих в состав комплексных
анионов, применяют катионные реагенты-собиратели. С их помощью
можно флотировать золото, платину, серебро, беррилий, молибден,
ванадий.

Ионная флотация характеризуется чрезвычайно высокой сте-
пенью селективности и позволяет извлекать находящиеся в раство-
рах металлы даже при содержании их, равном одной части на 10 млн.
частей.

Фирма Армур ведет исследования по разработке условий промыш-
ленного применения ионной флотации для измельчения металлов из
шахтных вод и промышленных стоков.

Ионную флотацию можно применить для извлечения металлов из
цианистых растворов [90].

В связи с развитием процесса ионообменного выщелачивания
возникла необходимость использования флотации как метода
для выделения ионообменных смол из рудных пульп.
Флотацией из пульп можно извлекать частицы смолы размером ме-
нее 0,03 мм, неулавливаемые обычными механическими методами и
теряемые с хвостами выщелачивания.

Исследованиями установлено, что процесс флотации ионообмен-
ных смол технически и технологически можно применить в настоящее
время прежде всего к урановым и золотым рудам, при гидрометал-
лургической обработке которых используют аниониты. Аниониты
заряжены положительно, и они флотируются преимущественно от-
рицательно заряженными собирателями, из которых наиболее эф-
фективны собиратели типа олеиновой кислоты с добавками пенообра-
зователей: флотола А, дауфроса 250 и соснового масла [91 ].

Реагенты, применяемые при флотации
золотосодержащих руд

Фабрики зарубежных стран получают флотационные реагенты
в большинстве случаев от крупных специализированных химических
предприятий, которые ведут основную работу по синтезу и приго-
товлению новых реагентов, поставляя их часто под фирменным на-
званием без точной расшифровки их действительного состава. При-
менение реагентов в капиталистических странах, как правило, опре-
деляется их невысокой стоимостью [10].

Следует отметить значительный ассортимент применяемых в на-
стоящее время флотационных реагентов. В изданном в ГДР справоч-
нике отмечена возможность использования в качестве флотореаген-
тов около 6 тыс. химических соединений. Из распространенных ре-
агентов отмечается наиболее широкое применение стандартизован-
ных синтетических реагентов — спиртовых вспенивателей и собира-
телей, реагентов-активаторов (промоторов) для крупнозернистой фло-
тации и специальных реагентов-регуляторов пенообразования, полу-
чивших название антивспенивателей [10].

Расширяется применение в качестве дешевых и эффективных фло-
тационных реагентов сернистого газа и серной кислоты, выполняю-
щих функции активаторов и регуляторов среды. Данные продукты
получают на самом предприятии путем обжига пиритных концентра-
тов или сжиганием комковой серы.

Сравнительная стоимость сернистого газа как реагента-актива-
тора при флотации золотосодержащего пирита была подсчитана для
обогатительной фабрики Лейк Шор и составила 1 цент на 1 т руды
[3, 44].

Перечень наиболее распространенных флотореагентов, применяе-
мых за рубежом, область их использования и примеры предприятий
приведены в табл. 9.

Наблюдается тенденция использовать цикл измельчения руды
в качестве узла для кондиционирования пульпы с реагентами. В цикл
измельчения дозируют известь, кальцинированную соду, цинковый
купорос, сернистый натрий и реагенты-собиратели. Около 40% фаб-
рик США и Канады практикуют дозировку части реагентов-собира-
телей в цикл измельчения [10].

На фабрике Дални в цикл измельчения дозируется сода, медный
купорос, бутиловый и амиловый ксантогенаты; на фабрике Кве-
монт — сода, сульфит натрия, цианистый натрий и калиевый пен-
тазол—амил ксантогенат; на фабрике Оянкос — известь, цианистый
натрий и сосновое масло.

Контакт пульпы с реагентами на большинстве фабрик осуще-
ствляется в течение 5 мин в специальных контактных чанах.
НАИБОЛЕЕ РАСПРОСТРАНЕННЫЕ ФЛОТОРЕАГЕНТЫ,
ПРИМЕНЯЕМЫЕ ПРИ ФЛОТАЦИИ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ
РУД ЗА РУБЕЖОМ

Наименование реагента и его символ	Область применения	Примеры предприятий
Сода	Реагенты-регуляторы среды  Флотация сульфидных, по- лиметаллических (содержа- щих медь, свинец, цинк), золото-мышьяковых руд и др.	Кэмпбел Чибугама, Джайент Йеллоунайф,  Дални, Паракала
Известь	Флотация окисленных и ча- стично окисленных суль- фидных золотосодержащих РУД	Оянкос, Пунитакви
Серная кислота *	Флотация хвостов цианисто- го процесса	Пачука
(Зернистый газ *	Флотация золото-теллури- стых руд и хвостов циани- рования	Грейт Боулдер, Лейк Шор

Реагенты-активаторы

Медный купорос	Активация пирита и арсе- нопирита при флотации сульфидных золотосодержа- щих руд и восстановление растворенного золота при флотации хвостов цианиро- вания	Джайент Йеллоунайф, Керр Эдиссон, Лейк Шор, Дални, Грейт Боул- дер и др.
Уксуснокислый свинец	Активация антимонита при флотации комплексных зо- лотосодержащих руд	Иеллоу Пайн
Сернистый натрий	Активация золотосодержа- щего частично окисленного пирита	Фабрики Чили
Кремнефтористоводород- ная кислота и ее соли **	Флотация бедных золотых руд и отходов обогащения	Фабрики ЧССР
Циановинил-дитиокарбо- мат	Активация минералов меди и цинка при флотации сульфидных руд	Фабрики США
Наименование реагента и его символ	Область применения	Примеры предприятий
Изопропиловый ксанто- генат калия или натрия  Этиловый ксентогенат калия или натрия Амиловый ксантогенат калия или натрия (ксан- тогенат 350)	Реагенты—собиратели  Флотация золото-мышьяко- вых, сульфидных, золото- полиметаллических руд	Джайент, Бланкет, Дал- ни, Джайент Йеллоу- найф, Кемпбел Чибуга- ма, Ла-Мазата и др.
Реагент 2-200 (изопро- пил этил-тионокарбомат)	Селективен по отношению к сульфидам железа и улуч- шает флотацию крупных зе- рен минералов	Фабрики Канады
Фенольный	аэрофлот  № 31	Флотация окисленных золо- тых руд, сульфидов сереб- ра, теллуридов золота	Голд Кинг, Портовело
Ксантогенат 301 (вто- ричный бутиловый ксан- тогенат натрия)	Флотация полиметалличе- ских сульфидных, частично окисленных и золото-мышь- яковых руд	Оянкос, Айрон Кинг, Голд Кинг, Пунитакви
Спиртовый аэрофлот 208	В сочетании с ксантогена- том 301—идеальный собира- тель для золотых руд (ча- стично окисленных) и само- родного золота	Оянкос, Айрон Кинг, Голд Кинг, Орланда
Аэрофлот 343	Флотация пирротино-золо- тосодержащих и золото-мед- ных руд	Делнайт, Кэмпбел Чи- бугама
Пентазол амин-ксантат 2-6	Флотация полиметалличе- ских и золото-мышьякови- стых руд	Мариетта, Квемонт
Реагент 226 (фирма Циа- намид) ***	Флотация золотосодержа- щих пирротиновых руд	Делнайт
Аэропромотор 712 (мер- каптобензотиазол)	Флотация окисленных золо- тосодержащих руд	Пунитакви
Аэропромотор 404 (мер- каптобензотиазол)	Флотация золото-полиме- таллических руд (для из- влечения частично окислен- ного пирита)	Портовело
Наименование реагента и его символ	Область применения	Примеры предприятий
Жирные кислоты: олеи- новая, пальметиновая, лауриловая и др.	Флотация золотых руд	Фабрики США
Моноариловые или моно- алкиловые дитиокарбо- маты  Аэрофлот 15	Флотация сульфидных и частично окисленных золо- то-пиритных руд, хвостов цианирования  Реагенты-вспениватели  Флотация золото-серебря- ных и золото-мышьяковых РУД	Фабрики ФРГ  Голд Кинг, Вотл Гали, Джайент Йеллоунайф
Аэрофлот 25	Флотация пирротиновых зо- лотосодержащих руд и руд, содержащих медь, свинец, цинк и др.	Делнайт, Паракала, До- мейко
Дауфрос 250 (смесь эфи- ров и пропиленгликолей)	Флотация золото-мышьяко- вых, золото-пиритных и окисленных золотосодержа- щих руд	Делнайт, Джайент Йел- лоунайф, Мак Интайр
Сосновое масло	Флотация сульфидных, зо- лото-медных, полиметалли- ческих руд, хвостов циани- рования и др.	Кэмпбел Чибугама, Па- чука, Вогейльструйбулт и др.
Крезиловая кислота	Флотация хвостов цианиро- вания	Вотл Гали, Грейт Боул- дер
Аммиачный крезиловый аэрофлот 242	Флотация шламистых и зо- лото-пирротиновых руд	Делнайт
Аэрофос (высший спирт)	Флотация шламистых руд и теллуридов золота	Фабрики Канады
Масло Баррет № 14	Флотация золото-мышьяко- вистых руд	Джайент Йеллоунайф
Триэтоксибутан (ТЭБ)	Флотация теллуридов зо- лота	Норт Калгурли
Наименование реагента
и его символ

Область применения

Примеры предприятий

Реагенты-депрессоры

Крахмал	Комплексные золотосодер- жащие руды с повышенным содержанием шламов	Ла-Мазата
Реагент 620 (Ягуар 620 и Ягуар 703)	Для подавления минералов пустой породы	Вогельструйбулт, Ай- рон Кинг, Кохеноур Вил- лане
Медный купорос	Для подавления минералов сурьмы, главным образом антимонита	Консолидейтед Марчин- сон (ЮАР)
Сернокислый цинк	Для подавления сульфидов железа и цинка (пирита и сфалерита)	Паракала, Айрон Кинг, Квемонт
Цианистый натрий	Для подавления сульфидов железа и цинка	Паракала, Айрон Кинг, Кэмпбел Чибугама
Жидкое стекло	Для подавления шламов	Бэтонг-Бэхей, Домейко
Марганцевокислый ка- лий	Для подавления арсенопи- рита	Мариетта
Известь	Для подавления пирита	Оянкос, Орланда
Сульфит натрия	Для подавления сфалерита	Квемонт
Каустическая сода	Для подавления антимонита	Иеллоу Пайн

Примечания; 1. В таблице приведены только те флотореагенты, которые полу-
чили наиболее широкое применение за рубежом при флотации золотосодержащих руд. Кроме
вышеуказанных, имеется многочисленный ряд реагентов, используемых на отдельных пред-
приятиях, а также новых химических соединений, находящихся в стадии испытания и синтеза.

2. Некоторые реагенты (медный купорос, известь, сода) в отдельных случаях выполняют
разные функции, поэтому в таблице приведены дважды.

* Регулятор среды, активатор. * ** Активатор-модификатор. *** Собиратель-вспенива-

тель.
В отдельных случаях считают полезным более длительное пере-
мешивание пульпы с реагентами. На фабрике Кэм энд Мотор пульпу
перед флотацией перемешивают в четырех последовательно распо-
ложенных контактных чанах. Общая продолжительность контакта
пульпы с флотореагентами 20 мин. В 1-й чан подают ксантат 301 (вто-
ричный ксантогенат натрия), реагент 7-6 (пентазоловый ксантогенат
калия) и сосновое масло; в 4-й чан — Дауфрос 250 (смесь эфиров и
пропиленгликолей) [29]. На фабрике Голд Кинг пульпу перед фло-
тацией также обрабатывают реагентами в течение 20 мин.

Реагенты-регуляторы среды. Флотацию руды в зависимости от ее
вещественного состава проводят в щелочной (содовой, известковой)
и кислой средах.

В содовой среде флотируют золото-медную руду на фабрике Кэмп-
бел Чибугама, сульфидную золотосодержащую руду на фабрике
Дални, упорные золотые руды, содержащие медь, свинец и цинк,
на фабрике Паракала, золото-мышьяковую руду с трудноизвлекае-
мым золотом на фабрике Джайент Йеллоунайф и др.

При флотации руд, содержащих минералы цветных металлов, луч-
шие результаты получаются в содовой среде.

~~~ Замена извести содой на фабрике Бая Маре позволила повысить
извлечение золота в свинцовый концентрат с 50,8 до 68%.

Известковая среда чаще всего используется при флотации окис-
ленных и частично окисленных сульфидных руд. Так, на фабрике
Оянкос смешанные (окисленно-сульфидные) золото-медные руды фло-
тируют в известковой среде при рН = 9,4-^9,6; на фабрике Пуни-
такви создают необходимую щелочность среды (рН = 8,6-ь8,8) при
флотации окисленных золотосодержащих руд, а также хвостов амаль-
гамации прошлых лет, вводом в пульпу 3,3 кг!т извести.

Иногда флотацию проводят в известково-содовой среде. Так, при
флотации золото-мышьяковых руд на фабрике Мариетта в цикл из-
мельчения руды подается извести 450 г/т и соды 675 г/т. Флотацию
ведут при рН = 8,5 [33, 50].

Теллуриды золота хорошо флотируют в известково-цианистой
среде с углеводородным маслом в качестве собирателя и вспенивателя.
Концентрация цианида достигает 0,01%, окиси кальция 0,045%.
Выход концентрата ввиду подавления цианидом получается очень
небольшим [29].

На одной зарубежной фабрике теллуридсодержащую руду после
цианирования, наоборот, отмывают от цианистого раствора и флоти-
руют в содовой среде с добавлением медного купороса, ксантогената
7-8, спиртовых вспенивателей и крезиловой кислоты [10].

В кислой среде, как правило, флотируют хвосты цианистого про-
цесса. На обогатительной фабрике Пачука в качестве реагента среды
используют серную кислоту.

На фабрике Грейт Боулдер, перерабатывающей золото-теллури-
стые руды, флотация хвостов цианирования успешнее протекает
в слабокислой среде. В связи с этим пульпу, поступающую на фло-
тацию, предварительно обрабатывают сернистым газом, получаемым
на этой же фабрике при обжиге флотационных концентратов. Пульпу
обрабатывают газом в деревянных башнях (высота 7,6 м и сечение
у основания 0,6 X 9,6 м). При этом соблюдается принцип противо-
тока: пульпа, переливаясь с уступа на уступ, движется сверху вниз,
а сернистый газ поднимается снизу вверх. Для нейтрализации из-
лишней кислотности пульпу агитируют в восьми чанах-агитаторах.
Часть кислоты связывается присутствующими в руде основаниями
[17, 28]. Сернистый газ значительно улучшает флотируемость ча-
стично окисленных сульфидов, а цианистые соли активируют фло-
тируемость золота. Кроме того, включение в схему этой операции
позволяет значительно уменьшить мощность фильтровального хо-
зяйства, так как отпадает необходимость отмывки растворенного
золота из кеков, поскольку при введении сернистого газа неотмытое
золото восстанавливается и осаждается на гранях пирита. Иногда,
кроме сернистого газа, в пульпу перед флотацией вводят медный
купорос. Восстановленное золото флотируется совместно с сульфи-
дами теллуристыми минералами. Потери золота с хвостами флотации
составляют 6,7% от руды.

По аналогичной схеме извлекают золото и сульфиды из хвостов
цианирования на фабрике Калгурли. Хвосты цианирования (5,8 г!т
Аи) после обработки сернистым газом флотируют в следующем ре-
агентном режиме: 180 г!т бутилового ксантогената; 50 г!т этилового
ксантогената; 5 г'т соснового масла; 13 г!т крезиловой кислоты.
В результате получают золото-пиритный концентрат, содержащий
40,5% серы и 58 г'т золота. С хвостами теряется 5,8% золота от
исходной руды [43].

В некоторых случаях в кислой среде целесообразно проводить
и флотацию руды. На фабрике Маунт-Морган при флотации руды,
имеющей высокую естественную кислотность, требовался большой
расход извести. Это значительно удорожало себестоимость обра-
ботки руды и вызывало определенные трудности при ведении про-
цесса. Когда от подачи извести отказались, оказалось, что в кислой
среде флотация протекает успешнее и технологические показатели
обогащения получаются более высокими [29].

Реагенты-активаторы. В качестве реагентов-активаторов, кроме
сернистого газа и серной кислоты, широко применяются медный
купорос, сернистый натрий и др.

Медный купорос главным образом используют для активации
пирита. С этой целью в количестве 250—500 г!т его подают в про-
цесс флотации на фабриках Джайент Йеллоунайф, Дални, Керр-
Эддисон и др.

В некоторых случаях медный купорос вводят в пульпу после
обработки ее сернистым газом. Примером могут служить фабрики
Грейт Боулдер и Лейк Шор, где флотируют хвосты цианирования
руды. Медный купорос в данном случае выполняет роль не только
активатора пирита, но и, как уже отмечалось выше, частично вос-
станавливает растворенное золото, которое остается в пульпе.

На предприятии Консолидейтед Марчисон медный купорос вы-
полняет одновременно роль активатора сульфидов и депрессора ми-
нералов сурьмы, главным образом антимонита. Купорос вводят
в пульпу, поступающую на флотацию. Расход его составляют 50 г/т
руды [45, 92].

Сернистый натрий используют при флотации руд, содержащих
минералы цветных металлов для активации частично окисленного
золотосодержащего пирита. 1ак как этот реагент депрессйруётсвб-
бодное золото, то сначала флотируют золото ксантогенатом 301 и
аэрофлотом 208, а затем — пирит [91 ].

На фабрике Иеллоу-Наин при перераоотке комплексных руд для
активации антимонита применяют уксуснокислый свинец (180—
340 г/т). Для оживления флотации пирита и арсенопирита добавляют
медный купорос в количестве НО—180 г/т [45, 46].

Для флотации бедных золотых руд и отходов обогащения, содер-
щащих золото, в ЧССР запатентован 1 способ флотационного обога-
щения, где в качестве активатора полезного минерала и одновременно
депрессора сопутствующей горной породы применяют модификатор-
кремнефтористоводородную кислоту или ее соли. Этот реагент вводят
либо в цикл измельчения, либо перед флотацией в сочетании с осталь-
ными обычными реагентами (собирателями, вспенивателями и др.).
Это позволяет значительно повысить извлечение как свободного, так
и ассоциированного с другими полезными компонентами золота при
флотации бедных руд (0,8—0,86 г/т Аи).

В США запатентован процесс получения химического соедине-
ния — циановинил-дитиокарбомата и применение его в качестве ре-
агента-активатора для минералов меди и цинка при флотации суль-
фидных, в том числе и золотосодержащих руд. При обогащении ме-
дистых руд флотацию рекомендуется проводить в присутствии 14 г/т
циановинил-дитиокарбамата, 41 г/т технического крезола и 11 г/т ма-
зута, рН пульпы 7,8. Способ обеспечивает получение отвальных хво-
стов с низким содержанием меди 1 2.

Реагенты-собиратели и вспениватели. В настоящее время в техно-
логии флотационного обогащения за рубежом главными реагентами-
собирателями остаются ксантогенаты и аэрофлоты. Остальные со-
биратели — диалкилтионокарбоматы, минереки, меркаптобензотиа-
золы, эфиры ксантогеновых кислот используются в весьма ограничен-
ном количестве, главным образом как добавки к основным собира-
телям — ксантогенатам и аэрофлотам.

Наиболее распространенными и самыми дешевыми реагентами-
собирателями в США являются этиловый и изопропиловый ксанто-
генаты калия или натрия.

Однако главное преимущество этих реагентов состоит в том, что
использование их позволяет работать при меньшем расходе пода-
вителей и вспенивателей с одновременным улучшением показателей
флотации золотосодержащих полиметаллических руд [93].

Примерно на 40% обогатительных фабрик применяют два или
более реагента собирателя, причем характерно сочетание изопро-
пилового или этилового ксантогената с амиловым, а в последнее

1 Патент ЧССР № 107153, 1962.

2 Патент США № 3298520 1962.
время реагентов-ксантогенатов с реагентом-собирателем 2-200 (изо-
пропил—этил—тионокарбомат), являющимся наиболее селективным
по отношению к сульфидам железа и улучшающим флотацию круп-
ных зерен минералов.

Так, смесь изопропилового и амилового ксантогенатов используют
на фабриках Джайент и Бланкет; при переработке типичных золото-
мышьяковых руд на фабрике Джайент Йеллоунайф и полиметалли-
ческих на фабрике Кэмпбел Чибугама. Примером использования
смеси бутилового и амилового ксантогенатов может служить фабрика
Дални, где суммарный расход коллектора составляет примерно
70 г/т. На фабрике Крезус применение смеси этилового и амилового
ксантогенатов по сравнению с раздельным их использованием по-
зволило повысить извлечение золота на 0,5% [29].

Иногда смесь реагентов, дозируемых в процесс, приготавливают
до контакта с пульпой. Так, на фабрике Сулливан в 1964 г. введена
в действие установка для автоматического смешивания ксантогената
с водорастворимым синтетическим вспенивателем и объединением
полученной смеси с цианидом для последующей подачи в процесс
флотации. Это создает значительное удобство при дозировке реаген-
тов и повышает эффективность их действия по сравнению с раздель-
ной подачей [10].

При флотации золотосодержащих руд и руд цветных металлов на
канадских фабриках наибольшее применение в качестве реагентов-
собирателей получили аэрофлоты. К ним относятся: фенольный аэро-
флот № 31 (для флотации окисленных золотых руд и сульфидов се-
ребра), аэрофлот № 33 (серебросодержащие минералы и металлическое
золото), аммиачный крезиловый аэрофлот № 242, спиртовый аэро-
флот 208 (в сочетании с ксантогенатом 301 — идеальный собиратель
для золотых руд), аэрофлоты № 238 и 243 и малорастворимые в воде
аэрофлоты № 194 и 135 и др.

Из вспенивателей наряду с сосновым маслом весьма широко при-
меняют синтетаческие реагенты?~ЪетилизоЬутилкарбинол, Доу-
'фрос-25(Г(смесь эфиров и пропиленгликолей), ТЭБ, метиламиловый
спирт, Аэрофрос 65, 70 и 77 (смесь высших спиртов с неразветвлен-
ной цепью). Многие фабрики применяют комбинации из двух вспе-
нивателей, используемых в одном цикле, либо с применением разных
вспенивателей в разных циклах флотации.

В качестве вспенивателей также используется крезиловая кислота
и аэрофлоты № 15 и № 25. На некоторых фабриках в качестве вспе-
нивателя применяют масло Баррет № 14.

На многих фабриках осуществляется совместная подача пено-
образователей: аэрофлота № 242, высших спиртов — Аэрофрос
[30% (по массе) аэрофлота и 70% Аэрофроса] и Доуфрос, в частности
при обогащении руд, содержащих шламистые породы.

Количество подаваемых реагентов зависит от характера руды и
обычно составляет в среднем: НО г/т собирателей, 30 г/т вспенива-
телей, 20 г/т модификаторов, 70 г/т активаторов.

Типичным примером обработки окисленных золотосодержащих
руд является фабрика Оянкос, где флотацию ведут с добавлением
ксантогената 301 и аэрофлота 208. В качестве вспенивателя исполь-
зуется сосновое масло.

При аналогичном реагентном режиме флотируют полиметалличе-
скую руду на фабрике Айрон Кинг. Вместо соснового масла исполь-
зуется крезил.

При переработке золото-серебряной руды на фабрике Голд Кинг
на флотацию подают собиратели: ксантогенат 301 (45 г/т), аэрофлот
208 (45 г/т), аэрофлот № 31 (23 г/т) и вспениватель — аэрофлот № 15
(70 г/т).

Для флотации пирита, арсенопирита, пирротина и других суль-
фидов, с которыми ассоциировано золото, неселективным и сильным
собирателем также служит вторичный бутиловый ксантогенат на-
трия (2-12 и 301). Он эффективен для флотации частично выветрив-
шихся сульфидов; для таких же целей пригоден амиловый ксанто-
генат калия 350 (7-6 и 350) часто в сочетании с аэрофлотом № 208.

На фабрике Делнайт, перерабатывающей пирротиновые золото-
содержащие руды, в качестве флотореагентов применяют аэрофлоты
№ 343 и 243. В качестве вспенивателя используется Доуфрос 250
и аэрофлот № 25. Хорошие показатели были получены также при
испытании нового реагента № 226 фирмы Цианамид, который был
рекомендован для применения на фабрике (12 г/т) совместно с аэро-
флотом № 343. Дозировка реагента № 226 ограничивалась его вспе-
нивающими свойствами, но тем не менее его добавление в пульпу
позволило снизить расход аэрофлота № 343 со 105 до 60 г/т руды.
При использовании реагента № 226 и аэрофлота № 343 была до-
стигнута наиболее низкая общая себестоимость реагентов и снижено
содержание золота в отвальных хвостах на 0,17 г/т [32].

Ксантогенат 343 в сочетании с ксантогенатом 350 применяется
при флотации золото-медных руд на фабрике Кэмпбел Чибугама.
В качестве вспенивателя используется сосновое масло.

Отличительная черта режимов флотации на канадских фабри-
ках — применение реагентов собирателей при малых расходах
(5—40 г/т), что облегчает последующее разделение коллективных
концентратов, способствует уменьшению расхода подавителей, а глав-
ное — снижению остаточного ксантогената во флотоконцентратах,
вызывающего определенные затруднения при цианировании.

Теллуриды золота хорошо флотируют с вторичным бутиловым
ксантогенатом натрия (№ 301) и спиртовыми вспенивателями типа
Аэрофрос или сосновым маслом.

С добавлением одного ксантогената и соснового масла или дру-
гого вспенивателя флотируют хвосты выщелачивания на фабриках
Пачука, Лейк Шор, Вогельструйбулт и на фабрике Бибиани, пере-
рабатывающей кварцево-сланцевую руду с некоторым содержанием
сульфидов.

Наиболее часто флотацию проводят все-таки с добавлением ка-
кого-либо одного ксантогената, аэрофлота и вспенивателя. Такой
реагентный режим применяется при флотации золото-пиритных руд
на фабрике Мак-Интайр, окисленных золотосодержащих руд на
фабрике Домейко, при флотации песковой части хвостов цианирова-
ния на фабрике Керр-Эддисон и др. В некоторых случаях сосновое
масло заменяют Доуфросом 250, а аэрофлот — крезиловой кислотой.
Такой реагентный режим существует на фабрике Грейт Боулдер при
флотации теллуристой золотопиритной руды.

На фабрике Вотл Гали пену хорошего качества получают благо-
даря использованию смеси крезиловой кислоты с аэрофлотом № 15.
Расход используемых реагентов, как правило, невелик: ксантогенат
60—100 г/т, аэрофлот 20—25 г/т, сосновое масло 10—100 г/т, Доу-
фрос 10—30 г/т, крезиловая кислота 10—20 г/т.

В последнее время практикуется в качестве собирателей приме-
нять реагенты аэропромоторы (меркаптобензотиазолы) 404, 425, 712
и др. Так, на фабрике Пунитакви при флотации окисленных золото-
содержащих руд используется аэропромотор 712, который представ-
ляет собой растворенный в воде продукт, содержащий омыленные
жирные кислоты. Реагент улучшает минерализацию пены и повышает
ее устойчивость. Подают его в слив классификатора и в машину каж-
дой контрольной флотации. Расход этого реагента невелик и состав-
ляет ~10 г/т. Дополнительно в процесс подают 120 г/т ксантогената
301 и 70 г/т соснового масла.

Аэропромотор 404 (11 г/т) используется при флотации золото-
полиметаллической руды на фабрике Портовело. Этот реагент нашел
применение при флотации золотосодержащего пирита, иногда ча-
стично окисленного. Он также подается в процесс совместно с ксанто-
генатами 301 и 350.

Кроме вышеуказанных реагентов-собирателей, применяется це-
лый ряд Других менее распространенных реагентов.

На фабрике Мариетта для флотации мышьяковой золото-поли-
металлической руды используют пентазол-амин-ксантогенат 7-6, а на
фабрике Аристон Голд Майнз в качестве коллектора — реагент, ко-
торый одновременно подавляет флотацию углистого вещества [39].

Иногда при флотации золотосодержащих руд применяют жирные
кислоты.

В США запатентован процесс флотационного обогащения бедных
золото-урановых руд, не содержащих других ценных компонентов,
где в качестве собирателя используют олеиновую кислоту (400—
1200 г/т) и амиловый ксантогенат калия (10—40 г/т). Вместо олеино-
вой кислоты можно дозировать пальметиновую, лауриловую и дру-
гие кислоты.

Хорошие результаты дает применение олеата натрия совместно
с жирными кислотами.

Недостатком применения олеиновой кислоты или других жирных
кислот является образование объемной вязкой пены, что устраняется
введением соснового масла (4—20 г/т) или крезиловой кислоты, три-
бутиламина, амилового спирта и т. д.

Для улучшения флотации золота после обработки пульпы жир-
ной кислотой рекомендуется добавлять нейтральные масла (0,2—
2,0 г/т) с длинными углеводородными цепями. С целью увеличения
селективности разделения уранинита от кварца применяют лигнин —
сульфонат натрия. Заменителями последнего могут быть жидкое
стекло, четырехнатриевый пирофосфат, щавелевая и винная кислоты.
Флотацию ведут при рН — 5,0-^-8,0. Вместо амилового также могут
быть использованы этиловый, изопропиловый, бутиловый и гекси-
ловый ксантогенаты.

Для улучшения селективности флотации и уменьшения расхода
жирных кислот рекомендуется смягчать воду.

Запатентованный способ обеспечивает получение бедных по золоту
хвостов при малом выходе флотоконцентрата 1.

В ФРГ для флотации сульфидных и окисленных пиритсодержа-
щих золотых руд запатентован способ 1 2 пенного обогащения, где
в качестве реагентов-собирателей используют моноариловые или
моноалкиловые дитиокарбоминаты в сочетании с бутиловым ксанто-
генатом натрия. Применяемые дитиокарбоминаты и продукты их
окисления, кроме атома азота, содержат еще подвижный атом водо-
рода. Этот способ был применен для флотации хвостов цианистого
процесса. Извлечение золота составило 50%, пирита 86,9%. Выход
концентрата от хвостов цианирования 6,8%. Оптимальный расход
полимера 18,3 г/т.

Реагенты-депрессоры. При обогащении золотых руд, содержащих
карбонатные пустые породы, широко применяют депрессоры серии
600 и, в частности, 620 и 633; для тальковых пород депрессоры 610,
620 и 633. Избыток этих реагентов депрессирует свободное золото и
некоторые сульфиды [94].

Из перечисленных реагентов для подавления минералов пустой
породы наиболее часто используют реагент 620, который хорошо
диспергирует шламы и подавляет часть пирита.

Реагент 620 используется на фабрике Айрон Кинг при обогаще-
нии полиметаллической золотосодержащей руды и на заводе Вогель-
струйбулт, перерабатывающем золото-урановые руды.

На фабрике Кохеноур Виллане при флотации золото-мышьяковых
руд возникли большие трудности из-за присутствия в руде значи-
тельного количества талька (до 25%). Последний даже при добавле-
нии депрессоров флотировал очень быстро, сильно загрязняя флото-
концентрат и делая его малопригодным для последующего обжига.
Отдельно тальк также нельзя было сфлотировать, так как он увлекал
за собой сульфиды и золото. В настоящее время для подавления фло-
тируемости талька на флотацию подается смесь реагентов Ягуар 703
и Ягуар 620 в соотношении 1 : 1 в виде 5%-ного раствора. Поскольку
действие депрессора непродолжительно, дозируют его в несколько
приемов.

Если руды содержат значительное количество глинистых мине-
ралов, затрудняющих процесс флотации, используют жидкое стекло.
Так, на фабриках Домейко и Бэтонг-Бэхей, перерабатывающих
окисленные И частично окисленные золотые и золото-медные руды,
для нейтрализации шламов вводят жидкое стекло (600—700 г!т).
При переработке комплексных руд на фабрике Бая Маре вредное

1 Патент США № 2838369, 1958.

2 Патент ФРГ № 1149311, 1959.
влияние шламов на процесс флотации также устраняется примене-
нием жидкого стекла. Иногда с этой же целью в пульпу перед флота-
цией подают крахмал. Такой реагентный режим, в частности, принят
на фабрике Ла-Мазата, обогащающей комплексные золото-серебря-
ные руды.

Кроме шламов, на целом ряде фабрик подавляют не содержащий
золота пирит, который не флотируют. Исключение составляют обога-
тительные фабрики Японии, где пирит ввиду отсутствия собственных
месторождений серы используется для ее производства. Подавляют
флотацию пирита обычно добавлением извести или цианида, иногда
обоих вместе.

При флотации золото-медных пиритных руд в цикле селекции
медных минералов для подавления пирита используют способ мягкой
депрессии пирита: аэрацию пульпы и дозировку цианида при не-
больших расходах. Примерами могут служить фабрики Кэмпбел,
Квемонт и Мак-Интайр. На первой из перечисленных фабрик в ка-
честве подавителя пирита используют цианид (12 г/т), который по-
дают в чан-аэратор. На фабрике Оянкос ранее пирит подавляли
в цикле медной флотации дозировкой большого количества извести.
В настоящее время для подавления сульфидов железа используется
известь (рН = 9,5) в сочетании с цианидом натрия (440—450 г/т).
Это позволяет получить флотоконцентрат с высоким содержанием
меди [3, 29, 73 , 741. Путем дозировки цианида и извести (рН =
= 10,24-10,5) подавляют пирит и при флотации аналогичных руд
на фабрике Орланда. На фабрике Айрон Кинг для депрессии суль-
фидов железа и цинка во флотацию дозируют сернокислый цинк и
цианистый натрий.

На фабрике Паракала в качестве депрессоров цинка и железа,
которые более чем на 50% переходят в отвальные хвосты, также
используют сернокислый цинк (114 г/т) и цианистый натрий
(10 г/т) [80].

В Канаде при переработке медно-цинковых пиритных руд, со-
держащих значительное количество золота и серебра, цианид натрия
в качестве депрессора сфалерита при селективной флотации обычно
не применяют. Иногда этот депрессор используют в небольших ко-
личествах (5—20 г/т, реже 40—60 г/т) в сочетании с другими реаген-
тами данного класса. Главным подавителем сфалерита в медном цикле
является сульфит натрия (250—450 г/т). Гораздо реже применяют
цинковый купорос.

При флотации руд на фабрике Мариетта в пульпу для подавления
арсенопирита при перечистке флотоконцентрата вводят марганцево-
кислый калий (25 г!т). Дозировка перманганата калия строго кон-
тролируется. В случае увеличения его расхода, кроме арсенопирита,
подавляются серебро и сульфиды свинца. Выход концентрата зависит
от расхода ксантогената. Избыток последнего вызывает флотацию
арсенопирита и вынуждает увеличить расход подавителя, что ведет
к излишним потерям ценных компонентов. В оптимальных условиях
выход концентрата составляет 0,75%; в концентрате содержится до
1300 г/т золота, 2500 г/т серебра, 25% свинца и 3% мышьяка.
В ЧССР запатентован процесс обогащения комплексных руд, ко-
торый заключается в получении коллективного концентрата с по-
следующим бесцианидным селективным разделением его на три кон-
центрата: медный (или медно-свинцовый), .цинковый и пиритный.
Селективную флотацию проводят в две стадии. Первая стадия осу-
ществляется в сильно щелочной среде (рН = 10,5) при расходе из-
вести 2—5 кг/т (по СаО); при этом получают медно-цинковый и пи-
ритный концентраты. Во вторую стадию для разделения медно-цин-

кового концентрата в качестве депрессора в пульпу вводят сернистый
натрий (4—6 кг/т) и после промывки добавляют сернокислый цинк
(6—12 кг/т) и соду (1,5—3,0 кг/т), затем флотируют, получая медный

и цинковый концентрат. Зо-
лото в основном (75%) извле-
кается в пиритный концен-
трат. В медный концентрат
извлекается 17% золота, в
цинковый 2,4%.

На фабрике Иеллоу-Пайн
концентрат коллективной
сульфидной флотации подвер-
гают селекции на сурьмяный
и золотой. В качестве депрес-
сора антимонита применяют
медный купорос и каустиче-

Таблица 10

РЕЗУЛЬТАТЫ СЕЛЕКТИВ-
НОЙ ФЛОТАЦИИ РУДЫ
НА ФАБРИКЕ ИЕЛЛОУ-

ПАЙН

Содержание, %

Концентраты	8Ь	8	Аз	Аи | Ае	
				г/т	
Сурьмя-	46	22	1.8	17	482
ный					
Золотой	4	35	9	71	85

скую соду. Результаты селективной флотации приведены в табл. 10.

Для золото-пиритных руд, содержащих значительное количество
свободного золота, также целесообразно применять селективную фло-
тацию. На фабрике Калгурли в промышленном масштабе испытана
селективная флотация свободного золота и теллуридов до обычной
флотации пирита. Флотацию проводили с синтетическими вспенива-
телями — метилизобутил—карбонолом и триэтоксибутаном. После
выделения высокосортного концентрата проводили обычную суль-
фидную флотацию.

Селективную флотацию пытались применять к окисленным чи-
лийским рудам, содержащим значительное количество меди. Вначале
предполагалось флотировать легкофлотируемые минералы: тальк,
каолин, глины и частично лимонит с последующей флотацией золото-
содержащих минералов. Однако получить первый обеззолоченный

концентрат не удалось.

Флотационные машины

Выбору флотационных машин на зарубежных золотоизвлека-
тельных фабриках уделяется очень большое внимание. При прове-
дении технологических исследований на опытных полупромышленных
установках руду, как правило, флотируют в разных типах флото-
машин. При окончательном выборе флотационных машин руковод-
ствуются в основном необходимостью увеличения скорости флотации
за счет повышения степени аэрации и дебита потока пульпы, прохо-
дящей через машину.
В связи с этим разрабатывается ряд новых конструкций и усб-
вершенствуются старые.

Положительные результаты получены при обработке руд во флото-
машине гидравлического типа, оборудованной внутренним центро-
бежным вортексом, в который тангенциально под давлением подается

Рис. 34. Флотационная машина О-Р Ден-
вер:

1 — импеллер; 2 — открытый патрубок для
засоса пульпы; 3 — патрубок для засоса воз-
духа; 4 — зона смещения пульпы с воздухом

вода или пульпа. Благодаря
этому в нем осуществляется пе-
ремешивание, засасывание воз-
духа и образование в пульпе
воздушных пузырьков [71].

Разработан ряд новых кон-
струкций машин, которые на-
ходятся в стадии промышлен-
ного освоения и позволяют, по
опубликованным данным, резко
увеличить скорости флотации.
В числе этих машин в первую
очередь следует отметить фло-
томашины с предварительной
аэрацией пульпы и флотома-
шины с противоточной флота-
цией [10].

Фирма Денвер предложила
новый тип ранее изготовляе-
мых ею флотомашин с прину-
дительной подачей воздуха. В
новом типе машины Б-К Ден-
вер (рис. 34), установлен откры-
тый патрубок сравнительно не-
большого диаметра для засоса
на импеллер оборотной пуль-
пы, предусмотрена зона смеше-
ния пульпы с воздухом до входа
ее на импеллер и устранены
межкамерные перегородки с
организацией поточного движе-
ния пульпы.

В этих машинах значительно улучшены циркуляция пульпы из
верхней зоны в нижнюю и распределение воздуха в пульпе. Кроме
того, на полиметаллических рудах с большим выходом концентратов
устанавливают машины Денвер Суб-А (субаэрационные) с дополни-
тельной подачей воздуха. Все флотомашины Денвер снабжены регу-
ляторами уровня пульпы. Машины типа Денвер нашли широкое
распространение во многих странах. Особенно широко используются
машины Денвер 24, 30, 18 и 15.

Так, субаэрационные машины Денвер 24 работают на фабриках
Ганы (Бибиани, Ашанти Голдфилдз Корпорейшн, Аристон Голд
Майнз), Никарагуа (Ла Луц Майнз), Филиппин (Бэтонг-Бэхей),
Канады (Джайент Йеллоунайф), Мексики (Пачука). На фабрике
116
Ла Луц Майнз субаэрационные флотомашины Денвер 24 с прину-
дительной подачей воздуха работают от воздуходувки (300 X
X 750 мм), создающей избыточное давление 0,21 ат. Машины типа
Денвер 18 с числом оборотов импеллера 390 в минуту используются
на фабриках Домейко и Пунта дель Кобр, Денвер 15 на фабрике
Лаформа, Денвер 30 и 21 на фабрике Сулливан. Для извлечения круп-
ного золота и сульфидов в голове процесса в цикле измельчения уста-
навливают однокамерные флотомашины типа Денвер 250 с числом
оборотов импеллера 385 в минуту.

Не менее распространены при флотации золотосодержащих поли-
металлических руд механические машины центробежного типа Фа-
гергрен. Эти машины широко применяются на фабриках Канады
(Мариетта, Квемонт, Керр-Эддисон, Лейк Шор), Австралии (Вотл
Гали), США (Голд Кинг), Чили (Оянкос), Филиппин (Паракала).
Наиболее часто используют машины Фагергрен 5₽ и 44, которые, как
правило, устанавливают для флотации руд со значительным содер-
жанием флотируемого компонента (сплошные сульфидные руды, руды
со значительным содержанием сульфидов), когда можно получить
'хорошо минерализованную, нагруженную пену. Машины данного
типа обеспечивают высокую аэрацию, отсутствие бурления на по-
верхности пульпы. Они имеют малую высоту и увеличенное сечение
зеркала пенообразования.

Исключением является фабрика Лейк Шор, где флотируют хвосты
цианирования с низким содержанием сульфидов (менее 2%). Осо-
бенностью флотации в данном случае является то, что пирит.под-
вергнут глубокой депрессии (после 60 ч нахождения в цианистом
растворе) и, кроме того, очень сильно переизмельчен (—40 мкм).
Испытания показали, что лучше всего для флотации данного мате-
риала подходит машина Фагергрена. Было установлено, что основ-
ную роль при этом играет не аэрация пульпы, а обдирка и осветле-
ние граней зерен пирита при сильном перемешивании. С целью по-
лучения устойчивого слоя пены при малом содержании сульфидов
машина была несколько реконструирована: в верхней части камеры
с четырех сторон были смонтированы наклонные стенки, образующие
усеченную пирамиду. Без такого сужения зеркала пенообразования
флотомашина работала неудовлетворительно.

В реконструированных для осуществления скоростной флотации
флотомашинах Фагергрена, получивших название Вомко-Фагергрен
(рис. 35), предусмотрено поточное движение пульпы вдоль ванны
машины с установкой над ротором решетчатого конуса, препятствую-
щего вращению пульпы.

При флотации руд с низким содержанием флотируемого компо-
нента (малосульфидные, окисленные золото-медистые руды) нашли
применение пневмомеханические машины типа Аджитер с принуди-
тельной подачей воздуха и механической агитацией, допускающие
широкие возможности регулирования степени аэрации. Для флота-
ции кварцевой руды со значительной вкрапленностью сульфидов на
золотоизвлекательной фабрике Дални используются флотационные
машины Аджитер 14; на заводе Вогельструйбулт, перерабатывающем
золото-урановые руды, в машинах Аджитер (1,13 лг3), работающих
при подаче воздуха под давлением 0,13 ат, флотируют хвосты после
сернокислотного выщелачивания урана. На фабрике Иеллоу-Пайн

Рнс. 35. Флотационная машина Вомко-Фагергрсн:
а — старая; б — новая конструкции

машины Аджитер размером 1,22 и 0,61 м3 используют для флотации
комплексных золотосодержащих руд. Машины этого типа характери-
зуются значительной высотой камеры и суженным зеркалом цено-
образования и обеспечивают устойчивый слой пены. Машины эко-
номичнее по расходу электроэнергии по сравнению с механическими
и наиболее просты для эксплуатации.

Иногда для обогащения комплексных руд используют небольшие
пневматические машины типа Форрестер. Примером может служить
флотация окисленной золотосодержащей руды на фабрике Пуни-

Рнс. 36. Флотационная машина Айрфлоу;

1 — зона циркуляции пульпы; 2 — направляющие шлицы; 3 — ротор с нижннм
расположением ребер; 4 — решетка; 5 — пеносъемннки

такви и золото-медной руды на фабрике Кэмпбел Чибугама. На фаб-
рике Кохеноур Виллане руду флотируют в аэрофлотационной ма-
шине типа Британия (2 X 3,3 м). Иногда используют машины типа
Стефенсона (фабрика Пунитакви), Вейнига (Паракала), Пан-Амери-
кен 44 (Иеллоу-Пайн) и др. На некоторых фабриках работают меха-
нические флотомашины типа Фаренволд.

Машиностроительные фирмы наряду с изготовлением обычных
флотационных машин начали выпускать их для крупнозернистой
флотации (крупность 0,208 мм и больше). Это связано с тем, что в тех-
нологии обогащения имеются тенденции к укрупнению питания фло-
тации в первичном приеме обогащения многих руд [71]. Так, для
извлечения крупнозернистого золота рекомендуется флотационная
камера с конусообразным дном и тангенциальной подачей воды, ра-

Рис. 37. Общий вид флотационной
колонки:

1 — колонка; 2 — верхняя часть ко-
лонки; 3 — средняя; 4 — нижняя;
5 — расширение; 6 — аэратор; 7 —
коллектор сжатого воздуха; 8 — патру-
бок для вывода камерного продукта;

Р — чан перемешивателя

из вытянутой вертикальной
и разделенной на три части,



ботающая в цикле измельчения ру-
ды [95].

Для осуществления крупнозерни-
стой флотации на фабрике Хайден
реконструировали пневмомеханиче-
ские флотомашины с пористым дни-
щем. На фабриках США для флота-
ции минеральных зерен крупностью—
3 мм в последнее время начали
применять флотомашины Айрфлоу
(рис. 36) с установкой ниже импел-
лера направляющих шлиц для соз-
дания под импеллером аэрационной
зоны.

Для повышения флотируемости
крупнозернистого материала в США
разрабатывают пневмогидравличе-
ские флотомашины (например, запа-
тентована машина Холингсворта), в
которых многократно обрабатывают
пульпу по методу пленочной флота-
ции х.

Во Франции запатентован 1 2 аппа-
рат для пенной флотации руд, в том
числе и золотосодержащих, основан-
ный на принципе противоточной фло-
тации ценного компонента в узкой
вертикальной зоне. Аппарат состоит
колонны (рис. 37), суженной кверху
с приспособлениями для подачи в

верхнюю часть воды, в среднюю пульпы и в нижнюю воздуха.
Поток сжатого воздуха, продуваемый для образования пузырьков,
через перфорированное днище движется навстречу водному по-
току, увлекая за собой зерна ценного компонента, которые при-
липают к пузырькам воздуха и поднимаются вверх, в концентрат;
пустая порода увлекается водным потоком и удаляется в хвосты.
Перечисленные типы флотационных машин далеко не исчерпы-
вают всех возможностей флотационного обогащения золотосодер-
жащих руд.

Развитие новых процессов флотационного обогащения (флота-
ции ионообменных смол, бактерий, ионной флотации и т. п.) также,
по-видимому, повлечет за собой изменение конструкций машин.

1 Патент США № 2758714, 1954.

2 Патент Франции № 1369011, 1963.
Контроль и автоматизация процесса флотации
золотосодержащих руд

На зарубежных фабриках из параметров, определяющих ход
флотации, лишь расход, плотность и рН пульпы могут измеряться
непрерывно и с точностью, достаточной для автоматизации. Прочие
параметры (реагентный режим, уровень пены, толщина ее слоя) регу-
лируются операторами, хотя поддерживаются в заданных пределах
уже автоматически [421.

Для замера дебита потока пульпы широко применяют измерители-
флоумеры. Приборы, представляющие собой комбинацию флоумеров
и плотномеров, определяют не только дебит пульпы, но и произво-
дительность потока в тоннах твердого. Линии и узлы технологиче-
ского процесса оборудованы счетно-решающими механизмами, под-
держивающими его режим на оптимальном уровне, в соответствии
с заданной программой работы- В последних приборах этого типа
использована динамическая система, определяющая экономическую
эффективность отдельных вариантов процесса и выбор оптимального
варианта [10].

Относительно широко система автоматизации отдельных техноло-
гических операций и контроля процесса развита на фабрике Керр-
Эддисон. Установлены автоматические плотномеры для замера плот-
ности пульпы, индикаторы щелочности пульпы и прочие.

Для дозировки реагентов предложена система, снабженная
объемными вращающимися измерительными приборами, показания
которых демонстрируются на панели управления реагентным режи-
мом и контрольными клапанами для измерения этого дебита. Кон-
трольные панели оборудованы устройством для пропорциональной
дозировки реагентов и заданного распределения по точкам дози-
ровки.

На фабрике Сулливан построена специальная опытная установка
для испытания автоматического контроля флотационного процесса
по химическому составу пульпы. На этой установке испытывают
приборы для контроля остаточной концентрации ксантогената
в пульпе и содержания металла в хвостах.

Компания Сентрал Норсеман Голд Корпорейшн ввела в действие
автоматическую установку по подаче в процесс извести и цианида.
Порошкообразную гашеную известь и цианид загружают в отдельные
бункера и вибрационными питателями с регулируемой скоростью
непрерывно добавляют в смесители. Полученные известковое молоко
и раствор цианида сливают в общий чан, откуда и подают в цикл
измельчения. Установка работает бесперебойно.

В США разработана специальная аппаратура, осуществляющая
дозировку сернистого газа непосредственно в пульпу, при этом исклю-
чается возможность загрязнения фабричной атмосферы и обеспечи-
вается наиболее полное использование дозируемого газа [10].

Возможность управления флотационным процессом, особенно при
переработке сложных руд, в первую очередь зависит от точного зна-
ния содержания металла в различных точках схемы.
Для контроля флотациойнОго процесса всё шире используют рент-
генометрический анализ продуктов обогащения. В настоящее время
на обогатительных фабриках в промышленном масштабе его приме-
няют для контроля содержания меди, цинка, молибдена и др. [71 ].

Определяли скорость пульпы по технологическим операциям при
флотации золотоносных пиритов с помощью радиоактивного изо-
топа Аи198 на фабрике Бая Маре. Счетчики монтировали на выходе
мельницы и классификатора, на перечистных флотокамерах и на
выходе отвальных хвостов. Было установлено, что скорость прохож-
дения руды через мельницы составляет 7 мин, в слив классификатора
она попадает через 1 мин после выхода из мельницы. Перечистка
материала осуществляется через 17 мин. В технологическом процессе
руда может задержаться до 45 мин из-за возвращения промпро-
дуктов в процесс. В отвальных хвостах активность не обнаружена.

В настоящее время на многих обогатительных фабриках за рубе-
жом для непрерывного определения содержания ценных компонен-
тов в промышленном масштабе применяют автоматические анализа-
торы. Примером может служить обогатительная фабрика Сулливан,
где в течение многих лет при помощи анализаторов осуществляется
автоматический анализ.

В США оборудование для автоматического анализа содержания
металлов выпускают фирмы Дженерал Электрик и Филлиппс Элек-
трик Инструменте. Выпускаемый последней фирмой рентгеновский
флюоресцентный анализатор для непрерывной регистрации содержа-
ния металла в потоке пульпы основан на следующем принципе дей-
ствия. Образец пульпы облучают интенсивным пучком рентгеновских
лучей, возбуждающих атомы различных элементов в пульпе. Вызван-
ное этим облучением второе излучение попадает на кристалл-анали-
затор, который обеспечивает пространственное разделение пучка
лучей по длинам волн. В направлении, соответствующем длине волны
анализируемого элемента, расположен приемник—счетчик Гейгера,
регистрирующий интенсивность излучения. Сравнением этой интен-
сивности излучения со стандартом определяют концентрацию того
или иного элемента в образце. Результаты анализа регистрируются
самописцем, демонстрируются на панели й используются в качестве
сигналов-датчиков для регулирования процесса [10].

В последнее время для контроля процесса флотации на обогати-
тельных фабриках Румынии применяется метод математической ста-
тистики. На фабрике, перерабатывающей золотосодержащие руды,
была рассмотрена возможность использования корреляционной зави-
симости между содержанием золота в исходной руде и его содержа-
нием в концентрате в циклах дробления и флотации. Оно позволило
устранить недостатки в технологии переработки руд и внести коррек-
тивы при организации труда и планировании [96].
Ч АСТЬ 11

СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ
ТЕХНИКИ И ТЕХНОЛОГИИ
МЕТАЛЛУРГИЧЕСКОЙ
ОБРАБОТКИ
ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД
И КОНЦЕНТРАТОВ

Глава V

АМАЛЬГАМАЦИЯ
ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД
И КОНЦЕНТРАТОВ

Существующая практика
амальгамации на зарубежных
золотоизвлекательных фабриках

На зарубежных золотоизвлека-
тельных фабриках процесс
амальгамации осуществляется в
двух основных вариантах:
а) непосредственная амальга-
мация руды или хвостов грави-
тационного обогащения, часто
с одновременным доизмельче-
нием материала;

б) амальгамация гравитацион-
ных концентратов (выделяемых
из руды на стадии измельче-
ние—классификация) или дру-
гих богатых по содержанию
золота продуктов обогащения.
Прямая амальгамация руды в
последние годы применяется
все реже. В известной мере это
вызвано постоянным ухудше-
нием качества золотосодержа-
щих руд, поступающих на
фабрики (в частности, содержа-
ние золота, ассоциированного
с сульфидами или покрытого
пленками), а также техниче-
ской политикой ряда государств
(в том числе США и Канады),
направленной на резкое сокра-
щение количества ртути, ис-
пользуемой в промышленных
целях, в связи с опасностью
ртутного заражения речной и
морской фауны.

Типичный пример современной
практики амальгамации руд—
фабрика Хоумстейк произво-
дительностью 4700 т руды в
сутки. Руды, перерабатываемые
на данном предприятии, содер-
жат до 70—80% свободного
золота, которое можно извлечь
амальгамацией. В связи с этим
при измельчении руды в стерж-
невой и шаровой мельницах в
последние вводят ртуть (14—
17 г!т руды). Образующаяся
при этом амальгама частично
улавливается в двух ловушках,
установленных между мель-
ницами. Однако основной выход амальгамы получают из амальга-
матора Кларк-Тодда, работающего на разгрузке шаровой мельницы,
а также на амальгамационном желобе, установленном после амальга-
матора. Пульпа, выходящая из шаровой мельницы, поступает на
сетку первого ящика амальгаматора, представляющего собой усо-
вершенствованную гидравлическую ловушку. Амальгаматор со-
стоит из трех последовательно расположенных секций, внутри ко-
торых установлены медные амальгамационные листы. Аналогичными
листами покрыт и желоб, следующий за амальгаматором. Удельная
площадь медных листов составляет 0,007—0,009 м2 на 1 т питания.
На этих пластинах улавливается около 15 г амальгамы из 1 т руды.
Извлечение золота в амальгамационном цикле при обработке руды
с содержанием металла 10,7 г!т составляет 71,6%. После обработки
амальгамы в реторте получают лигатурное золото 810-й пробы.
Хвосты амальгамации поступают на цианирование, где дополни-
тельно извлекается еще 25,4% золота. Таким образом, общее извле-
чение металла на фабрике составляет 97% [28, 36, 37].

На фабрике Домейко осуществлено последовательное извлече-
ние золота из руды (после ее измельчения до необходимой круп-
ности) на кордероевых и амальгамационных шлюзах. Хвосты внеш-
ней амальгамации флотируют [44].

На золотоизвлекательной фабрике Кэнимба, перерабатывающей
кварцевые руды со значительным количеством свободного золота,
извлекают свободное золото отсадкой с последующей внутренней
амальгамацией отсадочного концентрата в бочках и внешней
амальгамацией хвостов отсадки (слив классификации) на шлюзах,
хвосты которых флотируют. Извлечение золота в цикле амальгама-
ции составляет 64%, в том числе на шлюзах 28%. Общее извлече-
ние металла на фабрике 93—94% [97].

Аналогичная схема применяется на фабрике Пунта дель Кобр,
где на хвостах отсадки также установлены амальгамационные шлюзы,
за которыми следуют ртутные ловушки [5, 85].

Значительно более распространены в зарубежной практике при-
меры применения амальгамации к золотосодержащим концентра-
там. Этим методом, в частности, перерабатывают основную массу
гравитационных концентратов в ЮАР, Канаде, США, Австралии
и др-

На фабрике Вотл Гвели Голд Майнз в Австралии (где перешли
от. амальгамации всей массы руды к амальгамации гравиоконцен-
тратов) концентраты отсадочных машин после 24-ч хранения в при-
емнике подвергают периодически (по несколько часов в смену) кон-
центрации на столах. В результате получают 3 продукта: небольшой
по массе концентрат, поступающий в цикл амальгамации, сульфид-
ный промпродукт, возвращаемый в мельницу, и хвосты.

На другой австралийской фабрике Вотл Гали, перерабатываю-
щей руды с относительно крупным золотом (80% класса + 0,07 мм),
ранее амальгамировали всю массу руды, хвосты амальгамации под-
вергали концентрации на столах с целью доизвлечения сульфидных
золотосодержащих минералов- В настоящее время предприятие
124
перешло на гравитационно-флотационную схему обогащения с амаль-
гамацией гравиоконцентрата и цианированием флотационного кон-
центрата [731.

На одной из новейших золотоизвлекательных фабрик Рэнда
Дурбан Бей золото-пиритный концентрат, выделенный на двух че-
тырехджиговых концентрационных аппаратах, доизмельчается в труб-
ной мельнице. Измельченный продукт направляют в цикл вторичной
концентрации на бесконечный ленточный концентратор и уже окон-
чательный концентрат амальгамируют [3].

Гравитационные концентраты на фабрике Фреддиз Консоли-
дейтед амальгамируют в двух амальгамационных бочках (0,9 X 1,3 м)
и на амальгамационном лотке диам. 1,2 м. Кроме указанных аппа-
ратов, установлен медный амальгамационный лист шириной 1,05 м
с бортами высотой 100 мм- Собранную со всех аппаратов амальгаму
отжимают на прессе при давлении 3,15 кг/см2 и отпаривают в двух-
ретортной печи. Черновое золото переплавляют в слитки.

На предприятии Амальгамейтед Бэнкет Эйрис концентраты,
выделяемые на трубных концентраторах Джонсона, подвергают вто-
ричной концентрации на столе Вильфлея. Золотую головку направ-
ляют на плавку, а промпродукт перечистки — на амальгамацию
в бочках.

। Процесс амальгамации эффективно используется и на ряде дру-
гих зарубежных фабрик: Лаформа (Канада), Вестерн Дип Левелз
(ЮАР), Орландо, Голден Ридж (Австралия), Дални, Мюриел, Джай-
нет, Барбертон (Родезия); Бэтонг-Бэхей, Паракала (Филиппины) и
т. д.

В некоторых случаях амальгамируют не только гравитационные
концентраты, но и другие богатые золотом продукты обогащения и
металлургической обработки.

Так, на фабрике Кэм энд Мотор, перерабатывающей сульфидные золотосодер-
жащие руды со значительным количеством стибнита и арсенопирита, амальгамируют
огарки, получаемые в результате окислительного обжига исходного сульфидного кон-
центрата.На фабрике Кбхеноур Виллане амальгамация включена в технологическую
схему переработки золотосодержащих огарков обжига флотационных концентратов.
Перед поступлением на цианирование огарок пропускают через 2 шлюза с корде-
роевым покрытием, концентрат которых амальгамируют в бочках. Процесс амаль-
гамации осуществляется в кислой среде (в бочку вводят некоторое количество соля-
ной кислоты) при отношении ж : т в пульпе 20 : 1 и продолжительности перемеши-
вания 10 ч [26, 45]. На предприятии Грейт Вестерн Консолидейтед амальгамации
подвергают шлак плавки золото-цинковых осадков, получаемых в процессе циани-
рования руды.

Как уже отмечалось выше, основным аппаратом для амальгама-
ции золотосодержащих концентратов является амалыамационная
бочка-- Однако в целях механизации и возможной автоматизации
амальгамационного процесса в зарубежной практике все чаще начи-
нают применять амальгаматоры непрерывного действия (центро-
бежный амальгаматор Лоренсена, электрический центробежный
амальгаматор Тайера, амальгаматор типа Титан, применяемый на
фабрике Аристон Голд Майнз и др ).

Определенные успехи достигнуты и в усовершенствовании самого
амальгамационного процесса с целью его интенсификации.
Например, при амальгамации в бочках сульфидных концентра-
тов, содержащих минералы мышьяка, обычно наблюдается сильное
пемзование ртути, затрудняющее отделение амальгамы от пульпы и
вызывающее дополнительные потери металла с хвостами. Произве-
денные в Канаде исследования показали, что добавление в таких
случаях в бочку защитных химикалий значительно повышает извле-
чение золота и почти полностью устраняет потери ртути. Наилучшие
результаты дает следующая смесь (% от массы концентрата): 0,85
трехокиси мышьяка, 1,5 свинцовых белил и 0,7 М2ОЫ [98, 99].

В ряде случаев при амальгамации золота, покрытого пленками
окислов железа, вводят марганцевокислый калий (за 20 мин до за-
ливки ртути) и бихромат калия в количестве 200 г/т. На одной из
канадских фабрик бихромат калия добавляют одновременно с гаше-
ной известью ]99].

При амальгамации концентратов без добавления щелочи часто
образуется магнитная амальгама в результате растворения солей
меди и последующего восстановления меди железом. Свежевосстанов-
ленная медь легко амальгамируется, причем частицы железа при этом
переходят в амальгаму, придавая ей магнитные свойства. Перераба-
тывают такого типа амальгамы обычно в отдельном цикле.

Новые методы и аппаратура
для амальгамации золота

Прогресс в технике и технологии амальгамации золотосодержа-
щих руд и концентратов за рубежом заключается в усовершенство-
вании существующих и разработке новых приемов амальгамации
золота, основанных на применении гравитационных, центробежных
и электрических сил.

Значительно усовершенствован процесс амальгамации в бочках,
который пока наиболее широко применяется в практике. В част-
ности, улучшена механизация перегрузки концентратов. Отпарку
амальгамы и регенерацию ртути для ее повторного использования
осуществляют в ретортах из литого железа или стали. Недавно
сконструированы ретортные печи с электрическим обогревом, экс-
плуатация которых обходится значительно дешевле нефтяных или
пламенно-угольных печей. Печи новой конструкции имеют автомати-
ческий контроль и саморегулируемы. Кирпичная кладка печей обес-
печивает очень длительный срок службы.

В Австралии разработан способ1 приготовления специальных
амальгамационных жидкостей, применяемых вместе со ртутью для
амальгамирования листов, при обработке руд, содержащих золото и
серебро. Для приготовления амальгамационной жидкости смешивают
0,45 кг хлористого натрия, растворенного в 3,75 л дождевой воды,
с раствором 0,45 кг цианида, растворенного в таком же количестве
воды. В смесь вводят 4 г каломели, после чего добавляют 120 г ртути.
Раствор оставляют на 3—4 дня в стеклянном сосуде, после чего его
используют для натирания листов. Амальгамациоиная жидкость

1 Патент Австралии № 214238, 1955.
обладает свойством не только образовывать прочйое ртутное Покрытие
но и пропитывать листы, благодаря чему мелкие и крупные частицы
золота и серебра хорошо прилипают. Отмечается возможность ис-
пользования амальгамационной жидкости при обработке руд, содер-
жащих до 3% меди.

Описывается1 амальгаматор, работающий по принципу гидро-
циклона, но с дополнительной рециркуляцией пульпы через слой
ртути. Аппарат представляет собой замкнутый металлический кон-
тейнер цилиндрической формы, в нижней части которого имеется
слой ртути. Пульпа, содержащая золотые частицы, подается под
давлением в виде потока, направленного тангенциально к внутренней
вертикальной стенке контейнера, на уровне между поверхностью
слоя ртути и выпускным отверстием для выведения проамальгами-
рованной руды. Таким образом, внутри аппарата поддерживается
центробежная циркуляция пульпы. По центру контейнера располо-
жен трубчатый сифонный элемент, входная часть которого находится
на очень небольшом расстоянии от дна контейнера. Выпускная часть
сифона выходит наружу через верхнюю часть контейнера. Указанный
сифонный элемент имеет ряд расположенных по вертикали расши-
ренных участков между входной и выпускной частями. Сифон вызы-
вает циркуляцию руды через слой ртути с последующим направле-
нием пульпы в хвостовой желоб. Одновременное осуществление
центробежной циркуляции пульпы и движения потока в сифоне обес-
печивает активацию слоя ртути, вследствие чего все новые поверх-
ности ртути контактируют с циркулирующей рудой с получением
амальгамы. Расширенные участки сифонного элемента удерживают
часть свободной ртути и амальгамы, которые поднимаются под дей-
ствием выходящего из сифона потока и возвращаются в ртутный слой
под действием силы тяжести.

Запатентован 1 2 метод амальгамации руды, заключающийся в про-
пускании золотосодержащей пульпы через слой неподвижной ртути.
В качестве амальгаматора служит колонна с расширением в верхней
части, заполненная набором из сит, колец или шаров, погруженных
в ртуть, уровень которой выше уровня последнего сита- Пульпу
подают в колонну снизу, ситами она разделяется на тонкие струи,
что обеспечивает наилучший контакт с ртутью. Через верхнюю рас-
ширенную часть колонны пульпу, обедненную золотом, направляют
либо в отвал, либо в другой технологический цикл. При обработке
этим методом руды с содержанием золота 37,6 г!т в лабораторных
условиях получено извлечение золота 96,8% .

Оригинальный гравитационно-амальгамационный аппарат для
улавливания золота из измельченных руд, описан в другом француз-
ском патенте3.

Аппарат (рис. 38) состоит из бака 1, суживающегося книзу в виде конуса 2.
В аппарат через желобок 3 загружается измельченная руда в виде пульпы, жидкая
фаза которой может состоять из воды или другой относительно легкой жидкости.

1 Патент США № 3349908, 1965.

2 Патент Франции № 1238362, 1959.

3 Патент № 77708, 1960, дополнение к патенту № 1238362, 1959.
В коническую часть бака вводят ртуть или Другую тяжелую жидкость, плотность
которой должна соответствовать необходимому пределу разделения смеси. В .верхней
части бака имеется сливной порог 4 для выпуска хвостовой (легкой) фракции пульпы,
а в нижней — отверстие (клапан) 5, через которое удаляется тяжелая фракция
(амальгама и другие минералы с высокой плотностью).

В соответствии с предлагаемым изобретением, чан наполняется тяжелой
жидкостью (в данном случае — ртутью) до уровня 6 и легкой жидкостью (вода)
до уровня, обеспечивающего свободный слив пульпы. Вода в чан подается способом
пульсации с помощью трубки 7, снабженной манжетом 8, препятствующим прямому
подъему струи воды и имеющим вид переверЯутой чаши. При работе установки тя-

Рнс. 38. Схема и принцип действия амальгаматора

желые и крупные частицы имеют тенденцию концентрироваться в нижней части аппа-
рата, у границы раздела 6, и вступают в контакт со ртутью. При этом принимаются
меры к тому, чтобы до минимума снизить потери ртути с легкими фракциями пульпы.

Для ускорения и интенсификации процесса амальгамации, в установке осуще-
ствляется принудительная подача тяжелых частиц пульпы (в том числе и золота)
в ртутный слой. Это достигается с помощью «лопатки» 9, изготовленной из металли-
ческой пластины, имеющей контур зоны 10. «Лопатка» имеет форму опрокинутого
цилиндра с глухим днищем сверху и горизонтальным плоским концом у нижней
кромки. «Лопатка» непрерывно перемещается по вертикальной оси (частота 15—
300 ходов в секунду), занимая соответственно положение, изображенное на рис. 38.
Максимальная амплитуда движения «лопатки» составляет 10—15 см. При этом она
может опускаться в тяжелую жидкость на 1—2 см (см. рис. 38, в) и подниматься на
расстояние 3—4 см над уровнем 11 манжета 10 (см. рис. 38, а). При движении вниз
«лопатки» тяжелые частицы «продавливают» граничный слой ртути, нарушая ее по-
верхностное натяжение. Этим и обеспечивается более полная амальгамация золота.

Как утверждает автор изобретения, амальгаматор данной кон-
струкции можно с успехом использовать в замкнутых циклах из-
мельчения, располагая его между мельницей и классификатором.

Заслуживает внимание способ активной амальгамации золото-
содержащих и золото-серебряных руд, заключающийся в следующем
(рис. 39). Руду, измельченную до -—1,17 мм, смешивают с водой (до
отношения ж : т = 1 : 1) и ртутью (0,01—0,10% от руды). Пульпу
пропускают через трубчатый нагреватель со скоростью 0,15-—3 м/сек
при температуре выше температуры кипения воды, но ниже темпера-
туры кипения ртути. В результате кипения воды создается турбулент-
ный поток, состоящий из руды, ртути и пара, который проходит
вторую часть нагревателя со скоростью 7,5 м!сек, благодаря чему
ртуть активно амальгамирует металл. Далее смесь с температурой
340° С поступает в циклон-сепаратор, откуда пар отводят на конден-
сацию (в теплообменник), а пульпу направляют в сепаратор для
отделения амальгамы. Хвосты амальгамации идут в цикл цианирова-
ния . Рассмотренный вариант представляет собой часть запатентован-
ного в США метода обработки золотосодержащих руд по схеме амаль-
гамация—цианирование х.

Рис. 39. Схема установки для активной амальгамации золотосодержащих и золото-серебря-
ных руд:

/ — агитационный чан; 2 — импеллер; 3 — трубопровод; 4 — насос; 5 — змеевик; 6 — обо-
греватель (отапливаемый нефтью или газом); 7 — циклонный сепаратор; 8 — паропровод;

9 — сепаратор—отстойник амальгамы

Рис. 40. Амальгаматор:
а — продольный (горизонтальный) разрез;
б — поперечный разрез по плоскости 1—1

В США запатентован 1 2 амальгаматор непрерывного действия, осо-
бенность которого — возможность осуществления в нем амальгама-
ции частиц золота с загрязненной поверхностью.

Амальгаматор (рис. 40) состоит из горизонтальной части 1, имеющей форму ба-
рабана, и съемных насадок 2 и 3. Центральная часть образуется горизонтально вы-
тянутым цилиндрическим стволом 4 (собственно амальгаматор) и проходящим под
ним горизонтальным стволом о, служащим для рециркуляции ртути и амальгамы

1 Патент США № 2954290, 1956.

2 Патент США № 2579881, 1946.
внутри барабана. Основной ствол амальгаматора снабжен мешалкой 6, представля-
ющей собой вал 7 с насаженными на него дискообразными лопастями 8, между кото-
рыми имеются шайбы 9. Внутренняя часть ствола 4 покрыта рифлями, придающими
ей значительную шероховатость.

До начала процесса амальгамации в аппарат вводят под давлением ртуть (через
отверстие 10) в количестве, достаточном для заполнения внутренней части амальга-
матора до уровня выше нижних краев лопастей 8, но ниже выводного канала /У.
Ось агитатора приводится во вращение с большой скоростью. Через редуктор 12
вращение передается на вал 13, снабженный шнековым импеллером 14, скорость вра-
щения которого меньше, чем у оси 7 и агитатора 6. Затем в амальгаматор через от-
верстие 10 под некоторым давлением вводят тонкоизмельченную руду в виде пульпы.
Скорость подачи пульпы регулируют таким образом, чтобы уровень ее в амальгама-
торе поддерживался несколько ниже оси агитатора 6. По мере прохождения руды
(пульпы) через камеру 4 она подвергается интенсивному комбинированному воздей-
ствию агитатора, которое обеспечивает; а) сильное трение частичек руды друг о друга
и о шероховатые стенки цилиндра 4, а также о поверхность лопастей 8, что приводит
к дополнительному истиранию материала и разрушению поверхностных пленок и
корочек на золотниках: б) отбрасывание рудной массы (при вращении лопастей ме-
шалки) с большой силой по касательной на шероховатые стенки камеры, приводящее
к аналогичному эффекту: в) тщательное перемешивание руды со ртутью или другой
амальгамирующей жидкостью, более тяжелой, чем пульпа. Во время этой операции
ртутная амальгама непрерывно циркулирует по дну амальгамационной камеры от
ее разгрузочной части к загрузочной, что обеспечивается действием шнека 14. Тем
самым поддерживается постоянный уровень ртути по всей длине камеры и устраняется
возможность вынесения ртути в разгрузочный канал 11 вместе с потоком идущей
в этом направлении пульпы. Прошедшая амальгаматор руда разгружается непре-
рывно через трубу 15. Амальгаму по мере насыщения ее золотом выпускают из
аппарата через кран 20, а ртуть заменяют новой.

Как показала практика, амальгаматор указанной конструкции
обеспечивает значительно более высокое извлечение золота по срав-
нению с приборами другого типа. Установлено, что эффект этот свя-
зан с совмещением процессов дополнительного вскрытия поверхности
золотин (очищение их от минеральных покрытий) с интенсивной
амальгамацией руды.

Оригинальный процесс «сухого электроамальгамирования» золо-
тосодержащих руд разработан Бензоном1 для извлечения тончайших
частиц свободного золота (порошкообразное или коллоидное золото)
крупностью до —250 мкм.

Схема установки для электроамальгамации показана на рис. 41.

Основой установки является элсктроамальгаматор (рис. 42), представляющий
собой закрытый металлический цилиндр, внешняя часть которого (кожух 1) изготов-
лена из чугуна, внутренняя 2 — из меди. Цилиндр разделен на 3 камеры. 1-я камера 3
предназначена для смешивания руды со ртутью и образования амальгамы. Посту-
пающая в камеры (из бункера 4) руда, измельченная до крупности —3,4 мм, и ртуть
(из резервуара 5) перемешиваются винтом 6, изготовленным из тефлона (электроизо-
ляционный материал) и имеющим прямоугольную резьбу. Этим же винтом получен-
ная смесь транспортируется в «щеточную камеру» 7. Винт насажен на ось 8, получа-
ющую вращение от двигателя 9.

Между осью 8 и внутренними стенками амальгамационного цилиндра поддер-
живается высокое напряжение постоянного тока (~70 ООО в). Аппарат подключают
к электрической сети таким образом, чтобы ось служила анодом, а цилиндр — ка-
тодом. Использование непосредственно тока высокого напряжения связано с необ-
ходимостью амальгамирования тончайших частиц золота, которые в обычных усло-
виях находятся во взвешенном состоянии и не вступают во взаимодействие со ртутью.
В то же время эти частицы обладают относительно большим для своего размера по-

1 Патент США № 3087611, 1959.
ложительным электростатическим зарядом. Создаваемая разность потенциалов
между осью и внутренними стенками камер 3 и 7 воздействует на положительно заря-
женные частицы золота внутри цилиндра 10, прижимая их к внутренним стенкам
цилиндра, где они «разрушают» поверхностное натяжение ртути и амальгамируются.

Для лучшего перемешивания руды со ртутью и интенсификации процесса амаль-
гамации автор рекомендует использовать диатермический ток, который поступает
в камеру 3 по цилиндрической спиральной обмотке 11, расположенной по внутренней
стенке этой камеры. Оптимальную частоту диатермического тока устанавливают
экспериментально в зависимости от состава перерабатываемой руды. Причина по-

Рис. 41. Схема установки для «сухой* электроамальгамацин

ложительного влияния диатермического тока на извлечение золота при амальгама-
ции точно не выяснена. Предполагается, что благодаря ему образуется особый вид
смеси ртути с частицами порошкового золота, которые как бы прилипают к поверх-
ности ртутных шариков.

Образующаяся амальгама при поступлении в камеру 7 прилипает к стенкам
внутреннего (медного) цилиндра, откуда ее снимают с помощью медных щеток, на-
саженных на центральный вал под углом около 15° (в сторону, противоположную
загрузке). Щетки не только снимают амальгаму, но и транспортируют ее вместе с руд-
ной массой к выпускным отверстиям 11 и 12. Первое из них служит для выпуска
амальгамы и остатков ртути. Чтобы предотвратить попадание в отверстие 11 рудных
частиц, в него подается струя воздуха из компрессора 13 (через рессивер 14). Амаль-
гама и ртуть под действием силы тяжести попадают через трубопровод 15 в ло-
вушку 16, а затем в резервуар для хранения ртути 17. Со дна ловушки отходит по-
бочный трубопровод 18, ведущий непосредственно в реторту 19. Поступление ртути
(амальгамы) в трубопровод 18 регулируется клапаном 20. Эту побочную систему
используют при остановке аппарата 10, для транспортировки богатой амальгамы
из ловушки непосредственно в тигель 21.

Реторта для отгонки ртути (рис. 43) имеет форму цилиндра, разделенного вер-
тикальными осями на три части: верхнюю 22 (колпак), среднюю 23 и нижнюю 24
(дно). В нижней части реторты помещен тигель 21. Все части реторты изготовлены
из чугуна. Соединяют и скрепляют три части реторты между собой с помощью флан-
цев и болтов. Ртуть и амальгама поступают из трубопровода 15 в приемную камеру 25,
Рис. 42. Продоль-
ный и попереч-
ные разрезы
амальгаматора
находящуюся в среднем отсеке 23, откуда продукт проходит в относительно неболь-
шой спиральный трубопровод 26 и затем — в тигель 21. Обогревается реторта на-
гревательной катушкой 27. Длину спирального трубопровода и степень нагрева
реторты по вертикали подбирают таким образом, чтобы температура амальгамы

• А-А

Рис. 43. Продольный и поперечные разрезы амальгамационной реторты с элек
трическнм обогревом

и ртути при выходе их из змеевика была близка к температуре испарения ртути.
Побочный трубопровод 18 входит в реторту 19 в иижией части среднего отсека 23,
позволяя амальгаме попадать непосредственно в тигель.

Обогревательные элементы обычной формы расположены по всей длине реторты
и обеспечивают полное испарение ртути. Золото, образующееся в результате разло-
жения амальгамы, остается в тигле, откуда его выгружают, отвинтив и вынув ниж-
нюю часть реторты 24. Реторта с наружной части покрыта теплоизоляционным ма-
териалом.
Пары ртути выходят из реторты через отверстие 28 и по трубопроводу 29 попа-
дают в конденсатор ртути стандартного типа. Из конденсатора ртуть самотеком по-
ступает в резервуар 5 и оттуда по мере необходимости — в амальгаматор 10.

Хвосты амальгамации из выпускного отверстия 12 поступают на регенерацион-
ную установку 30 (рис. 44), назначение которой уловить остатки ртути и амальгамы.

Рнс. 44. Аппарат для извлечения ртутн из хвостов электроамальгамации

Регенератор представляет собой вертикальный железный цилиндр в виде бака, снаб-
женного впускным 31 и выпускным 32 патрубками. Бак заполняют медной стружкой
н заливают водой, выполняющими роль коллектора ртути. В баке имеется ложное
днище с перфорацией, предотвращающей попадание стружки в амальгаму; В бак
подается сжатый воздух (от компрессора 13) для перемешивания хвостов. Отработан?
ные таким образом хвосты направляют в отвал. Ртуть и амальгама, выделдемыеий
хвостов в результате простого отстаивания, а также действия коллектируюгциХ
медных стружек, через отверстие 32 в днище бака по трубопроводу 33 поступают
и общую систему обработки амальгамы. Для предотвращения попадания воды в си-
стему трубопровод 33 снабжен ловушкой 34,

Предлагается компактная машина для отделения самородных бла-
городных металлов (Аи, и т. п.) от песка и гравия в один цикл,
требующая при работе небольшого количества воды1.

Машина (рис. 45) имеет опорную плиту 1 с установленной на ней строго горизон-
тально станиной 2, положение и уровень которой регулируются болтами 3. На одном
конце станины 2 имеются две стойки 4, к верхней части которых прикреплены под-
шипники 5, несущие вал 6, приводимый во вращение от двигателя 7 через клиноре-
менные передачи 8 и 9 и шкивы 10 и 11. На вал 6 эксцентрично насажен цилиндриче-
ский кулачок 12, который при вращении вала заставляет вибрировать нижний 13
и верхний 14 лотки, находясь в соприкосновении с укрепленным под лотком 13
роликом 15. Лотки 13 и 14 подвижно соединены между собой приваренными к лотку 13
косынками 16, в отверстия которых входят бобышки 17, закрепленные в боковых

1 Патент США № 3040885, 1962.
стенках лотка 14. Лоток 13 укреплен на станине 2 при помощи пружинящих стоек 18.
Дно лотков 13 и 14 выложено рифленой листовой резиной 19, над которой находится
металлическая сетка 20. Под нижним^концом^лотка^/^ ^установлено корыто 21
с ртутью. Приводимый в действие от двигателя 7 через клиноременную передачу 22

центробежный насос 23 подает воду в трубку 24 с отверстиями, из которых она по-
падает в загрузочную часть лотка 14, имеющую более высокие наклонные стенки 25.
После приведения в колебательное движение лотков 13 и 14 засыпают измельченную
руду, которая'под действием воды смывается сначала по лотку 14 в корыто 21, а затем
по лотку 13 и' по желобу 26 удаляется из машины. Частицы благородных металлов
улавливаются рифлями 19, а наиболее мелкие из них — ртутью в корыте 21.
Барбер запатентовал комбинированный' сецаратор-амальгаматор
портативного типа, предназйаченный для извлечения золота из при-
брежных песков морей и океанов (рис. 46).. В состав.установки для
амальгамации входят: насос стандартного типа 1, совмещенный сепа-
ратор и амальгаматор и подставка 2, снабженная ручками, разъемно
прикрепленными к сторонам амальгаматора зажимными приспособ-
лениями 3. Золотосодержащий песок с морского дна закачивается
всасывающим насосом (через клапан 4) посредством гибкого шланга 5,
снабженного сетчатым наконечником 6, во внутренний змеевик 7,
который затем переходит в наружный змеевик 8- Прошедшие через
змеевик легкие фракции песка выбрасываются через выходное отвер-
стие 9 в хвосты. На всем протяжении змеевик имеет перфорацию 10,
через отверстия которой частицы золота и других тяжелых минера-
лов под действием силы тяжести и центробежных сил проникают во
внутреннюю часть амальгаматора, наполненную ртутью. Последнюю
вводят в бак 11 через трубу 12. Нагруженную золотом ртуть (амаль-
гама) выпускают через съемную дверцу 13.

Глава VI

ЦИАНИРОВАНИЕ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД

Общая характеристика цианистого процесса
и его значение в технологии переработки
золотосодержащих руд

Извлечение золота из руд (и продуктов их обогащения) цианиро-
ванием в зарубежной практике осуществляется, как правило, по
следующим трем принципиальным схемам: а) полный иловый про-
цесс; б) раздельное цианирование песковой и шламовой фракций
руды; в) сорбционное выщелачивание с применением активирован-
ного угля.

Типичный пример золотоизвлекательных предприятий, осущест-
вляющих цианирование руды по схеме полного илового процесса, —•
фабрика Вестерн Дип Левелз, пущенная в 1962 г. Проектная про-
изводительность предприятия 7000 т руды в сутки. Исходным сырьем
для обработки являются золото-урановые руды с содержанием
золота 14 г/т. Фабрика состоит из пяти самостоятельных секций
одинаковой производительности (1400 т/сутки).

На цианирование поступает слив гидроциклонов, предварительно
обезвоженный в сгустителях диам. 22,5 м (по 1 сгустителю на каждой
секции). Цианирование производят в агитаторах типа пачук. Про-
цианированную пульпу фильтруют на барабанных вращающихся
вакуум-фильтрах увеличенного размера 5,4 X 4,8 м (стандартные
фильтры данного типа 4,2 X 4,8 м). Каждый фильтр оборудован кол-
лекторным клапаном со стеклянным окном, через которое можно кон-
тролировать качество (прозрачность) получаемого фильтрата. Филь-
траты осветляют в рамных осветлителях, обслуживаемых одним чело-
веком. Из осветленных растворов золото осаждают цинковой пылью.
Осадок плавят на месте с получением слитков чернового золота, на-
правляемых затем на рафинировочное .предприятие.

Фабрика Вестерн Дип Левелз (рис. 47) — одно из самых крупных
золоторудных предприятий в ЮАР, характеризуется наиболее высо-
кой производительностью труда. Процессы измельчения, цианирова-

Рис. 47. Общий вид фабрики Вестерн Дип Левелз

ния и фильтрации обслуживают 24 человека в смену. Стоимость
обработки руды на фабрике составляет —8,5 долл/т.

Предусмотрено раздельное посекционное хранение хвостов ци-
анирования, которые предполагается в будущем использовать для
извлечения урана.

Довольно широко распространен в зарубежной практике б е с -
фильтрационный вариант цианирования, ос-
нованный на отмывке растворенного золота противоточной
декантацией. Такого рода процесс применяется, в частности,
на золотоизвлекательной фабрике Кэрлин, втором по количеству
добываемого золота предприятии США и четвертом по всему Северо-
Американскому континенту. Производительность ее по руде состав-
ляет 1800 т/сутки. Ежегодная добыча золота 6220 кг. Фабрика вве-
дена в действие в 1965 г. Предприятие обеспечено надежной рудной
базой, оцениваемой в 11 млн. т руды со средним содержанием золота
10 г/т. При общем отношении породы к руде 3 : 1 экономика добычи
весьма благоприятна. Особенность руд, перерабатываемых на Кэр-
лин, — содержание чрезвычайно тонкого золота (преобладают час-
тицы меньше 0,05 мкм). В то же время основными золотосодержа-
щими породами в руде являются песчаники (алевролиты) с пористой
структурой, обеспечивающей возможность контакта золота с циани-
стыми растворами даже при относительно грубом помоле (60%
класса —74 мкм).

Технологическая схема обработки руды на фабрике представлена на рис. 48.
Подлежащая цианированию руда (60% класса —74 мкм) в виде слива гидроциклонов
подается в первый из 4 последовательно расположенных агитаторов Денвера (9Х 9 м),
куда вводят цианистый раствор. Агитаторы снабжены отдельными компрессорами
для аэрации пульпы. Время, необходимое для растворения золота, зависит от состава
исходной руды и колеблется от 30 мин до 20 ч, составляя в среднем 16 ч. Оптимальная

Рис. 48. Схема цепи аппаратов золотоизвлекательной фабрики Кэрлин:

/ — 30-т самосвал; 2 — вибрационный питатель; 3 — щековая дробилка; 4 — вибрационный
грохот; 5 — коническая дробилка; 6 — буикер дробленой руды; 7 — желобковые питатели;
8 — шаровая мельница; 9 — гидроцнклоны; 10 — агитаторы; 11 — репульпатор; 12 — сгу-
стители; 13 — чан для богатого раствора; 14 —фильтр-очиститель; 15 — чан для очищенного
золотого раствора после фильтрации; 16 — деаэратор; 17 — вакуум-насос; 18 — фильтр-
пресс; 19 — чан для отработанного раствора; 20 — плавильная печь; 21 — пруд; 22 — тру-
бопроводы; 23 — гидроцнклон; 24 — хвостовая дамба; 25 — отстойный бассейн; 26 — на-
сосы для оборотной ВОДЫ

концентрация ^аС^ при выщелачивании составляет 0,025%. Плотность пульпы
в агитаторах 40—50% твердого. Агитаторы расположены ступенчато с перепадом
высот 0,5 м.

После агитаторов пульпу направляют в 5 сгустителей (диам. 38 м) противоточ-
ной декантации, снабженных репульпирующими установками. Плотность песков
сгустителей контролируют и регистрируют с помощью радиоактивной аппаратуры.
Каждая песковая труба подсоединена к одноступенчатому, футерованному резиной
насосу.

Значительное количество шламов в пульпе затрудняло эффективное отделение
осветленного золотосодержащего раствора. Эти трудности были преодолены повы-
шением щелочности пульпы до рН = 11,7 и применением синтетического флокулянта-
сепарана. О степени отмывки растворенного золота можно судить по следующим
цифрам; количество растворенного золота в разгрузке последнего агитатора (40%
твердого) составляет 3,36 г/т; в сливе 1-го сгустителя 1,06 г/т: 3-го сгустителя
0,084 г/т: 4-го сгустителя 0,053 г/т и 5-го сгустителя 0,037 г/т.

Богатый золотосодержащий раствор осветляют на фильтрпрессах насадочного
ротационного типа с фильтровальной поверхностью 70 л2 и производительностью
4,5 м3 раствора в минуту. Фильтрпрессы оборудованы смесительными насосами
и средствами автоматизации. Растворы деаэрируют в двухступенчатом вакуумном
деаэраторе (диам. 2,13, высота 7,6 м) с производительностью 4,5 м3/мин при темпе-
ратуре исходного раствора 4,4® С. Раствор после деаэрации содержит 0,1-10’*% ки-
слорода. Золото из очищенного раствора осаждают цинковой пылью. Для фильтра-
ции полученного осадка используют три рамных фильтрпресса типа Шривер с боко-
вой загрузкой производительностью 4,5 м3 раствора в минуту (фильтровальная
поверхность 75 л2 и объем кека 1,4 м3 у каждого). Обеззолоченный раствор исполь-
зуют в обороте. Осадки плавят с флюсами на черновое металлическое золото.

Общее товарное извлечение золота на фабрике составляет 91,3% при среднем
содержании золота в исходной руде 8,66 г/т (данные 1965 г.). Потери металла скла-
дываются на следующих основных составляющих, %:

Нерастворенное золото в хвостах . . .	6,52

Растворенное (неотмытое) золото в хвос-

тах .............. ......	...... 1,63

Потери с отбрасываемыми обеззолоченны-
ми растворами......................... 0,53

Итого.. 8,68

Отличительной особенностью фабрики Кэрлин является то, что
система растворения и отмывки (декантации) золота на ней располо-
жена на открытом воздухе в условиях холодного климата. Сгустители
не закрываются даже в зимнее время, хотя температура в этот период
может достигать —45° С. На осветление и осаждение золота растворы
поступают в здание. Все наружные трубопроводы расположены под
землей на глубине 1,8 м.

Следует отметить организацию хвостового хозяйства на фабрике.
Пульпа, прошедшая цикл промывки, самотеком направляется в пор-
тативную установку гидроциклонирования. Пески гидроциклонов от-
водят к внешней стороне насыпной дамбы, а тонкие шламы — к внут-
ренней. Жидкую часть иловой фракции хвостовой пульпы после от-
стаивания специальными насосами подают на фабрику (в репульпер
перед пятым сгустителем). Количество такой оборотной воды состав-
ляет 1,2 м3!мин. Свежую воду для фабричных целей получают из
скважин, расположенных в 2,2 мили от фабрики. Эти источники
способны обеспечить 4,6 м3 воды в минуту. На организацию хвосто-
хранилища и его содержание предполагалось израсходовать 1 млн.
долларов, или 10% всего объема капиталовложений. Компания
Кэрлин Голд Майнинг предполагала, что капитальные затраты на
создание фабрики, составляющие 10 млн. долл., окупятся в течение
первых пяти лет эксплуатации.

На фабрике Тайольтита производительностью 270 т/сутки перерабатывают
золото-серебряные руды. В соответствии с принятой технологической схемой (рис. 49)
руду дробят до крупности —16 мм и измельчают в две стадии в цианистом растворе
до 0,2% класса -[-0,15 мм и 80% класса —0,074 мм в мельницах 2,3X3,05 и 1.83Х
Х2,44 м. После измельчения пульпа поступает в сгуститель (14,6X3,6 м), из слива
которого золото и серебро осаждают цинковой пылью. Осадок направляют в метал-
лургическое отделение. Сгущенный продукт цианируют в трех работающих после-
довательно агитаторах Дорра (9,15x7,3 м) и направляют на промежуточное сгуще-
ние в три сгустителя (9,15X3,0 м). Слив этих сгустителей используется в цикле из-
мельчения, а сгущенный продукт вновь поступает на цианирование в 9 последова-
тельно расположенных агитаторов Дорра (6, IX 5,5 м). Затем пульпа поступает на
сгущение в два последовательно установленных трехьярусных сгустителя (15,25Х
Х8,8 л), сгущенный продукт которых выпускают в отвал.

В нижний ярус 2-го промывочного сгустителя для противоточной отмывки хво-
стов закачивают свежую воду. Слив этого сгустителя направляют в нижний ярус
1-го промывочного сгустителя, слив верхнего яруса которого используют как оборот-
ный раствор для сгустителей второй стадии цианирования.

XПосты 6 отвал

Рис. 49. Технологическая схема переработки руды на фабрике Тайольтита:

/ — приемный бункер; 2 — бункер для извести; 3 — автоматические весы; 4 — опробова-
тель; 5 — шаровая мельница (2,5x3,05 м); 6 — механический классификатор; 7 — шаровая
мельница (1,83X2,44 л/); 8 — барабанный грохот для улавливания щепы; 9 — сгуститель
(диам. 15 м); 10 — агитаторы (9,15x5,5 м); 11 — сгустители (9,15x3,05 л<); 12 — агитаторы
(6,1X3,5 13— трехъярусные сгустители (15,25X8,8 м); 14—водный бак; 15 — осветлитель
раствора; 16 — деаэрационная башня; 17 — питатель цинковой пыли; 18 — отделение
фильтрации; 19 — чан оборотного раствора; 20 — металлургическое отделение фабрики;

21 — буферные чаны

Схема с противоточной декантацией и промежуточным сгущением пульпы обес-
печивает высокое извлечение золота и серебра. Общая продолжительность контакта
руды с цианистым раствором составляет ПО ч.

На фабрике работают 12 человек, производительность труда 22,5 т/чел-сутки.

В отличие от полного илового процесса схема раздель-
ного цианирования предусматривает предварительную
классификацию измельченной руды на илы (обрабатываемые обычным
методом перемешивания) и пески, выщелачиваемые перколяцией
(просачиванием).

К числу наиболее крупных предприятий, использующих схему раздельного циа-
нирования золотосодержащих руд, относится фабрика Амальгамейтед Бэнкет Эйрис
[3, 39] производительностью 2400 т!сутки, перерабатывающая золотоносные кон-
гломераты со средним содержанием золота 7,5 г/т.

Руду на фабрике перерабатывают методом раздельного цианирования с предва-
рительным извлечением свободного золота в цикле измельчения (рис. 50). Измель-
ченные до крупности —0,15 мм хвосты гравитационного обогащения руды классифи-
+ 10нм

Руда
Iдробление (до- 10мм)
Грохочение

-10мн

иаробление
Грохочение
+10мн	-10нм

1 измельчение

Ш дробление
Грохочение

10мм -1

Классификация

Слив Пески

I

Концентрация в барабанах

'мн

Хвосты

Концентрат

Классификация

Слив

Пески

Концентрация П измельчение
в барабанах |

Хвосты

~----1

концентрат

Классификация

Перечистка на столе

Цианид

Известь

Пески / -0,15

I [+0.074мн/

I Слив
у (-0,074 мм)

Концентрат

Плавка

Хвосты

г I

Богатые
Аи растворы

Перколяционное
выщелачивание

Т

ведите

Аи растворы

Сгцщение

Черновое
золото

В оборот Слив

Сгущ.прод.

Цианид

Орон, проб

Амальгамация

I Хвосты

Пески

В отвал

в оборот
(в цикл

измельчения) ।
Фильтрат

| Известь
Перемешивание
сРиль^прация

Осветление
7л пыль ।

Кек
в отвал

Амальгама

Плавка
Червовое
золото

Осаждение

Осадок
*
Обжиг

Плавка

Раствор

Уорот

Черновое золото

Рис. 50. Технологическая схема переработки руды на фабрике Амальгамейтед Бэнкет
Эйрис
пируют в двух чашевых классификаторах дуплекс действия (диам. 4,2 м) на пески
( I 74 мкм) и ила (—74 мкм).

Пески (45% от исходного) разбавляются цианистыми растворами и при помощи
насоса Вильфлея подают в один из 8 перколяционных чанов (рис. 51, 52) емкостью
около 1000 т (14X4,5 м). Подача производится через распределители Буттерса таким
образом, что песок поступает равномерно по всему сечению чана. Слив во время по-
дачи песка (чан до начала загрузки заполняют оборотными цианистыми растворами)
переливается в сливную трубу и поступает в сгуститель Дорра (9x2,4 м). Нижний
продукт этого сгустителя направляют в шламовое отделение, а слив — в чан оборот-
ных растворов (15X3,6 м). По окончании загрузки одного перколятора пески пере-
ключают на следующий перколятор, а загруженный чан дренируется в течение 8 ч.
Крепкие и промывные растворы заливают сверху, перколяция идет естественным
путем. Через каждый чан пропускают 2360 т растворов, поступающих на осаждение.
I Гродолжительность обработки чана 8 суток, включая загрузку и разгрузку. Раз-
гружают перколяторы гидравлическим способом. Двое рабочих, находящихся в чане,
смывают песок гидромониторами в трубопровод, отводящий их к зумпфу 150-лои
насоса Вильфлея, удаляющему пески в отвал. Перед поступлением песков в насосный
зумпф они опробуются автоматическим пробником, пересекающим струю через каж-
дые 15 мин.

Растворы подкрепляются цианистым натрием в двух точках; в чане оборотных
растворов до содержания 0,05% №СН и в питании агитаторов до 0,02—0,03% ИаСМ.
11звесть добавляют в пески чашевого классификатора, поступающие на перколяцию,
до содержания 0,04—0,05% СаО. Это обеспечивает щелочность растворов, поступа-
ющих на осаждение, в пределах 0,02—0,025% СаО.

Слив чашевых классификаторов поступает по желобу самотеком в четыре сгу-
стителя Дорра (один 22,5X3 м и три 15X3 м). Слив сгустителей представляет собой
оборотную воду и насосами перекачивается в напорные чаны отделения измельчения,
('гущенный продукт (62% твердого) разбавляют цианистым раствором и насосами
Вильфлея подают в две серии агитаторов Дорра, по четыре агитатора (6Х 6 м) в каж-
дой серии, соединенных последовательно. Перемешивание ведут при отношении
ж ; т = 1:1 (54% твердого). Продолжительность перемешивания не превышает
24 ч, крепость растворов составляет 0,03% №СЫ, но, несмотря на это, обеспечивается
достаточно полное извлечение золота, так как шламы очень тонки: —0,074 мм.
Разгрузка двух последних агитаторов поступает в сборный чан-коллектор (7,5х
<3 м) и отсюда насосами перекачивается на пять фильтров Оливера (4,2x4,8 м).
Кек промывают при помощи системы брызгал обеззолоченным раствором, разбавляют
водой и 150-мм насосом Вильфлея удаляют в отвал, а золотосодержащий раствор
перекачивают насосами на осветление в спаренную установку Меррилл-Кроу. Филь-
трация осадков в установке производится в четырех фильтрпрессах. Шламы спо-
ласкивают два раза в месяц и обжигают с последующей плавкой на золото.

Общее извлечение золота по фабрике составляет 95—96%.

Большая часть аппаратуры цианистого отделения (перколяторы, сгустители,
агитаторы, чаны оборотных растворов, осветлители ит.д.) расположена под открытым
небом. Фильтры, мельницы, дробилки находятся в здании более или менее легкой
конструкции. Помещение фильтрпрессов и концентрационного стола, а также пла-
вильное отделение закрыто и имеет специальную охрану.

На фабрике тщательно разработана схема контроля технологического процесса,
позволяющая оперативно следить за извлечением золота по отдельным опера-
циям.

В варианте сорбционного выщелачивания про-
цесс растворения золота совмещается во времени и аппаратуре с вы-
делением металла из жидкой фазы пульпы на гранулированных сор-
бентах, величина зерен которых значительно превышает крупность
частиц измельченной руды. Нагруженный золотом сорбент отделяют
от обеззолоченной пульпы на специальных дренажных устройствах
и затем дополнительно обрабатывают с получением товарного золото-
содержащего продукта.
Рис. 51. Общий вид перколяционного отделения фабрики Амальгамейтед Бэикет Эйрис

Рис. 52. Отделение цианирования илов на фабрике Амальгамейтед Бэнкет Эйрнс
Такого рода технология, в частности, осуществляется на двух
зарубежных предприятиях: Карлтон и Джайент Йеллоунайф кото-
рые описаны соответственно в IX и VII главах книги. Чрезвычайное
разнообразие состава золотосодержащих руд, подвергаемых техно-
логической обработке, вызывает столь же разнообразную комбина-
цию процесса цианирования с другими методами обогащения: грави-
тацией, амальгамацией, флотацией, обжигом и т. д.

При обработке окисленных руд с небольшим содержанием суль-
фидов цианируют, как правило, хвосты амальгамации или гравита-
ции. Для переработки сульфидных руд цианирование комбинируют
с флотационным процессом. Обычно цианируют хвосты флотации и
огарки окислительного обжига флотационных концентратов. Иногда
цианируют руду до поступления ее на флотацию (Лейк Шор и
Диккенсон и Боулдер Песеверенс), а также сырые концентраты (Би-
бнаии, Воттл Гвалиа Голд Майнз). Довольно часто процесс циани-
рования используют как дополнительную операцию при переработке
полиметаллических руд: Портовело, Айрон Кинг, Квемонт, Вогиль-
струйбулт и др.

Золотосодержащие руды перед цианированием обычно измельчают
до крупности 80—90% класса —0,074 мм, а концентраты и огарки —
до 95—99% этого же класса.

В настоящее время на некоторых фабриках измельчение ведут
в цианистых растворах с целью растворения части мелкого золота,
а также золотин, покрытых различными пленками, снимаемыми при
перетирании.

Обычно измельчение ведут в оборотных (обеззолоченных) циани-
стых растворах с добавкой некоторого количества цианида и извести.
В ряде случаев цианистое измельчение осуществляется без введения
извести (фабрики Питчуэй и др.).

Следует, однако, отметить, что измельчение в цианистых раство-
рах хотя и позволяет значительно сократить время последующего
цианирования, но в то же время вызывает часто повышение расхода
цианистого натрия, а в ряде случаев снижение общего извлечения
золота в связи с образованием восстановительной атмосферы в за-
крытых мельницах.

Детальнее этот вопрос рассмотрен в VII главе книги. При циани-
ровании шламистых руд возникают серьезные затруднения с отделе-
нием золотосодержащих растворов от твердой части руды. Кроме
гого, шламы повышают расход цианида и извести и снижают общее
извлечение золота за счет трудной отмывки растворенного, но адсор-
бированного золота. Поэтому возникает необходимость предваритель-
ного обесшламливания пульпы, практика осуществления которого на
зарубежных золотоизвлекательныхфабриках описанав1и№ главах.

Золотосодержащие материалы перед цианированием часто под-
вергают водной отмывке для удаления растворимых соединений:
сульфатов меди, солей железа, кислот, флотореагентов, а также (как
указывалось выше) шламов.

Наиболее часто таким способом обрабатывают огарки, получаемые
при обжиге флотоконцентратов. На фабрике Джайент Йеллоунайф

10 В. В. Лодейщиков

145
огарки промывают дважды: до измельчения и после. Введение столь
тщательной отмывки позволило снизить расход цианистого натрия
в 2,2 раза [41, 42]. Промывку огарков практикуют на целом ряде
предприятий: Аристон Голд Майнз, Кон Майнз, Дални, Кэм энд
Мотор, Гетчелли и ряде др. Огарок отмывают в сгустителях, класси-

Рис. 53. Общий вид сгустителей, расположенных под открытым небом

фикаторах, гидроциклонах и на ленточных фильтрах. Сгустители
в большинстве случаев располагаются под открытым небом (рис. 53).

В ряде случаев для улучшения показателей извлечения золота
пульпу предварительно аэрируют (Барбертон, Нандидрог) или обра-
батывают щелочью. Щелочной обработке обычно подвергают огарки
окислительного обжига сурьмянистых и мышьяковистых флотокон-
центратов.

Выщелачивание золота из руд

Как уже отмечалось, выщелачивание золота цианистыми раство-
рами можно осуществлять двумя способами — перколяцией и пере-
мешиванием.

Перколяционный метод выщелачивания, кроме Амальгамейтед
Бэнкет Эйрис, принят также на золотоизвлекательных фабриках
Хоумстейк, Коннемара Голд Майнз, Голден Ридж и др.

Весьма характерен опыт работы фабрики Хоумстейк. Данное пред-
приятие производительностью 4700 т1сутки перерабатывает золото-
содержащие руды (10,7 г/т Аи), золото в которых на 70—80% на-
ходится в свободном состоянии и извлекается амальгамацией в цикле
измельчения- Измельченную руду (хвосты амальгамации) подвергают
и горой стадии классификации в 7 гидроциклонах Кребс № Д2013 и
I чашевых классификаторах (диам. 6л), в результате чего получают
 19% (по массе) песков и 41% шламов.

Песковую фракцию (3,4—4,5 г/т Аи) выщелачивают в четыре
< гадии (с аэрированием пульпы перед каждой стадией) в 35 деревян-
ных клепаных чанах-перколяторах (диам. 13,2 и высота 3,6 м) ем-
костью до 750 т каждый. В первых трех стадиях для выщелачивания
юлота применяют 0,05—0,06% -ный раствор ГЧаСМ, в четвертом ис-
пользуют оборотные растворы, бедные по содержанию золота, но
содержащие 0,02—0,03% СГ\[~ .

Ниже приводится продолжительность основных операций цикла
перколяции, ч: I аэрация 21; I выщелачивание 18; II дренирование 14;
11 аэрация 4; II выщелачивание 16; III дренирование 12; III аэрация 4;
111 выщелачивание 8; IV дренирование 10; IV аэрация 2; IV выщелачи-
вание (промывка обеззолоченными растворами) 10; промывка водой
20; выпуск воды 4; гидравлическая выгрузка 2. Итого 170 ч.

Извлечение золота перколяцией 90%, расход ЫаСЫ 0,525 кг/т.,
извести 0,875 кг/т.

На фабрике Коннемара Голд Майнз производительностью
200 т/сутки, перерабатывающей типичные ферро-золотые руды с со-
гержанием золота 10 г/т, всю массу руды прокаливают во вращаю-
щейся обжиговой печи. Прокаленная руда транспортируется ваго-
нетками к чанам-перколяторам для цианирования. Известь вводят
непосредственно в руду (в каждую вагонетку). Продолжительность
первого контакта с цианистым раствором составляет 12 ч, а общая
продолжительность цикла перколяции — около 10 суток.

На фабрике Голден Ридж перерабатывают руды, содержащие
большое количество глинистого материала, существенно ухудшаю-
щего показатели извлечения золота цианированием. Было установ-
лено, что содержание металла в наиболее тонких фракциях илов
практически приближается к содержанию золота в отвальных хвос-
гах цианирования. Это позволило перейти на обработку руды по
схеме, изображенной на рис. 54, в соответствии с которой исходная
руда поступает на грохочение.

Плюсовой продукт грохота дробят, а минусовой совместно с дробленой рудой
измельчают до 95% класса —0,74 мм в стержневой мельнице (1,2X3,08 м), рабо-
 ающей в замкнутом цикле с гидроциклоном, гидроловушкой и отсадочной машиной,
и которых улавливается содержащееся в руде свободное золото. Глинистые шламы
из исходной руды удаляют в гидроциклонах после классификации в чашевом клас-
< ификаторе с двумя контрольными классификациями слива. Направляемая на циа-
нирование руда разделяется в гидроциклонах на песковый и шламовый продукты,
панируемые отдельно, первый — методом перколяции, второй — в агитаторах.
Классификацию в гидроциклонах в этом цикле производят в цианистых растворах.

Такая обработка позволила увеличить производительность фаб-
рики со 120 до 180 т/сутки и сократить продолжительность перко-
ляции в 2,5 раза. В настоящее время этот процесс длится меньше трех
дней. Такое сокращение времени перколяции объясняется уменьше-
Руда

Грохочение

верхний продукт

Дробление

Измельчение

Отсадка

Концентрат Хвосты

Улавливание
_____свободного золота

Концентрат

I

Хвосты

Амальгамация I еидроциклонирование

Слив

Е еидроциклонирование

Пески

с_

Пески

Слив

Улавливание свободного золота

Концентрат

Хвосты

Ш классификация
в чашевом классификаторе

Пески

Слив

Цианид

Известь

Оборотные
цианистые растворы

IVеидроциклонирование

Слив

Пески

И еидроциклонирование

У гидроциклониробалие

Шламы Слрв

Пески

в отвал

УН гидроциклонировоние

Пески	Слив

Цианирование
пероколяцией

Цианирование
в агитаторах



Рис. 54. Технологическая схема переработки руды на фабрике Голден Ридж
пнем содержания шламов в обрабатываемом этим методом песковом
продукте и влиянием предварительной агитации и аэрации пульпы
в гидроциклонах, применение которых, как показала практика, по-
вышает интенсивность цианирования. С введением нового процесса
расход цианида был сокращен с 0,75 до 0,25 кг!т руды, а извести —
с 5 кг негашеной до 2 кг гашеной на 1 т руды. Содержание золота
в хвостах при новом процессе уменьшилось с 0,7 до 0,32 г/т руды,
а общая стоимость обработки при этом снизилась почти на 40%. Зна-
чительно сокращен расход электроэнергии по сравнению с перемеши-
ванием, а кроме того, создана возможность выщелачивания более
крупного материала. Последний фактор немаловажен, так как дроб-
ление и измельчение — наиболее дорогостоящие технологические опе-
рации при извлечении золота из руд.

Разновидность перколяционного процесса выщелачивания золота
гак называемое кучное выщелачивание, которое до-
статочно широко используется в смежных отраслях цветной метал-
лургии, в частности для извлечения меди и урана.

В настоящее время Горным бюро США разработан способ выщела-
чивания золота раствором ЫаСП из куч руды, сложенных на площад-
ках, покрытых асфальтом или пластиком. Данный способ рекомен-
дован для бедных руд с содержанием золота —2 г/т и ниже. Опыты,
проведенные на руде (0,7 г/т золота), показали возможность пере-
работки таких руд с извлечением золота в цианистые растворы
около 67—95%.

Перемешиванием в настоящее время обрабатывается основное
количество золотосодержащего сырья. Существуют две системы пере-
мешивания: непрерывная и периодическая.

В случае непрерывного перемешивания пульпа поступает в ряд
последовательно соединенных чанов, в которых она интенсивно пере-
мешивается, перетекая из первого чана во второй и т. д. При отсут-
ствии самотека ее перекачивают всасывающими насосами.

При периодическом выщелачивании пульпу закачивают в два
или несколько параллельно работающих агитаторов. По оконча-
нии процесса растворения золота пульпу выпускают в чаны-сбор-
ники, и агитаторы наполняют новой порцией пульпы.

К преимуществам непрерывного перемешивания следует отнести:
автоматизм в работе; меньшее число обслуживающего персонала;
более эффективное использование оборудования; отсутствие чанов-
сборников, для которых требуется дополнительная площадь и допол-
нительные затраты энергии на поддержание пульпы во взмученном со-
стоянии. В соответствии с этим на большинстве зарубежных фабрик
практикуют непрерывное перемешивание и лишь в некоторых слу-
чаях периодическая система выщелачивания.

Применение периодического перемешивания часто обусловлено
гем обстоятельством, что требуется стадийное выщелачивание золото-
содержащего сырья с обновлением растворов на каждой стадии. По
такой схеме, например, перерабатывают огарки окислительного об-
жига мышьяково-пиритных флотоконцентратов на предприятии Кон-
солидейтед Марчисон (рис. 55).
Пульпа при выщелачивании перемешивается механическим или
пневматическим способом с обязательной подачей в нее воздуха.

Применяемые в зарубежной практике перемешиватели (агита-
торы) по принципу действия можно разделить на три категории:

1)	механические агитаторы, пульпа в которых перемешивается
мешалками различного типа (пропеллерные, импеллерные с засосом
пульпы через вертикальную трубу, турбинные и т. д.);

Рис. 55. Технологическая схема переработки комплексных руд на предприятии Консолидей-
тед Марчисон:

1 — бункер сырой руды; 2 — щековая дробилка; 3 — транспортер; 4 — опрокидыватель;
5 — тележка канатной дороги; 6 — сортировочная лента; 7 — бункер отвальной породы;
8 — бункер штуфной породы; 9 — вибрационный грохот; 10 — элеватор; II — коническая
дробилка; 12 — промывной барабанный грохот; 13 — главный ленточный транспортер; 14 —
транспортер руды на фабрику; 15 — бункер дробленой руды; 16 — ленточный питатель;
17 — шаровые мельницы; 18 — спиральные классификаторы; 19 — конусные уплотнители;
20 — отсадочные машйны; 21 — флотомашина золотой флотации; 22 — насосы; 23 — отвал;
24 — сгустители; 25 — контактные чаны; 26 — флотомашины основной сурьмяной’флотацйи;
27 — флотомашина перечистная; 28 — фильтр; 29, 30 — водонапорный бак; 31 — ворсистые
шлюзы; 32 — сотрясательные 'столы; 33 — хранилище пр ом продуктов; 34 — обжиговая
печь; 35 — контактный бак; 36 — конический сгуститель; 37 — чаны для цианирования;
38 — отстойник; 39 экстрактор; 40 ~ зумпф для осветления растворов; 41 — кислотный
бак; 42 — амальгамачнонная бочка; 43 — пресс для амальгамы; 44 — ретортная печь; 45 —
фильтрпресс; 46 — отражательная печь
2)	пневматические агитаторы — чаны с аэролифтами типа Пачук,
Кросса и т. д.;

3)	пневмо-механические агитаторы — чаны с центральным аэро-
лифтом и гребками или с периферическими аэролифтами и централь-
ной трубой, снабженной импеллером.

Самые крупные агитаторы пневмо-механического действия имеют
диаметр до 9 м и высоту до 10 м. Например, на фабрике Кэрлин выще-
лачивание проводят в четырех агитаторах (9,1 X 10,7 м), снабжен-
ных четырехлопастной гуммированной пропеллерной мешалкой диа-
метром 2,7 м. Воздух подается в пространство над каждым пропел-
лером в количестве 0,7 мъ/мин под давлением 1,8 кПсм2.

Применение гуммированных пропеллеров, несмотря на то что
стоимость их в 2 раза выше стальных, вполне оправдано, так как
срок их службы в 5—7 раз больше. Данный способ агитации позво-
ляет поддерживать во взвешенном состоянии материал крупностью
до 1,6 мм при содержании твердого в пульпе 45% [107, 108].

На большинстве фабрик ЮАР применяются агитаторы пневма-
тического типа. Высота этих аппаратов достигает 18 м и диаметр
3—10 м- Так, на фабрике Сайплаас используются пневматические
агитаторы типа Браун (10X16 м). Для удобства обслуживания аги-
таторы снабжены специальным лифтом, исключающим необходимость
подъема и спуска по длинным лестницам [3, 28, 102].

В некоторых случаях песковую фракцию руды цианируют не- I
посредственно в мельницах. На фабрике Морро-Вельмо песковую
фракцию руды (ж : т = 1 : 3) обрабатывают в бегунной мельнице
растворами крепостью 0,25% ИаСМ. В пульпу при этом подается
воздух через перфорированную трубу, расположенную по периферии
у днища желоба. Продолжительность перемешивания составляет
около 12 ч [35, 45].

Концентрация цианида в рабочих растворах различных фабрик
колеблется в основном от 0,02 до 0,06% по ЙаСМ. Применение рас-
творов более высокой концентрации (0,07—0,1%) дает возможность
ускорить процесс выщелачивания, но при этом повышается и расход
ИаСЙ за счет более интенсивного взаимодействия его с некоторыми
минералами.

На фабрике Флин-Флон снижение концентрации цианида в пер-
вом агитаторе с 0,03 до 0,005% и во втором до 0,0175% (при сохране-
нии №СИ в остальных агитаторах на уровне 0,03%) позволило сни-
зить расход цианида с 2,4 до 1,5 кг!т без снижения извлечения
золота. Столь высокий расход цианида на данной фабрике связан
с тем, что исходные продукты (хвосты медно-цинковой флотации)
содержат 0,19% меди [3, 28].

Крепкие цианистые растворы применяют в основном для обра-
ботки золото-серебряных руд, а также продуктов, содержащих тел-
луриды золота. Высокая концентрация цианистого натрия (0,1—
0,3%) позволяет повысить извлечение серебра в растворы и замед-
лить его поглощение некоторыми минералами (стибнит, халькопирит,
пирротин). Например, на фабрике Голден Манитоу [цианируют фло-
тационный концентрат (3,7 г!т Аи и 288,0 г!т А§). Извлечение золота
составляет 89,1 и серебра 40,7%. Извлечение серебра повышается
с увеличением концентрации МаСИ с 0,11 до 0,18% примерно на 10%
(с 36,4 до 46,5%). Дальнейшее увеличение концентрации цианистого
натрия позволяет еще более повысить извлечение серебра, однако
экономически невыгодно из-за большого расхода растворителя
[17, 28].

Следует отметить, что в ряде случаев вполне экономически целе-
сообразно вести цианирование серебросодержащих руд растворами
значительно более высокой концентрации №С^Т (до 0,4%) при усло-
вии регенерации растворителя, как это, в частности, имеет место на
заводе Лорето в Мексике [67].

Для создания защитной щелочности в цианистых растворах
обычно применяют известь, которую подают в мельницы в сухом
виде или в виде известкового молока. Концентрация извести в рас-
творах колеблется в широких пределах и не превышает, как правило,
0,06—0,08% по СаО. В некоторых случаях цианирование ведут при
нулевом содержании свободной щелочи (фабрика Биг Белл) [3, 28].

На фабрике Джайент Йеллоунайф при цианировании пылей обжи-
гового цеха в качестве защитной щелочи применяют кальционирован-
ную соду (0,0023%). Применение соды стало возможным в связи
с тем, что золото осаждают непосредственно из пульпы на зернистом
активированном угле [40, 41].

Для повышения извлечения золота при цианировании выщела-
чивание часто производят в две или несколько стадий. При этом за-
меняют насыщенный примесями и в некоторой степени обескислоро-
женный раствор свежим, что ускоряет и повышает извлечение золота.
Стадиальное выщелачивание чаще всего применяют на тех фабриках,
где цианируют флотоконцентраты или огарки. Такие схемы, в част-
ности, наиболее характерны для канадских фабрик (Сулливан,
Джайент Йеллоунайф, Делнайт, Сигма Майнз и т.д.).

На фабрике Джайент Йеллоунайф выщелачивают в 4 стадии
огарок, полученный в результате окислительного обжига золото-
мышьякового концентрата. В соответствии с принятой схемой
(рис. 56), первое выщелачивание ведут в мельнице, второе и третье —
в агитаторах, четвертое — в отдельном цикле вместе с хвостами
флотации. В цикле измельчения растворяется основное количество
золота. В фильтрат извлекается до 70% металла, содержащегося
в огарках. Данный раствор направляют непосредственно на осаж-
дение. Общее извлечение золота в растворы составляет 94%.

Широкое распространение в зарубежной практике комбиниро-
ванных схем извлечения золота из руд с использованием флотации
и последующего цианирования потребовало выяснения влияния
флотореагентов на извлечение золота в цианистые растворы.

Горным департаментом в Канаде были проведены исследования
по улучшению процесса цианирования флотоконцентратов [14].
В результате проведенных исследований установлено, что с увеличе-
нием расхода ксантогената с 0,025 до 0,12 кг!т твердого остаточная
концентрация его повышается с 0,033 до 0,11 г/л раствора. При этом
извлечение золота в процессе флотации возрастает с 82,7 до 87,1%,
Отмытый огарок

МдСМ
СаО

Измельчение

НаСН__________	~|

~СаО	| |

Релульпация

Фильтрация на дисковом фильтре

Раствор	Кек

I ______________________НаСН

| (	Над

Релульпация
Классификация

Слив	Пески

I выщелачивание

Сгущение

Раствор Сгущенный продукт

Фильтрация

Раствор

Кел

,	1<—

Релульпация

Е выщелачивание

Сгущение

Раствор Сгущенный продукт

Фильтрация

СаО

НаСН

Раствор

Кек

I НаСН

| | Над

Релульпация

На осаждение

Ли

На цианирование
с хвостами флотации

Рис. 56. Схема выщелачивания золота из огарков иа фабрике Джайент Йеллоунайф
а в процессе цианирования, наоборот, падает с 74,2 до 55,6%. Общее
извлечение металла также снижается с 61,4 до 48,4%.

Изучение влияния длины молекул углеводородной цепи ксанто-
гената показало, что с увеличением ее условия цианирования ухуд-
шаются .

. Чтобы повысить извлечение золота, а также уменьшить количе-
ство ксантогената, поступающего в процесс цианирования вместе
с флотоконцентратом, рекомендован специально разработанный
метод контроля расхода ксантогената, который позволяет по остаточ-
ной концентрации его в пульпе установить минимально необходимое
количество ксантогената для проведения флотации. Метод основан
на йодометрическом титровании с определением общей восстанови-
тельной способности раствора до и после удаления из него ксанто-
гената -

При цианировании некоторых флотоконцентратов, особенно
пиритных, возникают затруднения, связанные с обильным образо-
ванием пены. В пене содержится 5—10% твердых частиц размером
40 мкм- Для устранения пенообразования рекомендуют концентрат
обрабатывать в течение 10 мин 0,5%-ным раствором Иа.,8 или
2,6%-ным раствором №ОН (в случае применения №28 требуется
дополнительная—промывка—-концентрата 0,0005%-ным раствором
сульфита натрия [103].

В последнее время предложен ряд мер, направленных на сниже-
ние потерь золота с хвостами цианирования и сокращение расхода
реагентов для руд и концентратов различного вещественного
состава.

Ранее на некоторых фабриках США и Мексики для повышения
извлечения золота рекомендовалось вводить в пульпу соединение
ртути (Н§С12). Однако проведенные лабораторные, полупромышлен-
ные и промышленные исследования показали неэффективность вве-
дения подобных добавок, так как при этом возникают серьезные за-
труднения в связи с выделением ртути на железных трубах и деталях
аппаратуры.

В целях устранения вредного влияния ртути (что важно при циа-
нировании хвостов амальгамации) и снижения потерь золота с хвос-
тами цианирования рекомендуют аппаратуру футеровать натураль-
ным каучуком, пластмассой или применять деревянные чаны и дере-
вянные желоба [104].

Исследования, проведенные Катро [105] по извлечению золота
из пиритных огарков, показали, что на скорость растворения золота
при цианировании существенно влияет введение небольших количеств
солей таллия (например Т128О4), которые предотвращают пассива-
цию поверхности золота, увеличивая скорость его растворения. Вве-
дение Т128О4 (10 мг!т) уменьшает зависимость скорости растворе-
Йи'я золота от концентрации цианистого натрия, а при добавлении
100 мг!л скорость растворения золота практически не зависит от кон-
центрации цианида в растворе. Катро установил также, что соли
свинца, висмута и ртути практически не влияют на скорость раство-
рения золота [105].
В ряде случаев для повышения эффективности процесса цианиро-
вания рекомендуется в пульпу вводить КМпО4, МпО2, С8 (ЦН2)а
высокомолекулярные спирты, алкилированные арилсульфонаты и т. д.

На фабрике Бланкет для уменьшения вредного влияния ксанта-
тов на растворимость золота в мельницы загружают окислы свинца.
На Голден Вали, Грейт Боулдер в пульпу вводят соответственно
70 и 150 а/иг нитрата свинца. Введение в цианистую пульпу солей
свинца для связывания сульфидной серы практикуют и на других
фабриках (Питчуэй и др.).

Рекомендуется1 применять алифатические полиамины (диэтилен
триамин, триэтилен тетрамин и тетраэтилен пентамин). Цианирова-
ние в этом случае рекомендуется вести в обычных условиях, но с до-
бавкой 800 г/т одного из полиаминов и следить за содержанием
СаО в растворе. Рабочий раствор должен содержать не более
40 г/т СаО.

Наиболее часто различные добавки применяют при цианировании
углистых руд и концентратов. Условия цианирования углистых
руд в присутствии химических добавок описаны в VII главе книги.

С целью снижения расходов на реагенты в ряде случаев реко-
мендуется применять для цианирования золотосодержащих руд циа-
нид кальция Са (СМ)2, который дешевле ЫаСЫ и, кроме того, спо-
собствует' болёё “Полному растворению серебра [65, 1061.

Для повышения общей эффективности процесса выщелачивания
признано целесообразным самым тщательным образом контроли-
ровать параметры технологического процесса — вводить цианид
в пульпу в виде раствора, автоматически регулировать загрузку реа-
гентов и т. д.

Исследованиями, проведенными в Румынской Народной Респуб-
лике с использованием математического анализа, установлено,’ что
наиболее целесообразно проводить непрерывное цианирование руды
в большем количестве агитаторов меньшего объема. В этом случае
сокращаются потери, золота с хвостами за счет тщательной обработки
всей массы руды, поступающей в цикл цианирования [107].

Большое внимание за рубежом уделяется вопросам, связанным
с интенсификацией процесса цианирования. В этих целях предла-
гается применять в качестве агитатора флотомашины, осуществлять
автоклавное выщелачивание золота в цианистых растворах, а также
электролитическое выщелачивание (растворение золота в ^аС^ при
воздействии электрического тока).

Исследования по применению флотомашин и автоклавов в циа-
нистом процессе показали, что время перемешивания пульпы при
этом сокращается примерно в 20—30 раз при том же извлечении
золота и серебра в цианистые растворы [103, 106].

В Канаде и США запатентован способ выщелачивания золота
водными растворами ИаСИ или КСИ в присутствии кислорода воз-
духа с одновременным пропусканием электрического тока2.

‘-Патент США № 2839387, 1954.

....? Патент. _Канады Ай.51.8266, .1955; патент США № 2843538, 1958.
Пропускание электрического тока постоянного напряжения (6—
8 в) позволило увеличить извлечение золота и ускорить процесс его
растворения. При плотности тока, соответствующей 1,0—2,0 ампер
на тонну сухой руды, золото из раствора не осаждается.

Хорошо изученным и практически освоенным методом интенсифи-
кации цианистого процесса является так называемое бромоцианиро-
вание, обеспечивающее высокую скорость растворения благородных
металлов, особенно при обработке теллуристых и золотосеребряных
руд. В данном случае для извлечения серебра из руд вместо обычных
цианистых растворов используют смесь реагентов: цианистого нат-
рия, бромата натрия, бромистого натрия и бисульфата натрия, рас-
творенных в соответствующих пропорциях в воде [44]. В результате
взаимодействия между указанными компонентами образуется броми-
стый циан 2ЫаВг + №ВгО3 + 3№С№ + №Н8О4 = ЗВгСИ +
+ 2Иа28О4 + ЗН2О, обладающий одновременно и растворяющим и
окислительным действием по отношению к благоприятным металлам
и их химическим соединениям. Поэтому эффект от его применения
ощутимее по сравнению с обычными щелочными цианидами калия,
натрия и кальция.

В настоящее время бромоцианирование эффективно применяется
на фабрике Ред-Лейк, перерабатывающей руды с содержанием
золота 31,5 г!т и серебра 140,3 г!т [44]. При обычном цианировании
этих руд извлечение в раствор составляло: золота 98%, серебра 80%.
Причиной низкого извлечения серебра было присутствие в руде гес-
сита — теллурида серебра, который с трудом поддавался цианиро-
ванию. Проведенными исследованиями было установлено, что извле-
чение серебра можно повысить, добавляя в цианистый процесс бро-
моцианид. При переработке руды по схеме, включающей отсадку,
амальгамацию концентрата и цианирование хвостов отсадки с до-
бавками бромоцианида, извлечение золота повысилось до 99%,
серебра до 98,4%.

Обезвоживание цианистых рудных пульп

Золотосодержащие растворы отделяют от твердой фазы на золото-
извлекательных фабриках различными способами. Наиболее рас-
пространена схема обезвоживания цианистых пульп, включающая
сгущение пульпы и фильтрацию сгущенного продукта с последующей
промывкой кека на фильтре обеззолоченными цианистыми раст-
ворами или водой.

Общий вид установки сгустителей на фабрике Клууф представ-
лен на рис. 57.

Для более полной отмывки растворенного золота фильтрацию
часто осуществляют в две стадии с промежуточной репульпацией
кека.

Операция сгущения требует больших производственных площа-
дей: диаметры сгустителей достигают 40—50 м. Для интенсификации
сгущения на ряде фабрик применяют флокулянты. Лучшими из них
156
считаются реагенты полиакрилальдегидного типа — сепаран, супер-
фаол 16, суперфаол 20 и т. д.

На фабрике Кэрлин для улучшения сгущаемости в пульпу за-
гружают сепаран (4,5 г/т руды). За счет применения этого флоку-
лянта удалось снизить удельную площадь сгущения с 1,5—2,0 до
0,18—0,37 мг1т. сутки, (диам. 38 м).

Специальными исследованиями установлено, что введение в
пульпу флокулянтов не ухудшают показателей последующей филь-

Рис. 57. Общий вид установки сгустителей на фабрике Клууф

«рации: производительности фильтров, влажности кека и отмывки
растворенного золота.

Наиболее рационально считается подавать флокулянт непосред-
ственно в загрузочный стакан сгустителя, где пульпа находится
и состоянии интенсивного турбулентного движения, что обеспечи-
вает хорошее и равномерное распределение вводимого флокулянта.

Из фильтрующих аппаратов наиболее распространены барабан-
ные вакуум-фильтры непрерывного действия (рис. 58). Диаметр филь-
тров достигает 5 м и длина 5—6 м. При фильтрации шламистых труд-
иофильтруемых пульп предпочтение отдают рамным фильтрам перио-
дического действия или фильтрпрессам, позволяющим промывать
кек так долго, как это необходимо для достижения наиболее полной
отмывки растворенного золота. Основные недостатки рамных филь-
тров — их низкая производительность и повышенная потребность
в рабочей силе.
На некоторых фабриках (Джайент Йеллоунайф, Гетчелл и др.)
применяют дисковые вакуум-фильтры, основное назначение которых—
обезвоживание пульп после отмывки водорастворимых примесей и
при многостадийном выщелачивании золота на стадии промежуточной
фильтрации.

При фильтрации пульп часто дорастворяется золото, иногда даже
в большем количестве, чем в период перемешивания. Золото дораст-
воряется за счет смены раствора во флокулах, разрушающихся при

Рис. 58. Барабанные вакуум-фильтры в работе

сжатии осадка. Наиболее полно флокулы разрушаются при двуста-
дийной фильтрации.

Золото растворяется в наибольшей степени в цикле фильтрации
при переработке тонкодисперсных (шламовых) пульп. Это создает
объективные возможности осуществления гидрометаллургического
процесса извлечения золота из руд по схеме: измельчение руды
в цианистых растворах-—фильтрация без предварительной стадии
перемешивания пульпы.

Например, на фабрике Хоумстейк шламовую фракцию пульпы
(99% класса — 74 мкм и 87% класса — 44 мкм, содержание золота
2,6—3,4 г/т) цианируют в рамных фильтрпрессах, каждый из которых
состоит из 90 рам.

Технология цианирования илов заключается в следующем. Пресс
^заполняют, илами в виде пульпы (плотность 1,43), содержащей из-
весть (1,25 кг!т). После набора кека (толщина —100 мм) его аэри-
'158
руют сжатым воздухом под давлением 1,8—2,0 ат в течение 60—
30 мин. Затем следует первое выщелачивание илов растворами №СП
в течение 40 мин под давлением 1,75 ат. Первые фракции фильтрата
<15лшн) подкрепляют до 0,03—0,04% и направляют в оборот. Рас-
1вор, вытекающий в течение последних 25 мин, поступает на осажде-
ние золота. Затем следует вторичная аэрация ила (30 мин) с направ-
лением вытесняемого маточного раствора в цикл осаждения; второе
выщелачивание (40 мин), снова аэрация (20 мин) и снова выщелачи-
вание. При этом последнюю стадию выщелачивания проводят в тече-
ние 90—105 мин при давлении 1,75 ат. Отработанные ила промы-
вают водой в течение 15—25 мин (3—4,5 м? воды на одну загрузку)
и затем вымывают из фильтрпресса водой под давлением 4,5 ат.
Расход воды на этой операции составляет около 6 м91т ила. Продол-
жительность цикла выщелачивания, проводимого в три стадии при
ж : т = 0,75 : 1 (по массе), составляет 7—8 ч. В первых двух стадиях
при выщелачивании применяют 0,03—0,04%-ный раствор ИаСИ и
и третьей стадии — обеззолоченный раствор, содержащий 0,015—
0,0225% №СМ. При выщелачивании шламов расход цианида натрия
составил 0,325 кг!т. Кек удаляют из фильтрпрессов раз в неделю.
Золотосодержащие растворы, полученные при выщелачивании песков
и шламов, направляют на раздельное осаждение золота цинковой
пылью. Расход цинковой пыли в обоих случаях 0,008 кг/т.. Получен-
ный осадок поступает на плавку.

На большинстве зарубежных фабрик в качестве фильтрующих
покрытий используются главным образом хлопчатобумажные ткани.
В то же время установлено, что процесс фильтрации значительно
улучшается при замене их синтетическими тканями. Синтетические
। кани много долговечнее хлопчатобумажных, меньше засоряются и
повышают производительность фильтров.

На фабрике Грейт Боулдер барабанные фильтры снабжены ней-
лоновыми покрытиями (4,9 X 4,3 м). Фильтрация осуществляется
в две стадии. На первой стадии ткань выдерживает фильтрацию
67 тыс. т руды, а на второй 230 тыс. т, что в несколько раз больше
соответствующих величин при фильтрации на хлопчатобумажных
тканях.

На фабрике Брэлорн, пущенной в эксплуатацию в 1961 г., про-
ведены промышленные испытания барабанных вакуум-фильтров,
экипированных различными тканями. Установлено, что наилучший
эффект дала замена хлопчатобумажной ткани полиэтиленовой. При
этом производительность фильтра по руде резко возросла, что позво-
лило увеличить количество промывных вод и снизить потери золота
в осадке. Кроме того, улучшились условия работы второго фильтра
с хлопчатобумажной тканью. За счет снижения потерь растворен-
ного, но неотмытого золота годовое извлечение металла повысилось
на 16 кг.

Как уже отмечалось выше, весьма распространен способ отделе-
ния золотосодержащих растворов от твердой части пульпы противо-
точной декантацией, проводимой в одноярусных и многоярусных сгу-
стителях (фабрики Кэрлин, Тайольтита, Гетчелл, Молине, Квекве идр.)-
Промывка пульпы в сгустителях методом противоточной деканта-
ции (непрерывной или периодической) требует значительных про-
изводственных площадей, кроме того, в результате применения
больших объемов при промывке получаются бедные по содержанию
золота растворы. В то же время метод прост, требует небольших
затрат электроэнергии и легко поддается автоматизации.

Осветление растворов и осаждение золота

Цианистые растворы перед осаждением из них золота дополни-
тельно осветляют. Наиболее часто осветление проводят в рамных
осветлителях, иногда в фильтрпрессах. На многих фабриках воз-
вращаются к ранее широко распространенным песковым осветлите-
лям . Недостаток этих осветлителей — их низкая производительность
на единицу площади и сравнительно малая эффективность осветления.
Сравнительно часто песковые осветлители устанавливают в комбина-
ции с рамными (фабрики Голден Валли, Грейт Вестерн и др.).

Большие затруднения при работе с осветителями возникают
в результате засорения фильтротканей осадками углекислых и серно-
кислых солей, сульфидов и т. д. В настоящее время на фабриках
Рэнда предпринимаются меры по уменьшению количества образую-
щихся осадков за счет сокращения продолжительности контакта рас-
творов с воздухом, ликвидации всяких промежуточных емкостей
между вращающимися фильтрами и осветлителями. На строящихся
предприятиях ЮАР предусматривается снижение концентрации
углекислоты и карбоната кальция в растворах путем перемешивания
пульпы под давлением воздуха, не содержащего СО2.

Наиболее интересен опыт завода Ван Дэйк по разрушению карбо-
натных осадков ингибированной соляной кислотой.

Ингибиторами кислоты являются вещества, которые замедляют корродирующее
действие ее на сталь. Раньше в качестве ингибиторов использовали такие материалы,
как отруби, клей и крахмал. В настоящее время они уже давно вытеснены совре-
менными ингибиторами, в большинстве своем комплексными органическими соеди-
нениями с большой молекулярной массой. Молекулы ингибитора образуют на по-
верхности металла пленку, предохраняющую его от разъедания кислотой. Это дает
возможность использовать ингибированную кислоту не только для обработки филь-
троткани, но и для очистки от карбонатных осадков решеток вращающихся филь-
тров, резервуаров Меррилла, трубопроводов и других металлических частей аппа-
ратуры.

Мешки, покрытые слоем осадка, на заводе Ван Дэйк обрабатывают одно- или
полуторапроцентной НС1. Показателем обработки является плотность фильтроткани.
Слишком сильная обработка кислотой не допускается, так как считают, что некоторое
количество осадка карбоната кальция на поверхности и в порах ткани способствует
улучшению показателей фильтрации [44].

Расходы на эксплуатацию 4 осветлителей в условиях Ван Дэйк в течение первых
10 месяцев составили, пенсов на 1 т руды:

Ингибированная кислота ................... 0,080

Рабочая сила...............................0,013

Фильтроткань (из расчета трехлетиего срока
службы) ....................................0,040

Итого . . . 0,133
При переходе на новую систему осветления снизился расход цианистого натрия
(на 0,014 кг/т). При стоимости цианида 11,5 пенса за 1 фунт экономия составила
0,391 пенса на 1 т обрабатываемой руды, или 0,252 пенса на 1 т раствора. Таким
образом, расходы на обслуживание тканевых осветлителей значительно уменьшаются
по сравнению с применявшимися ранее способами осветления.

На многих фабриках осаждение солей из цианистых растворов

предупреждают, используя различные реагенты: гексаметафосфат

(МаРО8)6, тетраметафосфат (№вР4О13),
перманганат и другие соединения.

На фабрике Сулливан перед осветле-
нием в раствор добавляют перманганат
калия, на фабрике Портовелло в осветли-
тели добавляют азотнокислый свинец
(0,003 кг/т), тетранатриевый пирофосфат
(0,0009 кг/т) и некоторое количество креп-
кого ИаСМ. Введение этих добавок позво-
лило значительно увеличить производи-
тельность фильтрпрессов.

На ряде фабрик ЮАР в практику рабо-
ты внедрены фильтры Стеллар. Фильтрую-
щие элементы этих фильтров (рис. 59)
представляют собой полые стержни с про-
волочной навивкой. Расстояние между
витками проволоки 0,1 мм. В начале ра-
боты фильтра образуется постель на филь-
трующих элементах за счет циркуляции
через фильтр суспензии инфузорной земли
(кизельгур). В качестве наполнителя

можно использовать и другие пористые
и инертные к цианистому раствору веще-
ства (кокс, перлит, некоторые сорта асбе-
ста и т. д.). Для образования постели до-
статочно 0,75 кг наполнителя на 1 м2
фильтрующей поверхности. После обра-
зования постели в фильтр под давлением
подают мутный раствор. Все находящиеся

Рис. 59. Схема работы фильтра
Стеллар (положение в стадии
перед отдувкой кека с фильтру-
ющих насадок):

1 — сжатый воздух; 2 — верх-
няя камера; 3 — разделитель-
ная перегородка; 4 — отвер-
стие для разгрузки шламов;
5 — нижняя камера; 6 —филь-
трующие насадки; 7— дренаж-
ное отверстие

в растворе шламы задерживаются на филь-

трующей поверхности, образуя кек. Третья стадия работы фильтра—
очистка фильтрующей поверхности от кека под действием сжатого
воздуха- На этом цикл заканчивается. Работа фильтров полностью

автоматизирована.

Проволочные фильтры с фильтрующей площадью 38 м2 работают
па фабрике Вестерн Эйрис. Суточная производительность одного
фильтра 2400 м3 раствора-

На фабрике Ист Рэнд Пропрайетри Майнз золотосодержащие рас-
творы осветляют в две стадии. В первой стадии вместо песчаных освет-
лителей используют чаны-отстойники диам. 21,3 м. Каждый чан
имеет коническое днище и снабжен поплавковым декантатором.
Аппарат выполняет одновременно функции сборного чана и пред-

11 В. В. Лодейщнков

161
варительного осветлителя. Декантируемый раствор перекачивают
в четыре осветлительных фильтра Стеллара, управляемые либо
вручную, либо автоматически.

Проволочные фильтры обладают рядом преимуществ перед рам-
ными: нет необходимости использовать фильтроткань, которую при-
ходится часто очищать и ввиду ее непрочности заменять новой,
значительно сокращается время на отделение осадка от фильтра,
сокращается потребность в рабочей силе; полнее осаждается золото,
меньше расход реагентов и т. д.

Кроме фильтров Стеллар, для осветления растворов успешно
испытываются фильтры Фанда [3, 17}. Фильтры оборудованы рядом
круглых дисков, закрепленных один над другим на вертикальном
пустотелом валу. Верхняя плоскость дисков является фильтрующей.
Расстояние между дисками регулируется в зависимости от характера
и количества осадка специальными кольцами. Фильтрат стекает по
нижней конической части диска внутрь вала. Фильтрующей средой
может быть либо фильтроткань, либо осадок кизельгура на металли-
ческой сетке. Осадок с дисков удаляют вращением вала. При враще-
нии вала под действием центробежной силы осадок с дисков удаляется
за несколько секунд. Площадь фильтрации составляет около 40 м2.
Для образования осадка необходимо 700 а кизельгура на 1 м2 филь-
трующей поверхности. Продолжительность работы фильтра до раз-
грузки 6—15 ч, производительность его по раствору 4 м?1м2.ч.

Золото из осветленных цианистых растворов осаждают, как пра-
вило, цементацией на металлическом цинке. Осаждение золота ослож-
няется, если в растворе присутствуют шламы, медь, сурьма, мышьяк,
селен, растворимые сульфиды и ряд других соединений. При этом
не только ухудшается качество осадка в связи с переходом в него
ряда соединений примесей (медь, свинец, ртуть, мышьяк и т. д.), но
и снижается извлечение золота из растворов.

На фабрике Делнайт в золотосодержащий фильтрат, поступающий
на осаждение, стали подавать слабый раствор КМпО4, благодаря
этому расход цинковой пыли на фабрике снизился с 1,74 до 1,45 г
на 1 а золота, количество осадка для получения 1 г золота также
уменьшилось с 5,5 до 1,95 г- Кроме того, срок службы фильтроваль-
ной ткани увеличился с 4—5 до 14—15 дней (расход перманганата
составляет 900 г!сутки при количестве перерабатываемых раство-
ров 540 т!сутки) [107].

Для наиболее эффективного осаждения золота на цинковой пыли
и изучения возможности применения более грубодисперсного цинка
на заводе Намая испытали способ осаждения золота из цианистых
растворов с применением смачивающего агента. Применение смачи-
вающего агента (3—4 г!мл) позволило заводу перейти на цинк марки
Б, который на 25% дешевле цинка марки А. Содержание золота
в обеззолоченных растворах при этом осталось на прежнем уровне.

В 1962 г. выдан патент Норману1, предложившему использовать
полиэлектролиты для снижения расхода цинковой пыли и увеличения

1 Патент США № 303375, 1962.
степени осаждения благородных металлов. В качестве полиэлектро-
литов автор рекомендует применять синтетические водорастворимые
полимеры (молекулярная масса 5000—10000), производные акриловой
и метакриловой кислот. При применении полиэлектролитов извлече-
ние золота из растворов повысилось с 95 до 98%, серебра — с 80
до 99% (при равных расходах цинковой пыли), кроме того, значи-
тельно повысилось содержание золота и серебра в осадке.

Обычно золото-цинковые осадки отделяют от раствора фильтра-
цией. При просачивании раствора через слой осадка дополнительно
осаждается оставшееся в растворах золото. Фильтрацию проводят
на рамных мешочных фильтрах или в фильтрпрессах. На ряде фабрик
ЮАР (Сайплаас, Ист Рэнд Пропрайетри Майнз и др.) в последние
годы и в этой стадии стали применять проволочные фильтры Стеллар.
Фильтрующей средой при этом служила смесь кизельгура с цинко-
вой пылью. Кизельгур при последующей плавке осадка служит
в качестве флюса.

На фабрике Ист Рэнд Пропрайетри Майнз установка фильтров
Стеллар позволила снизить содержание золота в обеззолоченных рас-
творах до 0,0015 против 0,031 г/т, получаемых на стандартной уста-
новке Меррилла - Получаемые при этом золотосодержащие шламы не-
посредственно плавят без предварительного обжига и кислотной
обработки.

На некоторых африканских фабриках раньше применяли электро-
литический методосаждения золота. Этот метод имел ряд преимуществ
перед осаждением золота цинком из богатых по золоту (более 50 г/м3)
растворов. Он позволил в широких пределах изменять условия осаж-
дения, тем самым подбирать оптимальные условия для осаждения
золота из очень загрязненных примесями (медь, мышьяк и т. д.) рас-
творов. Электролитический метод, кроме того, не требует затрат
реагентов, обеспечивает получение богатых по золоту продуктов,
позволяет за счет анодного окисления регенерировать цианид и
очищать раствор от примесей. Растворы после электролиза имеют
повышенную активность по отношению к рудному золоту, так как
содержат меньше примесей.

Несмотря на определенные достижения, электролитический метод
извлечения золота из цианистых растворов пока не получил широкого
распространения в промышленности, так как применительно к рядо-
вым растворам с относительно низким содержанием золота (3—5 г/м3)
стоимость его оказалась выше стоимости цементации.

Тем не менее, в последние годы появилось значительное количе-
ство патентов на усовершенствование способа электролиза золото-
содержащих цианистых растворов.

В австралийском патенте1 предлагается осаждать золото ‘дей-
ствием постоянного тока на движущемся, проницаемом для жидко-
сти катоде. Анод расположен концентрически вокруг катода. Ра-
створ перемешивается воздухом, подаваемым снизу. Для предотвраще-
ния попадания пузырьков воздуха на поверхность катода, установ-

1 Патент Австралии № 230644, 1958.
лена лопатка (рис. 60). Для получения плотного осадка и предотвра-
щения повторного растворения золота, катод движется с неравно-
мерной скоростью, т. е. по мере извлечения золота из раствора,
скорость движения катода замедляется.

В другом патенте1 предлагается постепенно пропускать золото-
содержащий раствор через лабиринт нескольких отделений, причем

5

Рис. 60. Аппарат для электроосаждения
золота:

1 — резервуар; 2 — катод; 3 — крестови-
на; 4 — двигатель; 5 — редуктор; 6 —
графитовый анод; 7 — выпускное отвер-
стие; ‘8 — отражательная лопатка; 9 —
источник тока

если раствор в первое отделение
поступает сверху, то во второе —
снизу, в третье — сверху и т. д.
Золото осаждается на катоде, из-
готовленном из проволоки нер-
жавеющей стали или меди в виде
цилиндров с открытыми концами.
Катоды вращаются вокруг оси с
разной окружной скоростью. Ано-
ды изготавливают из углероди-
стых материалов или сплавов
свинца. Для осаждения золота
авторы рекомендуют использовать
два электролизера,работающих по-
следовательно.

В патенте ФРГ1 2 предлагается
использовать в качестве катода
электропроводный синтетический
каучук (например, силиконовый).

Наряду с изучением процесса
электролиза продолжаются поиски
эффективных химических осадите-
лей золота из цианистых раство-
ров. Например, в Англии, Фран-
ции, США взяты патенты на вы-
деление золота из цианистых ра-
створов восстановлением гидро-
сульфитом щелочного металла или
гидратом гидрозина с добавкой
водорастворимых кислородсодер-
жащих соединений (например, из
группы альдегидов, аминов, фос-
фатов- аммония, тиосульфатов и
т. д.)._

В США взят патент и прове-
дены испытания электролизера,
позволяющего одновременно вести
растворение и осаждение золота
на катоде3. Принцип действия

1 Патент Англии № 928081, 1961.

2 Патент ФРГ № 1224942, 1964.

3 Патент США № 3063921, 1960.
(лектролизера (диаметр 0,40 и высота 1,2 м) заключается в сле-
дующем. Измельченная руда поступает в чан с цианистым раство-
ром. Снизу в пульпу подается воздух для перемешивания и на-
кислороживания раствора. Верхняя часть аппарата является соб-
I- гвенно электролизером. Катод — пористый цилиндр из нержа-
веющей стали, расположен в центре, в качестве анода используется
свинцовый цилиндр, установленный по периферии чана. Для пред-
отвращения попадания частичек руды непосредственно на катод
пространство, в котором находятся электроды, отделено кониче-
ским экраном от остальной части аппарата. Для предотвращения
обратного растворения катодного осадка и получения прочного
^цепления осадка с катодом последний вращается вокруг верти-
кальной оси.

Описанный процесс электролитического выщелачивания золота
интересен прежде всего как один из вариантов бесфильтрационной
и-хнологии цианирования. Однако недостаточный объем проведен-
ных испытаний не позволяет пока еще судить об эффективности дан-
ного процесса по сравнению, например, с вариантом сорбционного
выщелачивания золота с применением активированных углей или
ионообменных смол.

Обработка золото-цинковых осадков

Золотосодержащие осадки (шламы) представляют собой сложные
металлические смеси, состоящие из металлов (Аи, А§, 7п, Си, РЬ,
Те, 8е) и рудных частиц. Содержание отдельных компонентов в шла-
мах обычно колеблется от нескольких процентов до десятков про-
центов.

С целью извлечения золота и других ценных компонентов осадки
обычно подвергают пирометаллургической обработке. На ряде пред-
приятий осадки предварительно обогащают с помощью обжига
или выщелачивания примесей кислотами. Получаемое в результате
плавки черновое золото, как правило, отправляют на аффинажные
«а воды.

Плавку осадков без предварительной обработки практикуют на
многих предприятиях Ю. Родезии, США, ЮАР, Мексики и в некото-
рых других странах. Для плавки используют печи различных кон-
•• । рукций: нефтяные горны (Гетчелл), горизонтальные ретортные печи,
работающие на дизельном топливе (Кэрлин), электродуговые печи
(фабрики ЮАР) и т. д.

Электропечи марки Ш, установленные на фабриках Вестерн Дип
Лснслз, Вестерн Холдинге, Фри Стейт Гедульд, Вааль Риере Даго-
фонтэйн и др., полностью механизированы. Печь нагревается стан-
дартной трехфазной дугой от трех графитовых электродов кольце-
пой формы, имеет дистанционное управление, приспособление для
индивидуального поднятия и опускания каждого электрода, гидрав-
ц|ческое регулирование наклона корпуса печи с автоматической
п.кжировкой, предотвращающей наклон печи до полного поднятия
>. н'ктродов; мокрый скруббер для улавливания пыли и газа [109, ПО].
К преимуществу электродуговых печей (по сравнению с печами старого типа)
относятся;

1)	большая производительность (на единицу объема почти в два раза выше, чем
у печей, отапливаемых углем);

2)	меньшее содержание золота в шлаках, чем у печей других конструкций.
В связи с этим отпадает необходимость специальной обработки шлаков. На фабрике
Вестерн Дип Левелз шлаки (содержание золота 150 г/т, выход 1,50 т за одну плавку)
направляют непосредственно в общий цикл измельчения — цианирования;

3)	возможность производить плавку в одну стадию с непосредственным розли-
вом металла в бруски;

4)	затраты по плавке на единицу массы золота в три раза ниже, чем для печей
старых типов.

Замена угольных печей для плавки золота электродуговыми
с погруженными электродами позволила приблизительно в два раза
повысить производительность плавки и значительно снизить стои-
мость 1 г полученного золота. Считается, что замена эта выгодна
даже на тех предприятиях, где срок амортизации составляет 10 лет.
Применение новой системы на предприятиях ЮАР позволило со-
кратить число рабочих, упростить схему опробования плавки (до-
статочно опробовать один слиток от плавки), а также обеспечило
резкое снижение содержания золота в шлаках и улучшило санитар-
ные условия труда. При использовании электропечей для плавки
золота значительно снизились эксплуатационные расходы. Так,
стоимость энергии и футеровки электропечей составляет 0,061 долл,
на 1 кг золота. Стоимость угля, футеровки, тиглей и т. д. при ис-
пользовании угольных печей составляла 0,3 долл, на 1 кг золота.

На фабрике Ла Луц Майнз осадок порциями по 22,5 кг шихтуют
с 7,5 кг буры, 4,5 кг соды, 4,5 кг извести, 6,5 кг кварцевого песка,
1,35 кг селитры и плавят с получением чернового золота. Получен-
ные слитки переплавляют, отливают в бруски (пробность 525—550)
и отправляют на аффинажный завод.

На фабрике Кэрлин при плавке осадков составляют шихту:
37,4% осадка, 26,8% буры, 11,5% соды, 3,8% кремнезема, 20,5%
двуокиси марганца и получают слитки золота массой 37,3 кг (проб-
ность 930), направляемые непосредственно на монетный двор в Сан-
Франциско.

На фабрике Дални осадок с осадительной установки сушат
и плавят в наклонной печи, отапливаемой нефтью. Состав шихты
при плавке: 100 кг осадка, 60 кг буры, 24 кг кварца, 18 кг двуокиси
марганца, 12 кг селитры, 6 кг соды. Пробность получаемых слитков
по золоту составляет 650—750 [17, 31].

Непосредственная плавка золотосодержащих осадков имеет ряд
преимуществ: она позволяет быстрее извлекать золото, ускоряет
выдачу и реализацию готовой продукции, облегчает более точный
учет и контроль операций всего технологического процесса.

В то же время плавка осадков без предварительной обработки
сопровождается повышенным расходом флюсов, получением низко-
пробного золота и вязких шлаков. Шлаки удерживают значительное
количество золота и требуют специальной обработки. В связи с этим,
на большинстве предприятий осадки предварительно подвергают
химическому обогащению.
На всех предприятиях Ганы, ЮАР, Австралии, Ю. Родезии
золото-цинковые осадки предварительно обжигают в окислительной
атмосфере. Цинк при этом возгоняется в виде окиси, кроме того,
окисляется ряд соединений, что облегчает последующую плавку.

На многих фабриках осадки перед плавкой обрабатывают 10—
15%-ной серной кислотой для растворения цинка, меди и других
кислоторастворимых примесей. Например, на фабрике Морро-
Вельхо нагруженную золотом цинковую стружку после осаждения
золота в экстракторах обрабатывают кислотой, а затем плавят по
шихте следующего состава (частей): 100 шлама, 60 соды кальцини-
рованной, 35 борного стекла, 50 песка, 33 селитры. Получаемый
металлический сплав содержит 70—80% золота и 13—30% серебра.
Сплав рафинируют хлорным методом [35, 451.

На заводе Квекве золотосодержащие осадки подвергают двойной
кислотной обработке: сначала 10%-ной серной кислотой (с целью
удаления цинка), а затем смесью серной кислоты и нитрата натрия
(образующими при взаимодействии азотную кислоту) для удаления
меди. После кислотной обработки шламы обжигают и плавят с по-
лучением, в конечном итоге, чернового металлического золота.
11олучаемые металлические слиткн имеют пробность по золоту 800
13].

В последние годы в зарубежной печати появились сведения о пер-
спективе совершенствования методов обработки золотоцинковых
осадков. Наиболее заманчива перспектива получения из шламов
чистого золота с высокопробным серебром в качестве побочного про-
дукта. С этой целью было предложено несколько процессов, из ко-
юрых самый интересный метод Валькера [111]. Метод основан на
хлоринации шламов и предполагает разделение золота и серебра,
содержащихся в шламах, с получением конечного золотого слитка
пробностью 995.

В 1960 г. Англо-Американская исследовательская металлурги-
ческая лаборатория приступила к изучению этого процесса. Лабо-
раторные исследования позволили выдать данные для проектиро-
вания, строительства и эксплуатации большого экспериментального
цеха, который был сооружен вблизи осадительного отделения циано-
вого завода Западного Холдингса компании «Голд Майнз Лимитед»,
('.уточная производительность экспериметальной установки соста-
вила 400 кг сухих шламов. Экспериментальный завод работал с сен-
тября 1961 по февраль 1962 г. По итогам работы завода была реко-
мендована схема обработки шламов хлоринацией (рис. 61). По при-
нятой схеме на опытной установке получили слитки с содержанием
золота не ниже 99,5%, удовлетворяющие требованиям международ-
ного рынка. Содержание серебра в слитках в пределах 0,02—0,04%,
меди 0,35%. Слитки отправляли на медеплавильный завод, где зо-
лото переплавляли и отливали в конечные товарные слитки по 12 кг.
Потери золота по данной схеме не превышали 0,04%.

Исследования по извлечению серебра при хлоринации- шламов
проведены не так подробно, как по золоту. Испытано несколько
способов переработки хлоридного осадка серебра (после хлорн-
нации серебряных шламов) и в качестве наиболее перспективного
рекомендован метод растворения осадка в 5%-ном растворе №СЫ
с последующим электролизом растворов. Извлечение серебра в ка-
тодный металл составляет 98% при содержании серебра 99,99%.

Вода

Хлоргаз

Мерилл-шламы

|1

Кислотная обработка

=п

Хлорирование шламов

| Отработанные газы

(воздух,хлор,
водяные пары)

Фильтрация

Двуокись серы

Золотой раствор

Серебряный
хлоридный осадок

Восстановление газон

Хранилище

Отработанные газы

(двуокись серы, воздух)

Извлечение серебра

Кек

Фильтрация

Бура

мавка

Хранилище
бедных растворов

Золотой слиток

Осаждение цинком

Рис. 61. Схема хлоринации зол ото-цинковых осадков

Утилизация и обезвреживание
циансодержащих стоков

Сточные воды и хвосты цианистых золотоизвлекательных фабрик
содержат значительное количество простых и комплексных циани-
дов с сильно выраженными токсичными свойствами. Очистка таких
продуктов от цианистых солей до требуемых санитарных норм свя-
зана со значительными трудностями, которые с каждым годом все
более возрастают по мере повышения требований, предъявляемых
к полноте обезвреживания промышленных стоков.

Без преувеличения можно сказать, что проблема утилизации
и обезвреживания сбросных цианистых растворов и пульп в настоя-
щее время одна из наиболее острых проблем мировой золотодобы-
вающей промышленности. К решению ее за рубежом подходят с са-
мых различных позиций, исходя из конкретных условий, в которых
находится то или иное предприятие. Например, на фабрике Порто-
нело все стоки сбрасывают без всякой очистки в реку Рио-Аморилло,
проходящую через очень редко заселенные районы и впадающую
и Тихий океан [27]. На некоторых небольших зарубежных фабри-
ках, расположенных вдали от густонаселенных пунктов, цианистые
стоки обезвреживают естественным путем в прудах-отстойниках
под влиянием различных физико-химических факторов. Следует,
однако, подчеркнуть, что такой способ очистки промышленных вод
и хвостов весьма длителен (для удаления 80% цианида из нейтраль-
ных растворов и пульп требуется более 10 суток), при этом загряз-
няется атмосфера цианидом и не исключается возможность отравле-
ния подземных вод [27].

Из химических методов очистки цианистых хвостов и сточных вод
за рубежом признается наиболее эффективным хлорирование с ис-
пользованием гипохлорита кальция или натрия: Са(ОС1)2, №ОС1.
К сожалению, в литературе отсутствуют сведения, освещающие
практику осуществления данной технологии и степень распростра-
ненности ее на зарубежных золотоизвлекательных фабриках.

Значительное внимание в последние годы уделяется изучению
возможности обезвреживания цианидов газообразным хлором. Лабо-
раторные опыты по двухступенчатой очистке сточных вод (17—
125 мг1л С№, 6—26 мг/л Сг6+, 76—2101 мг!л Ре2+) методом хлори-
рования в щелочной среде с последующим введением Ре8О4 (до
рН = 7 ± 0,3) для получения комплексных осадков, адсорбирую-
щих С№ и Сг, показали возможность полного обезвреживания сточ-
ных вод с отделением цианистого осадка седиментацией или механи-
ческой фильтрацией [112].

Обезвредить сточные воды можно перманганатом с небольшой
добавкой сульфата меди в качестве катализатора. Исследования по-
казали, что скорость реакции в щелочной среде не зависит от рН
и достаточно велика, чтобы обеспечить обезвреживание в спускае-
мом потоке. Однако стоимость обезвреживания с помощью перманга-
ната в два раза больше стоимости обезвреживания №ОС1 или
Са (ОС1)2.

Одной из кардинальных мер, облегчающих решение проблемы
нейтрализации цианистых стоков, является снижение до минимума
концентрации и общего количества цианидов в отвальных фабрич-
ных хвостах.

Этого, в частности, можно достигнуть многократным использова-
нием рабочих растворов в обороте, чему в немалой степени способ-
ствует осуществление на многих зарубежных предприятиях про-
цесса измельчения руды в цианистой среде. Такую технологию, на-
пример, практикуют фабрики Керр-Эддисон, Лейк Шор, Тайоль-
тита, Питчуей, Ла Луц Майнз и многие другие. На фабриках Сул-
ливан, Делнайт измельчают в цианиде золотосодержащие флото-
концентраты; на Кохеноур Виллане, Джайент Йеллоунайф, Ашанти
Голдфилдз Корпорейшн — огарки окислительного обжига золото-
мышьяковых концентратов и т. д. На перечисленных объектах в цикл
измельчения, как правило, направляют обеззолоченные цианистые
растворы, получаемые на стадии осаждения золота, или бедные по
содержанию металла промывные растворы из цикла фильтрации.
Возвращение цианистых растворов в голову технологического про-
цесса обеспечивает минимальный сброс цианидов в хвостохранилище
и значительно облегчает упорядочение водно-растворного баланса
на предприятиях.

На ряде фабрик США уменьшение концентрации цианидов
в сточных водах достигается за счет подкисления растворов серной
кислотой и последующей продувки растворов воздухом. Растворы
подкисляют до рН = 3 в футерованных, резиной стальных чанах.
Воздух подается от воздуходувки. Разбавленные воздухом пары
НСЫ выбрасываются в атмосферу через вытяжные трубы большой
высоты. Для снижения концентрации цианида этим способом до
1 мг/л требуется от 6 до 16 ч 117]. Недостатки данного метода: за-
грязнение атмосферы, большой расход кислоты и неполная очистка
растворов.

Тем не менее, опыт предприятий, осуществляющих кислотное
разложение цианидов, заслуживает самого пристального внимания,
особенно в связи с наметившейся в золотодобывающей промышлен-
ности тенденцией перехода цианистых фабрик на полный внутри-
фабричный оборот воды и растворов с регенерацией НаСН.

Наиболее интересна в данном отношении практика регенерации
цианида на фабрике Флин-Флон, перерабатывающей комплексные
руды (2,7% Си, 4,8% 7п, 2,1 г/т Аи и 37,3 г/т А§) [3, 10]. Основ-
ная масса благородных металлов на фабрике (до 80%) извлекается
флотацией в медный и цинковый концентраты. Хвосты флотации
(0,7—1,1 г/т Аи; 10—15 г/т А^) подвергают дополнительному ин-
тенсивному цианированию в семи последовательно расположенных
агитаторах типа Денвер при концентрации свободного №СМ в рас-
творах 0,03—0,04%. Пульпу из последнего агитатора (60% твердого)
обезвоживают на барабанных вакуум-фильтрах, кеки с влажностью
15—20% репульпируют водой до отношения ж : т = 1 : 1 и сбра-
сывают в хвостохранилище. Золото из фильтратов и промывных рас-
творов осаждают цинковой пылью в стандартных условиях, осадок
(0,44% Аи, 4,81% А§, 45,8% Си, 13,8% 7п) сушат и передают на
плавку в конвертерное отделение медеплавильного завода. Обез-
золоченные растворы из сборного чана перекачивают в регенера-
ционное отделение для извлечения цианида. Доизвлечение золота
и серебра в цикле цианирования составляет ~6—8% от руды.

Регенерационное отделение на фабрике Флин-Флон состоит из
4 секций, каждая из которых включает (рис. 62): диспергирующую
башню, абсорбирующий туннель, воздуходувку производительностью
1019 м?/мин, центробежный насос для диспергированного раствора
н центробежный насос для абсорбирующего раствора. Четыре дис-
пергирующие башни работают последовательно. Бедные (отработан-
ные) растворы подкисляют в освинцованном ящике, расположенном
над башней 1. Кислотность контролируют здесь же с таким же рас-
четом, чтобы остаточная кислотность в последней башне составляла
875—1000 г/т раствора. Процесс идет хорошо, когда минимальная
остаточная кислотность составляет 625 г!т. Подкисленный бедный
раствор распределяется при помощи трех желобов по поперечному
сечению башйи. Раствор спускается вниз через вмонтированную
в башне градирню в противотоке с воздухом, который подается

Рис. 62. Установка для регенерации цианида:

а — диспергирующая башня; б — абсорбирующий туииель; 1 — трубопровод для кислоты;
2 — трубопровод для бедного (отработанного) раствора; 3 — бак для смешения раствора
с кислотой; 4 — вентилятор для подачи воздуха в диспергирующую башню; 5 — ротор; 6 —
трубопровод для раствора, идущего в поглотитель; 7 — приспособление для регулирования
уровня раствора в адсорбере; 5 — водная изоляция; 9 — насос для перекачивания раствора;

10 — воздух; 11 — раствор; 12 — зумпф

в башню при помощи воздуходувки; спускаясь вниз, раствор по-
ступает в закрытый зумпф, расположенный на дне башни. После
башни раствор перекачивается в меднокупоросный цех для дальней-
шей переработки с целью утилизации меди. Поток воздуха, проходя
через диспергирующие башни, увлекает пары цианистого водорода,
образующиеся при действии серной кислоты на раствор, и через
соединяющиеся каналы поступает в четыре абсорбирующих туннеля,
работающие параллельно. Туннель представляет собой коробку
сечением 1,22Х 1,83 м и длиной 12,19 м. Один конец туннеля соеди-
нен с диспергирующей башней, другой — с всасом воздуходувки.

Цианид адсорбируется известковым молоком, подаваемым в трубо-
провод 6 и движущимся по туннелю навстречу утилизируемому газу.
Для обеспечения противотока пол туннеля имеет уклон 21 мм/м
в сторону закрытого зумпфа. С целью диспергирования известкового
молока в туннеле установлено 6 роторных установок 5, вращающихся
со скоростью 900 об/мин, на высоте около 80 см от уровня пола.
Каждый ротор имеет специальное приспособление, контролирующее
глубину его опускания в раствор, а следовательно, и концентрацию
извести в газовой атмосфере. Струя воздуха из дисперсера, несущая
с собой пары цианистого водорода, входит в абсорбер и проходит
через туман известкового молока. При этом цианистый водород
реагирует с абсорбентом и остается в растворе в виде цианистого
кальция; непрореагировавшая часть паров цианистого водорода
вместе с воздухом подается воздуходувкой в дисперсирующую башню.
Этим кончается цикл движения паров цианистого водорода.

Во избежание попадания извести в воздуходувку газ, выходящий
из туннеля, подвергают дополнительной механической очистке.
Обогащенный цианидом раствор направляют на повторное выщела-
чивание руды.

Ниже приводятся основные показатели процесса регенерации:

Суточная производительность отделения регенерации, т..................... 2250

Содержание цианистых солей в растворе до регенерации (по КаСЫ), г/т . . 1010

То же, после регенерации, г/т............................. ....	. . 65

Степень регенерации №СЬ1, %	.	........ 93,6

Расход кислоты (Н28О4), кг/т	1,69

Расход извести, кг/т	1,03

Контроль технологического процесса обычно ведут по степени
регенерации ЫаСЫ и осуществляют посменно. Обычной причиной
недоизвлечения цианида является образование гипса и тиоцианата
меди, затрудняющих движение воздуха через градирню диспергера.
Это вызывает необходимость через каждые 3—4 месяца заменять
отдельные секции градирни новыми.

На крупнейшем цианистом заводе Мексики-Лорето (произво-
дительность 4000 т руды в сутки) для извлечения золота и серебра
из аргентитовых руд применяют весьма концентрированные по
ЫаСЫ растворы, что вызывает необходимость их максимальной ути-
лизации. В соответствии с принятой на заводе технологической схе-
мой (рис. 63), дробленную до крупности —25 мм руду измельчают
в цианистом растворе до 55—57% класса —0,074 мм в шаровых мель-
ницах в две стадии. Перед агитацией пульпу сгущают в 9 сгустите-
лях Дорра диам. 15 м до плотности 45% твердого. Слив сгустителей
разделяют на две части: одну направляют в осадительное отделение,
другую на регенерацию цианида. Сгущенный продукт в течение 72 ч
перемешивают с цианистыми растворами в механических и пневмо-
механических агитаторах. Концентрация цианистого раствора 0,4%
по КСИ. После перемешивания пульпу фильтруют с двумя промыв-
воздуходувка

Воздух

I регенерация

я

Прегенерация

НСИ

/|1

Ш регенерация

Воздух Раствор

802

Руда

Дробление

I	Известковое молока

I

1 измельчение

~Т~

Лизмельчение

Сгущение

I

Лески

Цианирование

Фильтрация с промывкой

Раствор	Промывная	Пески

I вода 1

Осветление

Осуждение

Фильтрпрессы

Раствор

Хвосты
конечные

2п пыль

_____Оборотный

] раствор

Осадок

На металлургический
завод

Раствор

Осадок Ау-Си

♦

На металлургический
завод В отвал

Рис. 63. Схема переработки руды на цианистом заводе Лорето
ками на фильтрах Буттерса. Маточный раствор направляют на осаж-
дение, промывные воды — на регенерацию.

Общее извлечение из руды составляет 90% золота и 93% серебра.

Регенерация цианистых растворов на заводе Лорето осуществ-
ляется сернистым газом в трех последовательно расположенных реге-
нерационных башнях. Выделяющийся свободный циан адсорби-
руется частью слива сгустителей, и обогащенные цианидом растворы
направляют в цикл измельчения. Содержащееся в отработанных
растворах золото осаждают цинковой пылью, осадок извлекают на
фильтрах Буттерса и направляют на металлургический завод.
Серебро и медь в этом случае осаждаются в виде тиоцианатов.

Контроль и автоматизация процесса цианирования

Наиболее важными параметрами процесса цианирования яв-
ляются: степень измельчения материала, содержание твердого
в пульпе, концентрация цианида, щелочи и кислорода в жидкой
фазе пульпы. Эти параметры определяют степень извлечения золота
из руд, и поэтому необходимо поддерживать их в строго заданных
условиях. Осуществить это можно только системой автоматического
регулирования и контроля. При измельчении руд необходимо вскрыть
золото, но не допустить переизмельчения, которое особенно вредно
для пирротинсодержащих руд, так как тонко измельченный пир-
ротин энергично взаимодействует с кислородом и цианидом, за-
трудняя растворение золота. Оптимальную степень измельчения
можно поддерживать точно, регулируя подачу в мельницу руды,
воды и измельчающей среды (см. гл. II).

Для контроля плотности пульпы на многих фабриках используют
радиоактивные плотномеры. С помощью таких приборов на фабрике
Вестерн Дип Левелз, например, выдерживают колебания плотности
пульпы в пределах, не превышающих 0,5%. На фабриках Кэрлин,
Керр-Эддисон и ряде других автоматически поддерживается плот-
ность пульпы и концентрация цианида.

На показатели цианирования значительно влияет щелочность
пульпы. Автоматическое поддержание щелочности в оптимальном
режиме позволяет сократить расход щелочи и увеличить извлече-
ние золота. Это доказывают работы, выполненные на фабрике Дел-
найт, где известь подавалась автоматически в зависимости от содер-
жания ее в жидкой фазе рудной пульпы. Концентрацию окиси каль-
ция контролировали прибором, работа которого основана на кон-
дуктометрическом принципе. Система автоматического контроля
поддерживала рН = 11 ± 0,1 [114].

Для измерения концентрации гидроокиси кальция в пульпе
рекомендуются различные приборы. Наиболее простым и широко
распространенным из них является рН-метр со стеклянным и кало-
мельным электродами [17].

Очевидным преимуществом использования рН-метров со стеклян-
ными электродами является непосредственное измерение щелочности
анализируемых растворов. Вместе с тем при концентрации извести
174
более 0,4 кг/т требуется значительное ее увеличение, чтобы немного
увеличилось ’ значение рН. Следовательно, при повышенных кон-
центрациях извести рН-метр не может дать точных показаний.
Кроме того, на электродах в период эксплуатации осаждаются соли
(обычно СаСО3 и Са8О4), которые нарушают контакт между электро-
дами, и измерения рН среды прекращаются. Немаловажно и то
обстоятельство, что стеклянные электроды весьма хрупки и требуют
осторожного обращения. Таким образом, рН-метры со стеклян-
ными электродами могут быть приме-
нены лишь в тех случаях, когда кон-
центрация СаО не превышает 0,3—
0,4 кг/т и растворы не дают осадков.

Другим прибором, измеряющим
концентрацию извести в цианистых
растворах, является безэлектродная
ячейка для измерения проводимо-
сти [113].

Ячейка (рис. 64) состоит из двух торои-
дальных катушек, одна из которых имеет
12 витков, другая 5000. Катушки изолиро-
ваны одна от другой селиконовой резиной и
помещены в кожух из нержавеющей стали.
Кожух имеет отверстие 12,5 мм в центре.
(?генки отверстия изолированы тефлоном.
11ровода от катушек помещены в длинную
। рубку для защиты от влаги. При измерениях
ячейку помещают в пульпу или раствор и к
первой катушке подводят синусоидальное
напряжение частотой 1000 гц/сек. Во вто-
рой катушке индуцируется также синусо-

идальное напряжение, пропорциональное электропроводности жидкости. В отличие
о г рН электропроводность жидкости пропорциональна концентрации извести в
растворе.

Основным недостатком этой ячейки является то, что прибор дает общую эле к-
гропроводность жидкости, включая проводимость цианистых солей и других приме-
сей в растворе, а также чувствителен к изменению температуры.

Однако ион гидроксила более электролитичен, чем все остальные присутству-
ющие ионы, что позволяет компенсировать замер общей электропроводности. Для
ликвидации температурных колебаний имеется температурный компенсатор.

В случае необходимости более точных измерений следует учитывать изменение
отношения жидкого к твердому и концентрацию цианистых солей и других ионов,
хотя эти параметры не должны изменяться в широких пределах.

Данный прибор хорошо себя зарекомендовал при испытаниях.
Ячейка была установлена на сливе классификатора, и сигнальное
устройство регулировало скорость добавления извести к измельчен-
ному в мельнице сырью. Ручной ежечасовой контроль давал откло-
нения от среднезаданного на 80% (средние значения рН= 11ч-12).
а автоматический — на 15% (рН = 11,2ч-11,3).

Для измерения концентрации цианида пригоден полярографи-
ческий, потенциометрический, амперометрический и колометриче-
ский методы анализа [114].

Наиболее успешно прошло испытание прибора, созданного на
основе метода потенциометрического титрования [115]. Прибор имеет
два прецизионных измеряющих насоса, один из которых измеряет
подачу раствора для титрования (0,01 мл аргентоцианида натрия
и 0,02 мл раствора аммиака), другой подачу титруемого раствора.
Оба раствора поступают в смеситель, а из него самотеком в измери-
тельную ячейку. В смеситель насосом подается воздух. Э. д. с.
между электродами в ячейке пропорциональна концентрации сво-
бодного циана в растворе и эту э. д. с. можно подавать на регулирую-
щий или регистрирующий прибор.

В качестве электрода сравнения служит серебряный электрод,
помещенный в стеклянную трубку, в нижнем конце которой имеется
пробка из пористой керамики. Трубка заполнена чистым реагентом.
Второй электрод, опущенный в анализируемый раствор, также се-
ребряный. Прибор работает только на чистом фильтрате, который
получают отдельно (рис. 64). Поток пульпы из чана 1 насосом 2
подается по трубопроводу 3 к фильтру 4. Давление на фильтре (0,4—
0,5 ат) поддерживается вентилем 5. Фильтр представляет собой по-
ристую трубку из пластика 6, вставленную на фланцах 7 в трубо-
провод. Фильтрат собирается в пластмассовом сосуде 8, окружаю-
щем пористый фильтр, и затем стекает самотеком через отверстие
внизу сосуда. Основная масса пульпы проходит по внутренней по-
лости фильтра, очищая его поверхность от накопившегося осадка.
Получаемое количество фильтрата (10 мл!мин) вполне достаточно
для анализа (максимальная потребность 5 мл!мин) [116].

В общем виде прибор для анализа растворов на ион СП- можно
представить схемой, приведенной на рис. 65.

Для измерения концентрации кислорода в жидкой фазе суще-
ствует также несколько приборов. Наиболее эффективен прибор
Вестан-Бекмана модели 764. Измерительная ячейка прибора (рис. 66)
состоит из золотого катода 1 в эпоксидной отливке 2 и анода 3 —
катушки из серебряной проволоки. Электролитическое соединение
анода с катодом осуществляется гелем хлористого калия 4. Диф-
фузия кислорода к катоду контролируется тефлоновой мембраной 5,
а вся система изолирована от измеряемого раствора или пульпы газо-
проницаемой перегородкой 6 из силиконовой резины. Электроды кре-
пятся в пластмассовом корпусе 7 и помещаются внутрь кожуха из
нержавеющей стали 8. Между золотым и серебряным электродами
внешнее напряжение 6,8 в.

При погружении ячейки в испытуемый поток кислород диффун-
дирует через мембрану и восстанавливается на катоде. При этом воз-
никает ток, пропорциональный концентрации растворенного кисло-
рода. Прибор работает надежно в интенсивно перемешиваемой пульпе,
содержащей 50% твердого. Силиконовая диафрагма засоряется
через три недели, после чего ее необходимо заменить. Точность кон-
троля составляет ±2%. Необходимые условия эксплуатации при-
бора: скорость потока пульпы мимо электрода не менее 0,9 м!сек,
в потоке должны отсутствовать пузырьки воздуха [115].

Для определения времени цианирования и утомляемости рас-
творов также предложены автоматические и полуавтоматические
методы.
Применение радиоактивного Аи198 дает возможность контроли-
ровать процесс цианирования, а именно: определить время циани-
рования, полноту извлечения металла и режим работы агрегатов.
Таким образом, например, на одной из фабрик определена скорость
прохода пульпы через агитаторы (8 ч 22 мин) и сгустители (20 ч
30 мин). При этом отмечен факт активности хвостов обработки, что
указало на неполноту процесса цианирования [116].

Рис. 65. Схема устройства анализатора ионов С^ в осветленных растворах:

а — измерение подачи испытуемого раствора; б — измерение подачи раствора
для титрования; в — электрод сравнения; 1 — насос; 2 — смеситель; 3 —
ячейка; 4 — серебряный электрод; 5 — чистый реагент; 6 — стеклянная трубка;

7 — пористая керамика

Для оценки утомляемости цианистых растворов предложен ме-
тод прямого определения скорости растворения золота по скорости
действия раствора на стандартный образец золота [118]. По времени
полного растворения листочка золота и по прозрачности раствора
судят о его «силе»; чтобы избежать необходимости постоянного на-
блюдения, разработан полуавтоматический прибор.

В стеклянном или пластмассовом сосуде установлено медленно
вращающееся колесо с укрепленными на нем кассетами с листочками
золота. Скорость вращения можно подобрать, исходя из удобства
чтения показаний. Средняя скорость 0,5 об!мин. Колесо проводит
кассеты через раствор и один раз за оборот прерывает световой луч.
По мере растворения золота световая интенсивность увеличивается
и регистрация последующих вспышек служит как простое показание
скорости растворения. По записи пиков на диаграмме самописца
можно определить скорость растворения золота — либо графически,

12 В. В ЛЛодейщиков	177
либо прямым подсчетом пиков в определенном диапазоне шкалы.
На определение скорости растворения тратится несколько ми-
нут.

Как правило, расходы по установке и эксплуатации приборов
автоматического контроля на золотоизвлекательных фабриках быстро
окупаются прибылью, получаемой за счет сокращения расхода циа-
нида и повышения извлечения золота [114, 117, 118].

Наиболее автоматизирована одна из новых золотоизвлекательных
фабрик Кэрлин. На этой фабрике всеми процессами полностью уп-

Рис. 66. Схема измерительной
ячейки для определения кисло-
рода в растворе

равляют с двух центральных пультов.
Один автоматический центр управляет
операциями транспортировки и дробле-
ния. Второй регулирует операции измель-
чения, пять стадий противоточной де-
кантации, осветление, деаэрации и осаж-
дения золота цинковой пылью. Этот же
пульт управляет перекачиванием раство-
ров, удалением растворов из хвостов, рас-
ходом энергии. Оба пульта имеют 175
регулирующих,сигнальных и регистрирую-
щих функций. Регулирование и сигна-
лизация хвостового участка водоподаю-
щей системы и насосов оборотных ра-
створов производится с помощью много-
канальной цифровой системы, которая
регулирует 12 раздельных функций через
одну пару телефонных линий.

Критический уровень растворов на
осветлении, деаэрации и осаждении под-
держивается автоматической блокировкой,
установлена сигнализация неисправности
насосов.

Автоматическое оборудование полностью смонтировано, отла-
жено и откалибровано в пусковой период фабрики. На фабрике 75%
всех анализов на золото выполняется атомно-адсорбционным ме-
тодом. Этим методом, позволяющим определить концентрацию более
0,015 г!м9, анализируют не только обеззолоченные растворы, но и
определяют содержание золота в исходной руде, а также в некоторых
других твердых продуктах цианирования. Скорость анализа при
этом увеличивается в 3—4 раза. Общий штат фабрики, включая
ремонтных рабочих, составляет 75 человек, из которых только 3 за-
няты эксплуатационным обслуживанием процесса.

В ЮАР применяется автоматическая система управления работы
сгустителей. Система включает два прибора. Один прибор регулирует
подачу в пульпу флокулянта, второй контролирует работу насосов,
удаляющих сгущенный продукт заданной плотности. Применение
этой системы позволило получить более плотный сгущенный продукт,
увеличить производительность сгустителей и уменьшить потери
растворенного золота [119].
На ряде фабрик введена механизированная перегрузка циани-
стых солей. Перегрузку осуществляют пневмотранспортом в авто-
цистерны, при этом используют компрессор, установленный на авто-
машине. Производительность компрессора 14,2 м31мин, давление
о,7 кПсм2. Автоцистерны доставляют цианистые соли в силосы
склада предприятия. Из силосов вакуум-система автоматически
отсасывает цианиды через циклоны в контейнеры, которые достав-
ляются к месту потребления. Воздух очищается мокрыми скруб-
берами.

Глава VII

ПРАКТИКА ПЕРЕРАБОТКИ

УПОРНЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД И КОНЦЕНТРАТОВ

Общая характеристика
методов извлечения упорного золота

Как уже отмечалось основным методом извлечения золота из
руд в мировой практике золотодобычи является цианистый процесс.
(Тгносительная селективность растворителя (цианида) по отношению
к золоту и серебру, а также удачное сочетание процессов растворе-
ния и осаждения благородных металлов делают технологию циани-
рования золотосодержащих руд весьма эффективной и производи-
юльной.

Однако существует многочисленная группа так называемых упор-
ных золотосодержащих руд, удовлетворительно извлечь золото из
которых указанным выше методом невозможно.

Основными причинами упорности золотосодержащих руд яв-
ляются: тонкая часто субмикроскопическая вкрапленность золота
в плотных и нерастворимых в КаСЫ минералах (сульфиды, окислен-
ные минералы железа и т. д.), а также присутствие в рудах хими-
чески активных примесей, расстраивающих процесс цианирования.
К числу последних, в частности, относятся минералы и химические
соединения сурьмы, меди, мышьяка, двухвалентного железа, при-
сутствие которых в золотосодержащих рудах вызывает при циани-
ровании повышенный расход растворителя и кислорода, что в свою
очередь резко снижает скорость и полноту растворения золота.

Отрицательно на процесс цианирования золотосодержащих руд
влияют поверхностно активные вещества, например углистые сланцы,
сорбирующие золото и серебро из растворов и увеличивающие тем
самым потери благородных металлов с твердой фазой хвостов.

Разнообразие причин, вызывающих упорность золотосодержа-
щих руд и концентратов в цианистом процессе, в свою очередь обус-
ловливает необходимость применения к ним самых различных ме-
тодов металлургической обработки. Так, например, для пирроти-
новых, медистых и сурьмянистых руд рекомендуется применять при
цианировании добавки РЬО2 или РЬ (1ХЮ3)3, интенсивно аэрировать
пульпы, использовать растворы с низкой концентрацией по ЫаС1Ч,
осуществлять многостадиальное цианирование со сменой раство-
ров и т. д.

1 - Так, на фабрике Делнайт Майнз, перерабатывающей золотосодер-
жащие пирротиновые руды (с содержанием пирротина до 8%), полу-
чаемые флотационные концентраты цианируют в 3 стадии с проме-
жуточным сгущением и фильтрацией.

• На фабрике Питчуэй, также перерабатывающей пирротиновые
золотосодержащие руды, используется полный иловый процесс
цианирования с добавлением в пульпы азотнокислого свинца для
связывания растворенной сульфидной серы.

На фабрике Бланкет для извлечения золота, ассоциированного
с пирротином и арсенопиритом, получаемый в цикле обогащения
флотоконцентрат доизмельчают до —0,044 мм и цианируют. При
этом в мельницы добавляют двуокись свинца.

При переработке золото-медных руд редко применяют цианиро-
вание, так как этот способ не обеспечивает извлечение меди и тре-
бует, как правило, большего расхода цианида. Цианирование руд
данного типа приемлемо лишь в тех случаях, когда получение мед-
ного концентрата экономически нецелесообразно (например, на не-
больших и отдаленных от медеплавильных заводов фабриках) и
медь в руде представлена халькопиритом, слабо взаимодействую-
щим с цианистым раствором. В некоторых случаях при обработке
золото-медных сульфидных руд применяют селективную флотацию
с выделением медного концентрата и золотопиритного продукта,
который подвергают цианированию.

Для руд, содержащих природные сорбенты золота, в частности
углистые вещества, чтобы предупредить преждевременное осажде-
ние золота, применяют многостадиальные схемы цианирования с бы-
стрым отделением золотосодержащих растворов от твердой части
пульпы (например, при цианировании огарков на предприятии
Джайент Йеллоунайф) или используют совмещенные процессы рас-
творения и сорбции на высокоактивных синтетических сорбентах
или углях (сорбционное выщелачивание). Практическим примером
последнего пути может служить цианирование тонких пылей с сильно
развитой активной поверхностью на том же Джайент Йеллоунайф.

Основным методом переработки упорных руд и концентратов,
содержащих тонковкрапленное золото, является цианирование после
соответствующей подготовки металла, обеспечивающей максималь-
ное освобождение тонковкрапленного золота от ассоциирующих его
рудных компонентов. Последнее достигается:

а)	применением тонкого и сверхтонкого помола руды (концен-
трата) перед цианированием;

б)	химическим разложением или растворением ассоциирующих
золото минералов с сохранением золота в твердом остатке, пригод-
ном для последующего цианирования;

в)	термохимическим вскрытием золотосодержащих сульфидов
с целью образования минеральных зерен с пористой структурой,
которая обеспечивает доступ растворителя (цианида) к внутренним
включениям золота.
Прямое цианирование упорных золотосодержащих концентра-
тов после, их доизмельчения до крупности 95—99% класса — 74 мкм
осуществляется в настоящее время на фабриках Илове, Сулливан,
Далнайт, Сноу Лейк, Мак-Интайр, Вотл Гали, Джайент Кэнимба,
Бланкет, Барбертон, Хоумстейк, Бибиани, Ла Луц Майнз и неко-
торых других. На ряде предприятий концентраты измельчают в мель-
ницах со стальными шарами или стержнями. Однако измельчение
такого рода, как известно, имеет два существенных недостатка:
высокий расход стали (до 5 кг/т) и потери золота, связанного с дис-
персным железом и трудно растворимого при цианировании. По-
этому в последнее время для измельчения концентратов используют
галечные мельницы. Так, на фабрике Илове в галечных мельницах
с базальтовой футеровкой доизмельчают флотационные и гравита-
ционные концентраты, что сокращает потери золота и расход циа-
нида при последующем цианировании. Измельченный флотацион-
ный концентрат, содержащий 38—40% серы и имеющий крупность
90—92% класса — 74 мкм, цианируют и хвосты цианирования от-
правляют на сернокислотный завод. На фабрике Делнайт грави-
тационный и флотационный концентраты совместно доизмельчают
и цианируют с извлечением золота около 94,4%.

Фабрика Да Луц Майнз перерабатывает (2000 т/сутки) руды
с содержанием золота 3,3 г/т, применяя флотационное и гравитацион-
ное обогащение. Полученные концентраты (120 т/сутки) объеди-
няют, совместно измельчают в цианистом растворе до 75,4% класса —
44 мкм и цианируют. Общее извлечение на фабрике. 90%..

Известны случаи прямого цианирования непосредственно руд
с последующей флотацией золотосодержащих сульфидов из хвостов
цианирования. Так, на фабрике Кон Майнз цианируют руду, со-
держащую 17,5 г/т золота и около 4% пирита и арсенопирита.
Основная масса золота в измельченной руде доступна для циани-
стого раствора, но часть золота ассоциирована с пиритом и арсено-
пиритом. Руду измельчают в цианистых растворах и подвергают от-
садке. Гравитационные концентраты амальгамируют, хвосты от-
садки цианируют. Флотацией хвостов цианирования получают кон-
центрат с выходом 5,1% и содержанием 47—62 г/т золота, 14-—18%
мышьяка и 27—30% серы. Последний перерабатывают, используя
обжиг.

Перечисленные выше примеры касаются главным образом слу-
чаев обработки материалов, основная масса золота в которых пред-
ставлена относительно крупными частицами (20—50 мкм и более).

Если в рудах и концентратах присутствует субмикроскопиче-
ское золото (тоньше 5—10 мкм), методы механического вскрытия
материала, как правило, не обеспечивают необходимого технологи-
ческого эффекта. В этом случае применяют химическое или термо-
химическое разложение золотосодержащих минералов (кислотное
или щелочное выщелачивание, прокалка, различные виды обжига,
высокотемпературное хлорирование, плавка и т. д.).

Ниже описаны некоторые из перечисленных выше методов пере-
работки упорных золотосодержащих руд и концентратов, которые
находят (или находили) применение в практике зарубежной золото-
добывающей промышленности. Особое внимание при этом уделено
окислительному обжигу пиритных и мышьяково-пиритных руд,
так как именно этот процесс в сочетании с цианированием наиболее
эффективен при извлечении тонковкрапленного золота из сульфид-
ного сырья и пользуется в настоящее время большим распростра-
нением в зарубежной промышленности.

Значительное место в данном разделе книги уделено также опи-
санию различных методов извлечения золота из ферро-золотых,
марганцовистых, углистых, медистых и золото-сурьмянистых руд,
освоенных или осваиваемых в настоящее время золотодобывающей
промышленностью.

Методы автоклавного выщелачивания золотосодержащих суль-
фидов, так же как гидрохлорирование и хлоридовозгонка упорных
руд, которые пока еще не вышли из стадии лабораторных и полу-
промышленных испытаний, рассмотрены отдельно в III части книги.

Переработка пиритных
и мышьяково-пиритных золотосодержащих руд
и концентратов по схеме обжиг—цианирование

Методы, аппаратура и технологические
показатели процесса обжига

В практике золотодобывающей промышленности наиболее рас-
пространен окислительный обжиг, основанный на переводе плотных
зерен сульфидов железа (пирит, арсенопирит) в пористый гематит
по реакциям:

2Ре82 + Ц-О2 = Ре2О3 + 48О2

и

2РеАз8 + 5О2 = ре2О3 + Аз2О3 + 28О2.

Первоначально окислительному обжигу подвергали всю массу
золотосодержащей руды. Руду помещали на под печи и нагревали
до температуры 600—700° С, используя в качестве топлива дрова,
газ и уголь. По окончании обжига материал охлаждали, измельчали
и цианировали как обычные окисленные руды. При удовлетвори-
тельном в целом извлечении золота из ряда упорных руд указанным
методом стоимость обжига всей массы руды оставалась довольно
высокой. Несмотря на это, и в настоящее время некоторые зарубеж-
ные фабрики успешно применяют данную технологию. К ним, в част-
ности, относится золотодобывающее предприятие Гетчелл (рис. 67).

В последние годы окислительный обжиг получил особенно ши-
рокое распространение в связи с переходом большинства золотоиз-
влекательных фабрик на флотационные схемы обогащения руды и
получением значительного количества упорных пиритных и мышья-
ково-пиритных концентратов, трудно поддающихся прямому циа-
нированию.
Руда из корнера

I дробление ^да- 150нн)
Грохочение

*УОнн -УОнн

О дробление^до-ПО нм)

ТУ

Сушка

Ш дробление
Грохочение

10нм

{инн

Сухое измельчение
Грохочение

~ 1.6нн	+ 16мн

♦ |

Обжиг б печи КС

Огарок

Охлаждение
в аппарате КС

Газы	Огарок

Газы

Сухая Очистка
(от пыли)

Пыли Газы
п *я
Охлаждение

и конденсация мышьяка

Сухое пылеулавливание

Газы	Пыль

♦ )

В трубу	Праны вка в.

Пески

Репульпаиия Покрал очистка^

классификаторе
Слив
Сгущение

Газы
я * к
В трубу

Аз-пульпа

В мышьяковое
хвостохранилище

Доизмёльчение

Гидроциклонировалие
Пески	Слив

Слиб

Сгущ.прод.

I

Фильтрация

Фил^прат Кек

Цианирование (перемешивание)

Вода

Распределение пульпы

Сгущение

Слив

Сгущение

I

Сгущение Слив

Слив

Сгущение

Сгущение Слив

Слив

В хвостохранилище

I сгущение

II сгущение	Слив

Сгущ.прод. Слив ________

7„ Осветление

- —

Осаждение

пс Г '	)

иоеззолоченныи Осадок

/X

Уер^обое

------------ золото

Рис. 67. Технологическая схема обработки руды на фабрике Гетчелл
Обжиг становится основным способом подготовки указанных
концентратов к гидрометаллургическому переделу. Высокое содер-
жание в концентратах серы (до 35—40%) позволяет вести обжиг
почти без затрат топлива. Одновременно достигается значительная
экономия при побочном извлечении серы из обжиговых газов. В част-
ности, из газов, образующихся при обжиге сульфидных золото-
содержащих концентратов, в Австралии ежегодно извлекают
60 тыс. т серы.

В настоящее время окислительный обжиг флотационных кон-
центратов применяют на многих золотоизвлекательных предприя-
тиях ЮАР, Канады, Австралии, Ганы, США и других стран. Наи-
более крупными предприятиями, применяющими окислительный
обжиг золотосодержащих концентратов, являются: Джайент Йел-
лоунайф, Диккенсон, Кохеноур Виллане, Кэмпбел Ред Лэйк и
Лэйк Шор; Лэйк Вью энд Стар, Боулдер Песеверенс и Норд Кал-
гурли; Голден Сайкл, Гетчелл; Ашанти Голдфилдз Карпорейшн,
Аристон Голд Майнз; Дални и др.

Внедрение обжига в технологию переработки золотосодержащих
концентратов позволило на ряде зарубежных предприятий при от-
носительно небольших дополнительных затратах повысить извле-
чение золота на 5—10%. Так, на фабрике Кэмпбел Ред Лэйк в ре-
зультате предварительного обжига флотационных концентратов,
содержащих 215 г/т золота, 20% серы и 6,5% мышьяка, извлечение
золота при цианировании возросло с 80 до 97,5%. На фабрике Дални
при цианировании обожженного флотационного концентрата
(150 г/т Ай) извлечение золота достигло 96—97%, на Голден Сайкл
97,5%. В условиях Кохеноур Виллане, несмотря на относительно
высокую стоимость обжига (что объясняется небольшими масшта-
бами предприятия, а также повышенным расходом реагентов при
цианировании — 9 кг ИаСИ и И кг извести на 1 т концентрата),
перевод фабрики на новую схему позволил снизить себестоимость
извлекаемого металла с 0,39 до 0,32 долл, за 1 г, т. е. почти на 20%.

До 1947 г. окислительный обжиг флотационных концентратов
на всех без исключения зарубежных золотодобывающих предприя-
тиях осуществлялся в печах подового типа. Данный вид обжига
пользуется большим распространением и в настоящее время. Только
в Австралии эксплуатируются около 50 установок по обжигу кон-
центратов на поду и ежесуточно перерабатываются более тысячи
тонн золотосодержащих флотационных концентратов.

При использовании печей подового типа часто сушку концентра-
тов и их предварительный нагрев совмещают с процессом обжига.
Однако в ряде случаев для сушки используются специальные ап-
параты, большей частью вращающиеся трубчатые печи и суш илки
Лоудона. В последнее время для сушки руд и концентратов перед
обжигом стали использовать печи кипящего слоя (КС).

При осуществлении обжига концентратов в печах подового типа
независимо от их конструкции применяются следующие методы
регулирования температуры:

а)	воздушное или водяное охлаждение гребков;
б)	регулирование содержания серы в концентрате (оптимальное
содержание серы 26—27%);

в)	изменение (увеличение) влажности питания.

Первоначально для обжига золотосодержащих концентратов ис-
пользовали давно известные в металлургии многоподовые печи,
в частности печь Веджа. Подобная печь была введена на руднике
ВепШе для обжига золотосодержащих мышьяковых концентратов.
Концентраты перед обжигом сушили до содержания влаги 8—10%
и подавали на верхний под печи. Общая продолжительность обжига
(обжиг протекал автогенно) составляла 4,5 ч. Система пылеулавли-
вания в обжиговом переделе включала два последовательно установ-
ленных электрофильтра — горячий и холодный. Температура в го-
рячем электрофильтре составляла 120° С. Пары Аз2О3 конденсиро-
вались во втором (холодном) электрофильтре.

Кроме печи Веджа, в золотодобывающей промышленности также
применялись многоподовые печи Мертона, Скиннера и др. Интерес
металлургов к использованию многоподовых обжиговых печей со-
хранился и в настоящее время. Так, для обжига сульфидных золото-
содержащих руд и концентратов предложены многоподовые печи
с качающимися подами, отличающиеся тем, что с целью лучшего
отвода избыточного тепла и, как следствие, повышения производи-
тельности печей и увеличения концентрации 8О2 в обжиговых га-
зах поды изготавливаются из труб, в которых циркулирует вода.
Трубы скрепляют, преимущественно сваркой кусков листового ме-
талла, образующих рабочую поверхность пода.

Примером современного использования многоподовых печей
в пирометаллургии золотосодержащих материалов может служить
районный завод по переработке золото-мышьяковых концентратов
в Квекве. На заводе в Квекве перерабатывают арсенопиритные кон-
центраты 47 рудников Южной Родезии при содержании золота
в концентратах 62—ПО г/т. Золото-мышьяковые концентраты под-
вергают окислительному обжигу в двойной пятиподовой печи с ме-
ханическим перегребанием. Печь имеет 56 гребков, делающих 2 обо-
рота в минуту. Производительность каждой печи не превышает 12—
15 т концентрата в сутки.

В практике золотодобывающей промышленности наиболее рас-
пространены одноподовые печи типа Эдвардса простого и двойного
(дуплекс) действия. Это механизированная отражательная печь
прямоугольного сечения. Печь состоит из металлического кожуха,
футерованного кирпичом. С одного конца печи имеется одна или две
колосниковых топки для сжигания топлива (дрова, уголь, нефть,
газы). При обработке концентратов с высоким содержанием серы
(более 30%) обжиг протекает автогенно. Температура печи в этом
случае поддерживается за счет тепла экзотермических реакций окис-
ления сульфидов. Концентраты загружают через отверстие в своде
печи с противоположного ее конца. Обжигаемая масса движется на-
встречу топочным газам. Огарки разгружаются непрерывно через
отверстие в поду печи. Для перемешивания и передвижения материала
по длине печи в ней установлен один или два ряда вращающихся
Гребков, прйводймыХ В движение от общего вала, расположенного
над печью. Таким образом, при движении материала по подине печи
он многократно перемещается от одной стороны печи к другой. Это
обеспечивает достаточную продолжительность пребывания концен-
трата в печи (3—6 ч) и создает условия для его эффективного пере-
мешивания. Многие обжиговые установки данного типа имеют при-
способления для изменения угла наклона пода печи (наклоняющиеся
печи), что позволяет регулировать скорость прохождения материала
через печь при обжиге концентратов с изменяющимся вещественным
составом.

На предприятиях с небольшой производительностью (до 7—10 т
концентрата в сутки) используют печи Эдвардса с одним рядом
гребков. При более высокой производительности (от 10 до 40—
50 иг/сутки) устанавливают печи двойного действия.

По сравнению с другими типами гребковых печей (Веджа, Мер-
тона, Скиннера и др.) печи Эдвардса имеют следующие преимущества:

1)	они относительно недороги: стоимость одной обжиговой уста-
новки двойного действия производительностью 40 т концентрата
в сутки оценена компанией Дэнвер в 20 тыс. долл., включая 5 тыс.
долл, на лабораторию;

2)	просты в обслуживании: имеют только один этаж, на котором
смонтированы все движущиеся части, и могут обслуживаться од-
ним оператором. Обычные ремонтные операции в печи, включаю-
щие замену гребков и гребкодержателей, можно выполнить снаружи
печи, без разгрузки ее и охлаждения;

3)	обжиг концентратов в печах Эдвардса характеризуется ми-
нимальным пылеобразованием. По данным Хатчисона, на Голдфилдз
Консолидейтед Милл унос пыли не превышает 0,5%; на предприя-
тиях Калгурли Оре Тритмент Компани Плент потери огарка с пылью
составляют около 1%; на Вилуна Голд Майнз 0,8% и т. д.

Таким образом, при отсутствии необходимости извлечения мышь-
яка и других возгонов из отходящих газов печь Эдвардса может ра-
ботать без сложных пылеулавливающих систем. На большинстве
золотоизвлекательных предприятий, применяющих подовый обжиг,
газы очищаются от пыли обычно либо в пылевых камерах (Лейк
Шор), либо в одном-двух циклонах небольшой производительности
(Ашанти Голдфилдз Корпорейшн и др.).

Главное же преимущество печей Эдвардса это то, что они могут
работать в широком диапазоне температур и позволяют обжигать
концентраты с различным химическим составом и различной грануло-
метрической характеристикой.

Совокупность указанных факторов делает процесс обжига золото-
содержащих концентратов в аппаратах данного типа достаточно
эффективным как в техническом, так и в экономическом отношении.
Поданным Фон Берневица, стоимость обжига 1 т золотосодержащего
концентрата в печах Эдвардса составляет 50—90 центов, а в отдель-
ных случаях снижается до 20—25 центов.

Наряду с упомянутыми выше достоинствами печи Эдвардса,
как и все печи подового типа, имеют ряд специфических недостатков:
186
а)	относительно невысокая удельная производительность;

б)	значительные потери тепла через стенки печи;

в)	неравномерное распределение температуры по массе обжи-
гаемого материала;

г)	трудность регулирования температурного и газового режима
в печи.

Тем не менее, подовые печи Эдвардса в настоящее время широко
используются на ряде предприятий мира, например на золото-
извлекательных фабриках Аристон Голд Майнз; Грейт Боулдер,
Лэйк Вью энд Стар, Кэм энд Мотор, Ашанти Голдфилдз Корпорейшн
и многих других.

На фабрике Аристон Голд Майнз подсушенный концентрат подается скребковым
транспортером в две обжиговые печи Эдвардса-дуплекс (3,3X3,6 м) с двумя рядами
гребковых валов (52 шт.). Отопление печей дровяное. Газы отсасываются вентиля-
юром через циклонные уловители пыли и выбрасываются в атмосферу. Температура
V разгрузочного конца печи достигает 800° С.

На Лэйк Вью энд Стар концентрат флотации после обезвоживания обжигают
п печах Эдвардса при температуре 500—550° С. Относительно высокое содержание
серы в концентратах обеспечивает возможность их автогенного обжига.

На Кэм энд Мотор концентраты, полученные на концентрационных столах
и в цикле флотации, после удаления из них свободного золота поступают на обжиг
в 5 печей Эдвардса двойного действия с 56 гребками каждая.

На Ашанти Голдфилдз Корпорейшн концентраты поступают в отапливаемые
дровами сушилки Лоудона с площадью пода 3,6Х 10,8 м, где их подсушивают до
'одержания влаги 5%. Более глубокое обезвоживание не рекомендуется, так как оно
вызывает повышенное пылеобразование при обжиге. Из сушилок концентрат скреб-
ковыми конвейерами направляется в 4 обжиговые печи Эдвардса двойного действия
производительностью около 40 т/сутки каждая. Газы обжиговых печей отсасываются
эксгаустером через пылеулавливающий циклон. Типичная схема отделения пере-
работки сульфидных золотосодержащих концентратов с применением подового
обжига (на примере фабрики Ашанти Голдфилдз Корпорейшн) приведена на рис. 68.

Наряду с применением и постоянным совершенствованием по-
дового обжига с 1947 г. в практике зарубежной промышленности
все шире распространяется более прогрессивный с технологической
точки зрения обжиг золотосодержащих руд и концентратов в пе-
чах КС.

На рис. 69 схематически представлена простейшая установка
по обжигу флотационных золотосодержащих концентратов в кипя-
щем слое на руднике Диккенсон.

Основным аппаратом для обжига служит реактор 1, представляющий собой
вертикальный стальной цилиндр (диам. 2,5 м, высота 5,5 м, площадь пода 3,14 м2).
С внутренней стороны реактор футерован 8-см слоем теплоизоляционного кирпича
и 23-см слоем огнеупора. В подине печи имеется 116 отверстий (сопел), через которые
подается воздух от турбокомпрессора. Сопла вмонтированы в огнеупорном бетоне
и имеют диам. 6 мм у основания и 74 мм в вершине. В каждом сопле помещен шарик
из карбида кремния диаметром около 70 мм, который служит как отражатель воз-
духа и как контрольный клапан, препятствующий попаданию огарка в воздушную
камеру в случае остановки печи. Флотационный концентрат подается в печь в виде
пульпы (80% твердого) с помощью насоса Мойно через питательную «пушку* 2,
расположенную на высоте примерно 60 см над слоем обжигаемого материала. По-
падая в печь, нагретую до соответствующей температуры, частицы концентрата при-
водятся в непрерывное движение восходящими потоками воздуха. Высота кипящего
слоя в реакторе на руднике Диккенсон составляет примерно 1,2 м. Обожженный
концентрат (огарок) непрерывно разгружается через трубу 3, расположенную при-
мерно на уровне кипящего слоя с диаметрально противоположного конца печи.
Концентрат
флотации

4

Рис. 68. Схема отделения обжига и цианирования концентратов на Атанти Голдфилдс Кор-
порейшен;

1 — сгуститель; 2 — буферный чан; 3 — фильтры Оливера; 4 — сушилки Лоудона; 5 —
скребковый конвейер; 6 — обжиговые печи Эдвардса; 7 — охладительные барабаны; 8 —
реечный классификатор; 9 — шаровая мельница; 10 — чан-коллектор; 11 — агитаторы
Дорра; 12 — песочные осветлители; 13 — установка Мерилл-Кроу; 14 — прессфильтр;

15 обжиговая печь
целью охлаждения огарка, разгрузка его осуществляется в ванну с водой 4. Зака-
еиный таким образом огарок обезвоживается в многоярусном сгустителе и поступает
л цианирование. Улавливание пыли из обжиговых газов осуществляется в трех
। «следовательно расположенных циклонах 5. Пыль нз циклонов попадает в спе-
иальную закалочную ванну и вместе с огарком направляется на гидрометаллу р-
ическую переработку. Очищенные от пыли обжиговые газы поступают в дымовую
рубу 6.

Оригинальный технологический процесс обработки упорной золо-
< (содержащей руды с применением обжига в печи КС осуществлен
ш фабрике Гетчелл (см. рис. 67).

Поступающая на фабрику руда содержит 2,85% мышьяка, 3,6% серы, 3,2%
««•леза, 0,1% сурьмы и 7 г/т золота. Значительная часть золота в руде ассоцииро-
.ша с мышьяковистыми минералами и не может быть извлечена цианированием без

♦

Рис. 69. Схема установки для обжига флотационных золотосодержащих
концентратов в кипящем слое на руднике Диккенсон

редварительного обжига. Руду дробят в щековой дробилке (1.07Х 1,17 м) до круп-
ки-ти 150 мм и складируют в штабеля по 1000 т. Оттуда руда поступает на вибра-
।ионный грохот с отверстиями 40 мм, плюсовый продукт которого проходит конус-
цю дробилку (1,2 м) и вместе с отсевом грохота поступает в бункер сушильного от-
[сления емкостью 1000 т. Дробленую руду —40 мм с исходной влажностью 8% сушат
.<« вращающихся барабанных сушилках до 1% влаги, затем додрабливают в коротко-
.«нусной дробилке (1,2 м), работающей в замкнутом цикле со стержневым грохотом
шириной щели между стержнями 10 мм. Нижний продукт грохота направляют
фабричный бункер емкостью 2500 т. Затем следует сухое измельчение руды до
рупности 1,65 мм в стержневой мельнице (2,4X3,7 м), работающей в замкнутом
шиле с вибрационным грохотом. Измельченная руда складируется в бункер обжи-
ивого цеха емкостью 1500 т.

Фабрика Гетчелл — одно из немногих (если не единственная)
федприятий в зарубежной золотодобывающей промышленности,
фименяющих окислительный обжиг непосредственно к руде.

Для обжига на фабрике установлена печь КС диам. 4,8 м, обес-
ц-чивающая производительность до 75 т/ч. Печь работает на нефтя-
1ом топливе. Установка снабжена двумя воздуходувками, циклонами.
охладительной (кристаллизационной) камерой и скруббером для
мокрой очистки газов. Температуру обжига поддерживают в пре;
делах 590—650° С, расход воздуха 310 л!мин при давлении
0,28 кПсм*. Выходящие из печи газы охлаждают до температуры^
175—200° С, в результате чего конденсируется основная масса
мышьяка. Оставшийся мышьяк выделяют в процессе мокрой очистки

Рис, 70. Схема двух стадиального обжига золотосодержащих концентратов
в кипящем слое на руднике Кэмпбелл

газов в скруббере. Образующаяся мышьяковистая пульпа из скруб-
бера поступает в отстойный прудок.

Технология обжига золотосодержащих концентратов в кипящем
слое была значительно усовершенствована в 1958 г. на руднике
Кэмпбел. Введение двустадийного обжига позволило на несколько
процентов повысить извлечение золота при цианировании огарков
(рис. 70).

Флотационный концентрат, обезвоженный на дисковом фильтре 1 до содержания
твердого 70—80%, через контактный чан 2 пневматическим диафрагмовым насосом 3
перекачивается в питательную пушку 4 первого реактора 5 (первая стадия обжига).
Огарок из печи 5 через разгрузочную трубу 6 поступает в слой второго реактора 7.
Для лучшего перетекания материала из печи 5 в печь 7 в трубе установлено сопло,
через которое подается сжатый воздух. Газы и пыль из первого реактора проходят
через промежуточный циклон 8. Пыль из циклона поступает к выходу разгрузочной
трубы, а газы — в надслоевое пространство печи 7 (вторая стадия обжига). Газы
и пыль из реактора 7 нагнетаются вентилятором в две нитки циклонов 9 по 3 цикло-
на в каждый. Пыль вместе с огарком второй стадии обжига направляется в закалоч-
ную ванну 10, а газы через 40-л дымовую трубу выбрасываются в атмосферу.

Стоимость обжига золотосодержащих концентратов на уста-
новках КС, как правило, выше стоимости обжига концентратов
в печах Эдвардса, однако и в этом случае она обычно не превышает
нескольких долларов за 1 т концентрата.

В табл. 11 приведена калькуляция стоимости обжига концентрата
на Голден Сайкл, в которую включены все затраты начиная от филь-
трации и кончая выпуском газов в атмосферу и транспортировкой
огарков в цех цианирования.
кюбходимо отметить, что завод Голден Сайкл, как и большинство
ругих предприятий, обжигающих золотосодержащие концентраты
. кипящем слое, — относительно небольшой по масштабу. Произ-
.одптельность печи на Голден Сайкл составляет около 40 т! сутки.

то же время уже сейчас имеются установки по обжигу золотосо-
н ржащих концентратов в кипящем слое производительностью до
'00 т!сутки (Джайент Йеллоунайф), а на фабрике Гетчелл, как
же отмечалось, для обжига исходной руды используется печь КС
щам. 4,8 м и производительностью до 75 т/ч. Естественно, что с уве-

шчением общей производи-
ц-льности печи стоимость об-
кпга может быть значитель-
н» снижена по сравнению с
, казанной выше величиной.

Как показывает практика
вйствующих предприятий,
•дно из главных условий
юрмальной работы устано-
иок КС — соблюдение тепло-
111 ио режима в печи, обеспе-
чивающего протекание авто-
матического обжига концен-
। ратов. Для осуществления
лого процесса содержание
I еры в концентратах должно
находиться в пределах 16—
'.’()%. При слишком высоком
« одержании серы в концен-
। ратах необходимо отводить

Таблица 11

КАЛЬКУЛЯЦИЯ стоимос-
ти ОБЖИГА КОНЦЕНТРА-
ТОВ НА ГОЛДЕН САЙКЛ

Наименование затрат	Стоимость обработки 1 т концентрата	
	долл. (	%
Рабочая сила	0,982	23,5
Электроэнергия ....	1,052	26,6
Ремонт оборудования . . Вспомогательные мате-	0,678	17,1
риалы	0,767	19,3
Вода		0,158	3,9
Накладные расходы	0,381	9,6
Итого. . .	3,963	100,0

шбыточное тепло, что в практических условиях обжига осущест-
вляют подачей дополнительного количества воды либо в пита-
ние печи, либо непосредственно в кипящий слой. Не менее важ-
ный фактор, определяющий эффективность обжига концентратов
в печах КС, — гранулометрическая характеристика' исходного ма-
н риала. При высоком содержании в концентратах тонких фракций
последние при обжиге, как правило, уносятся с отходящими га-
.ами. На установке рудника Диккенсон, где обрабатываются кон-
центраты, содержащие около 80% класса -— 0,044 мм, количество
пыли достигает 50% от исходного. Такой же пылеунос имеет место
и на Кохеноур Виллане. На Голден Сайкл при обжиге концентрата,
содержащего 50% класса — 0,044 мм, в пыль переходит до 40%
«н арка. Все это вызывает необходимость создания на установках КС
мощной системы пылеулавливания. Газы на упомянутых выше пред-
приятиях очищают от пыли в сериях последовательно расположен-
ных циклонов, работающих, как правило, с высокой нагрузкой.
11а Джайент Йеллоунайф газы и пыль из циклонов второй стадии
обжига пропускают дополнительно через горячий электрофильтр
и мешочные фильтры, где улавливается летучая трехокись мышьяка.

Высокие требования к качеству флотационных концентратов,
й случае их обжига в кипящем слое, иногда вьшуждают предприятия
существенно корректировать принятые ранее условия флотацион-
ного обогащения руды.

Очень интересно в этом отношении усовершенствование процесса
флотации на Джайент Йеллоунайф, улучшающее гранулометри-
ческую характеристику концентрата, подвергаемого окислительному
обжигу. Стремление получить концентраты определенного химиче-
ского и гранулометрического состава характерно для большинства
золотоизвлекательных предприятий, применяющих обжиг концен-
тратов в кипящем слое. В результате этого содержание золота в хво-
стах флотации на указанных предприятиях, как правило, высокое.
Для доизвлечения золота из хвостов флотации последние обычно
цианируют. Такие технологические схемы осуществлены на боль-
шинстве канадских предприятий, а также на Голден Сайкл.

В отличие от упомянутых предприятий на заводах, применяю-
щих подовый обжиг золотосодержащих концентратов, часто полу-
чают отвальные по золоту хвосты флотации за счет некоторого ухуд-
шения качества концентратов (Ашанти Голдфилдз Корпорейшн,
Лэйк Вью энд Стар и др.).

В последние годы на большинстве золотодобывающих предприя-
тий наметилась определенная тенденция обжигать концентраты,
содержащие золото только в упорной форме, которое нельзя извлечь
другими доступными методами (амальгамация, цианирование).
В связи с этим на предприятиях, применяющих обжиг концентра-
тов, все в большей степени внедряются развитые схемы гравитацион-
ного обогащения, в результате чего значительная часть золота вы-
водится из руды до поступления ее на флотацию и обжиг. Так,
на Кохеноур Виллане, Кэмпбелл и других заводах руду перед фло-
тацией подвергают гравитации с последующей амальгамацией гра-
витационных концентратов. При этом удается извлечь в амальгаму
25—50% золота, содержащегося в исходной руде. На Ашанти Голд-
филдз Корпорейшн руду после каждой стадии измельчения пропу-
скают через кордероевые шлюзы. Концентраты шлюзов перечищают
на столе, золотую головку плавят. Принятая на предприятии ком-
бинация гравитационного и флотационного обогащения руды с по-
следующим обжигом и цианированием флотационных концентратов
обеспечивает общее извлечение золота 94—95%. На некоторых золо-
тоизвлекательных фабриках (Диккенсон, Лэйк Шор, Керр-Эддисон
и др.) руду перед флотацией предварительно цианируют, в резуль-
тате чего удается значительно снизить потери металла как при са-
мой флотации, так и при последующей обработке флотационных кон-
центратов по схеме обжиг—цианирование.

Особенности гидрометаллургической переработки
золотосодержащих огарков

Огарок после выхода из печи, как правило, перед цианированием
охлаждают водой. Для указанной операции часто используют ванны
с водой (Диккенсон, Кэмпбелл) или специальные охладительные

барабаны, вращающиеся в ваннах с водой (Ашанти Голдфилдз Кор-
порейшн). Закаленный таким образом огарок обезвоживают в много-
ярусных сгустителях и направляют на цианирование. На пред-
приятии Гетчелл огарок из печи охлаждают в холодильнике, ра-

ботающем по принципу кипящего
слоя. Подготовка огарков после
обжига упорных золото-сульфид-
ных концентратов к цианированию,
кроме их охлаждения и доизмель-
чения, нередко включает специ-
альную интенсивную промывку и
химическую обработку (например,
щелочную).

Огарок промывают для удале-
ния растворимых соединений:
сульфата меди, солей железа, ки-
слот, хлоридов металлов и т. д.
Попадание этих соединений в цикл
цианирования вызывает повыше-
ние расхода цианида и извести,
замедляет растворение золота и
осложняет процесс цементации
золота цинком.

В зависимости от характера
присутствующих в огарках циани-
сидов и других активных компо-
нентов интенсивность промывки
может быть самой различной. В
ряде случаев отмывку можно сов-
мещать с водным охлаждением
огарков. Иногда для этого исполь-
зуют сгустители. Так, на фабрике
Эмперор Голд Майнинг огарок
сгущают в сгустителях (от 5 до
50% твердого) и из слива с по-
мощью железной стружки осаж-
дают медь. Сгущенный продукт
после специальной химической

Огарок

Вода

Репульпация

Гидроциклониробаиие

Рис. 71. Схема промывки огарка перед
цианированием на фабрике Джайент
Йеллоунайф

обработки цианируют.

На других предприятиях применяются более сложные схемы
промывки.

Так, на фабрике Джайент Йеллоунайф огарок промывают дважды:
до и после измельчения (рис. 71). Цикл промывки включает ряд опе-
раций гидроциклонирования, сгущения, измельчения и фильтра-
ции. Это несколько усложняет общую технологическую схему обра-
ботки огарков. Однако такая тщательная промывка позволила
снизить расход ЫаСЫ при последующем выщелачивании с 0,8 до
0,36 кг!т, т. е. в 2,2 раза [40], а также несколько повысить
извлечение золота в цианистые растворы, что вполне оправ-

192

13 В. В. Лодейщиков

193
дывает дополнительные затраты на подготовку огарков к цианиро-
ванию.

Промывку огарка перед цианированием практикуют на фабри-
ках Грейт Боулдер, Эмперор Голд Майнинг, Кэм энд Мотор, Кон
Майнз, Гетчелл и ряде других. На Грейт Боулдер огарки промы-
вают на ленточных фильтрах (рис. 72). На фабрике Гетчелл (см.
рис. 67) охлажденный огарок, содержащий 0,2% 8, отмывают в клас-
сификаторе от водорастворимых сульфатов. Пески классификаторов
доизмельчают до крупности — 0,42 мм в оборотных цианистых рас-
творах в шаровой мельнице (2,4 X 2,1 м), работающей в замкнутом

Рис. 72. Схема установки для промывки огар-
ка на фабрике Грейт Боулдер:

/ — элеватор; 2 —бункер иа 10 т; 3 —
брызгала; 4 — ленточный фильтр; 5 — ваку-
умная коробка; 6 — ресивер; 7 — репуль-
пер

цикле с гидроциклоном. Слив
промывочного классификатора
вместе с репульпированной цик-
лонной пылью последовательно
обезвоживают в сгустителе диам.
14 м и дисковом фильтре. Слив
сгущения и фильтрат направ-
ляют в запасной водоем, воду
из которого используют для ре-
пульпации пыли циклона и мок-
рого улавливания мышьяка в
скруббере. Кек дискового филь-
тра и слив гидроциклона из
цикла доизмельчения огарков
последовательно выщелачивают

цианистыми растворами в двух
перемешивателях аэролифтного
типа (14x8,5 м) и четырех пе-
ремешивателях Денвера (6,7 X
х4,9 м). Процианированную

пульпу обезвоживают в двух последовательно расположенных сгу-
стителях диам. 30 м. Слив первого сгустителя представляет собой
товарный золотосодержащий раствор, который поступает на освет-
ление и осаждение золота цинковой пылью. Выделяемые на филь-

трпрессе осадки плавят в нефтяном горне на черновое металличе-
ское золото. Обеззолоченные цианистые растворы направляют в
цикл доизмельчения огарков. Сгущенный продукт второго сгусти-
теля промывают методом противоточной декантации в пяти двухъ-
ярусных сгустителях, промытые огарки складируют в хвостовой
дамбе. Сливы промывных сгустителей используют в обороте.

На многих предприятиях показатели цианирования улучшают
щелочной обработкой пульпы, иногда с интенсивной аэрацией.
В процессе щелочной обработки нейтрализуется кислотность пульпы,

окисляется дисперсное железо, и последующее цианирование
даже в нейтральных растворах протекает с небольшим расхо-
дом цианида и часто с повышением извлечения золота. Особенно
полезна щелочная обработка при цианировании материалов, со-
держащих растворимые в щелочном растворе соединения сурьмы,

мышьяка.
В заграничной практике щелочную обработку перед цианиро-
ванием огарков применяют на фабрике Эмперор Голд Майнннг
и на фабриках Австралии. Продолжительность щелочной обработки
иногда достигает 24 ч, на некоторых же фабриках она длится всего
2—3 ч. В отдельных случаях щелочью обрабатывают воду, поступаю-
щую в цианистый процесс.

Особенность гидрометаллургической обработки огарков и пылей
обжига сульфидных золотосодержащих концентратов — это при-
менение многостадиальных схем цианирования с отделением бога-
тых растворов, а также использование в ряде случаев сорбционного
выщелачивания. Наиболее наглядно это нашло отражение в техно-
логической схеме цианирования огарков на предприятии Джайент
Йеллоунайф.

Схема цианирования огарков на Джайент Йеллоунайф сначала
была относительно простой. Промытые огарки доизмельчали в ша-
ровой мельнице (1,5x2,4 м), работающей в замкнутом цикле с ги-
дроциклоном диам. 150 мм. Слив гидроциклона поступал на сгу-
щение, а сгущенный продукт после разбавления обеззолоченными
растворами подвергали перемешиванию в четырех последовательно
расположенных агитаторах (4,8x3,9 м). После перемешивания и
сгущения огарки фильтровали на барабанном фильтре (2,4 X 1,8 м)
с промывкой обеззолоченными растворами. Кек репульпировали
этими же растворами и после добавления свежего цианида пульпу
направляли на вторичное перемешивание в одном аппарате. Раз-
грузку этого агитатора снова разжижали обеззолоченными раство-
рами и сгущали в третьем сгустителе. Слив всех трех сгустителей
поступал на осаждение в две стандартные установки производитель-
ностью 3000 т растворов, а фильтраты обоих фильтров возвращали
в первый сгуститель.

Данная схема имела тот недостаток, что богатые растворы нахо-
дились в контакте с огарками слишком долгое время, в результате
чего происходило обратное осаждение растворенного золота. По-
этому впоследствии в технологическую схему внесены следующие
основные изменения:

1.	Установлен шестидисковый фильтр диам. 1,8 м в цикле до-
измельчения огарков между шаровой мельницей и гидроциклоном,
так что вся пульпа, выходящая из мельницы, фильтруется, и филь-
трат с высоким содержанием золота направляется прямо на осажде-
ние. При этой фильтрации извлекается до 70% золота, содержаще-
гося в огарках.

2.	Во вторую стадию перемешивания добавлен второй агитатор
(4,2 X 7,8 м), за счет чего время контакта увеличено на 24 ч.

3.	Последнюю стадию фильтрации стали производить на доба-
вочном барабанном фильтре (3,3x4,8 м). Так как количества ма-
териала, поступающего на фильтрацию, недостаточно для фильтра
такого размера, последний работает с циркуляционной нагрузкой
через зумпф.

4.	Для снижения содержания золота в растворах, поступающих
на осаждение, количество их было увеличено, а производитель-
ность осадительной установки повышена до 4000 т растворов в
сутки.

Увеличение количества растворов, поступающих на осаждение,
и установка добавочных фильтров, помимо снижения содержания
золота в оборотных растворах, привели также к заметному сниже-

Хвосты флотации

еидроциклонирование

Хвосты цианирования огарков

Слив

Лески

Известь

Цианид

Сгущ.прод Слив

Сгущение

Леренешивание

Сгущение

Оборотные рост воры

Сгущ. прод

Слив

Фильтрация

Ла осо/кдение
золота

Лек

Фильтрат

Репульоация

Вода

Гидроциклонирование

Лески

Слив

На закладку
горных выработок

В хвостохранилище

Рис. 73. Схема повторного
цианирования огарков вме-
сте с хвостами флотации на
фабрике Джайент Йеллоу-
найф

нию потерь растворенного металла. Содержание золота в растворах,
поступающих на осаждение, составляет около 6 г/т, а в обеззолочен-
ных растворах — в среднем 0,01 г/т. Потери растворенного золота
снизились до 0,1 % от питания цианирования.

В настоящее время хвосты цианирования огарков дополнительно
обрабатывают растворами ЫаСМ совместно с хвостами флотацион-
ного обогащения (рис. 73). В этом отделении ежемесячно полу-
чается дополнительно 12—15 кг золота, что обеспечивает предприя-
тию некоторую прибыль.
Очень интересно введенное на Джайент Йеллоунайф в 1960 г.
цианирование пылей электрофильтров. В этих пылях содержится
до 3—3,5% золота от количества его в исходном концентрате. Было
установлено, что золото, прошедшее через электрофильтры и по-
павшее в мешочный фильтр, содержится в тончайших частичках
огарковой пыли. Это было доказано тем, что при выщелачивании
пыли мешочных фильтров горячим раствором кальцинированной
соды после растворения трехокиси мышьяка в осадке остаются
шламы, имеющие те же физические свойства и химическую структуру,
что и пыли из электрофильтров.

Содержание золота в пыли электрофильтра составляет ~90—
100 г!т. Кроме золота, пыль содержит около 4% мышьяка и 5%
сурьмы. Таким образом, пыль электрофильтра является упорным
материалом для цианирования.

Предварительные исследования показали, что цианированием
можно извлечь до 70% золота, содержащегося в пылях. Однако рас-
творы при этом чрезвычайно загрязнены примесями (мышьяк,
сурьма), а исключительная дисперсность материала создает труд-
ности при его сгущении и фильтрации. Была сделана попытка улуч-
шить качество пыли, предварительно обработав ее некоторыми рас-
творителями, в частности щелочными сульфидами, растворяющими
сурьму и мышьяк. Однако отделить такие растворы от шламовой
пульпы было практически невозможно. Окисление растворов под
давлением при повышенной температуре в автоклавах дало удовлет-
ворительное извлечение золота, но полученные растворы оказались
совершенно непригодными для их экономической переработки.

Наконец, был испытан вариант обработки пыли смешением ее
с хвостами флотации и совместного цианирования в отдельном цикле.
Однако при этом также не удалось решить проблемы осаждения зо-
лота цинком из весьма загрязненных мышьяком и сурьмой растворов,
а также проблемы фильтрации цианистой пульпы.

В конечном итоге, было решено использовать для извлечения
золота из цианистой пульпы метод адсорбции его на гранулированном
угле. В результате лабораторных опытов, проведенных по замкну-
тому циклу с рециркуляцией угля, была показана возможность полу-
чения углей с содержанием золота до нескольких десятков килограм-
мов на тонну при относительно высокой скорости адсорбции. Лабо-
раторные исследования послужили основой для проектирования и
создания на Джайент Йеллоунайф компактной установки для обра-
ботки пылей (рис. 74), на которой осуществлен периодический про-
цесс цианистого выщелачивания пылей с добавлением в пульпу
гранулированного активированного угля. Установка весьма проста
и требует для обсуждения только одного рабочего в течение неполной
смены.

Технологическая схема обработки пылей заключается в следующем. Пыль
(9—10 т1сутки) из 2-х горячих электрофильтров шнеками разгружается в два ре-
пульпера 1 (0,9Х0,9 Л|), репульпируется водой приблизительно до 10% твердого
по массе и перекачивается в сборный сгуститель 4 диам. 9 м. Между репульперами
и сгустителем установлен стационарный грохот 3 из нержавеющей стали (1,2Х 1,2 м)
для отделения крупных частиц пыли. Пульпа в сгустителе имеет рН = 5; она весьма

вязка, относительно плохо отстаивается и не способна фильтроваться. Однако ниж-
ний продукт содержит до 30% твердого. Ежесуточно определенный объем пульпы

Рис. 74. Схема установки для обра-
ботки пылей с применением активи-
рованного угля на фабрике Джайент
Йеллоунайф:

/ — репульпер; 2 — центробежный на-
сос; 3 — грохот; 4 — сгуститель; 5 —
диафрагмовый насос; 6 — контактный
чан; 7 — вибрационный грохот; 8 —
распределитель пульпы; 9,10 — аги-
татор; И — хвостовой зумпф; 12 —
конус для отмывки угля от шламов;

13 — сушилка

перекачивают из сгустителя в контактный
чан 6 и нейтрализуют каустической содой до
рН = 7,8. С целью обеспечения равномер-
ной работы установки после отбора объема
свежей пульпы равное ему количество отра-
ботанной пульпы выкачивают из агитаторов
9 и 10 на выброс. Цикл обработки пылей ра-
ботает периодически. Золото растворяется в
агитаторе 9 в течение примерно 72 ч при до-
бавлении цианида натрия и кальцинирован-
ной соды для создания защитной щелочно-
сти. Крепость цианида поддерживают в пре-
делах 450 г/т раствора, концентрацию каль-
цинированной соды 20 г/т раствора. Если
концентрация защитной щелочи превысит
ПО г/т (0,011% по МагСО3), может начаться
обратный процесс растворения сорбирован-
ного на угле золота.

Для осаждения золота используют гра-
нулированный активированный уголь фирмы
Норит (изготовляемый из соснового дерева)
с размером зерен от —2,36 до +0,83 мм.
Этот сорт достаточно механически прочен и
химически стоек, а также характеризуется
исключительно высокой сорбционной спо-
собностью по отношению к растворенному
золоту. Уголь сорбирует золото из пульпы,
жидкая фаза которой содержит его около
1,7 г/т. Когда насыщение угля золотом до-
стигнет максимума (примерно двухмесячный

срок), его удаляют, перекачивая пульпу из
этого агитатора на вибрационный грохот, рас-
положенный над агитатором. Пульпу возвра-
щают в агитатор для выщелачивания. Золото-
содержащий уголь, уловленный на грохоте,
промывают в гидравлическом конусе для от-
деления прилипшего шлама. Отмытый уголь

содержит до 50% влаги; его сушат в паровой сушилке до 7% влаги.

Сравнительно небольшое количество адсорбированного золота не позволяет

организовать получение его в виде слитков непосредственно на руднике. Ежесуточно
сухой уголь упаковывают в железные барабаны и направляют для плавки на пиро-
металлургический завод. В табл. 12 приведены основные показатели работы сорбци-
онной установки за 1962 г.

ПОКАЗАТЕЛИ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ ПЫЛЕЙ
ЭЛЕКТРОФИЛЬТРОВ МЕТОДОМ СОРБЦИОННОГО
ЦИАНИРОВАНИЯ

Таблица 12

Продукты обработки	Выход продуктов, т	Содержание золота, г/т	Количество золота, кг	Распр еделе- ние Аи, %
Золотосодержащий уголь	17,3	13 210	229,0	75,8
Обеззолоченный раствор	7825,8	0,55	4,6	1,6
Хвосты цианирования . .	2999,9	22,8	68,3	22,6
Итого (исходная пыль элек- трофильтров) 		2999,9	100,0	301,9	100,0
Введение данного процесса на Джайент Йеллоунайф позволяет
ри относительно невысоких затратах дополнительно извлечь до
'6% золота, теряемого с пылью электрофильтров. Джайент Иелло-
найф интересна еще и тем, что является одним из немногих золото-
1звлекательных предприятий, где осуществлено в промышленных
шсштабах бесфильтрационное сорбционное цианирование, которое
южно применить для переработки и некоторых других упорных
олотосодержащих руд и концентратов.

Пути дальнейшего усовершенствования
технологии обжига сульфидных золотосодержащих руд
и концентратов

В табл. 13 приведены некоторые показатели работы зарубежных
щедприятий, применяющих обжиг золотосодержащих сульфидных
«шцентратов в кипящем слое. Анализируя цифры, можно сказать,

Таблица 13

НЕКОТОРЫЕ ПОКАЗАТЕЛИ РАБОТЫ ПРЕДПРИЯТИЙ,
ПРИМЕНЯЮЩИХ ОБЖИГ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ

КОНЦЕНТРАТОВ В КИПЯЩЕМ СЛОЕ

Предприятие	Производи- тельность по руде т/сутки			Количество обжигаемого концентрата (руды) т/сутки			Число стадий обжига			Температура обжига, °С	
Чжайент Йеллоунайф . .  К ,мпбелл 	  (иккенсон	  Кохеноур Виллане .... Керр-Эддисон 	  1-1ЛНИ	  1 < идеи Сайкл 	  1 етчелл 		1000  703  470  260 2400—4000  800  510  1500			195  60 12—15  8  25  40  1500			2 2  1 1  1  2  1  1			500 (480) *  570 (730)  700  630  560  625  590—650	
Предприятие	Состав концентратов (РУДЫ)				Состав огарков				Содержание зо- лота в хвостах цианирования огарков, г/т		Извлечение зо- лота при циани- ровании огар- ков, %
	Ап г/т	8, %	Аз %		Аи г/т	8. %		Аз, %			
Джайент Йеллоунайф . . .  Кэмпбелл 	  Чиккенсон 	  Кохеноур Виллане	. .  Керр-Эддисон  Дални ....	. .  Голден Сайкл	. . .  Гетчелл	.	127  215  69  234  90—  125  157  7	20,1 20,2 18,8 18,4 42,4  16— 22  23,9 3,6	9,3  6,5  11,0  6,3  6,0  2,8		155  300  85  260  125—  150  190	3,8  1,0  0,8  1,6  1,0—  2,0  1,2		1,4  16,6  3,1  1,3  1,0—  1,5	8,0  7,9  17,0  13,9  4,5—6,0  4,8		93,7  97,3  80,0  94,7  97,8  95—97  97,5  80,0

* В скобках приведена температура, принятая во второй стадии обжига.
что, несмотря на достигнутые успехи в области переработки мышья-
ково-пиритных золотосодержащих концентратов по схеме обжиг—
цианирование, даже при использовании наиболее прогрессивного
метода обжига в кипящем слое, показатели извлечения золота из

указанных материалов на передовых зарубежных предприятиях
нельзя признать удовлетворительными. Потери золота с отвальными
хвостами на ряде фабрик превышают 8—9 г/т, а в некоторых слу-
чаях составляют 14—17 г/т. Высо-

Отходяшие	Лылеулавливоние

газы	и извлечение

Рис. 75. Схема обжига концентратов в
аппарате КС, используемая фирмой
«Испанские пириты»:

1~1У — стадии обжига; 1 — загрузка
концентрата; 2 — подача воздуха;

3 — готовый огарок

кое содержание золота в хвостах
цианирования огарков в значитель-
ной степени обусловлено еще недо-
статочной изученностью поведения
при обжиге пирита и арсенопирита,
основных коллекторов золота в зо-
лотосодержащих сульфидных кон-
центратах. Поэтому в этом направ-
лении проводятся систематические
исследования, в результате чего
имеются новые предложения о со-
вершенствовании способов обжига.

Так, в 1960 г. в ФРГ предло-
жен усовершенствованный способ
обжига сульфидных руд в кипящем
слое, плотность которого уменьшает-
ся снизу вверх х. Часть обожжен-
ного материала выгружается через
верх шахты, а остальная масса воз-

вращается в нижние зоны с повы-
шенной плотностью кипящего слоя.
Огарок может выгружаться и из
нижних зон КС. В частности, пири-
тная руда (39% 8) вдувалась в шахту
сечением 1 м2 и высотой 4 м со ско-

ростью 2 т/ч. Через перфорированный под поступало 5000 мя/ч
воздуха. Огарок (1 т/ч) с содержанием 1,3% серы выдувался в
верхней части шахты. Кроме того, из патрубка над перфорирован-
ным дном выдавалось 0,37 т/ч огарка с содержанием 1,8% серы.
Отходящие газы содержали 10% 8О2. После увеличения возврата
материала в зону повышенной плотности КС до 8 т/ч и скорости
загрузки до 2,2 т/ч огарок содержал 0,5—0,6% серы, а газы
12% 8О2.

Чтобы достигнуть максимально возможной степени удаления
мышьяка из пиритных концентратов, необходимо совершенствовать
многостадийные аппараты с точно регулируемой степенью «окислен-
ное™» атмосферы в каждой из зон реактора. Примером этого может
служить процесс обжига пиритов, используемый фирмой «Испанские
пириты» [1201. Проведение четырехстадийного обжига при обеспе-

1 Патенты ФРГ Я» 1053188 и № 975866, 1960.
чении кипения материала предыдущей стадии за счет отходящих
газов последующей стадии позволило практически полностью уда-
лить мышьяк из обжигаемых пиритов с получением благоприятного,
полностью окисленного конечного огарка (рис. 75).

Бриттон в Австралии запатентовал способ извлечения золота из рудного сырья.
Концентрат или другой золотосодержащий материал вначале обжигают в обжиговой
печи с псевдоожиженным слоем или в печи типа Эдвардса. Температура обжига
в зависимости от требований процесса может составлять 450—750° С. Время обжига
изменяется в зависимости от состава обжигаемого материала и температуры обжига.
После стадии обычного обжига материал нагревают до 900—1200° С, чтобы произошло
физическое изменение зерен огарка, в результате чего та часть золота, которая не
могла быть растворенной после обычного обжига, оказывается вскрытой. Предпола-
гается, что до высокотемпературной обработки часть золота находится в виде твер-
дого раствора в окиси железа и не поддается действию цианистого натрия. При высо-
котемпературной обработке происходит фазовое изменение окиси железа, в резуль-
тате чего золото освобождается и становится доступным растворению.

В частности, после двустадийного обжига золотосульфидного концентрата
(20,78% 8, 10,72% Аз, 0,85% 8Ь, 0,22% РЬ и 175 г/т Аи) извлечение золота при циа-
нировании огарка, измельченного до 95% класса 74 мкм, составило 89%. После
дополнительной высокотемпературной обработки (1000° С) огарка извлечение золота
цианированием при той же степени измельчения составило 94,8%.

При обработке другой руды (3,25% 8, 1,73% Аз, 0,13% 8Ь, 0,04 РЬ и 21,1 г/т Аи)
извлечение золота из продукта нормального обжига составило 92,2 против 96,3%
при новом способе обработки. Одновременно с этим снижался расход цианистого
натрия в первом случае с 0,92 до 0,61 кг/т и во втором случае с 0,14 до 0,06 кг/т.

С целью получения максимально возможной пористости зерен
огарков, обеспечивающей доступ растворителя (цианида) к самым
глубоким включениям золота в сульфидах, предложено вводить
в шихту обжига специальные минеральные добавки, в частности
активные хлорагенты.

Обжиг с солью для хлорирования материала использовался еще
во времена, когда в практике золотодобычи применялся процесс
извлечения золота хлоринацией.

Позднее Эйслер [121] и Розе [35] отмечали, что при обжиге зо-
лотосодержащих сульфидных материалов с хлористым натрием по-
лучаются огарки, легче поддающиеся цианированию, чем огарки
простого окислительного обжига.

Окислительно-хлорирующий обжиг, как правило, осуществляют
в печах подового типа. Для этого используют печи Эдвардса, обжи-
говые аппараты с дутьем типа Но1й—Пегк [122], многоподовые
обжиговые печи К При использовании многоподовых печей для улуч-
шения результатов хлорирующего обжига предлагается часть №С1
вводить дополнительно на нескольких подах печи любым способом,
включая подачу насыщенного раствора №С1.

В последнее время в Англии 1 2 и ФРГ 3 запатентованы способы
непрерывного хлорирующего обжига сульфидных материалов с ка-
менной солью или другими природными хлоридами (хлористый
калий, карналлит и т. д.) в кипящем слое. Кислородсодержащие газы

1 Патент ФРГ № 1053188, 1960.

2 Патент Англии № 696003, 1958.

3 Патент ФРГ № 970903, 1958.
(воздух), при необходимости подогретые в нефтяной или газовой
топке, пропускают через слой обжигаемого материала высотой в спо-
койном состоянии менее 1,5 м со скоростью, поддерживающей ча-
стицы в турбулентном движении. Свежий материал подают в слой,
а обожженный выводят из слоя непрерывно или периодически. К об-
жигаемому материалу можно добавлять необожженный пирит для
доведения содержания серы до 5—6%. Температура обжига 400—
700° С.

Принципиально реакции хлорирования можно осуществить в лю-
бых аппаратах, применяемых в химической технологии для взаимо-
действия твердых веществ, т. е. во вращающихся трубчатых печах,
многоподовых печах, туннельных печах и т. д.; лучший материал
для аппаратов — керамика, эмалированное железо.

Мелкие материалы можно обрабатывать во взвешенном состоя-
нии в прямотоке с хлором. Однако имеет преимущество обжиг в ки-
пящем слое. Практическим примером использования окислительно-
хлорирующего обжига в зарубежной золотодобывающей промыш-
ленности служит фабрика Лэйк Шор [31. Для улучшения показате-
лей извлечения золота из продуктов цианирования на этом предприя-
тии в питание обжига вводят поваренную соль (12 кг!т концентрата)
[123], в результате чего сократилась продолжительность обжига
на 10—12% и получаются огарки достаточной пористости, а за счет
этого извлечение золота при цианировании повысилось с 70—80
до 90%.

Интересен также опыт работы предприятия Минера Килдун,
перерабатывающего золото-серебряные марганцевые руды по схеме
окислительно-хлорирующий обжиг—цианирование. Технологический
процесс обработки руды на Минера Килдун подробно описан ниже.

Плавка золотосодержащих концентратов

Значительное количество получаемых в настоящее время на за-
рубежных золотодобывающих предприятиях упорных пиритных
и арсенопиритных концентратов отправляют на пирометаллургиче-
ские заводы, где золото извлекается попутно с цветными металлами
основного производства. Как правило, таким способом перерабы-
тывают золото-сульфидные концентраты, содержащие наряду с зо-
лотом медь, свинец или сурьму. Так, на медеплавильные заводы
отправляют золото-медные концентраты золотоизвлекательных фаб-
рик Лаформа, Квемонт, Пунитакви, Оянокс, Бэтонг-Бэхей, Пара-
кала, Айдахо-Спринг, Портовело и др.

Некоторые предприятия, перерабатывающие полиметалличе-
ские руды, отправляют на пирометаллургические заводы сразу не-
сколько типов селективных концентратов, как например цинковые,
свинцовые и пиритные. Примерами таких предприятий в зарубежной
практике являются фабрики Айронг Кинг, Мариетта, Пачука и др.

Однако в отдельных случаях считается целесообразным перераба-
тывать на централизованных пирометаллургических заводах чисто
пиритные золотосодержащие концентраты (Голд Кинг) или золотые
концентраты, получаемые при флотации окисленных руд (Домейко).
202
Способы пирометаллургической переработки коллективных зо-
лотосодержащих концентратов в принципе ничем не отличаются
от хорошо известных и подробно описанных в литературе [3, 35,
45 и др. ] способов извлечения благородных металлов при плавке
медных, свинцовых и сурьмяных концентратов. Примеры некоторых
предприятий, осуществляющих такого рода технологию, будут даны
ниже, при описании практики комплексной переработки золото-
медных и золото-сурьмяных руд.

Особого внимания заслуживают специальные методы плавки
пиритных золотосодержащих концентратов, а также огарков после
их первоначального обжига. В частности, известны два патента,
касающиеся этого вопроса.

В первом из них 1 предложен способ извлечения золота и серебра
из пирита плавкой брикетов в шахтной печи. В шахтной или домен-
ной печи плавят пиритный огарок и обожженную свинцовую руду
или концентрат с восстановителями Ре2О3 и РЬО. Восстановленный
металлический свинец, обогащенный благородными металлами, от-
деляется от чугуна вследствие большей плотности. Зерна пиритного
огарка и свинцового концентрата должны быть по возможности оди-
наковой величины; их перемешивают и прессуют в брикеты или агло-
мерируют другим способом. Количество обожженных свинцовых
концентратов должно составить 1—5% от количества пиритных огар-
ков. Для разделения свинца и чугуна после плавки целесообразно
иметь отстойный горн.

По второму патенту 1 2 пиритный огарок, содержащий золото
и серебро, после агломерации плавятся в шахтной печи на шлак,
содержащий более 55% РеО, и штейн, выход которого должен быть
более 13% от массы шихты, что регулируется изменением количества
серы в шихте. Расход кокса при плавке составляет 8—13% от массы
шихты, отношение СаО : 8Ю2 в шихте 1 : 2. Если пиритные огарки
содержат много меди, то она целиком переходит в штейн, при этом
содержание меди в нем может доходить до 15%. Если огарок со-
держит сурьму, то в шихте на каждый 1 % 8Ь должно быть более
2% свинца. Золото и серебро при плавке полностью переходят
в штейн.

Часто, учитывая высокое содержание золота в концентратах
и отдаленность от централизованных пирометаллургических пред-
приятий (что делает нерентабельным транспортировку золотосодер-
жащих материалов), на некоторых фабриках организован плавиль-
ный передел на месте. В частности, на фабрике Бибиани [124],
перерабатывающей руду, содержащую пирит, арсенопирит, гале-
нит, сфалерит, организована плавка с флюсами гравитационных
концентратов («золотая головка») после их предварительного обжига.

На золотоизвлекательной фабрике Вестерн Дип Левелз [4—8]
получаемые в голове процесса богатые золотосодержащие продукты
плавят в электрических дуговых печах Барнеса. Эти печи требуют

1 Патент Венгрии № 137568, 1962.

2 Патент Венгрии № 137484, 1962.
меньшей затраты труда и обеспечивают лучшие меры безопасности
по сравнению с пламенно-угольными отражательными печами (в на-
стоящее время эти печи приняты в ЮАР в качестве стандартных).
Получаемые шлаки (менее 150 г/т золота; выход шлаков за одну
плавку 1,5 т) направляют в общий цикл измельчения-цианиро-
вания.

На золотоизвлекательной фабрике Морро-Вельхо [35], перера-
батывающей руды, содержащие арсенопирит, пирит, халькопирит,
сидерит, висмут и мышьяк, получаемые после дополнительной пере-
чистки концентрата стола, обогащенные золотом вторичные концен-
траты плавят в графитовых тиглях с использованием шихты следую-
щего состава (в частях по массе): 100 концентрат, 50 песок, 20 бор-
ное стекло, 40 перекись марганца, 45 селитра. В результате плавки
получают слитки (76,5% Аи и 22,5% А§).

Технология извлечения благородных металлов
из ферро-золотых и марганцовистых руд

Особенности переработки ферро-золотых руд

Ферро-золотые руды содержат золото, ассоциированное с гидра-
тированными окислами железа; наиболее эффективной подготовкой
их к цианированию может быть их термическая обработка (прокалка)
при относительно невысоких температурах (200—300° С).

Типичный пример прокалки для вскрытия золота, связанного
с гидроокислами железа, обработка ферро-золотой руды на Конне-
мара Голд Майнз, осуществляемая с 1920 г. [125]. Поступающая на
фабрику руда представляет собой тонкозернистую массу кварцевых
зерен с большим количеством окислов и гидроокислов железа, со-
держащих включения золота.

После грубого измельчения в толчеях руда проходит сотряса-
тельные грохоты с ячейками размером 40 мм. Верхний продукт гро-
хота возвращают на доизмельчение, а нижний поступает на прокалку
в обжиговую печь, представляющую собой обыкновенный сушильный
барабан, похожий на обычно используемые для сушки флотационных
концентратов. Размеры барабана: длина 9,7 м, диаметр 1,5 м, угол
наклона (в сторону топки) 3,5°. С помощью периферийной зубчатой
передачи барабан вращается на роликах центральной оси со ско-
ростью 1,3 об/мин. Время прохождения рудой всей длины барабана
составляет 0,5 ч. Температура прокалки 200—300° С. Горячая руда
имеет черный цвет и характеризуется большим количеством трещин,
образующихся в результате быстрого удаления кристаллизационной
влаги. Прокаленную руду цианируют методом перколяции. Продол-
жительность контакта руды с первым раствором №СЫ составляет
12 ч, после чего загрузка осушается и в чан заливают свежую пор-
цию раствора. Общая продолжительность обработки руды составляет
10 дней. Количество используемых растворов 1,25 м3/т.

В табл- 14 приведены основные технологические показатели об-
работки руды по новой схеме, принятой на предприятии Коннемара
Таблица 14

ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ ОБРАБОТКИ РУДЫ
НА КОННЕМАРА ГОЛД МАЙНЗ (НОВАЯ СХЕМА)

Месяц	Количество переработанной руды, т		Содержание золота в руде, г/т		Содержа- ние золота в хвостах цианиро- вания, г/т	Извлече- ние золота, %
	исходной	прокаленной	до прокалки	после прокалки		
I	1317	1252	11,8	12,4	1,5	86,5
I	1460	1387	12,7	13,5	1,7	87,5
III	1560	1482	14,8	15,5	2,3	85,4
Итого. .	4337	4121	13,3	14,0	1,9	86,5

Голд Майнз. Переход на новую схему позволил повысить общее
извлечение золота в цикле цианирования с 67 до 86%. При этом себе-
стоимость обработки 1 т руды осталась примерно на прежнем уровне,
так как оказалось возможным скомпенсировать затраты на осуще-
ствление прокалки экономией в результате исключения из технологи-
ческой схемы операции измельчения руды в бегунной мельнице.
Таким образом, все дополнительно извлеченное золото по существу
чистый доход предприятия.

Принципиально для прокалки руды, кроме барабанных и шахт-
ных печей, можно использовать также и другие аппараты. В част-
ности, термическую обработку мелкой руды или концентратов обога-
щения, содержащих «ржавое» золото, можно осуществить в печах КС,
где прокалку материала при необходимости можно совместить с суш-
кой. При этом применение аппаратов КС в ряде случаев может
оказаться более экономичным по сравнению с использованием бара-
банных печей.

Извлечение золота и серебра из упорных марганецсодержащих руд

Особую категорию упорного золотосодержащего сырья составляют
руды, благородные металлы в которых (в основном серебро) на-
ходятся в тесной ассоциации с плотными окислами марганца, глав-
ным образом пиролюзитом МпО2- Для обеспечения доступа раство-
рителя к ценным компонентам необходимы мероприятия, направлен-
ные на разрушение окислов марганца или перевод их в более порис-
тые соединения типа МпО.

Один из методов разрушения плотных окислов марганца, нашед-
ших практическое применение в зарубежной золотодобывающей про-
мышленности, — это использование предварительного хлорирую-
щего обжига. На фабрике Минера Килдун [64, 126] при непосред-
ственном цианировании сырой руды (2 г/т Аи, 500 г/т и 4—5%
Мп) извлечение золота в раствор составляет 86%, а извлечение
серебра — не более 20 %. Для повышения извлечения благородных
металлов из этих руд были проведены лабораторные и полупромыш-
ленные испытания, по результатам которых рекомендована схема
хлорирующего обжига с последующим цианированием огарка и
построена промышленная фабрика (рис. 76).

Дробленая исходная руда

Поваренная соль

(6 трубчатой леча)

Газы

Огарок

Охлаждение газов

Охлаждение

Пыль

з

Газы

Репульпация

Очистка
в электрофильтре

Измельчение

(6 шаровой мельнице)

Газы

Репульпация Классификация

Дыновая труба

Пыль

Пески

Сгущение

Сгущенный продукт

Цианид________

Известь | |

Цианирование

Цинковая
пыль I

Сгущение

Сгущенный продукт

Осаждение

Фильтрация

В оборот Осадки
цинковые

Кек

Фильтрат

Слив

(Цинковая

| пыль

Осаждение
золота и серебра

Овеззолоченный
раствор

Осадок золота
и соре бра

Упаривание соли

Возврат соли

Аффинаж

В оборот

В отвал

Рис. 76. Технологическая

схема переработки руды иа фабрике Мииера Килдун

Руда после дробления крупностью 5 лои обжигается в двух трубчатых печах
(1,8X27 ж) с 5% поваренной соли (4% от руды) при постепенном повышении темпе-
ратуры до 810° С в течение 30—60 мин. Отмечена необходимость строгого контроля
температуры, так как извлечение серебра при температуре ниже 800° С значительно
снижается. Эта температура соответствует точке плавления поваренной соли и опре-
деляется по вязкости массы в печи. После замены трубчатой печи (0,6X0,6 лс) печью
(1,8X27 л) возникла необходимость подачи в нее более мелкого материала. В связи
с этим в конечной стадии дробления был установлен дополнительный грохот с отвер-
стиями сита 2,6 мм, работающий в замкнутом цикле с дробилкой. Введение этой опе-
рации позволило снизить количество материала +0,833 мм, поступающего в печь,
с 63 до 23%, за счет чего производительность фабрики увеличилась до 400 т/сутки.

Огарки после хлорирующего обжига направляют в два трубчатых холодильника
(2,4X3,6 м), погруженных в бетонный бассейн с водой. Охлажденный огарок скреб-
ковым конвейером через бункер подается в чан-смеситель, где репульпируется циа-
нистым раствором. Пульпа поступает на доизмельчение в шаровую мельницу (1,8Х
Х3,6 м), работающую в замкнутом цикле с классификатором (1,8X9 м). Слив клас-
сификатора совместно с распульповаиной пылью обжиговой установки сгущают в двух
сгустителях (ЗХ 12 м). Слив сгущения, содержащий основное количество золота
и серебра, идет непосредственно на осаждение в установку Меррилл-Кроу. Получен-
ный шлам направляют на аффинаж, а обеззолоченные растворы упаривают в трех
металлических выпарных чанах (с паровым обогревом) с целью регенерации пова-
ренной соли, которая затем поступает снова на обжиг. Степень регенерации ИаС1
около 70%. Содержание №С1 в отрегенерированной соли до 90%.

Нижний продукт сгустителя дополнительно цианируют в трех последовательно
расположенных агитаторах Дорра (9X7,5 м), куда вводят необходимое количество
цианида и извести. Затем пульпу обезвреживают в двух сгустителях (ЗХ 12 м) и
двух барабанных фильтрах (3,4X3,6 м). Кек фильтрации после дополнительной про-
мывки свежей водой сбрасывают в отвал, а все получаемые в этом цикле растворы
(в том числе фильтрат) направляют в оборот.

Осуществление данной технологии позволило повысить извлечение серебра на
фабрике с 20 до 88% .^При этом также несколько повысилось извлечение золота. При
освоении технологического процесса на фабрике была произведена антикоррозионная
защита аппаратуры и газоходов от солевых растворов и газов, содержащих хлори-
стые соединения. Наибольшей коррозии подвергались газоходы в помещении элек-
трофильтров, где температура газов падает ниже температуры конденсации паров
воды. Расход реагентов на фабрике, кг/т; 0,36 цианида, 1,10 извести, 0,27 цинковой
пыли, 43,0 солярового масла. Нормальная крепость применяемых растворов; 0,045—
0,067% ЙаСМ, 0,009% СаО. Общая стоимость обработки руды на фабрике составляет
2,21—2,34 долл, на тонну.

Другим методом извлечения упорного серебра из окисленных
марганецсодержащих руд является обработка их сернистым газом
до цианирования. Этот метод применяют на предприятии Фрес-
нилло [139] и называют процессом Мак Клюски- Низкое содержание
марганца в рудах Фреснилло не дает возможности эксплуатировать
их как марганцевые. Руды данного типа измельчают в воде и обра-
батывают сернистым газом для растворения марганцевых минералов.
Марганец, перешедший после обработки в раствор, высаживают
в виде гидрата окиси, добавляя известковое молоко. Затем пульпу
усиленно аэрируют для удаления сернистого газа и окисления мар-
ганцевых соединений и других компонентов, которые могут вызывать
затруднения при дальнейшем цианировании. Таким образом, серебро
переводят в состояние, доступное растворению при цианировании,
а марганцевые соединения — в безвредную форму. Подготовленную
пульпу направляют на фабрику в цикл цианирования.

Перед обработкой сернистым газом во Фреснилло руду измель-
чают в слабом оборотном цианистом растворе (0,008% №СП до 30—
35% класса —0,074 мм (при 1% класса + 1,65 мм).

Пульпу обрабатывают сернистым газом в специальных башнях
из дерева, имеющих высоту около 5 м и поперечное сечение 0,9 X
X 0,9 м- Закачиваемая сверху пульпа проходит через насадку,
распределяющую ее на отдельные струи, что создает достаточно пол-
ный контакт с восходящим противотоком сернистого газа. В резуль-
тате поглощения 85% сернистого газа пульпой выходящие газы со-
держат около 1% сернистого ангидрида.

Сернистый газ для обработки пульпы получают на специальной
установке для обжига пиритных хвостов флотационной фабрики
в семиподовых печах Геррес-Гоффа.

После адсорбционных башен пульпа поступает на непрерывное
перемешивание в пять последовательно расположенных контактных
чанов. В первые четыре чана при этом вводят известковое молоко
для осаждения солей закиси марганца и закиси железа в форме гид-
ратов. Окисление этих соединений с образованием гидратов окисей
усиливается подачей в агитаторы воздуха под давлением. После
прохожденйя через контактные чаны пульпу возвращают для доиз-
мельчения в шаровую мельницу, работающую в замкнутом цикле
с чашевым классификатором Дорра типа дуплекс. Слив классифи-
катора (60% класса —0,074мм) направляют в основной цикл циани-
стого процесса.

Достаточно эффективный метод извлечения благородных метал-
лов из марганцовистых руд — восстановительный обжиг руды с по-
следующим цианированием огарка (процесс Карона [128]). При об-
жиге в восстановительной среде высшие окислы марганца (в част-
ности, МпО2) восстанавливаются до соединений закиси марганца.
Последующее охлаждение огарка проводят таким образом, чтобы
избежать обратной реакции окисления МпО и МпО2.

Этот процесс можно осуществлять во вращающихся трубчатых
печах, в которые поступает руда с размером кусков 2,5—5 см. Тем-
пература должна находиться в пределах 500—700' С. Для восстанов-
ления применяют генераторный газ. Выгружаемый из печи материал
после восстановительного обжига должен переходить в нейтральную
атмосферу или непосредственно поступать в цианистый раствор. Об-
жиг контролируется определением МпО2, оставшейся в обожженном
материале. При последующем цианировании перемешиванием не-
обходим избыток воздуха. Применение этого процесса дает возмож-
ность повысить извлечение серебра с 60 до 88—96% •

Практическое применение процесса Карона известно по резуль-
татам работы предприятия Тамбонг Савох [128]. Обрабатываемая
руда представлена в основном кварцем (18% МпО2, 900 г/т А§ и
12 г/т Аи). После дробления до 2,5 см ее подвергают восстановлению
генераторным газом при 600° С. Остаточное количество МпО2 со-
ставляло 2%. После измельчения руду цианировали с извлечением
87% серебра и 97% золота, в то время как без предварительного об-
жига извлекалось только 25% серебра. Расход цианида 1 кг/т.

В качестве восстановителя в указанном процессе зачастую вместо
генераторного газа используются коксующиеся угли.

В последнее время американскими исследователями Эйманом и
Табачником1 установлено, что еще лучшие результаты, чем при дей-

х Патент США № 2759809, 1952.
ствии генераторного газа и коксующихся углей, достигаются при
использовании в качестве восстановителя целлюлозных материалов
(древесные опилки, щепа, древесный деготь и т.д.). Предлагаемый
процесс обработки заключается в шихтовании марганецсодержащих
продуктов с требуемым количеством целлюлозного материала в виде
древесины и нагревании шихты без доступа воздуха при температуре
выше 450° С (оптимальная температура составляет 700° С). Расход
древесины составляет 1—10% от массы руды в зависимости от вида дре-
весины и содержания марганца в руде. После обжига древесный уголь
удаляют из руды просеиванием, а восстановленную руду циани-
руют.

Особенности металлургической переработки углистых
золотосодержащих руд и концентратов

Углистые золотосодержащие руды встречаются в природе отно-
сительно редко. На долю их приходится не более 2% всех мировых
запасов золота. Тем не менее проблема переработки таких руд до-
статочно актуальна.

Как уже отмечалось, если исходная руда содержит углистые ве-
щества, последние могут сорбировать благородные металлы из циа-
нистых растворов и тем самым увеличивать потери золота и серебра
с хвостами технологического процесса.

Широко распространен за рубежом метод нейтрализации углистых
веществ при цианировании золотосодержащих руд воздействием на
них нерастворимыми в воде минеральными жидкостями (флота-
ционные масла, керосин и т.д.), который впервые был предложен
А. Дорфманом [1291 в 1922 г. В 30-х годах данный процесс в различ-
ных вариантах был испытан на ряде зарубежных и отечественных
предприятий. При этом был достигнут значительный эффект по сни-
жению потерь золота с хвостами цианирования. Например, на фаб-
рике Мак-Интайр при цианировании углистых разновидностей руд
с осаждающей способностью около 600 г/т золота предварительная
обработка руд керосином, а также различными сортами неочищен-
ной нефти и ее производных позволила снизить сорбционные свойства
сланцев более чем на 90%. При добавке в шаровую мельницу керосина
стоимость золота, теряемого до этого времени с хвостами циани-
стого процесса, снизилась с 13,6 до 1 долл- на 1 тобрабатываемой
руды [130].

Влияние керосина и других аналогичных реагентов на процесс
цианирования углеродсодержащих руд и концентратов заключается
в избирательной сорбции его на поверхности углистых частиц с обра-
зованием жировых пленок, которые придают углистым минералам
заметные гидрофобные свойства, в результате чего большую
часть указанных минералов (в частности, графита) можно выделить
из пульпы в пену сгустителей или агитаторов и, таким образом,
вывести из цикла цианирования. Данный прием (носящий название
способ Вуда) можно эффективно использовать в тех случаях, когда
обрабатываемая руда не содержит легкофлотируемых сульфидных
золотосодержащих минералов, т. е- когда можно получить угольную
пену с отвальным содержанием золота. Такая технология в свое
время была осуществлена на фабрике Монтана. Углистую золото-
содержащую руду после водного измельчения ее до крупности
—0,6 мм в бегунных чашах обрабатывали керосином, после чего
классифицировали на пески и илы, подвергаемые цианированию.
Графит, коллектируемый керосином, всплывал в пену сгустителя
Дорра и периодически удалялся из процесса. Исследование пены
показало, что она представляет собой отвальный по золоту продукт
ИЗО].

Весьма интересны результаты исследований [131] по снижению
сорбционной способности углистых сланцев в некоторых сортах
золотосодержащих руд, перерабатываемых на фабрике Керр-Эдди-
сон. Объектом для исследований послужили две пробы руды. Пробы
1 и 2, содержащие соответственно 0,9 и 16,4 г/т Аи, 5,54 и 4,05% Сэл,
4,94 и 6,74% 8общ, предварительно обрабатывали различными реа-
гентами (крезиловая кислота, горючие масла и пр.), после чего пере-
мешивали с искусственно приготовленным золото-цианистым рас-
твором (8—Л0мг1л Аи; 0,05% №С1М) в течение 24 ч при температуре
28° С и отношении ж : т в пульпе 5:1. По результатам опробования
конечных продуктов обработки (растворы, осадки) определяли коли-
чество золота, сорбированного углистыми компонентами руды
(табл. 15).

Таблица 15

РЕЗУЛЬТАТЫ ОПЫТОВ ПО ОПРЕДЕЛЕНИЮ СОРБЦИОННОЙ
АКТИВНОСТИ УГЛИСТЫХ РУД МЕСТОРОЖДЕНИЯ КЕРР-
ЭДДИСОН

№ опыта	Проба руды и применяемые реагенты	• О  я л С-х * р си  2 О X Х о о « « д» Як ь- ф 5 о «а о “ г- ю  *^ога 3 Х С	Содержание Ан в растворах мг/л, прн перемешивании, ч				Степень сорбции зо- лота, %
			—	I	6	24	
1	Проба 1 без обработки реаген- тами 			9,6	7,9	5,4	4,5	53
2	Проба 2 без обработки реа ен- тами					10,2			0,6	0,3	97
3	То же		—	10,2	—	0,5	0,4	96
4	Проба, обработанная крези- ловой кислотой (0,67 кг/т)	25	9,6	—	9,3	8,5	12
5	Проба, обработанная крезило- вой кислотой (1,34 кг! т) . .	50	8.2	—	5,9	5,4	34
6	Проба, обработанная горючим маслом (0,45 кг/т)		25	9,6	—	7,4	7,4	23
7	Проба, обработанная горючим маслом (0,90 кг!т) ....	50	8,2	.—	5,7	5,1	38
8	Проба, обработанная олеино- вой кислотой (0,34 кг!т)	25	9,6	—	6,2	6,8	29
Максимальный эффект по пассивации углистого вещества до-
стигнут при использовании крезиловой кислоты (0,67 кг/т, продол-
жительность обработки 25 мин), применение которой позволяет
снизить количество сорбированного золота примерно в 10 раз. Харак-
терно, что увеличение загрузки крезиловой кислоты, так же как и
увеличение продолжительности обработки (опыт № 5), не только не
улучшает, но, наоборот, ухудшает процесс нейтрализации активного
углерода. Аналогичное явление наблюдается и при использовании
других реагентов, например горючего масла (опыты № 6 и 7). В
описанной работе не дается объяснения данному факту, однако можно
предположить, что сами реагенты действуют осаждающе на раство-
ренное золото, вызывая тем самым снижение концентрации металла
в растворах. Это свидетельствует о необходимости тщательного под-
бора оптимального расхода реагентов при гидрометаллургической
обработке углистых золотосодержащих руд с применением мине-
ральных масел [132].

Наиболее доступен и практически приемлем способ переработки
углистых золотосодержащих руд десорбцией золота из хвостов циа-
нистого процесса. Данную операцию в ряде случаев осуществляют
тщательной промывкой кеков фильтрования обеззолоченными или
свежими цианистыми растворами, а также применением двойного (и
даже тройного) фильтрования пульпы с промежуточными репуль-
пациями кеков.

Хорошим десорбентом благородных металлов, осажденных на
углях, является безводный аммиак, однако применение его для от-
мывки золота и серебра из хвостов цианирования ограничивается эко-
номическими соображениями.

Значительно интереснее с практической точки зрения возмож-
ность использования для этих целей более дешевых сернистых щело-
чей, в частности сернистого натра №28. Наиболее известным при-
мером использования сернистого натра для доизвлечения золота из
хвостов цианирования является обработка углистой золотосодержа-
щей руды на фабрике Пристэ [133]. На этом предприятии пески
перколяционного процесса после выщелачивания растворимого в циа-
нистом натрии золота обрабатывали в перколяторе 0,2%-ным рас-
твором №23. Дреннированный щелочной раствор пропускали через
экстракторы, где золото осаждалось цементацией на медной стружке.
Осадок переплавляли на золотомедный сплав, который затем рафи-
нировали. Этим методом доизвлекали из хвостов цианирования около
50% содержащегося в них металла.

Возможность флотационного выведения графита, часто присут-
ствующего в исходных золотосодержащих рудах, основана на при-
родной гидрофобности данного материала, которая заметно усили-
вается при введении в пульпу керосина или других подобных ему
реагентов.

Флотация графита по способу Вуда дает возможность иногда
получить отвальный по содержанию золота пенный продукт (уголь-
ный концентрат). Однако извлечение графита в концентрат при этом
невысокое. Значительная часть углерода остается в хвостах флота-
ции, ухудшая условия последующего цианирования руды. Поэтому
на практике стараются добиться более полного извлечения в концен-
трат углистого вещества, применяя для этой цели соответствующий
пенообразователь, например сосновое масло. В качестве коллектора
обычно используют керосин, расход которого в зависимости от харак-
тера обрабатываемой руды составляет 0,2—2,5 кг!т. В этих условиях,
естественно, не удается получить обеззолеченный концентрат. На-
ряду с углистыми минералами в концентрат при флотации переходят
наиболее легкофлотируемые частички металлического золота и золото-
содержащих сульфидов, что вызывает необходимость металлургиче-
ской переработки концентрата на золото.

На предприятии Белледар Гудрэн графитистую золотосодержа-
щую руду после мокрого измельчения в присутствии керосина и
извести подвергают флотации с введением в пульпу соснового масла.
Графит извлекается в концентрат, который затем направляют на
плавку для извлечения золота. Хвосты флотации цианируют.
Извлечение золота в цикле цианирования составляет около 99%
[130].

Золотосодержащие сульфидные руды, в состав которых входит
активный углерод, подвергают флотации с получением отвальных
хвостов по золоту. В этом случае флотация графита и других угле-
содержащих минералов играет роль вспомогательной операции, облег-
чающей условия получения концентрата достаточно высокого каче-
ства.

Иногда последовательная флотация углерода и сульфидов ин-
тересна даже при условии получения неотвального золотосодержа-
щего угольного концентрата, который можно объединить с сульфид-
ным для совместной обработки. Смысл угольной флотации в данном
случае состоит в уменьшении суммарного выхода концентратов
в результате более тщательного подбора режима флотационного обо-
гащения на каждой стадии обработки руды.

Для пассивации углистого вещества в золотосодержащих рудах
и концентратах, подвергаемых цианированию, можно применить тер-
мические методы обработки, например окислительный обжиг.

В качестве примера можно сослаться на практику работы фаб-
рики Аристон Голд Майнз производительностью 1200 т руды в
сутки, перерабатывающей руду, содержащую 9—11 г/т золота.
В руде также содержится арсенопирит, пирит, сфалерит, халько-
пирит, пирротин, галенит, борнит, кальцит, анкерит, рутил и гра-
фит; присутствие до 1% последнего придает руде почти черный цвет.
Часть золота находится в кварце в свободном виде, другая ассоции-
рована с пиритом и арсенопиритом. Твердый белый кварц, свободный
от сульфидов и включений, обычно незолотоносен или содержит
весьма мало золота. Вмещающими породами являются метамор-
физованные сланцы и песчаники.

На фабрике принята схема, включающая флотацию с предвари-
тельным выделением золота в цикле измельчения, окислительный
обжиг флотационного концентрата и цианирование огарков (см.
рис. 26).
Получаемый золотой флотационный концентрат со значительным содержанием
сульфидов и углистого вещества 75-лш насосом Вильфлея подается в чан-коллектор
обжигового цеха и через него в сгуститель концентрата (7,5X6 м). Выход концентрата
составляет 3% от количества руды. Сгущенный концентрат двумя диафрагмовыми
насосами подается в два барабанных фильтра Оливера (2,4X2,4 м). Фильтрат воз-
вращается в оборот, а кек из фильтров поступает в две сушилки Лоудона (9,6Х 2,7 л).
Подсушенный концентрат подается скребковым транспортером в обжиговую печь
Эдвардса-дуплекс (3,3X3,6 м) с двумя рядами гребковых валов (52 шт.). Отопление
печей дровяное. Газы отсасываются вентилятором через циклонные уловители пыли
и выбрасываются в атмосферу. Температура у разгрузочного конца печи достигает
800° С. Огарки из печи Эдвардса выгружаются в охладительные барабаны (1,8Х
Х3,6 м), вращающиеся в водяной ванне. Охлажденные огарки водой смывают
к 50-лоч насосу Вильфлея и для подачи в агитатор (4,5x4 м) для выщелачивания
сульфатов, образовавшихся в процессе обжига. Отсюда пульпа поступает в сгусти-
тель Дорра (7,5X3,6 мм), слив которого удаляется в отвал, а сгущенный продукт
насосом Вильфлея подается в отделение цианирования.

Пульпа поступает в один из двух агитаторов Дорра (4,8X4,8 м). Сюда же вво-
дят крепкий цианистый раствор для подкрепления до 0,08% №С1М в пульпе. В ка-
честве реактива используется чистый цианистый натрий. По истечении 24 ч пульпу
фильтруют на фильтрах Оливера (4,2X4,8 м), фильтрат откачивают на осаждение,
а кек репульпируют крепким цианистым раствором. Полученная при этом пульпа
вновь поступает на перемешивание в агитатор Денвера (7,5X3,6 м). Продолжитель-
ность второй ступени перемешивания 72 ч. По окончании перемешивания пульпу
фильтруют на одном из трех фильтров Оливера. После второй фильтрации кек выбра-
сывают в отвал, а раствор направляют на осветление и осаждение золота. Получае-
мые золотосодержащие осадки, как на всех золотоизвлекательных фабриках Ганы,
обжигают (для удаления цинка) и плавят на лигатурное золото. Общее извлечение
золота на фабрике достигает 90%, среднее содержание золота в хвостах составляет
около 1 г/т при содержании его в хвостах флотации 0,7—0,8 г/т. Себестоимость об-
работки 1 т руды на фабрике составляет 15 шиллингов.

Одним из новых направлений в технологии металлургической
обработки углистых золотосодержащих руд и концентратов яв-
ляется использование в качестве растворителей благородных метал-
лов органических цианидов, в частности а-гидроксилнитрилов.

Как показали исследования Локвуда1, применение а-гидроксил-
нитрилов позволяет получить идентичные, а в ряде случаев и более
высокие показатели по извлечению золота в растворы по сравнению
с обычным цианированием. В этом и заключается их основное пре-
имущество перед неорганическими цианидами. Другое преимущество
а-гидроксилнитрилов — значительно меньшая токсичность.

В табл- 16 приведены результаты лабораторных опытов по выще-
лачиванию золота органическими цианидами из углистой руды место-
рождения Керр-Эддисон, содержащий 8,86 г!т золота и 1,12% угле-
рода. В качестве растворителей использовали обычный №СМ,
а также лектонитрил и нитрил миндальной кислоты. Перед выщела-
чиванием руду измельчали до 93% класса —0,074 мм. Продолжи-
тельность выщелачивания составляла во всех случаях 48 ч, рН =
= 11,2.

При обработке углистой руды месторождения Керр-Эддисон
лактонитрил позволяет извлечь золота в 11 раз, а нитрил миндаль-
ной кислоты — в 15 раз больше, чем ЫаСП. Локвуд не объясняет
этот факт, однако можно предположить, что основная причина более

1 Австралийский патент № 230226, 1958.
РЕЗУЛЬТАТЫ ЛАБОРАТОРНЫХ ОПЫТОВ ПО
ВЫЩЕЛАЧИВАНИЮ ЗОЛОТА ИЗ УГЛИСТОЙ РУДЫ
ОРГАНИЧЕСКИМИ ЦИАНИДАМИ

Растворитель	Загрузка в расчете иа ИаСЫ кг/т	Содержание Аи в остатках цианирования г/т	Извлечение Аи в растворы %
	1.8	8,46	4,0
Неочищенный лактонитрил	....	1.8	4,82	45,0
Очищенный лактонитрил 		3,6	4,40	49,0
Нитрил миндальной кислоты	1,8	3,48	59,7

высокого извлечения металла в растворы органическими цианидами—
менее выраженная сорбция растворенного золота углистым веще-
ством. Последнее обстоятельство может быть в свою очередь объяс-
нено тем, что при взаимодействии металлического золота с а-гидро-
ксилнитрилами образуются комплексные органические молекулы,
размер которых превышает размер внутренних пор (микропор) час-
тиц углистого вещества. Поэтому степень сорбции металла из рас-
творов в данном случае ниже.

Чистота лактонитрила существенно не влияет на извлечение
золота в раствор, что указывает на возможность использования
в технологических целях неочищенных нитрилов, характеризую-
щихся очень низкой стоимостью.

В исследованиях Локвуда отмечается также целесообразность
применения в качестве растворителей рудного золота смесей, со-
ставленных из а-гидроксилнитрилов и неорганических цианидов.

Извлечение золота из медистых руд

Если основная масса меди в руде присутствует в форме сульфид-
ных минералов (халькопирит, борнит, халькозин и др.), то более
рациональным методом обработки такой руды является флотация
меди с последующим цианированием флотационных хвостов для из-
влечения золота. Условия и режимы флотационного обогащения руды
в данном случае не отличаются от обычно применяемых при перера-
ботке сульфидного медьсодержащего сырья [134].

Примером комплексной переработки сложной золотосодержащей
руды со значительным количеством сульфидных минералов меди
может служить описанная выше практика работы обогатительных
фабрик Квемонт и Бэтонг-Бэхей.

Флотацию меди из золотосодержащих руд перед поступлением
их на гидрометаллургическую обработку можно применять и в том
случае, если значительная часть меди в исходных рудах присутствует
в форме окисленных минералов. В качестве примера можно сослаться
на технологию флотационного обогащения золото-медных руд группы
месторождений Чили [73].
Из окисленных минералов меди в рудах присутствуют хризо-
колла, малахит, азурит и атаконит; из сульфидов — пирит, мар-
казит, пирротин, халькопирит и сфалерит. Кроме того, в рудах
содержится небольшое количество самородных металлов (золото,
медь).

В рудах этого типа золото в основном концентрируется не в мед-
ных минералах, а в пирите, в окисленной зоне оно образует тонко-
дисперсную вкрапленность в лимоните. Значительное количество
присутствующего в руде золота покрыто пленками безводных или
гидратированных окислов железа. Химический состав двух типов
золото-медных руд, перерабатываемых на обогатительной фабрике
Оянокс и отличающихся между собой степенью сульфидизации, при-
веден в табл. 17.

Таблица 17

ХИМИЧЕСКИЙ СОСТАВ РУД, %

Руда	С"общ	Сиокис	Ре	8	2п	Нераство- римый остаток	Аи г/т	а₽ г/т
Окисленная ....	0,6	0,35	10,52	0,2	0,05	79,47	11,6	5,7
Сульфидная 		1,39	0,21	16,8	15,9	0,2	61,0	14,4	3,7

На фабрике Оянокс был испытан и внедрен процесс селективной
флотации. Для получения продукта (слива) необходимой крупности
в цикл измельчения дополнительно подключен чашевый классифи-
катор (II стадия классификации руды, I стадия классификации
производится в обычном реечном классификаторе, работающем в
замкнутом цикле с шаровой мельницей). Пески чашевого классифи-
катора возвращаются в мельницу и на флотацию. Флотацию на
фабрике Оянокс проводят в машинах Фагергрена при рН =
= 9,4-4-9,6. Продолжительность флотации 30 мин. Реагентный режим
флотации подбирают с учетом особенностей вещественного состава
исходной руды и главным образом соотношения количества окислен-
ной и сульфидной .меди. Ориентировочный расход флотационных
реагентов на обогатительной фабрике Оянокс, г1тг.

Сосновое масло .......................... 90

Аэрофлот Н......................... .	.	20

Аэроксантогенат 301	60

Аэрофлот 208 ....	60

Цианистый натрий	440

Известь................................ 8000

Технологические показатели обработки руды на фабрике Оянокс
приведены в табл. 18. Для сопоставления даны показатели коллек-
тивной флотации руды.

Извлечение золота при селективной флотации на 3% ниже, чем
при коллективной. Однако качество получаемых концентратов по
второй схеме намного выше.
показатели обогащения руды на фабрике оянокс

Флотация	Содержание						Извлечение в концент- раты, %		Степень концентрации при обогащении	
	Аи г/т			Си %						
	исход- ная РУДа	кон- цен- трат	хво- сты	исход- ная руда	кон- цен- трат	хво- сты	Ли	Си	Ли	Си
Коллектив- ная	10,8	48,9	2,0	1,35	7,1	0,29	85	81,9	5,55	6,43
Селектив- ная	11,8	113,2	2,2	1,42	24,2	0,28	82	81,5	12,7	21,0

Если золотосодержащие руды содержат окисленные минералы
меди, трудно поддающиеся флотационному обогащению, рекомен-
дуется перед цианированием проводить выщелачивание меди. В каче-
стве растворителей медных минералов могут служить серная кислота
или аммиачные растворы. Оба указанных растворителя широко
используются при осуществлении гидрометаллургического метода
переработки окисленных медьсодержащих руд и концентратов.

На одном из предприятий Румынии бедные золотоносные пириты
с высоким содержанием меди (—6%) перерабатывают, применяя
предварительный сульфатизирующий обжиг (при 550—600° С) с по-
следующим выщелачиванием сульфата меди водой или слабокислыми
растворами. После 48-ч цианирования обожженных материалов,
измельченных до 80—90% класса —0,074 мм, извлечение золота
составляет 80%, расход цианида 3—5 кг!т [135].

Сульфатизирующий обжиг золото-медных концентратов осу-
ществляется также на фабрике Эмперор Голд Майнинг [45].

Для извлечения благородных металлов и меди из окисленных
медных руд некоторых месторождений Перу английской компанией
Лампа Майнинг разработан метод восстановительно-хлорирующего
обжига, заключающийся в следующем. Исходную руду после из-
мельчения до соответствующей крупности обжигают при температуре
680—750е С в смеси с небольшим количеством угля и поваренной
соли. Образующиеся при этом хлориды меди, серебра и золота в при-
сутствии углерода и кристаллизационной влаги восстанавливаются
до металлического состояния по реакциям:

4АиС13 + ЗС + 6Н2О = 4Аи + 12НС1 + ЗСО2;

4А§С1 тС + 2Н2О = 4А§ + 4НС1 + СО,;

2Сп,С1, + С + 2Н,О = 4Си + 4НС1 + СО2.

Поскольку температура обжига превышает температуры плав-
ления обоих хлоридов (соответственно 498 и 455° С), то в качестве
основного продукта реакции получаются гранулы металлической
меди, коллектирующие в себе золото и серебро. Охлажденный огарок
доизмельчают и в виде пульпы направляют на флотацию. В каче-
стве флотореагентов используют амиловый ксантогенат натрия и
сосновое масло.

Качество продукта, получаемого в результате проведения вос-
становительно-хлорирующего обжига, определяют визуально по
цвету огарка. При нормальном протекании процесса цвет огарка
шоколадный, при неполном обжиге — черный, а при нарушении
режима (повышение температуры или увеличение времени вы-
держки) — зеленый.

Основная трудность при проведении восстановительно-хлорирую-
щего обжига — поддержание равномерного нагрева шихты без ее
перемешивания. Эта трудность была преодолена гранулированием
шихты, осуществляемым в нейтральной атмосфере. С целью обеспече-
ния максимальной пористости материала, создающей условия для
свободного прохождения газов, размер гранул принят равным 13 мм.
При таком небольшом размере гранул в них отсутствует термический
градиент и, следовательно, реакции протекают одинаково интенсивно
как на поверхности, так и в центре гранул-

На основании данных лабораторных исследований и полупромыш-
ленных испытаний процесса восстановительно-хлорирующего об-
жига был построен опытный завод Беренгуэла производительностью
1 т гранул в час (рис. 77).

РУДУ (1.5% Си; 14,0% Ре2О3; 22,0% ЗЮа; 32,4% окислов марганца; 22,0%
СаСО3; 2,6% Л1гО3; 5,5% прочих компонентов и 150—600 г/т серебра) дробят до
крупности 150 мм, после чего сушат в шахтной печи. Необходимость такой операции
особенно ощущается в зимний период работы рудника (декабрь—март), когда идут
сильные дожди и руда превращается в илистую вязкую массу с большим содержанием
влаги.

Из сушилки руда по ленточному транспортеру поступает в молотковую дро-
билку, работающую в замкнутом цикле с грохотом (отверстия 3 мм). После тонкого
дробления руда (—3 мм) с помощью спирального транспортера подается в двухсек-
ционную шаровую мельницу сухого помола, работающую в открытом цикле и обес-
печивающую измельчение руды до крупности 65% класса —0,074 мм. В мельницу
также вводят уголь и поваренную соль в количествах, соответственно равных 2,5—3
и 0,5% от массы шихты.

Измельченную таким образом смесь гранулируют в круглой чаше 2,9 м, накло-
ненной под углом в 45°. Руда на чашу подается с помощью лопастного питателя Гар-
динджа; необходимую для образования гранул воду вводят отдельно через брызгала.
Такой метод обеспечивает получение гранул одинаковых размеров и прочности, что
имеет большое значение для сохранения гранул при прохождении их через обжиго-
вую печь.

Из гранулятора материал с помощью ленточного транспортера и челнокового
питателя подается в обжиговую печь (рис. 78), представляющую собой ряд верти-
кальных каналов шириной 230 мм каждый, где гранулы омываются горячими топоч-
ными газами, разогреваясь до 680—780° С. Специальный питатель из жаропрочной
стали, приводимый в возвратно-поступательное движение механизмом, расположен-
ным вне печи, сталкивает обожженные гранулы в чан, наполненный холодной водой.
Гранулы из каждого канала печи выдаются с одинаковой скоростью, благодаря чему
поддерживается постоянная температура и одинаковая степень обжига всех гранул.
Рядом с печью расположена топка для сжигания мазута и смесительная камера,
в которой горячие газы охлаждаются оборотным газом, циркулирующим в печи,
до температуры 750° С. Тем самым предотвращается перегрев топочных газов, кото-
рый может вредить протеканию технологического процесса. Смесь газов проходит
через каналы снизу вверх, навстречу медленно опускающемуся слою гранулирован-
ного материала. Избыток обжиговых газов (сверх количества, которое рециркули-
рует в печи) отсасывается эксгаустером и выбрасывается в вытяжную трубу. Все
газоходы плотно перекрыты гранулами, что устраняет опасность подсоса воздуха
сверху в поток рециркулирующего газа.

Температура газового потока замеряется термопарами в 8 точках, в том числе
в 3 точках междугранулярного пространства. Давление внутри печи определяется
проницаемостью гранул. Периодически специальными пробоотборными трубками
отбираются пробы газа для проведения экспресс-анализа на содержание в нем СОг,

Руда из штабеля

Ленточный транспортер

Шахтная сршильная печь

Ленточный транспортер

Питатель

—г~

Ретортная печь

бак с водой

для охлаждения гранул

Нолотковая дробилка

Шнековый транспортер
Угони .	Поваренная

|	| соли

Двухкамерная

трубчатая мельница

Шнековый транспортер

Но вше вой элеватор
бункер измельченной руды

емкостью 50 т

Вода

Шнековые транспортеры

Ксантат

Шаровая мельница

Песковый насос

♦

[цорециклом

у Сосновое пасло

I------------

Флотомашина

Концентрат
п I
Отстойника

Паше вы й гранулятор

Ленточный транспортер

Хвосты

I

Песковый насос

Хвостобое
хозяйство

Рис. 77. Схема цепи аппаратов завода Беренгуэла

СО и кислорода. Присутствие в газах 22—23% двуокиси углерода служит надежным
показателем эффективности процесса, так как свидетельствует о полноте протекания
реакции восстановления СигСЬ.

Здесь уместно отметить, что в процессе проведения предварительных исследо-
ваний изучалась возможность осуществления восстановительно-хлорирующего
обжига руды в печах КС. Однако опыты, проведенные в данном направлении, не дали
положительных результатов, так как поток воздуха (или газа), необходимый для
создания кипящего слоя, уносил летучие хлориды меди и серебра до прохождения
реакций восстановления.

Принятая же система обжига гранул в шахтной печи вполне обеспечивает пол-
ноту перевода окисленной меди (и сопутствующего ей серебра) в металлическое со-
стояние.
Далее огарок обрабатывают следующим образом. Охлажденный в воде материал
посредством системы из двух шнековых транспортеров подают в приемную воронку
шаровой мельницы (0,915X1,525 л), куда также добавляют амиловый ксантогенат
калия из расчета 10 г/т руды. Мельница работает в замкнутом цикле с гидроцикло-
ном, слив которого направляют на флотацию, а пески возвращают в шаровую мель-
ницу. Флотация осуществляется в четырех камерной субаэрационной машине типа
Денвер. Свежую пульпу насосом подают во вторую камеру флотомашины, туда же
добавляют сосновое масло в количестве 457 г/т руды. Грубый концентрат снимают
со второй, третьей и четвертой камер и направляют на перечистку в первую камеру
машины. Наиболее полное извлечение меди достигается при рН 8,0-:-8,4. Содер-
жание меди во флотационном концентрате составляет 40—60%, но в отдельных слу-

Рис. 78. Поперечный разрез установки для восстановительио-хлори-
рующего обжига:

1 — дымовая труба; 2 — шнековый транспортер; 3 — закалочный
бак; 4 — форсунка

чаях оно падает до 25% за счет разубоживания концентрата пустой породой. Содер-
жание серебра в концентратах колеблется в пределах 5,7—14,2 кг/т. Среднее из-
влечение меди из руды составляет 80—85%. Извлечение серебра в отдельных случаях
достигает 80%, но, как правило, оно примерно на 10% ниже извлечения меди, что
объясняется более низким парциальным давлением летучих хлоридов серебра.

Как показали проведенные расчеты, и по извлечению ценных
компонентов, и по себестоимости переработки 1 т руды вариант
восстановительно-хлорирующего обжига с флотацией огарка пред-
ставляется значительно более эффективным по сравнению со стан-
дартными гидрометаллургическими процессами обработки окислен-
ных медных руд.

Комплексная переработка
золото-сурьмяных руд и концентратов

Выбор схемы обработки золото-сурьмяных руд определяется
общим содержанием сурьмы и золота в исходном материале, распре-
делением золота по отдельным рудным и породообразующим компо-
нентам и характером связи его с указанными компонентами.

В зависимости от содержания золота и сурьмы исходные руды
могут быть разделены на три основные группы:
1.	Руды, золото в которых является основным ценным компонен-
том, а сурьму можно рассматривать лишь как вредную примесь, не-
обходимость выведения которой определяется условиями последую-
щего гидрометаллургического извлечения золота. Извлечение сурьмы
в этом случае не обязательно

2.	Золотосодержащие руды, количество сурьмы в которых на-
столько значительно, что делает экономически целесообразным по-
путное извлечение ее в товарные продукты (концентраты), удовлет-
воряющие существующим кондициям на сурьмяное сырье, подвер-
гаемое металлургической обработке.

3.	Сурьмяные руды, золото в которых — сопутствующий ценный
элемент, извлечение которого позволит повысить экономическую эф-
фективность технологии обогащения и металлургической обработки
сырья.

Для переработки руд первого типа в 1965 г. в США Брюсом запа-
тентован следующий процесс извлечения золота1. Обожженные
золото-сурьмяные концентраты (2% 8Ь) подвергают хлорирующему
обжигу с загрузкой от 3 до 15% поваренной соли. Начальную стадию
обжига осуществляют при температуре 475—500° С до прекращения
выделения паров окислов, а конечную стадию — при температуре
650—700° С. Одновременно с загрузкой в начальной и конечной ста-
диях подают воздух для создания в печи на обеих стадиях окисли-
тельной атмосферы. Материал после обжига охлаждают и цианируют
для извлечения из него золота. Если к концентрату, содержащему
13,3% сурьмы в виде стибнита, добавить 10% соли ЙаС1, то при по-
следующем цианировании огарка можно извлечь 95—98% золота.
Если же этот концентрат обжигать в аналогичных условиях, но без
поваренной соли, то самое высокое извлечение золота составит 75%.

Хлорирующий обжиг золото-сурьмяных концентратов рекомен-
дуется проводить в обычных подовых обжиговых печах или в печах
с псевдоожиженным слоем (аппараты КС).

Комплексная переработка золота-сурьмяных руд второго типа
осуществляется на предприятии Консолидейтед Марчисон, располо-
женном на территории северо-восточного Трансвааля [92].

Схема обработки руды на предприятии Консолидейтед Марчисон приведена на
рис. 55. Руду, прошедшую стадию дробления и ручной сортировки, обогащают по
развитой гравитационно-флотационной схеме. На первой стадии флотации (флотации
золота) выделяется в концентраты основная масса золотосодержащих сульфидов,
главным образом арсенопирита. Это позволяет в дальнейшем получить довольно
чистые сурьмяные концентраты, освобожденные от мышьяка, который создает боль-
шие трудности при рафинировании сурьмы в металлургическом переделе. В качестве
активатора сульфидов при флотации золота применяют медный купорос, который
одновременно депрессирует антимонит. Купорос (50 г/т) вводят в пульпу, поступа-
ющую на флотацию. Из других реагентов применяются ксантогенат (25 г/т) и сосно-
вое масло (5 г/т), рН среды поддерживают на уровне 8; отношение ж : т = 5 : 1.
Для полного извлечения арсенопирита руду как перед флотацией, так и после нее
подвергают дополнительному гравитационному обогащению на ворсистых шлюзах,
концентрационных столах и отсадочных машинах.

Флотацию сурьмы проводят при обычном режиме с использованием ксантоге-
ната и соснового масла. Конечный сурьмяный концентрат после дополнительной

1 Патент США № 3174848, 1963.
очистки (от остатков мышьяка) на концентрационных столах является кондиционной
продукцией (60—62% 8Ь и 17—20 г/т Ац). Концентраты направляют на рафиниро-
вание, хвосты флотации — в отвал.

Сульфидные концентраты золотой флотации перерабатывают на месте по схеме
обжиг—цианирование. Мышьяково-пиритные концентраты обжигают в одноподовой
печи. Огарки цианируют в трех чанах-перемешивателях пневматического типа
(чаны Кросса), работающих периодически. Загружаемую в первый чан пульпу, еще
не содержащую цианида, при отношении ж : т = 4 : 1 предварительно аэрируют
воздухом с одновременным добавлением в пульпу нитрата свинца. Это способствует
осаждению присутствующей в огарке растворимой сульфидной серы. После аэрации
в пульпу вводят цианид в количестве, обеспечивающем концентрацию КСИ в жидкой
фазе 0,3%. Перемешивание продолжают еще некоторое время, затем подачу воздуха
в чан прекращают и пульпе дают отстоятся. Для ускорения процесса в чан добавляют
некоторое количество извести. Отстоявшийся слив из первого чана перекачивают во
второй, где золотосодержащие растворы окончательно отделяются от твердой части
пульпы декантацией с последующим фильтрованием осадка. Отфильтрованный
осадок возвращают на дообработку в следующий чан Кросса, после чего рудную
пульпу из всех чанов фильтруют. Кек фильтров сбрасывают в хвостохранилище,
а золотосодержащий раствор после дополнительного осветления в песчаных филь-
трах поступает на осаждение золота в экстракторы. Золотосодержащий цинковый
шлам обжигают и переплавляют в отражательной печи на металлическое золото.
На плавку поступает также золото, получаемое в цикле амальгамации богатых
(главным образом шлюзовых) гравитационных концентратов. Плавку ведут с исполь-
зованием флюса (20% буры, 20% плавикового шпата, 35% кремнезема, 2,5% железа).

В табл. 19 приведено распределение металлов по продуктам обо-
гащения руды на фабрике Консолидейтед Марчисон.

Таблица 19

РАСПРЕДЕЛЕНИЕ МЕТАЛЛОВ ПО ПРОДУКТАМ ОБОГАЩЕНИЯ
РУДЫ НА ПРЕДПРИЯТИИ КОНСОЛИДЕЙТЕД МАРЧИСОН

Продукт	О м  о  к ч о	Содержание				Извлечение, %	
		сурьмы, 0/  . 0	золота г/т  		сурьмы т	। золота  । кг	сурьмы 	 	золота
Сурьмяные кон- центраты	...	24 945	61,94	17,6	15 451	439,0	91,4	53,5
Золото 		—	—	—	—	278,8	—	34,0
Хвосты (по раз- ности)	120 855	1,2	0,87	1 447	103,0	8,6	12,5
Руда	145 800	11,59	5.63	16 898	820,8	100,0	100,0

Производительность фабрики при обработке таких руд состав-
ляет около 15 тыс. т в месяц.

Завод Иеллоу-Пайн — типичное предприятие, перерабатывающее
комплексные руды, содержащие сурьму, золото, серебро и вольфрам.
В состав предприятия входят: обогатительная фабрика производи-
тельностью 2000 т руды в сутки и металлургический завод [46].
Поступающая на обогащение руда содержит в среднем 1% сурьмы,
2,6 г/т золота и 28,3 г!т серебра. Сурьма представлена преимуще-
ственно антимонитом с изоморфными включениями золота. Значи-
тельная часть золота связана с пиритом и арсенопиритом. Кроме
указанных компонентов, в руде содержится около 0,2% окиси воль-
фрама в виде шеелита, извлечение которого также представляет про-
мышленный интерес.

Схема обогащения руды на фабрике представлена на рис. 79. Первая технологи-
ческая операция цикла обогащения руды — коллективная флотация сульфидных
минералов осуществляется при рН = 8,4. Такая среда обеспечивает удовлетворитель-
ное извлечение как антимонита (оптимальное рН = 6,8), так и сульфидов железа
(оптимальное рН = 9,5). Флотацию ведут в машинах Аджитер (1,2 м) и Фагергрена
(1,42 м), расположенных параллельно. В качестве реагентов применяют: соду каль-
цинированную (317 г/т), каустик (227 г/т), коллектор—реагент 7-11 (90—110 г/т),
активатор антимонита—уксуснокислый свинец (180—340 г/т), активатор пирита
и арсенопирита—медный купорос (ПО—180 г/т).

Хвосты сульфидной флотации направляют на шеелитовую флотацию, которую
правят при следующем расходе реагентов; 450 г/т жидкого стекла, 730 г/т аэрд-
соупа. Для флотации используются машины Пан-Америкен № 44, Аджитер 1,22 м
и Аджитер 0,61 м.

Концентрат коллективной сульфидной флотации подвергают селекции на сурь-
мяный и золотой. В качестве депрессора антимонита применяют медный купорос и
каустическую соду. Флотацию ведут в машинах Пан-Америкен № 44.

В результате селекции получают концентраты следующего состава, %:

8Ь

8 А8 Аи, г/т Ав. г/т

Сурьмяный ..................................

Золотой ....................................

46	22	1.8	17	482

4	35	9	71	85

Месячный выход концентратов; сурьмяного 998 т, золотого 816 т. Полученные
концентраты перерабатывают на месте пирометаллургическим способом по схеме,
приведенной на рис. 80.

Сурьмяный и золотой концентраты подвергают раздельному окислительному
обжигу в многоподовых печах диам. 6,5 м с механическим перегребанием. Высокое
содержание серы в золотом концентрате позволяет вести процесс обжига с минималь-
ным использованием топлива (нефти). Температура обжига колеблется в пределах от
370 (первый под) до 730° С (седьмой, предпоследний под). Обжиговые газы с высокой
концентрацией 80г проходят последовательно через горячий циклон и мешочный
фильтр с автоматическим встряхиванием. В последнем газы очищаются от мышьяка.
Огарок (880 кг/ч), содержащий около 1,5% серы, направляется во вращающийся
трубчатый холодильник-конвейер, откуда с помощью элеватора подается в бункер
плавильного отделения. Сурьмяный концентрат обжигают в десятиподовой печи,
обогреваемой нефтью, через форсунку, установленную на последнем десятом поду.
Во избежание спекания материала (температура плавления8Ь283. 550°С) температуру
на первых пяти подах печи поддерживают на уровне 450—470° С, постепенно повы-
шая ее к концу обжига до 550° С. Основная масса сурьмы (до 75%) остается в огарке
в виде ЗЬгО^. Остальные 25% металла уносятся с пылью, которая улавливается
в циклоне и мешочном фильтре.

Твердые продукты обжига концентратов (огарки, пыль) шихтуют. Состав шихты:
25% золотого огарка, 45% сурьмяного огарка, 30% сурьмяной пыли, 10% кварца.
Материал плавят в трехфазной электропечи Лэкстромелт (2,2X5,2 м) мощностью
2000 ква, вмещающей около Пт металла. Под, боковые и торцовые стенки печи
выложены до уровня шлака магнезитовым кирпичом.

Черновую сурьму рафинируют в трех отражательных печах (1,5X2,1 м). Печи
работают на нефтяном топливе и вмещают по 8 т металла. В качестве флюса исполь-
зуют каустическую соду. Рафинирование ведут до тех пор, пока содержание мышьяка
и железа в металле не станет равным соответственно 0,1 и 0,05%. Расход каустика
составляет 3,5 кг на 1 кг мышьяка, выведенного из металла в шлак. Шлак от рафини-
рования сурьмы (18% 8Ь, 14% Аз и 17% Ре) подвергают водному выщелачиванию.
Остаток от выщелачивания (85% 8Ь, 7% Аз) возвращают в электроплавку.

Конечной стадией технологического передела на заводе является
конвертирование металлической сурьмы. Цель данной операции —
получение высококачественной трехокиси сурьмы и обогащенного
драгоценными металлами остатка, поступающего в продажу.
Руда

Дробление

Измельчение

6 стержневой мельнице до967. -1,6мм

Пульпа

Разделение на 5 потоков

Классификация
(5 классификаторов )

Слив 977. -0.3мм	Пески

Измельчение в шаровой мельнице

г

Контакт с реагентами (Зчаса)



ОсноВная сульфидная

флотация

Хвосты Концентрат

Контрольная

флотация

Мосты

Концентрат

Контакт с реагентами ( 2 часа)

Основная шеелитовая
флотация

„ I « 1

Концентрат Хвосты

|. |

I перечистка в отвал

Хвосты Концентрат

___| В перечистка

Хвосты Концентрат

I Обесшламливание

„г-------------гл

Слив

Сгущение
Фильтрация
Сушка

Нзнельчение

Классификация

Пески

— Слив
957.-0,07ймн

Очистная
сульфидная
флотация

Концентрат Хвосты
л ♦	I

Перечистка	*— -

Концентрат Хвосты

*---------------------

Контакт с реагентами

Лески

Гидроцикло-
нирование

Пески Слив

Основная флотация золота

Концентрация
на столах

„ I—

Пром. пр.

Хвосты
В отвал

Низкосортный Высокосортный
вольфрамовый вольфрамовый
концентрат	концентрат

Хвосты
о *
Сгущение
т 4
Фильтрация

Концентрат

Перечистка
золота

Концентрат Хвосты
Сгцщение

-* г— Фильтрация
Сурьмяный I
концентрат Сушка

Золотой
концентрат

€

т

Рис. 79. Схема обогащения золото-сурьмяной руды на предприятии Иеллоу-Пайн
Золотой концентрат

Сурьмяньш концентрат

Окислительный обжиг

Огорок

Охлаждение

Газы

Обеспыливание
в циклоне

Газы
п *
Очистка от мышьяка
{мешочный фильтр )\

Пыль

Окислительный обжиг

Огарок
п
Охлаждение

Газы

Обеспыливание
в циклоне

Газы

В атмосферу

Техническая
трехокись мышьяка

На склад

1

Шихтование

Вода

Газы

Улавливание сурьмы
^неточный фильтру

Газы

Пыль

Сурьмяная пыль

В атмосферу

Кварц

Шихта

Плавко в электропечи

Шлак
г ♦ X
Гранулирование

Гранулированный
шлак

Черновая
сурьмо

Газы
п Ь
ихлажоение
—

Фильтрация

6 отвал

Шлеп

Выщелачивание

Остаток

Газы

В атмосферу

Рафинирование

Раствор

В отвал

Пыль

с_

Металл

Г * л

Гранулирование

|

Конвертирование

Газ с окисью
сурьмы

Золотосодержащий
осадок

Улавливание
высокосортной окиси

Гранулирование

Упаковка

Окись сурепы

Газы

В продажу

Упаковка

В атмосферу

В продажу

Рис. 80. Схема металлургической переработки золото-сурьмяных концентратов на пред-
приятии Иеллоу-Пайн
Конвертирование сурьмы осуществляют в двух печах специаль-
ной конструкции, отапливаемых нефтью. Воздух в печь подается
через четыре сопла из нержавеющей стали, расположенных в боко-
вых стенках печи. Гранулированная сурьма поступает через свод
печи, имеющий отверстия для выпуска газов. Конвертерные газы
после охлаждения сначала до 400, а затем до 104° С поступают в
камеры мешочного фильтра. Собранную в камерах окись сурьмы
высшего качества упаковывают и направляют потребителю.

Первичный промпродукт конвертирования, выход которого около
10% от массы исходного металла, накапливают в течение двух не-
дель и вновь обжигают до получения конечного остатка, концентри-
рующего в себе основное количество золота и серебра. Данный про-
дукт гранулируют, упаковывают в бочки и направляют на аффинаж-
ный завод.

В табл. 20 приведен состав продуктов, получаемых при конвер-
тировании сурьмы.

, Таблица 20

СОСТАВ ПРОДУКТОВ КОНВЕРТИРОВАНИЯ СУРЬМЫ

Продукты	Аи, г/т	А^, г/т	РЬ. %	8Ь, %
Рафинированный металл (исходный ма- териал) 		141,8	1 417,5	0,6	98,5
Первичный (промежуточный) остаток . .	1474,2	14 175,0	4,0	88,0
Конечный остаток (продукт) 		7087,5	70 875,0	20,0	68,0
Отношение содержания в продукте к со- держанию в исходном материале	50	50	33	0,69

В настоящее время на предприятии Иеллоу-Пайн ведут работы
по дальнейшему усовершенствованию технологического процесса
с целью обеспечения более высоких показателей по извлечению
сурьмы и золота за счет полноты улавливания указанных металлов
из дымовых газов.

Глава VIII

АФФИНАЖ ЗОЛОТА

Конечный продукт большинства зарубежных золотоизвлекатель-
ных фабрик — черновое металлическое золото, содержащее серебро,
медь, цинк, свинец и другие компоненты. Дальнейшая очистка
золота от примесей и доведение его до кондиций, удовлетворяющих
требованиям монетарного металла, осуществляются за рубежом на
специализированных аффинажных заводах.

Лишь немногие предприятия, как например Хоумстейк, Кэрлин
и Лорето [35, 36, 108], включают операции рафинирования в техно-
логический процесс обработки руды с передачей золотых и сереб-
ряных слитков на монетные дворы.
Применяемые в мировой практике методы аффинажа золота и
серебра подразделяются на следующие основные группы.

1.	Сухие методы: а) обработка расплавленного металла химиче-
скими реагентами для отделения примесей (например, продувка хло-
ром по способу Миллера); б) переплавка металла с флюсами для по-
вышения пробности золота.

2.	Мокрые методы, включающие растворение примесей кисло-
тами (концентрированной серной кислотой или царской водкой).

3.	Электрические методы.

Процесс хлорирования, по Миллеру [136, 137], заключается
в обработке расплавленного загрязненного золота хлором, про-
пускаемым в виде газа через расплав для превращения металличе-
ских примесей в хлориды, которые всплывают и удаляются в виде
пены прежде, чем само золото подвергнется воздействию хлора.

Этим методом, в частности, очищают золото на фабрике Хоум-
стейк. Получаемые на данном предприятии в результате плавки
амальгамы и осадков с установки Меррилл-Кроу слитки чернового
металла, содержащие соответственно золота 81 и 70%, серебра 17
и 18%, переплавляют с последующим розливом по глиняным тиг-
лям емкостью 2,9 кг металла. Расплавленный металл обессеребри-
вают хлорированием. Золото после удаления хлористого серебра и
других хлоридов разливают в слитки по 2,2 кг (997-я проба) и отгру-
жают на монетный двор США. Хлористое серебро восстанавливают
НС1 и железным скрапом до металлического состояния и отливают
в слитки по 3,4 кг (900 проба). Оно практически не содержит золота
и поступает в свободную продажу.

Отходы и полупродукты рафинирования (бой тиглей, футеровка
печей, шлаки и прочее) переплавляют в небольшой шахтной печи
с добавкой в качестве флюсов свинцового глета, кремнезема, флю-
орита, чугунной стружки, а также металлической меди, снятой с по-
верхности медных амальгамационных листов (вместе с амальгамой)
и очищенной от ртути в процессе дистилляции- Для устранения по-
терь тонких классов шихты (вследствие пылеобразования) последние
связывают жидким стеклом и подают в плавку в виде брикетов.
В качестве топлива используют кокс (0,2 кг на 1 кг шихты). В резуль-
тате плавки получают веркблей, в который переходит основная масса
золота и до 60% серебра, свинцовистый медный штейн и отвальный
шлак- Веркблей купелируют на месте с получением золото-сереб-
ряного продукта, периодически возвращаемого на обессеребривание.
Штейн (620 г!т Аи, 21,7 кг!т А^, 20—25% РЬ и 35—40% Си) направ-
ляют на медеплавильный завод. Чтобы устранить потери металлов,
газы плавильного отделения пропускают через скруббер и электро-
фильтр и уже после этого выпускают в атмосферу.

Стоимость рафинирования чернового металлического золота на
фабрике Хоумстейк составляет 0,039 долл- на 1 т, или примерно
3,8% от общей себестоимости переработки руды [36].

Наибольшее развитие процесс Миллера получил в Южной Аф-
рике, золотодобывающая промышленность которой обеспечивает 80%
годовой добычи золота капиталистического мира. Золотые слитки,
получаемые с 50 больших и множества малых золотоизвлекательных
фабрик ЮАР, Родезии и других стран рафинируют на специализи-
рованном заводе Рэнд Рифайнери в Гермистоне (близ Иоганнесбурга)
[138, 1391.

Поступающее на Рэнд Рифайнери сырье — слитки чернового
золота, получаемые как после амальгамации гравитационных кон-
центратов, так и после плавки шламов цианистого цикла (88—90%
Аи, —9% А§ и 3% 2п, Си, Ее). Первичные слитки чернового золота
после взвешивания, плавки в индукционных печах (100 кеа) и
опробования (трубкой из огнеупорного материала, через которую
продувают воздух во время погружения) отливают в новые слитки
массой 12,4 кг каждый. Подготовленный таким образом металл пла-
вят в среднечастотных индукционных печах, изготавливаемых бель-
гийской фирмой Сйаг1его1, используя графитовые тигли с корундо-
вой футеровкой емкостью 311—466 кг золота, изготовленными фир-
мой Мог^ап Сгис1Ые С°. Индукционные печи, по мнению фирмы—
изготовителя, имеют ряд преимуществ: высокая степень использо-
вания электроэнергии, более быстрое расплавление металла, эконо-
мия рабочей силы, отсутствие топочных газов (что снижает потери
золота), отсутствие коксового пепла, подлежащего обработке, боль-
шая безопасность условий работы, обеспечение автоматического пере-
мешивания и более точное регулирование процесса.

Для плавки рафинированного золота на заводе Рэнд Рифайнери
используют семь печей мощностью 150 кет и две печи мощностью
225 кет. Емкость печей по металлу соответственно равна 0,5 и 2,0 т.
По расплавлении металла в тигли добавляют смесь буры и двуокиси
кремния в соотношении 2 : 1, а также покрышку (ИаС1) для образо-
вания тонкого слоя шлака (пены), предупреждающего испарение
расплавленного металла. К концу плавки через расплав пропускают
газообразный хлор через огнеупорную трубку диам. 5 мм. Хлориды
тяжелых металлов (цинка, железа, меди) и серебра, будучи легче
расплавленного золота, поднимаются на поверхность ванны и пере-
ходят в пену. Окончание процесса хлорирования определяют визу-
ально по появлению пурпурного тумана хлористого золота, кон-
денсирующегося на огнеупорной трубе, вставленной в отверстие
крышки тигля. Если процесс рафинирования продолжать дольше
положенного времени, начнет образовываться хлористое золото,
которое будет теряться. Оптимальная продолжительность хлори-
рования составляет 20—30 мин, после чего шлак снимают и металл
переводят в миксер для разливки в слитки (рис. 81). Полученные
слитки охлаждают, клеймят и отправляют на склад.

Чистота золота после аффинажа хлорированием составляет
99,5—99,6%, что достаточно для валютных целей. Возможно и более
глубокое рафинирование золота хлорным методом (до 100%
содержания золота), однако это связано со значительными по-
терями золота и экономически не оправдывается. Издержки на ра-
финирование золотых слитков на Рэнд Рифайнери составляет около
0,2% общих издержек, затрачиваемых при извлечении золота из
РУД-
Получаемые в процессе аффинажа шлаки выщелачивают горячими
солевыми растворами. Остающееся в осадке хлористое серебро вос-
станавливается до металлического при контакте со стальными лис-

тами.

Исследовательские работы и экономические расчеты показали, что
для получения коммерчески чистого золота (проб. 995—996) круп-
номасштабное хлорирование -— самый экономически выгодный метод.
Однако при использовании золота в промышленных целях чистота
золота, рафинированного процессом Миллера, явно недостаточна.

Поэтому перед фирмой Рэнд
Рифайнери встала задача мо-
дернизации предприятия с
переводом его на схему, при
которой метод хлорирования
используется только для
предварительной очистки зо-
лота.

При рассмотрении воз-
можности модернизации за-
вода предпочтение отдано
процессу электролитической
очистки золота, обеспечиваю-
щей получение золота выс-
шего качества (99,99%) и

Рис. 81. Разлив металла в слитки после рафи- дающей ВОЗМОЖНОСТЬ более
нироваиия хлорированием	полного извлечения серебра И

металлов платиновой группы.
Электролитический процесс на Рэнд Рифайнери был всесторонне

изучен технологически.

По окончании предварительных исследований на предприятии
была создана полупромышленная установка для электролитического
рафинирования (рис. 82). Электролит для полупромышленных ис-
пытаний готовили электролитическим растворением золотых анодов
в приборе, изображенном на рис. 83.

Электролизные ванны были изготовлены из стекловолокна.
Массу и площадь анодов изменяли в зависимости от длительности
опыта и желаемой плотности тока. Катоды изготовляли из золота
997-й пробы, прокатанного в полосы толщиной 1,2 мм, листы имели
гофрированную поверхность, с тем чтобы противостоять интенсив-
ному перемешиванию электролита в ванне.

Следует отметить, что перемешивание электролита в процессе
рафинирования непосредственно влияет на концентрационную поля-
ризацию на электродах, качество получаемого осадка, а также на
распределение температуры в ванне. Наиболее эффективный способ
перемешивания — барботирование воздуха через стеклянные трубки

Мельчайшие частицы А§С1, проникая через анодные мешки, за-
грязняли осадок на катоде. Для устранения этого явления меняли
направление потока на обратное и устанавливали внешние фильтры,
представляющие собой стеклянные сосуды с пластмассовой крышкой
Анолит накачивали внутрь фильтра и фильтрат, всплывая, попадал
в катодные зоны.

Нагрев электролита вследствие применения высоких плотностей
тока способствует повышению качества осадка за счет снижения со-
противления ванны. Кроме того, при нагревании электролита зна-
чительно возрастает растворимость хлоридов серебра и свинца, что
снижает поляризацию анодов.

Полученные катодные осадки тщательно промывали в трех кипя-
щих насыщенных солевых растворах, куда добавляли 5%-ную НС1

Рис. 82. Установка для электролитического рафинирова-
ния золота

для разрушения присутствующих в них карбонатов. Затем осадок
плавили с №С1 в качестве флюса.

Экономический расчет, выполненный при рассмотрении проекта
расширения Рэнд Рифайнери, показал, что электролитическое рафи-
нирование золота будет стоить на 2 цента на унцию дороже, чем рафи-
нирование хлорированием. Затраты, связанные с расходом электро-
энергии, дополнительной рабочей силой и отчислениями на капиталь-
ные вложения, оправдываются стоимостью дополнительно извлекае-
мого серебра, за которое ранее покупатели не платили.

При современном масштабе производства рудного золота годовые
потери серебра составляют 206 000 рэндов. В золоте же, рафинирован-
ном электролитическим способом, 'содержание серебра снижается
до 1% от первоначального (вместо 266 центов на 12,5 кг, всего
2,2 цента).

Основной фактор, удорожающий процесс электролитического ра-
финирования, — задержка в реализации золота вследствие увеличе-
ния незавершенного производства и удлинения стадии рафинирования.

Компания проводит ряд мер, способствующих уменьшению рас-
ходов (круглосуточная работа завода, дополнительное извлечение
платиновых металлов, введение в электролит добавок, противодей-
ствующих поляризации на катодах и др ). Предполагается, что даль-
нейшее усовершенствование процесса электролитического рафиниро-

Вода

В дрена*

----«

в

—2

ристого золота:

1 — круглые медные шины;

Рис. 83. Ванна для электролити-
ческого получения раствора хло-

фнброглассовые крышки; 3 — фиб-
роглассовая ванна; 4 — золотые
аноды (4 шт.); 5 — диафрагма; 6 —
соляная кислота; 7 — электролит





7

2 —

вания на предприятии Рэнд Рифайнери
существенно сократит время производ-
ства золота и принесет более высокие
прибыли.

В настоящее время метод электро-
литического рафинирования золота и
серебра применяется на других зару-
бежных заводах.

На заводе Лорето осадки Меррилл-
Кроу (85% А§ и 0,45% Си) плавят,
затем серебро отливают в аноды и на-
правляют на электролитическое рафи-
нирование в ваннах Тума. В качестве
электролита используется раствор ни-
тратов меди и серебра в азотной ки-
слоте. Серебро, выделяемое на катоде,
периодически удаляют, промывают и
плавят. Анодный шлам, содержащий
золото, разваривают в горячей азотной
кислоте и после удаления серебра и
меди промывают, сушат и направляют

на электролиз в ванны Вольвилля. Электролитом в данном слу-

чае служит хлористое золото и соляная кислота.

Фирма Демаг Электрометаллургис (ФРГ) [1401 рекомендует сле-
дующие методы получения электролизом чистых золота и серебра
в зависимости от качества сырья:

а)	при разделении меди и серебра (содержание серебра меньше
3%) — обычный электролиз в растворе медного купороса;

б)	при содержании серебра 3—15% — электролиз в растворе
нитратов с получением медно-серебряного осадка на катоде и зо-
лота в шламе;

в)	при содержании серебра 30—50%—электролиз в растворе
нитратов с получением медносеребряного сплава на катоде и золота
в шламе;

г)	для сплавов, содержащих серебра более 65% — обычные ванны
Мебиуса с добавкой НЫО3 для удаления меди;

д)	для золотосеребряных сплавов с 2% серебра •— ванны Воль-
вилля, в случае более высокого содержания серебра (до 10%) на ванны
следует подавать наложенный асимметрический переменный ток,
при ЭТОМ в Катодном осадке содержание золота может быть получено
99,999%;

е)	для сплавов, содержащих 90% золота, необходимо сплавлять
его с серебром в аноды, содержащие 8% золота-

Интересная очистка электролита от платины и палладия на аффи-
нажном заводе фирмы Канадиан Коппер Рифайнере [141].

Отработанный электролит

Нейтрализация каустической содой

Щавеле бая кислота

77 Н

Осаждение золота

Острый пар

Осадок золота	Раствор

I	I

в переплавки	Отстаивание 12 ч

С анодный скралон	|	|

Обеззолоченный	второй осадок

раствор	|

|	Переплавка в печи Дорэ

Разбавление водой

Пар

Нейтрализация каустической содой

Пуравьино - кислый натрий

Осаждение палладия и платины

|---------------------------------1

Фильтрат в отвал	Осадок палладия и платины

I

Сршка

Концентрат в продажу

Рис. 84. Схема извлечения платины и палладия нз отработанного электролита

Как известно, при электролитическом рафинировании золота в солянокислом
растворе платина и палладий, содержащиеся в черновом золоте, переходят в электро-
лит. Ранее на этом заводе электролит с повышенным содержанием платины и палла-
дия выводили из цикла, золото осаждали сернистым газом и плавили с анодным
скрапом для последующего электролиза, а платину и палладий осаждали цинковой
пылью. Осадок обрабатывали соляной кислотой, после чего остаток содержал 56—72%
в сумме платины и палладия и в таком виде поступал в продажу.

Данный метод имел ряд недостатков, в связи с чем на заводе было проведено
исследование по изучению возможности замены цинковой пыли и сернистого газа
другими реагентами. Лучшие результаты были получены при применении в качестве
осадителя золота щавелевой кислоты, а для осаждения платины и палладия — му-
равьинокислого натрия. В результате была разработана и введена новая схема про-
цесса извлечения золота, платины и палладия из отработанного электролита (рис. 84).
До осаждения золота кислоту нейтрализуют каустической содой до рН = 6.
На основании проведенного расчета установлено, что стоимость реагентов новой
схемы не превышает стоимости реагентов (сернистого газа, цинковой пыли и соляной
кислоты) при прежнем способе. При осуществлении новой схемы улучшились усло-
вия работы в цехе и несколько уменьшилась потребность в рабочей силе. Заметно
повысилось качество получаемой продукции.

Одно из новых предприятий по аффинажу драгоценных метал-
лов — завод в Эль-Монте, на котором широко осуществляются
процессы рафинирования, плавки, обработки и термообработки зо-
лота, серебра и платины [140]. Завод в основном перерабатывает
скрап драгоценных металлов. На заводе имеются печи для обжига,
плавки (Фишера и Хаусфельда). Для улавливания пыли исполь-
зуются мешочные фильтры из орлоновой ткани. Чтобы уменьшить
потери металлов, агрегаты очищаются ежедневно.

Таким образом, обзор состояния аффинажного производства за
рубежом указывает на отсутствие единой схемы рафинирования.
Каждый завод по-свсему решает вопрос очистки применительно к со-
ставу перерабатываемого сырья и с учетом конъюнктуры рынка.
ЧАСТЬ 111

НОВЫЕ НАПРАВЛЕНИЯ
В МЕТАЛЛУРГИИ ЗОЛОТА

Глава IX

СОРБЦИОННЫЕ МЕТОДЫ
ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА
ИЗ ЦИАНИСТЫХ РАСТВОРОВ
И РУДНЫХ ПУЛЬП

Анализ данных, приведенных во вто-
рой части книги, показывает, что на
современном этапе развития золото-
добывающей промышленности основ-
ным методом металлургической обра-
ботки золотосодержащих руд и кон-
центратов является цианирование.
В течение почти столетнего периода
своего существования данный про-
цесс постоянно совершенствовался и
модернизировался, что, в конечном
итоге, позволило ему стать практи-
чески вне конкуренции по сравнению
с другими методами извлечения золота
из рудного сырья. Тем не менее и в на-
стоящее время ведутся значительные
работы, цель которых дальнейшее по-
вышение эффективности цианистого
процесса.

Работы данного плана проводятся
в различных направлениях, один из
которых — усовершенствование мето-
дов сорбционного извлечения золота
(и серебра) из цианистых растворов
и рудных пульп.

Целесообразность постановки такого
рода работ вызвана тем, что стандарт-
ный метод осаждения золота из циа-
нистых растворов цинковой пылью,
несмотря на свою в целом высокую
эффективность, не всегда обеспечивает
получение удовлетворительных пока-
зателей по извлечению благородных
металлов (особенно при обработке
мышьяк- и сурьмусодержащих раство-
ров). Кроме того, использование гра-
нулированных сорбентов предполагает
возможность осуществления так назы-
ваемой бесфильтрационной технологии
цианирования золотосодержащих руд,
что в ряде случаев экономически це-
лесообразно.

На основании результатов выполнен-
ных научно-исследовательских работ
и производственных испытаний выде-
лены две группы сорбентов золота,
применение которых в технологиче-
ских целях представляет практический
интерес:

а) активированные угли; б) ионооб-
менные смолы.

Ниже кратко охарактеризованы ме-
тоды сорбционного извлечения золота
с использованием указанных выше
сорбентов и даны общие представле-
ния о возможных перспективах приме-
нения данных методов в производстве
золота за рубежом гидрометаллурги-
ческими методами.
Сорбция золота из цианистых растворов и пульп
активированными углями

В практических целях применение древесного угля в качестве
осадителя золота из цианистых растворов впервые было осуще-
ствлено в штате Виктория (Австралия) на небольших заводах ещё
в конце прошлого века [142]. В дальнейшем этот процесс был усовер-
шенствован и получил название процесса Мура—Эдмандса.

Своими исследованиями Мур показал, что на угле можно осаж-
дать золото из растворов, мало пригодных для процесса цементации
цинковой пылью, например из растворов со значительным содержа-
нием мышьяка и других примесей. В качестве примера Мур приводит
осаждение золота из цианистых растворов со значительным содержа-
нием сурьмы на заводе Блю Спек [143].

Позднее уголь нашел применение для осаждения золота из циа-
нистых пульп. Еще в трудах Гросса и Скотта [142] имелось указание
на успешные лабораторные опыты по осаждению серебра из рудной
цианистой пульпы с последующей флотацией угля. Флотационный
угольный концентрат содержал до 11 кг/т серебра при высоком из-
влечении. Авторы указывают, что одно из основных преимуществ
такого процесса — исключение операции фильтрации пульпы.

Очень интересно применение активированного угля на заводе
Карлтон, перерабатывающем бедные по содержанию золота хвосты
флотации. Насыщенный золотом уголь не сжигают, а обрабатывают
горячим раствором едкого натра и цианида. Золото с угля переходит
в раствор, из которого затем выделяется электролизом. Катодный
осадок плавят в электропечи. При весьма незначительных капиталь-
ных и эксплуатационных затратах введение этой операции в схему
обработки руды на заводе Карлтон позволило дополнительно извле-
кать на 70 000 долл, золота в год [40].

Большое значение имеет опыт использования активированных
углей для извлечения золота из труднофильтруемых цианистых
пульп, получаемых в процессе гидрометаллургической переработки
коттрельных пылей на заводе Джайент Йеллоунайф (процесс описан
в гл. VII).

Достаточно эффективно применение активированных углей и для
осаждения благородных металлов (Аи и А§) из жидкой фазы хвостов
флотации на фабриках, применяющих цианистые соли в качестве
флотационных реагентов. Например, на флотационной фабрике
Вилюна золото осаждали древесным углем из бедных растворов,
отделяемых от хвостов флотации до их выброса. Золото содержалось
в жидкой фазе флотационной пульпы вследствие растворения его
в цианистом натрии, применяемом в качестве депрессора пирита и
арсенопирита [40].

Исследование Джилимора показало, что на фабриках применяю-
щих в качестве флотационных реагентов цианистые соли, содержа-
ние золота в жидкой фазе хвостов флотации находится в пределах
0,06—0,12 г/т. Только на двух канадских фабриках потери раство-
ренного золота с флотационными хвостами оцениваются величиной
100 000 долл, в год. Показано, что сорбция золота на угле позволяет
снизить содержание растворенного металла до 0,009 г/т. При много-
стадийном использовании емкость угля по золоту можно довести
до 12 кг/т.

По Митчелу 1145], затраты на извлечение золота из таких рас-
творов с исходным содержанием золота 0,06 г/т будут составлять
всего 3,4 долл, на унцию (—0,1 долл, за 1г). Очевидно, что сорбция
золота на угле в ближайшее время найдет самое широкое примене-
ние на флотационных фабриках Канады и других стран.

Относительно низкая стоимость угля позволяет направлять его
после насыщения непосредственно на плавку. Однако в последние
годы ведутся широкие исследования и уже предложен ряд методов
по регенерации насыщенных углей с помощью различных десорбен-
тов. Например, в Канаде в 1955 г. взят патент на способ десорбции
золота с угля раствором аммиака (28% по массе) под давлением
7—8 ат. Из аммиачного раствора благородные металлы концентри-
руются упариванием, осадок плавят. Регенерированный уголь можно
повторно использовать в процессе. Джилимор предлагает снимать
золото с угля кипящим каустициановым раствором. Им предложен
аппарат для одновременной десорбции золота и электролиза, в про-
цессе которого золото осаждается на катоде и затем плавится. Уголь
и электролит используются повторно [144]. Золото можно также де-
сорбировать сернистым натрием и другими реагентами.

Следует отметить, что применение активированных углей для
сорбционного извлечения золота связано с необходимостью больших
единовременных загрузок сорбента вследствие низкой емкости
углей по золоту. При повторном использовании углей резко умень-
шается их активная поверхность, особенно при переработке руд,
содержащих тончайшие шламы, которые в процессе сорбции золота
из пульп забивают макропоры угля, затрудняя доступ цианистого
раствора внутрь гранул. При последующей водной отмывке угля от
шламов (перед десорбцией) полностью очистить поры угля от мель-
чайших минеральных частиц невозможно. В связи с этим наиболее
благоприятны для применения активированных углей в качестве
сорбентов золота из цианистых пульп такие руды и концентраты,
которые Содержат тонкие, но преимущественно кристаллические час-
тицы. При обработке же глинистых золотосодержащих руд, в состав
которых входит значительное количество аморфных илов, более
рациональны варианты цианирования с применением ионообменных
смол-

Сорбция золота из цианистых пульп'
ионообменными смолами

К ионообменным смолам относятся искусственно получаемые вы-
сокомолекулярные твердые вещества, содержащие активные ионо-
генные группы, способные к обмену с ионами растворимых электро-
литов, к числу которых относится и растворимый золотосодержащий
комплекс №Аи (СМ)2-
Наряду с золотом на анионите в той или иной степени могут сор-
бироваться и другие анионы, присутствующие в жидкой фазе циа-
нистой пульпы: медь, цинк, железо и др.

Первоначально предложение об использовании анионообменных
смол для осаждения золота из цианистых растворов было сделано
Находом и английской фирмой Пермутит. В 1953 г. были опублико-
ваны результаты исследований, выполненных Бурстелом, Феррес-
том, Кембером и Уэллсом. Этими исследованиями установлено, что
емкость сильноосновного анионита марки Амберлит 1 КА-400 из
чистых (синтетических) растворов может быть доведена до 50%. Но
незначительное добавление свободного цианида, ионов меди, цинка,
никеля, железа, роданидов и др. резко снижает емкость смолы по
золоту за счет их совместной сорбции.

Наиболее детальные исследования по изучению ионообменного
процесса выполнены специально созданной фирмой Коннит на рас-
творах и пульпах, полученных при цианировании руд рудника Вест
Дрифонтейн Майнз [146]. В результате было сделано несколько
публикаций и взято ряд патентов [147, 148]. Для определения ад-
сорбционной характеристики анионитов было испытано около 20
образцов смол различного состава на искусственных и заводских
растворах, при этом установлено, что существует определенная за-
висимость между временем контакта смолы с раствором, величиной
рН среды, емкостью смолы и извлечением золота.

Исследования по снижению рН раствора показали, что емкость
смолы по золоту можно увеличить до 20 г[л в. о. с. (влажной осев-
шей смолы) в С1“ форме (рН = 6,9), но при этом понижается избира-
тельная сорбционная способность смолы по золоту.

Емкость смолы пытались повысить, переводя золотоцианистые
соли в кислую форму [НАи (СМ) 21 за счет предварительного пропус-
кания раствора через колонку с сильнокислым катионитом Цео-Карб
225. При этом золото не сорбировалось на ионите, при последующем
же пропускании раствора через колонку со смолой Деацидит Н ем-
кость ее по золоту получалась до 240 г!л в. о. с. Однако вследствие
необходимости вести сорбцию в кислой среде (рН = 3,3-^3,5) от
такого процесса пришлось отказаться. Применение смолы в формах
различных солей (хлорида, сульфата, нитрата, тиоцианата и т. п )
показало, что ее емкость по золоту во всех случаях практически
одинакова.

На примере золотосодержащих растворов завода Дрифонтейн
было показано:

а)	присутствие 14 г/м3 цинка в золотосодержащем растворе сни-
жает емкость смолы по золоту;

б)	содержание свободного цианида и защитной щелочи выше
0,02% №СК и 0,02% СаО заметно снижает емкость смолы по золоту;

в)	в среднем из всех способных к обмену активных групп смолы
только 2,5—6% были заняты золотом.

Изучение смолы Деацидит Н с разным содержанием сильно-
основных групп (СОГ) показало, что адсорбционная емкость смолы
по золоту возрастает с увеличением их количества, но при этом
236
снижается селективность смолы по золоту. Однако второй фактор
изменяется менее заметно, чем первый.

Дальнейшие опыты проводились с золотосодержащим раствором
завода Вест Дрифонтейн с добавлением 100 г!т меди, никеля и железа.
Результаты опытов приведены в табл. 21.

Таблица 21

КОЛИЧЕСТВО СОРБИРОВАННЫХ МЕТАЛЛОВ К МОМЕНТУ
100%-иого ПРОСКОКА ЗОЛОТА

Содержа- ние СОГ, %	Сорбировано, мг[л в. о. с.						Адсорбиро- вано золота от суммы металлов,%
	Аи	7п	ьн	Си	Ее	всего	
			Деацидит Н				
2,7	7 275	157	70	—	—	7 502	88,4
5,0	11 505	190	315	240	95	12 345	93,3
10,0	13 785	530	550	405	320	15 590	88,5
11,0	16 135	400	880	495	225	18 140	89,0
22,0	24 165	895	2565	1 025	350	29 000	83,3
33,0	30 120	610	2655	1 815	2915	38 025	79,1
46,0	41 475	900	3760	3 130	1505	50 770	81,7
90,0	47 200	950	4190	12 260	9600	74 200	63,5
			I КА-400				
90	42 560	,30	2675	7 575	735	53 670	79,2

Для сравнения в этой же таблице даны результаты по сорбции на
анионите 1КА-400 с 90% СОГ. Во всех случаях снижается емкость
смолы по золоту, и проявляется это тем сильнее, чем больше в смоле
содержится сильноосновных групп. Оптимальные результаты полу-
чены на смоле с 20% СОГ. Из присутствующих в растворе примесей
наиболее депрессирующе действует на сорбцию золота никель, наи-
менее — железо. Таким образом, ни одну из испытанных смол нельзя
назвать селективной по золоту, хотя несколько избирательнее сор-
бирует золото смола с 6—10% СОГ.

В дальнейшем усилия исследователей были направлены на со-
здание селективных анионитов и на селективное элюирование метал-
лов со смолы. Учитывая, что слабоосновные смолы более селективны
по золоту, но имеют меньшую емкость, а сильноосновные типа Амбер-
лит ЩА-400, наоборот, удовлетворяют всем требованиям кроме
селективности, были предприняты попытки создать смолы, в которых
одновременно присутствуют как те, так и другие группы. Выше это
было показано на смоле Деацидит Н с переменным количеством силь-
ноосновных групп.

По созданию смол имеется значительное количество патентов,
суть которых сводится к следующему: для сорбции золота и серебра
из цианистых растворов рекомендуются анионообменные смолы сме-
шанного состава со слабоосновными и сильноосновными группами.
Лучшие показатели получены при содержании сильноосновных
групп до 6—10%. С дальнейшим уменьшением содержания сильно-
основных групп резко снижается общая обменная емкость смол, в том
числе и по золоту.

Исследования также показали, что большое значение в ионообмен-
ных процессах играет явление комплексообразования, так как за
счет него возможно селективное разделение металлов. В качестве
комплексообразователей при разделении металлов ионообменным
методом можно использовать алифатические оксикарбоновые кислоты,
оксисульфокислоты и их соли [136].

Компанией Норко Кемикэл предложено добавлять в цианистый
раствор, содержащий золото, серебро, медь, никель, цинк и кобальт,
в качестве комплесообразователя формальдегид и затем вести сорб-
цию на смолах Амберлит Щ-100, 1К-120, Доулит С-25 и т. п. Извле-
чение золота на смолу при этом составляет 98%.

Отделению благородных металлов от примесей посвящена ра-
бота Достера и Шмуклера [149]. В используемую ими смолу в поли-
мерную матрицу вводили комплексообразующие хелатные группы
(аминогруппы). Общая формула смолы имеет следующий вид:

, МН 1 +
к—с; си

Эта смола, по утверждению авторов, связывает благородные металлы,
но не затрагивает основные металлы и другие примеси. Авторы в ка-
честве примера приводят данные при работе с хлоридным раствором.

Новый и, как утверждается, улучшенный способ разделения и
извлечения золота заключается в применении хлорометилированной
стирол-дивинилбензольной смолы, обработанной тиомочевиной.
Смола в этом случае имеет формулу:

,ЫН

К-СН2—8—С

^ГШ—СН—СН2

Анализ имеющихся данных по селективному выделению золота
применением смол различного состава позволяет все же сделать
вывод, что значительного эффекта в этом отношении пока еще не
получено.

Гораздо более обнадеживающи методы селективной элюации
металлов, сорбированных на смоле. Наиболее подробно различные
методы элюирования описаны в статье Дэвисона, Рида и др. [150].
Первоначально было изучено извлечение золота из насыщенной
смолы в неселективной системе щелочного тиоцианата с последующим
селективным извлечением золота из элюата. Стандартный раствор
(Г4КСК8 + 0,1-н. КаОН) обеспечивал извлечение золота со смолы
Деацидит Н, содержащий до 46% СОГ, 95-—96%, со смолы Деаци-
дит РЕ при том же объеме элюата извлечение золота было только 80%.

Исследованиями установлено, что вместо КСК8 можно применять
^Н4С^8, который на единицу массы содержит больше групп СМ8 и
стоимость его меньше.
Из тиоцианатных растворов золото извлекали следующими ме-
тодами:

а)	осаждением двуокисью серы;

б)	извлечением золота в амальгаму, в этом случае скорость про-
цесса не удовлетворяла требования производства;

в)	осаждением золота активированным углем, 1 г активированного
угля осаждают до 50 мг золота;

г)	электролизом — в качестве катода использовали свинцовую
фольгу, в качестве анода — графит; результаты получены хорошие.
Кроме золота, элюат содержал медь, никель, железо, цинк и другие
примеси. Электролизом извлекалось золото и частично медь, осталь-
ные элементы оставались в растворе. Из обеззолоченного элюата
пытались регенерировать тиоцианат, осаждая его в форме одновалент-
ной меди- Лабораторные опыты были обещающими, но в промышлен-
ном масштабе метод не дал желаемого результата.

Интересный метод удаления золота со смолы описан Бурстелом,
Уэллсом, Джилмором и др. [153]. Насыщенную смолу обрабатывали
растворами цианистого натрия и серной кислоты, последовательно
удаляя медь и никель. Затем 5-н. раствором роданистого аммония
снимали золото и этот раствор направляли на электролиз. Обеззо-
лоченный электролит и смолу подавали в оборот.

В дальнейшем был предложен метод «динамического элюирова-
ния», который совмещает процессы снятия золота со смолы и выде-
ления его электролизом. Смолу Деацидит Н с 24% СОГ помещали
в электролизер с 5-н. раствором КН4СМ8. В качестве электродов
служили: анод из углерода и катод из свинца. Раствор перемешивали
и через электролизер пропускали ток. До электроэлюирования смола
содержала, мг/л в. о. с.: 8959 Аи, 16 2п, 51 М1, 36 Си, 16 Ре. После
электролиза в течение 24 ч осталось, мг/л в. о. с.: 4 Аи, 2 2п, 1 ЬИ,
1 Си, 1 Ее. В элюате после электролиза содержалось, г/л: 1 Аи, 2 2п,
1 ГД, 0 Си, 1 Ре. Извлечение золота и меди на катод составляет 100%,
роданистый аммоний был использован для повторного элюирования.
При э. д. с. 1,5 в роданид не разлагался. Расходы на электроэнергию
составили всего лишь 0,0006 долл!г металла.

В патенте, взятом Бурстелом, Кембером и др., золото, медь,
никель и другие металлы сорбировали на сильноосновном анионите
Амберлит IНА-400. Далее, цветные металлы снимали кислотой и
цианидом, а золото элюировали ацетоном с добавлением соляной
кислоты. Переход золота в элюат составлял 90—100%, смола могла
быть повторно использована в процессе.

В упомянутой ранее статье Дэвисона с сотрудниками [167]
сделан экономический расчет эффективности внедрения ионообмен-
ной технологии в условиях Витватерсрэнда. Расчет проводили
с учетом использования цианистого раствора фабрики Вест Дрифон-
тейн при годовой производительности 900 000 т руды. Применяли
анионит Деацидит Н с 24% СОГ, сорбцию проводили в стандартной
колонке. Элюирование вели последовательно: меди-1-н. раствором
№СМ; никеля — серной кислотой; золото снимали в процессе элек-
троэлюирования роданистым аммонием; часть роданита снимали
серной кислотой. При этом было получено извлечение: золота, меди
и никеля 100%, цинка 95%, железа 70%. Продолжительность всего
цикла элюирования 100 ч. Затраты на реагенты, пенсов на 1 т рас-
твора: 2,00 смола; 0,31 №СМ; 0,08 Н28О4; 1,02 1ЧН4СП8; 0,15 МН4ОН;
0,03 — известь. Всего 3,59. Общезаводские расходы (рабсила, энер-
гия и т. п.) 5,2. Общая стоимость 8,79 пенса.

При осаждении золота цинковой пылью (Меррилл-Кроу) стои-
мость переработки 1 т раствора составляет 3,5—4 пенса. Таким
образом, применение ионообменного процесса для выделения золота
из цианистых растворов Витватерсрэнда, с экономической точки зре-
ния, не конкурентноспособно по сравнению с процессом Меррилл-
Кроу.

Несколько иначе выглядят показатели в случае применения
ионного обмена непосредственно к цианистым пульпам, так как при
этом из схемы исключаются фильтрация пульпы и осветление рас-
творов .

Лаборатория фирмы Пермутит занималась разработкой данного
процесса в промышленном масштабе. Сообщения о результатах ис-
пытаний были сделаны Арденом на Второй международной конфе-
ренции по мирному использованию атомной энергии [152]. При осу-
ществлении процесса в промышленном масштабе встретились за-
труднения и работа на ионообменной установке была прекращена.

Компания Вест Дрифонтейн провела испытания на установке,
созданной для извлечения урана. Установка состояла из наклонного
сепаратора, где смола смешивалась с пульпой и после нескольких
стадий обработки отделялась от пульпы за счет использования раз-
ности в плотностях. Для сорбции золота применяли смолу Деаци-
дит Н с 24% СОГ. Сорбцию проводили в 11 стадий, результаты испы-
таний представлены в табл. 22.

Таблица 22

РЕЗУЛЬТАТЫ ОПЫТОВ ПО СОРБЦИИ НА НАКЛОННОМ
СЕПАРАТОРЕ СО СМОЛОЙ ДЕАЦИДИТ Н с 24% СОГ

Условия и результаты	Опыты		
	А	В	С
Длительность цикла, ч		48	93	71
Скорость подачи пульпы, л/мин ....	1,0	1,0	1,5
Время пребывания пульпы в сепараторе, мин	.		 ...	100	100	66,7
Скорость подачи смолы, мл/мин	1,1	1,0	1,5
Количество смолы в агитаторе, мл	100	300	360
Время контакта смолы с пульпой, мин . .	91	300	240
Содержание золота в жидкой фазе, г/т: до сорбции 		25,3	24,6	26,0
после сорбции 		1,34	0,016	0,016
Максимальное насыщение смолы золотом г/л в. о с		16,75	15,79	15,88
Извлечение растзоренного золота, %	94,7	98,0	100,0
Опыты показали, что в пульповом процессе растворенное золото
полностью можно извлечь на смолу. Аналогичные результаты были
получены при применении смолы Деацидит ЕЕ-520. Емкость этой
смолы по золоту была несколько выше, чем у ионита Деацидит Н.
Чтобы определить потери смолы, от хвостовой пульпы отбирали

Рис. 85. Ионообменная установка для извлечения золота:

/ — распределитель; 2 — агитаторы; 3 — ДРД7; 4 — пускатель; 5 — насос; 6 — двигатель
30 вт; 7 — изолированные сигнальные провода; 8 — воздушная мешалка; 9 — неокрашенный
стальной сетчатый фильтр; 10 — сливной выключатель; 11 ~ грубый стеклянный шлак;

12 — перемешиваемая смола

специальные пробы. Было установлено, что общие потери смолы не
превышают 5% от ее загрузки .

Джилмором [153] изложены результаты лабораторных исследо-
ваний по извлечению золота в пульповом процессе из канадских руд
методом ионного обмена на установке, изображенной на рис. 85.
Пульпа самотеком движется из одного агитатора в другой (всего
10 шт.), смола задерживается в агитаторе. Опытами было установ-
лено, что растворенное в цианиде золото полностью сорбировалось
смолой Амберлит ША-400, емкость ее по золоту колебалось от 3,7
до 10 г/л смолы.

Для элюирования золота были испытаны 12 различных растворов,
наиболее эффективным оказался тиоцианат аммония. Элюирование
и осаждение золота вели в электролитической ванне (рис. 86) с двумя
графитовыми анодами и свинцовым катодом, установленными на
расстоянии 7 мм друг от друга. Насыщенную смолу перемешивали
в 5-н. растворе МН4СИ8, через который пропускали постоянный
ток напряжением 1,6 в. Сила тока в ванне колебалась от 23 до 180 ма.
Извлечение золота на катод составило 98%, в электролите оставалось
металла 0,15 г/т раствора. Смолу и электролит направляли в оборот.
При промышленном оформлении этого процесса встретились зна-
чительные трудности при отделении и транспортировке смолы из
аппарата в аппарат, так как 1 л пульпы содержит всего около 1 мл
смолы. Пытались отделить смолу флотацией в машине Фагергрена,

Рис. 87. Пульсирующее уст-
ройство:

1 — делительная коробка; 2—
смола Амберлит 1КА 425 +
-}-20М; 3 — 6 "-диафрагмовый
насос Дливера с шаровым
клапаном; 4 — насос Сигма;
5 — бачок для стекающей
пульпы; 6 — сетка с отвер-
стиями 0,407 мм; 7 — трубка
для питания; 8 — трубка для
циркуляции; 9 — бачок для
цианистой щелочной пульпы

Рис. 86. Схема устройства
для электролитического из-
влечения золота из амбер-
лита ]КА—400 в 5-н.

ИН48СК:

1 — вольтметр постоянного
тока иа 5 г»; 2 — выпрями-
тель; 3 — выключатель; 4 —
амперметр постоянного тока
иа 200 ма; 5 — прозрачная
электролитическая камера;
6 — свинцовый катод; 7 —
графитовые аиоды; 8— элек-
тролит (5-и. КН48СК); 9 —
50 мл амберлита 1КА 400
|Аи (СЫ-)21

но процесс сопровождался большим расходом реагентов и разру-
шением смолы, а в концентрат (нагруженная смола) попадало много
шламов.

Детально изучали возможность применения гравитационных ме-
тодов разделения смолы и пульпы. Исследовали методы классифика-
ции в гидроциклонах, гидросепараторах и т. п. Ни один из испытан-
ных методов не дал 100%-ного извлечения смолы и не гарантировал
ее от дополнительного механического разрушения.

Был испытан метод отделения смолы от пульпы в пульсирующей
колонке (рис. 87). Пульпу с содержанием 52% твердого, крупностью
— 0,208 мм пропускали через колонку сверху до момента насыщения
смолы по золоту (содержание золота в жидкой фазе входящей и
выходящей пульпы было одинаковое). После сорбции в жидкой фазе
пульпы содержание золота было около 0,09 г/т. Пульсация (ход 7",
120 качаний в минуту) поддерживала пульпу во взвешенном состоя-
нии, смола отделялась на сетке, а пульпа переходила в следующий
аппарат. Насыщенную смолу после промывки направляли на электро-
элюирование.

Интересен метод отделения смолы от пульпы электромагнитной
сепарацией1. В смолу вводят магнитные компоненты, благодаря
чему ее легко можно отделить магнитной сепарацией.

Расчеты выполненные, применительно к предприятиям Витва-
терсрэнда [150], показали, что при применении ионного обмена для
сорбции золота из пульпы величина затрат на процессе сорбции
характеризуется следующими цифрами, пенсов на 1 т руды: 1,06
смола, 2,00 реагенты для корректировки величины рН, 5,20 эксплуа-
тационные расходы. Всего 8,26 пенса-

По данным этих же фабрик, стоимость фильтрации равна 7,58
пенса на 1 т руды, стоимость осаждения цинковой пылью 3,74 пенса
на 1 т руды. Так как стоимость цианирования и всех предшествую-
щих операций в обоих случаях одинакова, то рентабельность ион *-
обменного процесса будет определяться величиной затрат на реаген ы
для элюирования. Если эта величина будет ниже разности 11,32 —
—8,26 3,0 пенсов на 1 т руды (что вполне возможно), то процесс
будет экономически выгоден.

Таким образом, выполненный анализ показывает, что применение
ионообменного процесса для извлечения золота представляет прак-
тический интерес только в варианте пульпового процесса, так как
возможность исключения из схемы фильтрации пульпы и освет-
ления растворов делает его экономически выгодным, даже при сов-
ременном уровне изученности.

Дальнейшие исследования предполагается направить на созда-
ние более селективных смол с хорошей емкостью по золоту, разра-
ботку более экономической схемы регенерации смолы и создание
аппаратуры для осуществления непрерывного пульпового процесса.

Глава X

ЖИДКОСТНАЯ ЭКСТРАКЦИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ

Возможность применения жидкостной экстракции для извлече-
ния благородных металлов из растворов различного состава изучается
зарубежными исследователями сравнительно давно. Основное ко-
личество работ в этой области (судя по имеющимся публикациям)
касается вопросов аналитики.

Тем не менее, несмотря на отсутствие прямых указаний по при-
менению экстракционных методов для извлечения и очистки золота

1 Патент Бельгии № 668584, 1965 г.
и серебра в зарубежной практике, известно, что исследования в этом
направлении проводятся достаточно интенсивно.

В настоящее время сравнительно хорошо изучена экстракция
золота III из растворов НС1, НВг, НР и Н1 с помощью диэтилового
эфира [156], спиртов и сложных эфиров и метилизобутилкетона
[155] по оксониевому механизму, а также экстракция золотохлори-
стоводородной кислоты этилацетатом [156]. Имеются сообщения о
применении экстракции для очистки драгоценных металлов, в част-
ности золота, с использованием дибутилкарбитола [157].

В последнее время опубликованы работы, посвященные исследо-
ванию различных экстракционных систем с участием золота. Так,
изучается экстракция этилдитиокарбаматов золота [158], экстракция
в системе АиШ—НС1 по гидратно-сольватному механизму; иссле-
дуются дитиофосфинатокомплексы золота и серебра, а также ком-
плексы серебра с 2-меркаптобензатиазолом и некоторыми алифа-
тическими аминосоединениями; приводятся экспериментальные дан-
ные по экстракции золота и серебра из водных растворов метанола,
этанола и ацетона тридодециламином и трибутилфосфатом [159].

В результате усиленных исследований в области экстракции
золота и серебра стали использовать процессы жидкостной экстрак-
ции в целом ряде схем определения благородных металлов. Во всех
случаях экстракцию применяют либо для концентрирования опре-
деленного металла, либо для отделения его от примесей. В частности,
в последеие годы стали известны разработки радиохимического спо-
соба определения золота и серебра с применением экстракционной
системы дитизона четыреххлористого углерода, диметилглиоксима
[160]; способ определения золота в сульфидных рудах [1611; флу-
орометрическое определение золота в горных породах с использова-
нием родамина В [162]. Хлораурат родамина В по этому методу
экстрагируется изопропиловым эфиром.

Сюда же следует отнести спектрофотометрический метод опреде-
ления золота с предварительной экстракцией1, а также одновремен-
ное определение осмия, рутения, иридия и золота в платине с по-
мощью нейтронно-активационного анализа с предварительным эк-
стракционным разделением элементов. При этом для отделения зо-
лота от металлов платиновой группы в хлоридных растворах наи-
большее практическое применение имеют эфиры [163].

Имеются сведения и о способах определения серебра, включаю-
щих экстракцию. Так, известны спектрографические методы с ис-
пользованием экстракции [164], колориметрические методы с ис-
пользованием дитизона, а также нейтронно-активационный метод
анализа гранитных и диабазовых пород, в котором экстрагентами
служат солянокислая соль тридодецил амина, трибутилфосфат и
тен оил тр ифторацетон.

В середине 60-х годов предложен полевой метод определения се-
ребра в почвах и горных породах экстракцией его триизооктил-
тиофосфатом [165]. Кроме того, описано спектрофотометрическое

1 Патент США № 3397040, 1966.
МЕТОДЫ ЭКСТРАКЦИИ ЗОЛОТА И СЕРЕБРА
ИЗ РАЗЛИЧНЫХ ПОРОД

>кстраги- руем ый элемент	Исходный материал	Растворяющая система	
		водная фаза	органическая фаза
Аи III	Бедные руды  Ре-содержащие руды  Сульфидные ми- нералы Геологический материал Почвы  Свинец высокой чистоты  Медистые про- дукты Электролитные шламы Сплавы золота  Платиновые ме- таллы	1.	Разбавленная Н28О4  2.	Разбавленная НС1 Вг2; НС1  1,75-м, НВг  3-н. НВг  0,5-н. НС1 и 0,054 рас- твор бриллиантовой зе- лени  10-м. НС1  6,0—6,5-м. НС1 или НВг  6-н. НС1; 0,3% МН4С1; родамин В (СвН5)3.(СзН7) РС1, ЫаСНЗ  1.	6-м. НС1 или НВг  2.	(СвН6)4 АзС1, НР	Дитизон/хлороформ Дитизон/хлороформ Бутилацетат  0,01-м. раствор триоктил фосфинокиси/хлороформ Этиловый эфир, затем изопентанол  Этанол: толуолу = 5 : 95  Си (ДЭДТК)2 в хлоро- форме  Хлористый этилен  Бензол  Бензол или толуол  Полиоксиэтилен гликоль Хлороформ
Аи I	Сбросные циани- стые растворы	1.	НС1, КМпО4, 3-м. НС1  2.	НС1 до рН=1,5, саме- тилтриамид фосфорной кислоты	Метилизобутилкетон  Хлористый метилен
Л8 I	Концентраты РЬ, Си, Аи  Наносы и породы	8-м. Н28О4  1.	0,5-м. Н28О4  2.	Разбавленная НМО3	Дитизон/бензол  Си-дитизонатгексан Триизооктилфосфат в бензоле  Д итизон/четырех хлори- стый углерод или хло- роформ  То же  Си (ДЭДТК)2 в хлоро форме  Метилизобутилкетон  Амберлит ХА-1/ксилол
	Свинец или глет  Различные ме- таллы	1 пН—4 Н	/НС1	
		Н28О4)  2. Аскорбиновая кисло- та до 4-м. НС1О4  1.	Ацетатнонатриевый буфер, рН=3—4  2.	Антран-М, Ы-диук- сусная кислота, дибутил- амин и салициловая кислота  3.	НС1	
определение микрограммовых количеств серебра тиокетоном Мих-
лера с последующей экстракцией образующихся комплексов изоами-
ловым спиртом или Н-гексанолом.

Известны и другие сообщения о проведении исследовательских
работ за рубежом в области экстракции золота и серебра из различ-
ных растворов.

Несомненно, что некоторые из перечисленных выше методов эк-
стракции могут быть использованы (и, вероятно, используются)
и в технологических целях, особенно на стадии разделения чистых
металлов.

О возможностях экстракционного извлечения благородных метал-
лов из водных растворов различного состава, образующихся при
обработке различных материалов, в том числе и продуктов металлур-
гического производства, можно судить из данных табл. 23.

Нетрудно заметить, что почти все представленные в данной таб-
лице варианты касаются случаев выделения золота и серебра из
кислых растворов.

В принципе экстракция вполне применима и к щелочным циа-
нистым растворам, являющимся основным продуктом гидрометал-
лургического производства золота и серебра, о чем имеются достовер-
ные указания в соответствующих публикациях [166, 1671.

Однако, по мнению американских ученых, жидкостная экстрак-
ция в данном случае вряд ли окажется конкурентоспособной по эко-
номическим показателям с существующими более дешевыми и про-
стыми способами извлечения золота и серебра из цианистых раство-
ров и рудных пульп.

Что же касается аффинажа платиновых и благородных металлов,
то в данном случае экстракционные методы их разделения и очистки
с использованием кислых сред имеют несомненное преимущество.

Глава XI

ГИДРОХЛОРИРОВАНИЕ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД
И КОНЦЕНТРАТОВ

Процесс гидрохлорирования основан на переводе золота в водно^
растворимое соединение золотохлористоводородной кислоты под
действием газообразного хлора и других хлорагентов, содержащих'
хлор в виде иона (например, НС1):

Н2О + С12 = НС1 + НС1О;

2Аи + ЗС12 + 2НС1 = 2Н [АиС14 ].

Для последней реакции АТ70 = 27,3 ккал.

Подобный процесс под названием «хлоринация» как гидрометал-
лургический метод извлечения золота из руд и концентратов широко
применялся в золотодобывающей промышленности в течение второй
половины XIX века.

С целью интенсификации процесса хлоринации ранее применяли выщелачивание руды
под давлением, осуществляя хлоринацию в бочках и используя в качестве хлорагента
хлорную известь. Положительными сторонами этого способа являлось перетирание
материала при вращении бочки, повышенное давление хлора и отсутствие необходи-
мости получать хлор извне. Сначала в бочку заливали воду, затем вводили хлорную
известь и сверху загружали руду. После этого на слой руды заливали необходимое
количество серной кислоты и плотно закрывали крышку в бочке, затягивая ее бол-
тами. Хлор в бочке получался по реакциями

СаОС12 + Н28О4 = Са8О4 + Н2О + С12;

Са (ОС1)2 + Н28О4 = Са8О4 + Н2О + ’/гОг + С12.

Недостатками хлоринационного процесса в первый период его освоения являлись:
а) необходимость использования большого количества хлора и хлор содержащих
агентов; б) токсичность применяемых реагентов и связанная с этим возможность
отравления при обслуживании технологического процесса; в) затруднения, вызы-
ваемые присутствием в природных золотинах примеси серебра, образующего нерас-
творимые поверхностные пленки А§С1, препятствующие дальнейшему протеканию
процесса растворения золота; г) недостаточная эффективность используемой для
выщелачивания аппаратуры.

Указанные недостатки специфичны для рассматриваемого процесса. Тем не
менее, возможности использования хлоринации в последние годы существенно расши-
рились благодаря достигнутому прогрессу как в области теории, так и в области
практического осуществления данного метода.

Исследования последнего времени и, в частности, работа Пут-
мана [111], измерившего скорости растворения золотой фольги
и золотых пластинок как в цианистом растворе, так и в хлорной воде
показали, что скорость растворения золота в хлорной воде значи-
тельно выше, чем в цианистом растворе, и что она резко возрастает
с увеличением содержания в растворе иона хлора. Путман показал,
что добавка хлорида и сульфата натрия не влияет на скорость реак-
ции, в то время как при снижении концентрации хлора в растворе и
увеличении кислотности повышает величину растворения золота.
Кроме того, первоначально реакция хлорирования золота протекает
с образованием хлорида одновалентного золота:

2Аи + С12 -> 2АиС1.

Это соединение, как известно, нерастворимо в воде, но раство-
ряется в хлорных растворах: АиС1 + С1- —> АиС1Г- Ион АиС12
окисляется, присоединяя к себе еще молекулу газообразного хлора
: переводом золота в трехвалентное состояние: АиС1Г + С12 —»
> [АиС14]-.

При этом одновалентное золото может окисляться в трехвалент-
юе только в растворе.

Присутствие посторонних растворимых хлоридов металлов часто
ускоряет процесс растворения золота, так как хлориды ряда метал-
1ов, прохлорированные до золота, могут служить донорами иона
(лора в растворах.

Установлено, что ускоряющее влияние хлорида достигает мак-
:имума при концентрации иона хлора в насыщенных газообразным
<лором растворах около 5 г/л. На практике этого значения концен-
трации иона хлора достигают, вводя в пульпу хлорирования соляную
сислоту.
В процессе гидрохлорирования одновременно с золотом хлори-
руются и другие присутствующие в руде металлы, хлориды которых
могут быть растворимы или нерастворимы в воде.

При гидрохлорировании серебро- и свинецсодержащих руд (с образованием
нерастворимых в воде хлоридов серебра А&С1 и свинца РЬС12) большое значение имеет
знание устойчивости богатых хлоридных растворов, которая определяется равнове-
сием между раствором и осадком в зависимости от величины растворимости того,
или иного хлорида.

Установлено, что, когда хлорид серебра или хлорид свинца находятся в кон-
такте с сильно кислыми растворами хлорида, наступает следующее равновесие с об-
разованием серии анионных комплексов, растворимых в концентрированных хло-
ридных растворах:

АеС1 (ТВ) А§С1 (Р) [АеС12Г 5^ [АеС13р-	[А8С14]3-

п

А2-+С1-

РЬС12 (ТВ) РЬС12 (р)	[РЬС13]-	[РЬС14[2-	[РЬС1с]4~

и

РЬС1- 4-С1-
к
РЬ”-не-

указанное положение, а также энергичное перемешивание растворов, помога- 
ющее снятию пленки «нерастворимых» хлоридов с поверхности золота, позволяют
в настоящее время хлорировать природные сплавы золота с серебром (до 40% А§).

В принципе сульфидные золотосодержащие концентраты можно,
хлорировать непосредственно в «сыром» виде. Однако с целью эко-
номии расхода хлора (на хлорирование сульфидов), снижения стои-
мости процесса, сокращения продолжительности обработки и повы-
шения извлечения золота целесообразно гидрохлорированию под-
вергать предварительно обожженный материал. При этом установ-
лено, что оптимальной температурой обжига, обеспечивающей сте-
пень удаления серы (величину десульфуризации) не менее 97%, яв-
ляется температура 800° С. В этом случае при последующем гидро-
хлорировании достигается извлечение золота в хлоридный раствор
выше 99%.

В качестве эффективного аппарата для гидрохлорирования в ЮАР
предложен реактор в титановом исполнении (рис. 88). Гидравличес-
кий затвор обеспечивает герметичность реактора. Вал с ротором и
импеллером вращается непосредственно от электродвигателя со
скоростью 1000 об1мин, что помогает снятию пленки нерастворимых
хлоридов. Оптимальная температура процесса хлорирования состав-
ляет 60—70° С, подогрева пульпы в данном случае не требуется,
так как она разогревается за счет трения импеллера и ротора с вяз-
кими растворами. Хлорирование ведут в солянокислой среде (5-м.
НС1) при отношении ж : т = (Зн-4) : 1.

Немаловажная операция при гидрохлорировании — последую-
щее осаждение золота из хлоридных растворов.

Известно, что наиболее эффективно золото из большого объема
хлоридных растворов может быть осаждено:
1)	сернокислым закисным железом

2АиС13 + 6Ее8О4 = 2Аи + 2РеС12 + 2Ре, (8О4)3;

I

2)	сернистым газом:

2АиС13 + 38О2 + 6Н2О = 2Аи + 6НС1 + ЗН28О4;

I

3)сульфидом натрия:
2АпС13 + ЗЫа28 =
= 6НС1 + Ап283;

1

4)	сероводородом:

2АиС13 + ЗН28 =

6НС1 + Аи283;

1

5)	Древесным углем:
4АиС13 + ЗС + 6Н2О=

4Аи + 12НС1 + ЗСО2.

Первые три реагента
(сульфид натрия, дву-
окись серы и сульфат
железа) были опробо-
ваны в укрупненном
масштабе на экспери-
ментальном заводе в
Западном Холдингсе
1111]. Предпочтен не
было отдано сернистому
газу, как^наиболее де-
шевому и удобному в ис-
пользовании реагенту,
обеспечивающему спо-
койное протекание реак-
ции с высоким извле-
чением золота в чистый

Рис. 88. Упрощенный изометрический вид реактора для
гидрохлорироваиия

осадок.

Рекомендованная схема переработки богатых золотосодержащих
сульфидных концентратов приведена на рис. 89.

Очень часто при хлорировании сырых сульфидных концентратов
в водной среде окислению золота мешает присутствие других метал-
лов. В этом случае нередко концентраты обрабатывают кислотой
с отделением сильно кислого раствора от остатка, который содержит
золото в металлической форме.

Для обработки подобного типа концентратов и кислотных остат-
ков в 1959 г. в ФРГ запатентован несколько измененный способ
гидрохлорирования под названием «Способ извлечения золота И
других металлов, особенно из мышьяксодержащих руд, концентра-
тов и остатков» \

Было найдено, что золото и другие металлы из мышьяксодержа-
щих концентратов и продуктов их обработки можно легко извлечь
гидрохлорированием с использованием газообразного хлора, если
в течение всего процесса окисления поддерживать в реакционном

Воздух

НОТ
С1г

50г

богатые золотосодержащие
сулыридные концентраты

Обезвоживание а сушка

-------------------------------.............. 

Обжиг при 800 С

I	I

Огарок	Газы

_________________________,	I

II	В а извлечение

Гидрохлорирование в реакторе	80?

Фильтрация

Золотосодержащие растворы Твердые остатки

| ,,	На извлечение серебра

Осаждение золота

Золотосодержащий,
осадок

Очистка

I

Плавка

Золотые слитки

Растворы

I

В оборот
или на сброс

Рис. 89. Технологическая схема гидрохлорирования
золотосодержащих сульфидных концентратов

богатых

растворе окислительно-восстановительный потенциал 0,8—1,0 в.
В этих условиях все соединения и элементы, препятствующие в вос-
становленном состоянии растворению золота, окисляются с доста-
точной скоростью. Значение окислительно-восстановительного потен-
циала зависит от среды хлорирования. При окислении в солянокис-
лых растворах за счет газообразного хлора должен устанавливаться
окислительно-восстановительный потенциал в 1,0 в. При окислении
же в среде №С1 или соляной кислоты в смеси с азотной и серной ки-
слотами значение окислительно-восстановительного потенциала
поддерживают на уровне 0,8 в. Температура пульпы в момент обра-
ботки должна составлять 70° С, оптимальная кислотность для пред-

1 Патент ФРГ № 1038763, 1956.
ложенного способа — выше 1-н. по НС1. В указанных условиях
золото растворяется практически нацело.

Поскольку в данном процессе наряду с золотом в раствор пере-
ходят и другие металлы, в частности мышьяк и железо, необходимо
цо стадии выделения золота из хлорных растворов осадить их в виде
арсенатов железа. Установлено, что существует определенное соот-
ношение концентрации железа и мышьяка, способствующее лучшему
отделению арсенатов железа. Оно составляет величину, близкую
к единице. Арсенаты железа осаждаются при нейтрализации кислых
растворов, содержащих мышьяк и железо, углекислыми солями или
гидроокисями кальция и натрия.

Нейтрализацию проводят до тех пор, пока осаждение арсенатов
железа не будет полным. Однако в этой операции необходимо строго
контролировать значение рН, которое должно быть на уровне 3.
Это очень важно, так как реагенты, используемые для нейтрализа-
ции (например, карбонат кальция или калия), содержат соединения,
которые могут повторно осадить золото. Благодаря же строгому
контролю рН среды и поддержанию окислительно-восстановитель-
ного потенциала на необходимом уровне предотвращается возмож-
ность повторного выпадения золота и в момент растворения, и в мо-
мент нейтрализации золотосодержащих растворов.

По окончании нейтрализации суспензию фильтруют, и остаток,
состоящий главным образом из арсенатов железа и нерастворенных
составных частей руды или концентрата, промывают для отмывки
хлоридов золота. В этой операции возможно осаждение растворен-
ного золота. Поэтому рекомендуется добавлять к. первой промывной
воде незначительное количество окислителя, способствующего по-
вышению извлечения золота.

Золото из хлорных растворов можно извлечь любым из ранее
отмеченных способов. Однако в патенте предпочтение отдано осажде-
нию золота на активированном угле в металлической форме. Аппа-
раты для осаждения снабжены одной или несколькими постелями
активированного угля, через которые равномерно просачивается
юлотосодержащий раствор. При этом концентрация металлического
юлота на активированном угле может достигать значительной вели-
чины (до 20%). Полученные богатые золото-угольные концентраты
можно обработать для извлечения золота различными способами
(сжигание угля, электролитическое рафинирование, кальциниро-
вание с последующим освинцеванием и купелированием, механичес-
кое отделение, флотация и т. д.).

Если растворы содержат также и серебро, последнее можно вы-
юлить до осаждения золота. Для этого раствор пропускают через
постель из тонкой металлической стружки, которая должна быть
более электроотрицательной, чем серебро (например, медная или
железная).

Аппаратурное оформление рассматриваемого процесса гидрохлорирования сы-
рых сульфидных концентратов может быть аналогичным ранее описанному. Однако
г. технологии растворения в данном случае имеются свои особенности. В реакцион-
ный аппарат, снабженный мешалкой, заливают требуемое количество серной или
соляной кислоты, соответствующее массе обрабатываемого материала. Концентрат
измельчают до крупности 100% класса —0,074 мм и загружают в реакционный ап-
парат с кислотой. Окисленные компоненты концентратов сразу же растворяются.
После окончания первой фазы обработки (кислотное растворение) в пульпу вводят
окислитель: хлорат натрия (в виде 30%-ного раствора), перхлорат натрия, перхло-
рат кальция или газообразный хлор, чтобы окислить и растворить восстановленные
элементы.

Потенциал реакционного раствора в момент кислотного растворения железа и
мышьяка быстро повышается. После первого окисления железа и частичного окисле-
ния мышьяковистой кислоты до мышьяковой в пульпу вводят хлорагент или газо-
образный хлор. Золото при этом растворяется тем полнее, чем дольше поддерживается
требуемое значение потенциала при осуществлении подачи газообразного хлора.

Глава XII

ВЫСОКОТЕМПЕРАТУРНЫЙ ХЛОРИРУЮЩИЙ ОБЖИГ
С ВОЗГОНКОЙ ЗОЛОТА В ГАЗОВУЮ ФАЗУ
(ХЛОРИДОВОЗГОНКА)

Хлоридовозгонка в отличие от окислительно-хлорирующего
обжига предусматривает полный перевод металлического золота
в летучий хлорид с последующим улавливанием его из газов в виде
концентрированного по металлу продукта.

Огарок хлоридовозгонки должен быть отвальным по золоту и
не требовать дополнительной переработки. Если окислительно-
хлорируюший обжиг играет роль подготовительной операции перед
цианированием упорных сульфидных золотосодержащих концентра-
тов, то хлоридовозгонка — самостоятельный металлургический про-
цесс. При этом она применима к рудам и концентратам, содержащим
золото практически в любой форме.

С точки зрения физико-химических основ, процесс хлоридо-
возгонки аналогичен процессу окислительно-хлорирующего обжига.
И в том, и в другом случае при нагревании золотосодержащих мате-
риалов с активным хлорагентом протекают практически одни и те
же химические реакции, интенсивность и полнота которых зависят
от характера применяемого хлорагента, величины его загрузки,
температуры процесса.

Изучением вопросов использования высокотемпературной хлор-
ной металлургии применительно к золотосодержащему сырью в за-
рубежной практике занимается Колорадская рудная школа в США
[168], а также ученые ФРГ и Японии.

В соответствии с научными исследованиями, для осуществления ;
хлоридовозгонки могут применяться как твердые, так и газообраз-
ные хлорагенты. Из твердых хлораторов наиболее применимы хлорид
натрия и хлористый кальций. Из газообразных агентов наиболее
распространен хлор. В отдельных случаях хлорирование можно
осуществлять с помощью четыреххлористого углерода, сульфурил-
хлорида, фосгена и других несущих хлор газов

1 Патент ФРГ № 1011151, 1953.
Перед высокотемпературным хлорирующим обжигом концентра-
тов, содержащих значительное количество сульфидной серы, необ-
ходимо исходный материал предварительно обжигать с целью уда-
ления серы, так как избыток последней выше определенного предела
приводит к оплавлению огарка и образованию плотных зерен агло-
мератов, процесс отгонки хлоридов из которых существенно затруд-
няется.

Аналогично влияет и чрезмерно большая загрузка хлорагента.

Максимальная степень отгонки хлорида золота достигается при
температуре 900—1000° С. Продолжительность процесса хлоридо-
возгонки при данной температуре составляет 1,5—2,0 ч.

Хлоридовозгонку ведут с учетом факторов, облегчающих переход
золота в газовую фазу. В частности, наиболее благоприятны для
высокотемпературного хлорирующего обжига концентраты, содер-
жащие тонкое золото. В этом случае увлажнение шихты играет
положительную роль вследствие протекания следующих реакций:

2№С1 + Н2О = №2О + 2НС1,
2КаС1 + 8О2 + О2 = №28О4 + 2С12,
Ап 4- НС1 4- Р/2С12 = НАпС14,
НАиС14 НС1 + 1 АиС13.

В ряде случаев целесообразно использовать хлорагенты, хлори-
рующие золото при более низкой температуре, в частности СаС12
или М§С12, а не №С1.

Весьма желательно присутствие в концентратах, помимо золота,
других цветных металлов, образующих легколетучие хлориды.
Последние захватывают с собой золото, повышая степень его воз-
гонки, а в определенных условиях служат донорами хлора при хло-
рировании золота. К числу таких легколетучих хлоридов в первую
очередь относятся РЬС12, СпС12 и АзС13.

При отсутствии в золотосодержащих концентратах меди свинца
или мышьяка рекомендуется при хлоридовозгонке добавлять свин-
цовые соединения. Например, при хлоридовозгонке пиритных огар-
ков (60,36% Ре, 0,35% 7п, 0,45% 8, 3 г/т Аи и 13 г/т А§) при
1100° С и использовании в качестве хлорагента хлористого кальция
получено извлечение золота и серебра в возгоны около 70%. Высо-
котемпературный хлорирующий обжиг этих же пиритных огарков
с добавкой 0,2% РЬО позволяет увеличить извлечение золота и
серебра до 95% \

В качестве аппаратов для осуществления хлоридовозгонки, как
правило, рекомендуются шахтные печи и печи КС. Однако прово-
дить этот процесс можно во вращающихся печах и печах подового
типа 1 2.

Для полноты протекания реакций хлорирования хлоридовоз-
гонку ведут в слабоокислительной, нейтральной или слегка восста-

1 Патент США № 2681855, 1954.

2 Патент ФРГ № 957789, 1957.
новительной атмосфере х. При этом в отдельных случаях целесооб-
разно процесс вести в две стадии (двухстадиальная хлоридовоз-
гонка)1 2. В последнем случае материал смешивают с небольшим
избытком (против необходимого для реакции) хлористого кальция
или магния и нагревают до 900—1000° С. Материал при этом прохо-

Рнс. 90. Трехзониая шахтная печь для
хлоридовозгонки:

1 — загрузочные отверстия; 2 — от-
верстие для подачи нагревающего
газа; 3 — отверстие для выхода газа;

4 — боковой выход газа; 5 ~ верхняя
зона печи; 6 — нижняя зона печи

дит через две реакционные зоны, в
первой создают нейтральную или ела*
боокислительную, а во второй —сла-
боокислительную атмосферу. По этой
схеме мелкозернистый материал
можно обрабатывать последовательно
в двух вращающихся печах либо в
двух печах КС, или же окусковы-
вать его и обрабатывать брикеты или
окатыши в шахтных печах.

При использовании шахтных пе-
чей с обработкой окускованного ма-
териала необходимо учитывать сле-
дующее обстоятельство. Обычно при-
меняемый для хлорирования твер-
дый хлорагент — хлористый каль-
ций, содержащий значительное коли-
чество кристаллизационной влаги,
плавится при относительно низкой
температуре, сплавляя брикеты или
гранулы, что ухудшает возгонку хло-
ридов. Для удаления кристаллиза-
ционной влаги требуется большое
количество газов. Это снижает отно-
сительную влажность газов и тем-
пературу, что неблагоприятно ска-
зывается на протекании реакций
хлорирования. Сильное охлаждение
газов, особенно в верхней части
печи, при встрече со свежими Го-
лодными гранулами, вызывает ча-
стичную конденсацию хлоридов, оса-

ждающихся на материале и впослед-
ствие трудно улавливаемых. Поэтому предложено окатыши из
смеси обрабатываемого материала и хлорагента диам. 25 мм нагре-
вать вначале в отдельной печи при температуре 200—300° С в токе
воздуха для удаления внешней и кристаллизационной влаги и

окклюдированных газов.

Для хлорирования подготовленных таким образом окатышей
рекомендуется использовать печь специальной конструкции.

На рис. 90 показана шахтная реакционная печь. Окатыши вводятся вверху
печи через отверстия 1 и движутся вниз. Нагревающий газ вводится в печь через

1 Патент ФРГ № 1226792, 1966.

2 Патент ФРГ № 1185378, 1965.


отверстие 2, движется навстречу окатышам и удаляется наверху печи в точке 3.
Часть газа (25%) удаляется через каналы 4. Горячий газ, вводимый внизу печи при
температуре 1100—1300° С, охлаждается за счет опускающегося сверху материала
до 700—800° С в средней зоне и до 200—300° С в верхней зоне. Часть горячего газа,
содержащего значительное количество летучих хлоридов, рекомендуется удалять
из промежуточной зоны печи. Благодря этому уменьшается конденсация хлоридов
на окатышах в более холодных зонах печи, сохраняется форма окатышей и происходит
более полная возгонка хлоридов. Данный метод высокотемпературного хлорирова-
ния, предложенный финской фирмой, запатентован в США и Норвегии *.

Примером практического использования печей КС для осущест-
вления хлоридовозгонки золотосодержащих пиритных концентратов
является процесс Коша 8е1ко в Японии [169]. В основу процесса
положен двухстадиальный обжиг пирита в печах с псевдоожижен-
ным слоем. На первой стадии ведут окислительный обжиг для уда-
ления сульфидной серы. Получаемые в этой стадии газы направляют
на производство 98%-ной серной кислоты. Выгружаемый из печей
огарок обрабатывают насыщенным раствором СаС12 из расчета со-
держания хлорагента в материале 3—8% по массе, измельчают и гра-
нулируют.

Гранулы из смеси огарка и хлорагента сушат и обжигают
во второй печи при температуре 1250° С. Присутствующие в исход-
ном огарке золото, серебро, цинк, свинец и висмут полностью уле-
тучиваются в виде хлоридов.

Разновидностью рассматриваемого процесса является непрерыв-
ный двухстадиальный обжиг пиритов в спаренных печах КС. В этом
случае для хлорирования на второй стадии используют газообразные
хлорагенты. Процесс осуществляется с применением на второй ста-
дии предварительно подогретого кислородсодержащего газа, с до-,
бавлением к нему небольших количеств хлора или других газообраз-
ных хлористых соединений (соляная кислота, фосген), вводимых
в кипящий слой обрабатываемого материала.

При практическом осуществлении процесса хлоридовозгонки
известные затруднения вызывают количественное улавливание газо-
образных возгонов и последующая их переработка на соответствую-
щие товарные продукты.

. В настоящее время предпочтение отдают следующим способам
улавливания и переработки возгонов.

Дробное осаждение хлоридов металлов из возгонов при регули-
руемом охлаждении, запатентованное в ФРГ 1 2. Предусматривается
одновременное улавливание и разделение компонентов непосред-
ственно в газовой фазе при высокой температуре с использованием
энергии реакционных газов.

Выходящие из печи газы, содержащие хлориды и оксихлориды
металлов, а также другие соединения и кислород, подвергают регу-
лируемому охлаждению в несколько стадий. При медленном охлаж-
дении газов в них могут происходить химические превращения,
при которых одни хлориды переходят в новые соединения, а другие

1 Патент Норвегии № 84170, 1954.

2 Патент ФРГ № 1011151, 1953.
остаются неизменными. Выделяются отдельные хлориды в жидком
или твердом состоянии. Это позволяет в процессе охлаждения осу-
ществить или подготовить разделение соединений различных метал-
лов. Газы охлаждают лишь до той температуры, при которой в них
практически не остается больше хлоридов металлов.

Выделяющиеся в каждой температурной области жидкие или
твердые вещества удаляют из газа прежде, чем он подвергнется по-
следующему охлаждению. Для этого используют керамические
фильтры, пористые свечевые фильтры, циклоны и т. д. Так, от одной
ступени к другой газ все более обедняется хлоридами. Небольшое
количество хлоридов, остающихся в газах, циркулирует в процессе,
вместе с оборотным горячим газом, возвращаемым в печь. Газ охлаж-
дают водой, тепло которой утилизируется.

Коллективное осаждение хлоридов металлов
при резком охлаждении возгонов с последующей сульфатизацией
твердых продуктов и водным выщелачиванием сульфатов У

Сублимированные твердые возгоны сульфатизируют при темпе-
ратуре 550—570° С, используя серную кислоту, получаемую при
утилизации 8О2 из газов предварительного окислительного обжига.

Улавливание газообразных хлоридов во-
дой. Способ предусматривает полное улавливание и растворение
всех хлоридов с одновременной очисткой обжиговых газов от меха-
нических примесей (пыли) 1 2. Раствор используют многократно для
улавливания новых порций хлоридов до получения концентрирован-
ных растворов, а шламы (уловленные пыли огарка) возвращают
в процесс обжига. Из концентрированных растворов сначала осаж-
дают свинец, золото и серебро. Из фильтрата после отделения осад-
ков этих металлов ионным обменом извлекают медь, и после доведе-
ния рН раствора до 2,3—2,6 осаждают цинк, пропуская сероводород.
После этих операций фильтрат упаривают и направляют в голову
процесса.

В заключение необходимо отметить, что процесс хлоридовозгонки
довольно сложен: он связан с необходимостью использования высо-
ких температур в атмосфере хлора и требует применения весьма
развитой системы пылеулавливания и газоочистки. Даже незначи-
тельные потери возгонов в данном процессе совершенно не допу-
стимы.

Учитывая эти моменты, а также высокую стоимость рассматривае-
мой технологии, в настоящее время процесс хлоридовозгонки рас-
сматривается, главным образом, как метод комплексной перера-
ботки сложных по составу руд и концентратов, содержащих, кроме
золота, значительное количество других ценных цветных металлов,
попутное извлечение которых указанным методом может оказаться
экономически целесообразным.

1 Патент ФРГ № 1012074, 1958.

2 Патент Японии № 24724, 1958.
Глава XIII

АВТОКЛАВНОЕ ОКИСЛЕНИЕ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ СУЛЬФИДОВ

В последнее время все большее значение в химической техноло-
гии и гидрометаллургии цветных металлов за рубежом приобретают
процессы, протекающие в условиях повышенных давлений и темпе-
ратур (автоклавные процессы).

В применении к золотосодержащему сырью, интересны два воз-
можных варианта такого рода технологии.

1.	Автоклавное вскрытие (окисление) сульфидов с сохранением
золота и серебра в нерастворенном остатке, из которого их легко
извлечь цианированием или амальгамацией.

2.	Автоклавное кислородно-аммиачное выщелачивание, в котором
процесс вскрытия золотосодержащих сульфидов совмещен во вре-
мени и аппаратуре с процессом растворения золота. Разложение
сульфидов под давлением кислорода может осуществляться в водной,
щелочной (№ОН) и кистой (Н28О4) среде.

Сущность автоклавно-кислородного процесса в водной или кислой
среде заключается в следующем У Пульпу, содержащую сульфиды,
нагревают в автоклаве до температуры 120—130° С под давлением
воздуха или кислорода, превосходящем упругость пара растворов.
Сульфиды окисляются с образованием сульфатов, арсенатов, серной
и мышьяковой кислоты и элементарной серы. Наиболее полно иссле-
дование выщелачивания пирита в кислых средах выполнено Мак
Кеем и Холперном [170]. Установлено, что образованию элементар-
ной серы по реакции: Ее82 + 2О2 = Ее8О4 + 8° способствует
высокая кислотность (выщелачивание в кислых средах) и низкие
температуры. Напротив, низкая кислотность (выщелачивание в вод-
ной среде) и высокие температуры приводят в основном к образова-
нию серной кислоты:

2Ее82 + 7О2 + 2Н2О = 2Ее8О4 + 2Н28О4.

По мнению Корнелиуса и Вудкока [171], дополнительной при-
чиной образования элементарной серы может явиться взаимодей-
ствие пирита с возможным продуктом его окисления — сульфатом
трехвалентного железа:

Ре82 + Ре2 (8О4)3 = ЗРе8О4 + 28°.

По Грею [172], оптимальные условия автоклавного окисления
пирита — температура 200° С и давление кислорода 32 ат.

Процесс окисления пирротина Ре„8п+1 в водных растворах про-
текает в значительно более мягких условиях. Полное окисление его
достигается уже при температуре ПО—115° С и парциальном давле-
нии кислорода примерно несколько атмосфер. При этом конечным
продуктом реакции может быть элементарная сера и окись железа
1173]:

4Ееп8п+1 + ЗпО2 = 2пЕе,О3 4 (и + 1) 8°.

1 Патент Англии № 728135, 1952.
При окислении троилита Ре8 выход элементарной серы в сильно-
кислой среде может достигать 90%:

4Ее8 + ЗО2 2Ре2О3 + 48°.

На основе этой реакции Даунс и Брюс Ц74] предложили способ
получения элементарной серы.

Бьерлинг [175] считает, что элементарная сера при окислении
троилита образуется в кислой среде за счет газообразного кисло-
рода:

Ре8 + Н28О4 + '/2О2 = Ре8О4 + 8° + Н2О.

Арсенопирит довольно энергично окисляется при температуре
150° С. В отличие от других окисление арсенопирита сопровождается
образованием, наряду с отмеченными продуктами, мышьяковой
кислоты Н3АзО4. Выделяющиеся сульфаты железа могут взаимодей-
ствовать с мышьяковой кислотой с образованием нерастворимых
арсенатов железа.

При осуществлении автоклавно-кислородного процесса в водной .
среде сульфаты железа могут гидролизовать с образованием основ- ,
ного сульфата Ре (ОН) 8О4-пН2О и гидроокиси железа Ре2О3- .
 иН2О.

При повышении температуры пульпы до 130° С и выше сульфаты,
гидроокись и основной сульфат разлагаются с выделением красной
окиси а-Ре2О3.

Таким образом, при температуре 130—340° С и давлении кисло-
рода, превышающем упругость паров раствора, часть мышьяка и
большая часть железа переходят в нерастворимую форму и остаются
в твердом остатке. Одновременно ценные металлы и, в частности,
золото, первоначально физически и химически ассоциированные
с железистыми сульфидами, вскрываются, т. е. становятся доступ-
ными воздействию растворителя (цианида).

В 1951—1952 гг. в ФРГ запатентован способ подготовки золото-
содержащих руд к цианированию, обеспечивающий минимальное
растворение железа и мышьяка 1. Измельченная руда находится во 
взвеси с водой или водным раствором минеральной кислоты. Пульпа
подвергается окислению воздухом, кислородом или воздухом, обо-
гащенным кислородом, при температуре 115—345° С. Давление
должно быть выше давления пара суспензии при отмеченной темпе-
ратуре. Чтобы перешедший в раствор мышьяк выпал в виде арсената
железа, рН суспензии поддерживают в пределах ^4,5.

Если в обрабатываемом материале содержание железа и серы
неэквивалентно содержанию мышьяка (имеется их недостаток), для
обеспечения полноты осаждения мышьяка и поддержания рН на
необходимом уровне, применяют известь, известняк, доломит и т. д.

Известняк можно вводить непосредственно в автоклав (после того,
как суспензия охлаждена и давление снижено) или в раствор, после
отделения твердого золотосодержащего осадка. Типичная техноло-
гическая схема этого процесса приведена на рис. 91.

1 Патент ФРГ № 1049106, 1952.
Известняк

_ , Рудный концентрат

Воздух	| Известняк

Авто плавно - окислительное
выщелачивание

Пульпа	Пар

„ Г	и выхлопные газы

Охлаждение

। -

II ,

Установка рН Фильтрация

Раствор

Фильтрация и промывка

Осадок,

Содержащий
мышьяк

Раствор
и пром, воды

Золотосодержащий
осадок

Промывка	’

Осадок Промывные воды

Извлечение

кислоторастворимьм
металлов

Раствор вислотораствориные
♦	металлы

ИаСИ

В оборот
на автоклавно-
окислительное
выщелачивание

„	Г	'

Сгущенный продукт

Но СП	I ________

~ I I ГТ

Л перемешивание

I перемешивание
Сгущение

Слив

Осаждение золото

дп - пыль

Сгущение

Слив Сгущенный продукт

Обеззолоченный
раствор

Золотосодержащие
шламы

На аффинаж золота

Фильтрация

Фильтрат

Обеззоло ценный
твердый остаток

Сброс

Рис. 91. Технологическая схема автоклавно-кислородиого процесса обработки золо-
тосодерткащего сырья с последующим цианированием твердого остатка
Следует подчеркнуть, что образование элементарной серы при
осуществлении автоклавно-кислородного процесса вскрытия золо-
тосодержащих сульфидов в водной и сернокислой средах — один
из основных факторов, снижающих эффективность этого метода.
Ведение процесса выше 120° С (что необходимо для полного разло-
жения пирита и арсенопирита), неизбежно связано с расплавлением
элементарной серы, температура плавления которой для моноклин-
ной модификации 119° С и ромбической модификации — 112° С.
Расплавленная сера покрывает поверхность зерен сульфидов, пре-
пятствуя их дальнейшему окислению. В результате этого, снижается
степень разложения сульфидов, и следовательно, степень вскрытия
золота, связанного с ним. Для частичного устранения этого вредного
явления продукты автоклавно-кислородного разложения сульфидов
в водной или сернокислой среде рекомендуется перед цианированием
дополнительно обрабатывать щелочью для перевода элементарной
серы в растворимые сульфиды натрия и кальция.

В 1959 г. в Канаде запатентован1 комбинированный процесс,
состоящий из предварительного обжига и автоклавного выщелачи-
вания и полностью исключающий вредное действие образующейся
расплавленной элементарной серы, а также недостатки окислитель-
ного обжига некоторых золотосодержащих концентратов.

Первая операция предусматривает обжиг исходных сульфидных концентратов
в инертной или слабо восстановительной атмосфере при температуре, обеспечивающей
протекание процессов диссоциации сульфидов, но недостаточной для оплавления
частиц (600—800° С). При такой обработке обеспечивается удаление паров серы,
пирита и мышьяка арсенопирита в газовую фазу в виде возгонов. Твердый продукт
обжига охлаждают до 100° С без доступа воздуха и направляют на вод-
ное или сернокислотное выщелачивание в автоклав при температуре до 190° С и
парциальном давлении кислорода до 7,0 ат. Пирротиновые и троилитовые зерна
(продукты термической диссоциации пирита и арсенопирита) в этих условиях быстро
окисляются с образованием окиси железа и элементарной серы. Расплавленная
элементарная сера не смачивает свободное золото, золото, ассоциированное с пирро-
тином (троилитом), а также окись железа. В то же время остатки неразложившегося
пирита и арсенопирита хорошо смачиваются расплавленной серой, вплоть до охла-
ждения смеси. Образующиеся сульфидные гранулы отделяют от пульпы на сетке,
сушат и возвращают в стадию предварительного обжига. Остаток от автоклавного
выщелачивания, после промывки и нейтрализации цианируют. При обработке по
такой технологии весьма упорных сульфидных концентратов извлечение золота до-
стигает 94—95%.

Отмеченные выше недостатки автоклавно-кислородного вскры-
тия сульфидов в значительной мере устраняются при осуществлении
процесса в щелочных растворах (например, №ОН). Интересные
исследования в этом направлении проведены Картером, Сэмисом
[176], Стенхаузом и Армстронгом [177]. Установлено, что кеки
щелочного разложения золотосодержащих сульфидов благоприят-
ный материал для цианирования, вследствие достижения полного
вскрытия металла, разрушения пленок на золотинах, разложения
цианисидов, а также полного перевода мышьяка в щелочной раствор
в виде арсената натрия Иа3АзО4. Таким образом, данный процесс
можно рассматривать как гидрометаллургическую селекцию золота

1 Патент США № 2867529, 1959.
и мышьяка в коллективных мышьяковопиритных концентратах.
Полученный раствор арсената натрия можно использовать для из-
влечения мышьяка в товарную продукцию, например арсенат каль-
ция, с одновременной регенерацией щелочи, связанной в арсенате
натрия:

2№3АзО4 + ЗСа (ОН)2 - 1 Са3 (АзО4)2 + БЫаОН.

Отрицательный момент автоклавнощелочного выщелачивания —
весьма высокий расход щелочи (до 820 кг КаОН на 1 т концентрата),
значительная часть которой связывается в прочный сульфат №28О4
и не регенерируется простыми способами.

Одна из разновидностей автоклавнощелочного процесса — ам-
миачное выщелачивание. Установлено, что в избытке аммиака про-
стые сульфиды тяжелых металлов дают растворимые (сульфаты)
или нерастворимые (гидраты окислов) соединения. Сложные суль-
фиды (арсенопирит, халькопирит), окисляясь кислородом, распа-
даются на составные части, одни из которых растворяются в аммиаке
(медь, никель), а другие образуют нерастворимые соединения (же-
лезо) .

Мышьяк не образует комплексных соединений с аммиаком и пере-
ходит в раствор в форме аниона АзО^-, который под влиянием
кислорода и повышенной температуры переходит в АзО®-. Эти ани-
оны мышьяка связываются в труднорастворимые в аммиачных рас-
творах соединения типа МН4М§АзО4 или МН4СаАзО4, что позволяет
очистить растворы (и содержащееся в них золото) от мышьяка.

Растворение золота в аммиачном процессе связано с присутствием
в растворах тиосульфатов (8О|~) и гидросульфатов (8Н“):

2Аи + 482О1~ + Н2О + г/2О2 = 2Аи (82О3)2~ + 2ОН-

2Аи + 28Н~ + XX = 2Аи8" + Н2О.

Последние образуются в щелочной среде в результате гидролиза
растворимой сульфидной серы: 82- + Н2О = 8Н' + ОН’,

Отмечается, что практическое значение автоклавно-аммиачный
процесс может иметь только при комплексной переработке медно-
золотых концентратов, обычные методы извлечения золота из кото-
рых не обеспечивают необходимого эффекта.

Глава XIV

БАКТЕРИАЛЬНОЕ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ ЗОЛОТА

В последние 5—6 лет в зарубежной литературе появились пер-
вые сообщения о принципиально новом направлении в гидрометал-
лургии благородных металлов — извлечение золота из рудного сырья
с помощью микроорганизмов.
К настоящему времени в этой области уже достигнуты определен-
ные успехи в Институте Пастера (Франция), а также в Университете
города Дакара (Сенегал).

Воздействие микроорганизмов, находящихся в почвах и воде,
на ряд элементов известно уже давно. В этом отношении хорошо
изучены углерод, азот, сера и фосфор. Соединения, содержащие эти
элементы, подвергают биологическому окислению и восстановлению
с получением измененных соединений в растворимой или нераство-
римой форме.

Несколько лет тому назад были открыты бактерии, способные
переводить в раствор силикаты.

Уже достаточно хорошо известны бактерии, переводящие в ра-
створ соединения железа (железоокисляющие и железовосстанавли-
вающие бактерии), и бактерии, способные осаждать двухвалентное
железо. Кроме того, в зарубежной литературе появились сведения
о том, что некоторые микроорганизмы могут синтезировать металло-
органические комплексы, весьма богатые железом.

Аналогичным образом выявлены различного рода бактерии и
грибки, способные окислять или восстанавливать марганец.

Особый род бактерий представляеют микроорганизмы типа тио-
новых бацилл (серуокисляющих), способных разлагать некоторые
сульфидные минералы с переводом металлов (меди, марганца,
урана) в раствор.

Воздействие микроорганизмов на другие металлы, и в том числе
на золото, до наших дней за рубежом практически никем не исследо-
валось, если не считать опытов Лунгвица [178], относящихся еще
к 1900 г. Лунгвиц смешивал порошкообразное золото с раствором,
содержащим остатки гниющих растений, и при этом установил факт
растворения золота. По мнению Лунгвица, это явление было связано
с образованием азотной и серной кислот в процессе окисления расте-
ний. В то время микробиология почв не считалась наукой и, есте-
ственно, исследователь не мог предположить об исключительной
роли живых микроорганизмов в процессе растворения золота.

Идея бактериального выщелачивания золота была основана на
наблюдении о переносе и переосаждении рудного золота шахтными
водами, сделанном в последние годы Мартине на золотоносных копях
в Ити (Берег Слоновой Кости). Тщательное изучение этого явления
показало, что живые клетки способны осуществлять при обычных
условиях такие реакции, воспроизведение которых в лаборатории
требует применения повышенных значений рН среды и высокой тем-
пературы.

Все растворяющие золото микроорганизмы, выделенные из почв
и проб естественных вод, нетоксичны, поэтому их можно применять
в условиях подземного и кучного выщелачивания при минимальном
объеме горнорудных работ.

Выделенные штаммы бактерий взращивались на специальных
питательных средах, из которых наиболее приемлемыми оказались:
бульон из зеленых орехов, пептон, раствор Виноградского, рыбная
мука, бульон из листьев эвкалипта и др. Эти среды используются
262
в большинстве случаев с добавкой разнообразных солей, в разных
соотношениях и с различной концентрацией.

Детальное исследование выделенных штаммов микроорганизмов
позволило установить первоначальную причину их растворяющего
действия по отношению к золоту.

Для выщелачивания были использованы накопительные куль-
туры (т. е. колонии развивающихся микроорганизмов на специаль-
ной питательной среде), в которых микробы были убиты нагреванием
в автоклаве до 120° С, введением ацетона или толуола, или же при-
менением ультразвуковых колебаний. Несмотря на это, была уста-
новлена возможность растворения золота с помощью питательных
сред с посевами, не содержащими живых бактерий. Следовательно,
растворяющей субстанцией являются не непосредственно сами мик-
роорганизмы, а выделяемые ими в окружающую среду продукты их
жизнедеятельности (метаболизма). При этом они действуют наиболее
активно в момент выделения бактериями, вследствие чего извлечение
золота при обработке питательной среды с живыми бактериями не-
сколько выше, чем одними, заранее выделенными продуктами мета-
болизма.

Подробнее характеристика различных факторов, влияющих на
процесс биовыщелачивания золота, приведена в докладе Пареса на
VIII Международном конгрессе по обогащению полезных ископаемых.

Один из таких существенных факторов — состав питательной
среды. Для каждого вида чистых бактерий следует подбирать такие
условия, которые позволяют направить метаболизм микроорганизмов
по пути воспроизведения субстанций, способных вызывать растворе-
ние золота. Если такие условия не будут соблюдены, то микробы
станут неактивными. При этом следует иметь в виду, что питатель-
ные среды, наиболее благоприятные для растворения золота, могут
быть различными в зависимости от того, действуют ли бактерии на
чистое золото, или же на золотоносную руду.

Определенным образом на процесс биовыщелачивания золота
влияет физиологическое состояние бактерий. Известно, что клетки
бактерий в течение их жизни претерпевают различные изменения.
Метаболизм молодых, активно действующих клеток иной, нежели
у клеток старых, или находящихся в покое несколько суток. Кроме
того, накопление отходов в культурной среде может повлечь за со-
бой изменение бактерий. Поэтому бактерии в течение времени хра-
нения могут утратить способность к растворению золота. Хранить
микроорганизмы рекомендуется в масле при температуре 4° С. В этих
условиях при выдержке до 4-х лет бактерии не изменяют своих
свойств.

Наилучшие результаты по растворению золота достигаются,
когда начальное значение рН среды 6,8 или 8. Бактерии в процессе
растворения несколько подщелачивают среду, в результате чего зна-
чение рН соответственно возрастает до 7,7 и 8,6.

Пропускание потока стерилизованного воздуха через культуры
микроорганизмов, так же как и механическое перемешивание, ухуд-
шают растворение золота.
Предварительные исследования основных положений биовыще-
лачивания золота позволили исследователям вплотную подойти
к полевым испытаниям разрабатываемой бактериальной технологии
и к ее внедрению на золотосодержащих объектах Сенегала.

Первые испытания были проведены по выщелачиванию лакте-
ритов, содержащих 6,6—19,8 г/т золота с помощью бактерий вида
Р76 (спорообразующих подвижных с полярными жгутиками грамм—
отрицательных). За 217 дней в раствор было извлечено от 10 до 82%
золота, и при этом концентрация металла в растворе колебалась
в пределах 0,2—1,1 мг/л. Из всех испытанных питательных сред для
бактерий наиболее эффективной оказалась манитолсодержащая.

Широкая гамма микроорганизмов, в том числе 8 штаммов, вы-
деленных из золотосодержащих пород месторождения Берег Слоновой
Кости, была испытана для извлечения золота из руд, содержащих
11,2—18,3 г/т металла. В качестве питательной среды использовали
бульон из зеленых орехов различной концентрации. Наиболее актив-
ными оказались четыре культуры, выделенные из руды, которые по-
зволили за 74 дня выщелачивания получить растворы с содержанием
12-—15 мг/л золота.

На аналогичных культурах были проведены исследования по
установлению влияния концентрации пептона на процесс растворения
чистого золота. Установлено, что при концентрации пептона в сре-
дах 1,0 и 2,5 г/л содержание золота соответственно достигает 1,5
и 12 мг/л, т. е. с уменьшением содержания питательного реагента
содержание золота в растворе резко понижается, достигая 1 мг/л
в среде с содержанием пептона 0,1 г/л.

На основании выполненных исследований в области биометал-
лургии золота, французские исследователи взяли патент на усовер-
шенствование существующих методов извлечения золота из золото-
содержащих руд и, в первую очередь, из бедных руд, освоение кото-
рых крайне сложно К Сущность предлагаемого авторами бактериаль-
ного метода заключается в воздействии на тонкоизмельченную руду,
помещенную в питательную среду, микроорганизмов ВасШпз Пг-
пепз или 8рЬа1г1си8, благодаря чему растворяется золото. Раство-
ренное золото выделяют, пропуская раствор через активированный
уголь или ионообменную смолу.

Как показали исследования, наиболее активны в процессе ра-
створения золота микроорганизмы, выделенные из рудничных вод
золотоносных месторождений, т. е. такие микробы, которые весьма
продолжительное время соприкасались с металлом в естественных
условиях. Данные микроорганизмы очень быстро размножаются
в среде, обычно используемой для сульфатредуцирующих бактерий
(в частности, среда 81агкеу).

Для выделения активных культур из рудничных вод и пород
авторы патента1 2 приводят состав используемых питательных сред и
описывают методику работы.

1 Патент Франции № 1401355, 1964.

2 Патент США № 3305353, 1964.
Полевыми испытаниями установлено, что процесс бактериаль-
ного растворения золота из руд имеет следующие последовательные
этапы. Прежде всего существует скрытая фаза, которая длится 3
недели при использовании наиболее благоприятных культур, и до
5 недель, если питательные среды менее пригодны для развития
растворяющих способностей бактерий. После этого наступает этап
растворения, возрастающего неравномерно, и иногда с повторными
выделениями осадка металла. Максимум растворения наблюдается
между 2,5 и 3 месяцами. Степень растворения золота на следующем
этапе практически не изменяется. Этот этап назван ступенью раст-
воримости. В этот период концентрация растворенного золота дер-
жится на довольно высоком уровне (~10 мг/л) в течение 0,5—1,0
года. После этого наступает последний этап, характеризующийся
явно выраженным снижением растворимости' золота.

Таким образом, требуемая продолжительность бактериального
выщелачивания до достижения максимума извлечения (ступень раст-
воримости) должна в среднем составлять 75—90 дней.

При проведении бактериального выщелачивания в промышлен-
ных условиях исследователи столкнулись с существенными трудно-
стями, связанными с необходимостью использования неасептиче-
ских сред.

Установлено, что вредно влияют на биосинтез микроорганизмов
элементов пустой породы, перешедшие в раствор после выщелачи-
вания. Кроме этого, питательные среды для бактерий, представляю-
щих собой гетеротрофные микроорганизмы, не являются селектив-
ными. В этих средах могут развиваться и другие бактерии, которые
разрушают первые.

Один из возможных путей выхода из таких затруднений авторы
рассматриваемой технологии видят в использовании питательных
сред после метаболизма бактерий, когда будут заранее синтезиро-
ваны биометаллургическим путем растворяющие золото реагенты.
Такую среду, с уже мертвыми бактериями, можно будет исполь-
зовать как растворитель золота.

В связи с этим, очень важно определить форму нахождения золота
в биологической среде, а на ее основе установить тип и химический
состав растворяющего агента — продукта метаболизма бактерий.
Детальное изучение выделенного в чистом виде растворяющего
агента из среды метаболизма бактерий позволило бы наметить
пути интенсификации процесса бактериального выщелачивания
золота.

В настоящее время в этом направлении за рубежом проводятся
весьма интенсивные и углубленные исследования.

По сообщению Пареса [178], группой исследователей, работаю-
щих под его руководством в университете г. Дакара (Сенегал),
выделены золотосодержащие комплексы, полученные в результате
растворяющего действия микроорганизмов. Их элементарный ана-
лиз, показал, что образующееся соединение представляет собой ор-
ганическую молекулу, не содержащую хлора. Это принципиально
новый вид комплексного соединения золота.
По размеру молекулы нового соединения весьма малы, способны
к диализу через целлофановые мембраны. Эти молекулы выдержи-
вают температуру до 80° С, растворяются в воде, бутиловом и изо-
амиловом спирте, но нерастворимы в эфире, хлороформе и бензоле.
Молекулы не закрепляются на катионообменных смолах, т. е. золото
входит в анионную часть комплекса (как при цианистом растворении).

В настоящее время производятся вещественные и структурные
анализы полученных органических золотоносных комплексов.

Глава XV

ИЗВЛЕЧЕНИЕ ЗОЛОТА ИЗ МОРСКОЙ ВОДЫ

Уже давно известно, что мировой океан содержит миллиарды
тонн полезных ископаемых и ценных металлов, таких, как золото,
уран, медь и др. 1179].

Хотя в общем во всей гидросфере планеты среднее содержание
золота составляет не более 1-10'®%, в океанах (минерализованной
части гидросферы) среднее содержание золота достигает 5 мг!м3-
При этом установлено, что концентрации золота в морской воде не
везде одинаковы, и в промышленно извлекаемом количестве золото
находится в соленых водах только на весьма ограниченных участках
и чаще в прибрежных водах.

После установления этого факта, начиная с 1901 г. по настоящее
время тщательно изучаются генезис и топография распространения
золота в морской воде. Так, еще в 1901 г. Вагнер, применяя сложный
метод анализа, определил в некоторых прибрежных водах США
содержание золота 16 мг!т и серебра 1900 мг1т [2]. При этом отме-
тил обогащение золотом некоторых живых организмов и растений,
обитающих в морях, а также их остатков. В частности, в тонне мор-
ских водорослей и плавающих органических остатков было обна-
ружено около 200—300 мг золота, а в шести пробах морских донных
отложений, взятых с глубины 89-—1986 м, Вагнер определил содер-
жание золота в среднем ПО мг!т и серебра 1070 мг!т.

Хабер и Аррениус в 1923 г. установили весьма низкое содержа-
ние золота в водах Атлантического океана у берегов Северной
Европы. В это же время Юсада зафиксировал в прибрежных водах
Тихого океана у Японии содержание золота 3—20 мг/т.

Одновременно было установлено повышенное содержание зо-
лота в континентальных высокоминерализованных горячих источ-
никах. Так, по свидетельству Лейда, содержание золота в горячем
источнике штата Арканзас (США) составило 260 мг!т. Паркер же
приводит величины содержания золота в воде Большого Соленого
озера на Утаке —360 мг!т, а в воде из озера Моно в Калифорнии —
до 540 мг/т.

Используя данные большого числа ученых и исследователей,
анализировавших морские воды различных районов земного шара
в период с 1872 по 1964 гг., металлург-исследователь Панниер
266
составил сводную таблицу содержания золота в морской воде
(табл. 24).

В настоящее время установлено, что золото в морской воде на-
ходится как в растворенном виде в галоидной (в основном, иодной)
форме, так и в виде восстановленного, весьма тонкодисперсного
(коллоидного) металла. При этом и ионизированное, и свободное
металлическое золото, большей частью, адсорбировано на взвешен-
ных минеральных частицах. Одновременно отмечена интересная осо-
бенность: повышенной концентрации золота в морской воде сопут-
ствует и повышенная естественная радиоактивность. Это наиболее
четко отмечено у побережья Нового Уэльса в Австралии, где с ро-
стом радиоактивности содержание золота в морской воде поднимается
до 250—300 мг!т.

Таблица 24
СОДЕРЖАНИЕ ЗОЛОТА В МОРСКОЙ ВОДЕ

Метод анализа	Происхождение воды	Содержание золота, мг/т
Спектрографический	Побережье Сенегала	—
Гелация (клешневидное коль-	Бухта Напль	0,014
цо)  Ионный обмен	Кейптаун	0,009
Соосаждение	Пролив Нучет	0,1—0,2
Осаждение	Различные точки	Среднее—0,004
Радиоактивность	Англия—Франция	0,014—0,400
Соосаждение	Сидней	3,65—65,0
Соосаждение	Христиана	5,0—6,0
Соосаждение	—-	0,008
Упаривание	—	4,0
Электрическая пара	Вашингтон	0,0—46,0
Соосаждение	—	до 65,0
—	Берег Слоновой Кости	до 2,0
Упаривание, сорбция	Япония	13,0
—	Бухта Сан-Франциско	10,0
—	То же	16,0
Соосаждение	Берег Японии	до 20,0

После установления формы нахождения золота в морской воде и
топографии его распространения в мировом океане, появилось много
предложений о способах извлечения золота из морской воды. Боль-
шая часть информации в этой области исходила от отдельных лиц,
и многие патенты, заявленные на основе этих исследований, весьма
схожи между собой. Ниже кратко описаны перечисленные способы
извлечения золота из морской воды.

Амальгамация

Амальгамационный процесс и аппаратура для извлечения из
морской воды золота в металлической форме были предложены еще
в 1903 г.1.

1 Патент Англии № 3470, 1903.
Предварительно отфильтрованную морскую воду подавали на-
сосом через трубку на дно конического воронкообразного сосуда,
содержащего ртуть и разделенного перфорированными листами на
множество секций (рис. 92). После приведения в контакт со ртутью,
восходящий поток воды пропускали через сетку для улавливания
тонкой пемзованной ртути, затем через перфорированные контакт-

Рис, 92. Амальгамационная уста-
новка извлечения золота в метал-
лической форме из морской воды:

1 — насос; 2 — клапан, регули-
рующий давление; 3 — трубка для
подачи питания; 4 — лист; 5 —
колоша для спуска воды; 6 — кон-
тактная сетка; 7 — насадка пуль-
веризатора: 8— клапан для отвода
струи; 9 — ртутная камера; 10 —
сетка; 11 — форсунки; 12—амаль-
гамацнонный лист

ные листы и, наконец, через амальгамационный шлюз, расположен-
ный в верхней части аппарата и предназначенный для полного улав-
ливания амальгамированного золота из потока. Амальгаму обраба-
тывали общепринятыми методами (отжимка, отпарка и плавка).

Аналогичная аппаратура предложена Риттером1 и отличается
тем, что тонкая ртуть и содержащееся в ней золото, миновавшие
сетку, улавливаются в рифленом устройстве.

Ионная флотация

Как уже отмечалось выше (см. гл- IV), ионная флотация основана
на способности некоторых гетерополярных соединений взаимодей-
ствовать с ионами тяжелых металлов, и в частности золота, с образо-
ванием флотируемого нерастворимого соединения. Наиболее известны
в этом направлении работы, применительно к морской воде Себба
(ЮАР) [89].

Сорбция

Одним из первых сорбентов для извлечения золота из морской
воды были опробованы углеродсодержащие материалы. Так, в на-
чале XX века Паркер установил, что вязкие углеродсодержащие
материалы, такие как асфальт, битум, минеральная смола и другие
имеют сродство к свободному золоту. На этом основании Паркер

1 Патент США № 2097645, 1950.
предложил улавливать тонкодисперсное (или, так называемое, пла-
вучее) золото из морской воды путем избирательного его закрепления
на твердых вязких углеродсодержащих постелях, нанесенных на
бруски и планки, установленные в потоке. Обеспечение непрерыв-
ного контакта свежей воды с вязким материалом должно осущест-
вляться действием приливов и отливов моря 1129].

Рис. 93. Адсорбция зо-
лота из морской воды с
предварительной очист-
кой последней в песоч-
ном фильтре:

1 — песочный фильтр;
2 — ннжиий чан; 3 —
фильтр адсорбента; 4 —
перфорированное дно;

5— параллельные трубы
с отверстиями; 6 — си-
стема тр.уб

Однако большинство исследователей считает, что из числа угле-
родсодержащих сорбентов наиболее интересны для сорбции золота
из морской воды активированные угли.

Пионеры этого направления — немецкие исследователи Нагель
и Баур (1912—1913 гг ), предложили для сорбции золота из морской
воды использовать кокс, древесный и животный уголь и некоторые
другие адсорбенты. В проведенных экспериментах морскую воду по-
сле предварительного осветления с использованием песочного филь-
тра (для удаления суспензированного материала и желатинистых
микроорганизмов) пропускали через фильтрующую постель кокса,
угля или другого углеродсодержащего материала по методу свобод-
ной перколяции или восходящей фильтрации (рис. 93). Обогащенный
адсорбент периодически удаляли и проплавляли.

Для снижения затрат на перекачку морской воды предложено
использовать перфорированные контейнеры с постелью адсорбента
на борту судна, или береговые чаны с ложным днищем и слоем ад-
сорбента, покрытого проволочной или тканевой сеткой, заполняе-
мые действием приливов1.

1 Патент США № 576118, 1913.
Параллельно с использованием классического адсорбента (актив-
ных углей) проводили исследования с неорганическими сорбентами
с сильно развитой поверхностью, типа свежеосажденных гидрооки-
сей (алюминия, железа, силикагеля), коагулированной гидроцеллю-
лозы и др. \ В этом случае предложено использовать береговые
чаны или специальные подставки, заполненные неорганическим сор-
бентом и покрытые полностью двойным слоем волокнистого текстиль-
ного материала. Подставки погружают в морскую воду на недели,
а нередко и месяцы, после чего на них действуют цианистыми рас-
творами для извлечения .адсорбированного золота. Обеззолоченные
подставки используют многократно.

При исследовании возможных сорбционных методов было уста-
новлено, что в этом процессе предпочтительнее извлекается колло-
идное металлическое золото. Поэтому естественно стали искать та-
кой сорбент, который одновременно бы восстанавливал галогенное
золото до металлического состояния и создавал свежеобразованную
активную поверхность. Исследуя обширный ряд подобных возмож-
ных сорбентов, Паркер пришел к выводу, что для наиболее полного
извлечения золота из морской воды предпочтителен сульфат двух-
валентного железа, оптимальный расход которого составляет
2 кг!пг воды.

Впоследствии Паркер получил отдельный патент1 2 на аппаратур-
ное оформление адсорбционного метода с использованием сульфита
двухвалентного железа.

Совмещение процессов восстановления галоидного и адсорбции
коллоидного золота наблюдается и в предложениях других иссле-
дователей. Так, Бардт рекомендовал обрабатывать морскую воду
сульфитным щелоком (отходом производства целлюлозы) в качестве
восстановителя с последующим перемешиванием ее со смесью тонко-
размолотого угля и распыленного металла (например меди, железа
и др.) 3. Осадок, содержащий благородные металлы, сначала сжи-
гали (для удаления углерода), а затем плавили с коллектированием
золота в сопутствующем металле.

Подобную же цедь (восстановление галоидного и полное улавли-
вание коллоидного золота) преследовал Глазунов с сотрудниками
(Париж, 1928 г.), предлагая применять в качестве адсорбента для
золота, растворенного в морской воде, сульфиды, и в частности,
пириты 1142].

Эта идея была практически реализована только в 1953 г. Валь-
терсом и Стиллменом, пошедшими своим оригинальным путем4.
По их предложению, сульфидную руду укладывали в кучу за бетон-
ной стенкой, построенной около нижней приливной линии и имеющей
закругление к берегу. Во время прилива руда затапливалась водой,
а при отливе вода перколировала через руду. Этот цикл повторялся

1 Патент США № 1375441, 1940.

2 Патент США № 1932531, № 2042121, 1958.

8 Патент Англии № 294655, 1960.

4 Патент Австралии № 223626, 1957.
многократно. Через определенное.время шлам разложившихся суль-
фидов, содержащий адсорбированное золото, извлекали во время
отлива и плавили. Изобретатели отметили, что осаждение золота
сульфидами облегчается при воздействии на морскую воду радиоак-
тивных элементов.

Позднее Стокс показал, что для осаждения золота из морской
воды можно применять самые различные сульфидные природные и
искусственные материалы, причем весьма эффективен сульфид
сурьмы.

Для интенсификации процесса сорбции золота сульфидами, при
одновременном устранении затрат на перекачку морской воды, Гер-
ник и Стокс предложили специальный аппарат х, называемый в лите-
ратуре «сурьмяно-сульфидной ловушкой» (так как он был задуман
для использования в качестве адсорбента, сульфида сурьмы) или
«приливно-энергетической системой». Аппарат этот выполнен в виде
перевернутой ЕГ-образной трубы, в одном колене которой предусмот-
рено расширение, в которое между сетками помещают адсорбент
(активированный уголь или сульфиды). Через эту трубку протекает
морская вода под действием приливного течения или при движении
судна, за которым закреплен описываемый аппарат.

На протяжении последних 10—15 лет появился целый ряд па-
тентов, усовершенствующих сорбционное извлечение золота из
морской воды с помощью сульфидов металлов 1 2. Наиболее оригиналь-
ная идея и аппаратура в этом направлении изложены американским
исследователем Норрисом 3.

Его последнее изобретение основано на использовании свеже-
осажденных коллоидов сульфидов металлов, адсорбированных на
поверхности прочных органических, синтетических или натуральных
волокон. Типичный пример синтезированных органических волокон—
полимеризованные акрилнитриловые или винилцианидные во-
локна. Из натуральных волокон наиболее подходяще Волокно Рами
(Китайская крапива). Такие волокна, если их погрузить в тонкую
коллоидную суспензию (например, свежеосажденного сульфида
цинка, приготовленного смешиванием разбавленных растворов хло-
ристого цинка и сернистого натрия при значении рН приблизительно
6,0), будут активно адсорбировать, значительную часть коллоидных
частиц сульфида и прочно удерживать на своей поверхности.

При контакте приготовленных таким образом сорбционных во-
локон с бедными золотосодержащими растворами (например, морской
водой) ионы благородных металлов адсорбируются. Их можно снять
с волокон обработкой нагретыми разбавленными растворами циани-
стого натрия с небольшой добавкой перекиси водорода или гипохло-
рита натрия с небольшой добавкой соляной кислоты. После элюа-
ции адсорбированных ионов волокна можно промыть и повторно

1 Патент Англии № 289638, 1956.

2 Патенты США № 2653089, 1953; № 2866827, 1958; № 2974101, 1961;
№ 3062379, 1962; № 3094437, 1963; № 3317312, 1967.

3 Патенты США № 366102, 1964; № 587624, 1966; № 3436213, 1969.
неоднократно использовать после предварительной обработки суспен-
зией сульфида цинка. Кроме сульфида цинка в этом процессе могут
быть использованы сульфиды железа, марганца, меди, никеля и
свинца.

Длительными исследованиями Норриса установлено, что неко-
торые окисляющие газы, которые часто растворены в большинстве

Рис. 94. Аппарат для извлечения золота из морской воды

морских вод, могут вредно влиять на применяемые коллекторы и ад-
сорбционные волокна. К числу таких газов относятся кислород,
азот и двуокись углерода. Поэтому для достижения наибольшего
эффекта предлагаемая аппаратура должна иметь средства непрерыв-
ного удаления таких газов из текущей морской воды перед тем, как
она войдет в контакт с коллектирующей структурой волокон- Кроме
того, из-за сравнительно небольшого количества ионов металлов,
которые коллектируются в одной нормальной операции, а также
трудоемкости обработки и обращения массы волокна, желательно
все операции выполнять непрерывно и автоматически. Все эти фак-
торы были учтены в аппарате, предложенном Норрисом (рис. 94).

Как и в ранее рассмотренных случаях, предлагаемую аппаратуру можно уста-
навливать в текущем потоке или буксировать кораблем. Морская вода поступает
через приемную трубу 1 и коническую сетку 2 в вертикально расположенный деаэра-
тор 3, где под действием приложенного вакуума удаляется основная масса растворен-
ных газов. После этого вода поступает в основную рабочую камеру 4, предварительно
пройдя насадку 5, наполненную слоем железных или стальных стружек, частиц серни-
стого железа, или другого материала, способного химически реагировать с кисло-
родом, и снабженную серией отражателей для обеспечения нормального равномер-
ного распределения водного потока. Основным рабочим элементом камеры является
бесконечная движущаяся сорбционная лента 6 из синтетического или натурального
волокна. Эта лента может быть выполнена в форме серий параллельных нитей или
включать свободно плетеные или связанные нити, способные пропускать струю
жидкости. Лента при движении через ролики поступает из рабочей камеры аппарата
в бак 7, разделенный на отдельные секции. Первая секция бака 8 содержит нагретый
разбавленный раствор соляной кислоты при рН = 0,54-1,5. При прохождении
ленты через это отделение адсорбированный на ней сульфид металла растворяется
и переходит в раствор совместно с частью осевших ионов благородных металлов.

В третьей секции 9 находится разбавленный цианистый раствор в пропорции:
16ч. П'аСЫ и 8мл 30%-ной Н2О2 на 4000 мл воды, или раствор гипохлорита натрия
(2 мл гипохлорита на 5000 мл воды), доведенный до значения рН = 4,0 соляной
кислотой. Большинство уловленных в морской воде металлов элюируется с ленты
этими растворами. Для обеспечения оптимальных условий элюации растворы в пер-
вой и третьей секции бака должны быть нагреты до температуры 65° С. Секции вто-
рая 10 и четвертая 11 бака служат для промывки ленты и заполнены водой. Конеч-
ная секция бака 12 содержит разбавленную суспензию коллоидного осажденного
сульфида цинка (или другого ранее отмеченного металла), приготовленного растворе-
нием 80 г №28 и 80 г 2пС12 в 4000 мл воды и доведением значения рН среды до 6,0.
В рассматриваемом отделении регенерируются сорбционные свойства волокна рабо-
чей ленты адсорбцией свежеосажденного сульфида цинка на поверхности волокна.
При движении ленты в указанном направлении автоматически осуществляются стадии
сорбции, элюации и регенерации. Скорость движения ленты можно регулировать
в зависимости от скорости протекания потока морской воды и количества содержа-
щихся в ней ценностей.

Особый интерес у исследователей вызывает использование есте-
ственных и искусственных ионообменников для извлечения золота
и серебра из морской воды.

Приоритет в этом направлении принадлежит Бруку, который
в 1953 г. предложил для извлечения серебра из морской воды приме-
нять цеолиты железа и марганца х.

Позднее, в 1964 г., Байер с сотрудниками (ФРГ) создал так назы-
ваемые хелатные ионообменные смолы, способные извлекать из мор-
ской воды до 100% ценных металлов.

Из работ самого последнего времени, посвященных использова-
нию твердых ионообменников для извлечения золота из морской
воды, наиболее интересно исследование группы экспериментаторов
Компании исследований и развития Гуффа (США) 1 2.

Для коллектирования благородных металлов предложено исполь-
зовать воднонерастворимый этиленовый полимер, содержащий ви-
сячие карбоксилатные или амидные группы. Один из лучших спо-
собов получения указанного полимера — омыление этиленоалкиль-
ного акрилатного сополимера или синтезирование сополимера эти-
лена и эфира кислых групп, включающих малеиновую, фумаровую
и таконовую кислоты. Детально получение таких сорбентов описано
в патенте 3.

По достижении достаточной степени нагруженности полимерной
пленки, сорбированное золото можно извлечь плавкой из золы после

1 Патент США № 2653089, 1953.

2 Патент США № 3565608, 1971.

3 Патент США № 3337517, 1967.
сожжения полимера или осадить из растворов от растворения поли-
меров в каустической соде (едком натре).

Пути использования естественных и искусственных ионообмен-
ников в основном те же, что и рассмотренных выше сорбентов, а
именно: установка в потоке морской воды, фильтрация через постель
в чане, загрузка пористых контейнеров.

Мерро предложил совершенно новый путь использования искус-
ственных ионитов [179] — нанесение их на корпус судна, совершаю-
щего свой коммерческий рейс. По прибытии в порт назначения ионо-
обменную смолу можно сдирать с судна и подвергать обработке.
Обработка смолы заключается в промывке кислотами и специальными
элементами с последующим электролизом элюата, содержащего бла-
городные металлы. Регенерированные смолы можно использовать
неоднократно.

Наиболее экономично предложение использовать специальные
приспособления, находящиеся в трюме судна и заполненные ионо-
обменными смолами [180]. Здесь предусмотрено, что движение судна
вперед заставляет непрерывно протекать морскую воду через сосуд
с ионитом. Этот сосуд должен иметь площадь поперечного сечения
около 9,5—10 ти2, длину 3 м и содержать около 28 м3 смолы. Макси-
мальная скорость протока морской воды при сорбции на смолу
должна составлять ~0,8 ж3 через 1 м2 поверхности в минуту
(0,8 м/мин).

При такой скорости потока через сорбционное устройство в сутки
пройдет 12 500 т морской воды. При содержании в воде даже
1 мг!т золота в сутки извлечется 12,5 г золота. В течение года непре-
рывного плавания может быть адсорбировано около 4,5 кг золота
на сумму около 5000 долл.

Цементация

Одно из немногочисленных сведений о практическом применении
способа цементации золота из морской воды относится к запатен-
тованному в США методу Паркера. В качестве металла-цементатора
предложена никелевая пыль. Восстановлением, замещением и ад-
сорбцией можно выделить из морской воды золото, присутствующее
как в галогенной, так и элементарной форме.

При проведении цементации перемешиванием никелевого по-
рошка с морской водой можно достигнуть нагруженности его по
золоту от 15 до 20% по массе. Нагруженный никелевый порошок
удаляют из чана и плавят.

Для осаждения золота из весьма бедных морских вод, Снеминг
предложил использовать повышенное сродство золота к теллуру.
Установлено, что наиболее целесообразно проводить осаждение
аморфным теллуром с весьма развитой реакционной поверхностью.
Такой цементатор получается при обработке растворимой соли тел-
лура двуокисью серы. Морская вода фильтруется через неподвижный
слой аморфного теллура. Для извлечения высаженного золота обо-
гащенную массу нагревают для возгонки теллура (с последующим
его улавливанием), а остаток плавят на золото.
Химическое осаждение

Химическое осаждение колота предусматривает восстановление
галоидного золота действием специальных химических реагентов
с последующим осаждением металлического золота в шламе.

Одним из первых химическую обработку предварительно подго-
товленной морской воды для извлечения из нее драгоценных метал-
лов предложил Рулисон г. Его установка включала серию последе-

Рис. 95. Установка Булла для извлечения золота из морской воды:

а — разрез; б — план; 1 — отстойный элеватор; 2 — отстой; 3 — углубление; 4 — водоне-
проницаемая контрольная дверь; 5 — мост; 6 — ручной контрольный клапан; 7 — чан из-
весткового молока; 8 — труба для питания известью; 9 — море; 10 — входная труба; 11 —
разгрузочная труба; 12 — чаи; 13 — углубление; 14 — гибкая труба

вательных чанов для обработки. Щелочность морской воды доводили
до рН = 5,0-^-6,2, вводя серную кислоту и сульфат двухвалентного
железа с образованием при наличии хлора в воде соляной кислоты и
одновременным восстановлением галлоидов драгоценных металлов
до коллоидных элементарных частиц, несущих отрицательный элек-
трический заряд (I чан). Подготовленную таким образом морскую
воду приводили в контакт с положительно заряженным сульфатом
меди, в результате чего драгоценные металлы осаждались на сульфате
меди (II чан). После этого воду, содержащую благородные металлы,
фильтровали снизу вверх через массу скрапа металлов (цинк —
III чан и меди — IV чан), где благородные металлы вторично вос-

1 Патент США № 2223832, 1959.
станавливались. Наконец, вторично восстановленное золото амаль-
гамировали (V чан) ртутью.

Но, как показали испытания, реализовать этот метод практически
невозможно вследствие весьма высокой стоимости оборудования, ма-
териалов и процесса обработки.

Более интересным оказалось предложение Булла обрабатывать
морскую воду каустическим известковым молоком, ион кальция ко-
торого связывался с ионом иода галоидного золота с образованием
йодистого кальция и высвобождением золота, осаждающегося в шламе
на дне чана- Оптимальный расход извести, по рекомендации Булла,
составляет 220—250 г!т воды.

Установка Булла (рис. 95), сооружалась таким образом, что чаны
заполнялись и опорожнялись во время приливов и отливов.

Продолжив работу Булла, Дюк1 в интересах экономики предло-
жил чаны вырубать в приморских меловых скалах, а вырубленный
мел после измельчения укладывать на дне чана и использовать
в качестве осадителя золота:

2Аи13 + ЗСаСО, = I 2Аи + ЗСа1, + ЗСО, +

Когда прилив находится на самом высоком уровне, клапан
впускной трубы открывают, морская вода устремляется внутрь
резервуара и тщательно перемешивается с порошковым мелом.
Затем клапан закрывают и заполненный резервуар оставляют в покое
до наступления момента отлива. При отливе вода дренирует. По мере
насыщения золотом и разложения, шлам из резервуара извлекают
и обрабатывают с целью получения золота.

Электролиз

Идея извлечения золота из морской воды под действием электри-
ческого тока основывается на том факте, что золото, находящееся
в галоидной форме, представляет собой положительно заряженный
катион Аи3+.

Практическую реализацию эта идея нашла в предложении Брин-
кера и Грея1 2 пропускать морскую воду между противоположно заря-
женными электродами, несущими соответствующий потенциал.
В предложенной установке (рис. 96) катод изготовлен из серебра
или меди, а анод — из угольного или другого электродного мате-
риала. Для полноты улавливания восстановленного золота, рекомен-
довано катод покрывать ртутью, способствующей аккумуляции
золота. Периодически золотосодержащую пленку ртути снимают
с катода и обрабатывают общепринятыми методами.

По утверждению исследователей, этот способ можно применять
для извлечения из морской воды не только золота, но также меди
и серебра.

1 Патент Германии № 490207, 1922.

2 Патент США № 2162909, 1958.
Непременное условие экономической целесообразности примене-
ния электролитического метода извлечения ценностей из морской
воды—достаточное количество дешевой электрической энергии.

В связи с этим изобретатель Зоина1 предложили орскую энерге-
тическую установку, работающую под действием силы волн- Силовая
аппаратура устанавливается на мелкой воде и на такой глубине,
чтобы поверхность спокойного моря была на 60—90 см выше основа-
ния аппаратуры. Движение волн влияет на поплавки, поднимаю-
щиеся и опускающиеся между направляющими, которые сконструи-

рованы так, что вращают непрерывно
в горизонтальном направлении гори-
зонтальный вал машины с маховым
колесом, со шкива которого снимает-
ся энергия. Эту энергию можно ис-
пользовать не только для получения
электрического тока для электро-
лиза, но и для перекачки воды в бе-
реговые чаны при химическом, сорб-
ционном и цементационном осажде-
нии, для нагревания и других про-
цессов, Требующих затрат энергии.

Несмотря на определенные отри-
цательные высказывания противни-
ков освоения морских запасов ме-
таллов [1801, достаточная осведом-
ленность о форме нахождения золота
в морской воде, местах его повышен-
ной концентрации и возможных спо-
собах его извлечения позволили в
настоящее время некоторым странам
уже в полную меру ставить вопрос

Рнс. 96. Установка для электролити-
чески-амальгамационного способа из-
влечения золота из морской воды:

1 — крышка; 2 — проводник; 3 —
суспензионный кронштейн; 4 — анод;
5 — наружные стенкн; 6 — катод;

7 — ртутная коробка

о непрерывном промышленном извлечении золота из мирового
океана. В частности, в Индии рассмотрены проблемы, связанные
со снижением в последнее время добычи золота из горных пород.
Решено восполнить эти потери и перекрыть их выделением
золота из морской воды с использованием сорбции, извлечения на
амальгамированных листах, переработки планктона. При этом де-
тально оценена рентабельность предлагаемого пути и одновременно
рассмотрена возможность выделения редкоземельных элементов
1181, 182].

Помимо описанных методов, особое внимание исследователей
в последнее время привлекает возможность биометаллургического
осаждения золота из морской воды с использованием биомассы,
приготовленной из взращенных плесневых грибков. Как показали
предварительные исследования, возможная емкость по золоту такой
биомассы значительно превышает емкость активных углей и даже
специальных ионообменных смол.

1 Патент США № 2179537, 1959.
ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Из анализа состояния техники и технологии переработки золото-
содержащих руд за рубежом вытекает ряд общих положений, сущ-
ность которых сводится к следующему.

1.	Технологическим показателем, определяющим деятельность'
любой золотоизвлекательной фабрики за рубежом является с’ебе -
стоимость извлекаемого металла. Величина абсолютных и от-
носительных потерь золота в технологическом процессе в этих усло-
виях решающей роли не играет и может колебаться в весьма широких
пределах, достигая в ряде случаев значительных величин: хвосты
флотации на фабриках Лаформа, Мариетта, Оянокс, Пунитакви,
Домейко, с содержанием золота соответственно равным 4,0; 2,5; 1,7;
4,0; 4,6 г/т; хвосты цианирования руды на фабриках Айрон Кинг,
Коннемара Голд Майнз — 1,5 и 1,5—2,3 г/т; хвосты цианирования
огарков на Кохеноур Виллане, Джайент Йеллоунайф, Диккенсон,
Дални — 14,3; 8,0; 17,0; 4,9 г/т и т. д.

В то же время хорошая организация хвостового хозяйства на
большинстве золотоизвлекательных фабрик обусловливает возмож-
ность в последующем (при создании более благоприятных условий)
повторной обработки старых хвостовых отвалов с доизвлечением
из них значительного количества металла по разработанным к этому
периоду усовершенствованным технологическим схемам.

Примером может служить практика обработки хвостов циани-
рования на фабрике Пачук производительностью до 10 000 т/сутки,
где от реализации дополнительно извлекаемого золота, серебра и
других металлов (общей ценностью 25 центов на 1 т исходных
хвостов) обеспечивается годовой экономический эффект примерно
700—800 тыс. долл.

2.	Исходя из указанного общего критерия (обеспечение минималь-
ной стоимости извлекаемого металла), подавляющее большинство
золотоизвлекательных предприятий капиталистического мира осу-
ществляет законченный цикл переработки золотосодержащих руд
с получением в качестве основного товарного продукта чернового
металлического золота. Черновое золото очищают, как правило,
на региональных предприятиях (аффинажных заводах) рафиниро-
ванием. На некоторых фабриках, в частности Хоумстейк, техноло-
гический процесс обработки руды включает и операцию рафиниро-
вания чернового металлического золота с передачей «монетарного!
металла (99,97% Аи) непосредственно финансовым органам.

Следует, однако, отметить, что сложившаяся тенденция (осущест-
вление законченного цикла обработки руды) не исключает возмож-
ности кооперирования между отдельными предприятиями золото-
добывающей промышленности и предприятиями других отраслей
цветной металлургии. Прежде всего это находит отражение в реали-
зации золото-медных, золото-свинцовых и золото-сурьмяных фло-
тационных концентратов, которые обрабатывают преимущественно
на пирометаллургических заводах.

Золото и серебро при этом извлекаются попутно в процессе рафи-
нирования меди, свинца и сурьмы. Оплата за драгметаллы произ-
водится металлургическими заводами на условиях, достаточно вы-
годных для золотоизвлекательных фабрик. Однако, при этом предъ-
являются повышенные требования к качеству поставляемых концен-
тратов, главным образом к содержанию основного ценного ме-
талла (Си, РЬ, 8Ь). В связи с этим на большинстве золотоизвлека-
тельных фабрик, производящих такого рода концентраты, особое
внимание направлено на повышение качества флотационных концен-
тратов (по основному компоненту), что достигается введением значи-
тельного количества перечистных операций. Золото и серебро, теряе-
мые при этом с хвостами и промпродуктами флотации, доизвлекают
на месте цианированием или амальгамацией. Аналогично обеззоло-
чивают и некоторые типы концентратов (пиритные, мышьяково-пи-
ритные, цинковые, вольфрамовые и др ), дальнейшая реализация
которых технологически исключает возможность извлечения драго-
ценных металлов.

Кооперация между золотодобывающими предприятиями, с одной
стороны, и медными, свинцовыми и сурьмяными заводами — с дру-
гой наиболее характерна для таких стран, как США, Чили, Мексика,
где вообще значительная доля извлекается из полиметаллических
РУД-

В ЮАР широко развита кооперация между золотоизвленатель-
ными фабриками и урановыми заводами, часто принадлежащими
одним и тем же компаниям.

Заслуживает внимания опыт кооперирования между заводом по
переработке упорных золото-мышьяковых концентратов в Квекве
и рафинировочным мышьяковым заводом в Солсбери.

В заключение необходимо подчеркнуть, что независимо от при-
нятой формы кооперации, в любом случае она осуществляется на
взаимовыгодных основах как для золотоизвлекательной фабрики,
так и для металлургического завода, которые объективно распре-
деляют между собой все затраты, связанные с производством золота
и других сопутствующих ему ценных металлов.

3.	Стремление получить золото по минимальной себестоимости
не исключает, а наоборот, стимулирует осуществление на золото-
извлекательных предприятиях технологических схем обработки
руды с использованием большого количества операций (гравитацион-
ное, флотационное и химическое обогащение, амальгамация, циани-
рование, обжиг, плавка и проч.), которые комбинируют в самых
различных вариантах. При этом целесообразность каждой отдель-
ной операции и ее место в общей технологической схеме определяются
на основании строгого экономического анализа. Весьма развитые
схемы обработки золотосодержащих руд имеют место на фабриках
Джайент Йеллоунайф, Кохеноур Виллане, Сулливан, Кон Майнз;
Лэйк Вью энд Стар, Грейт Боулдер; Хоумстейк, Гетчелл; Ашанти;
Кэм энд Мотор, Дални; Минера Килдун; Ла Луц Майнз и др.

Комбинированные схемы на золотоизвлекательных предприятиях
обеспечивают, как правило, высокое товарное извлечение золота
даже из сложных по составу руд. Весьма существенно, что такого
рода схемы создают возможность гибкого маневрирова’ния процессом
и аппаратурой при изменении вещественного состава поступающей
в обработку руды. Благодаря этому, большинство зарубежных золо-
тоизвлекательных фабрик непрерывно корректируют технологические
схемы (как в сторону усложнения, так и в сторону упрощения),
при минимальных капитальных затратах и практически без остановки
цехов, поддерживая постоянно высокие показатели извлечения зо-
лота .

4.	Для зарубежной золотодобывающей промышленности в целом
характерно быстрое освоение новых технологических процессов и
нового оборудования, хорошо зарекомендовавших себя в процессе
промышленных испытаний или в производственных условиях на
отдельных предприятиях. Примерами могут служить, в частности,
относительно быстрое внедрение в практику процесса окислительного
обжига сульфидных золотосодержащих концентратов в печах КС
и переход на бесшаровой (рудногалечный) помол руды на II и III
стадиях измельчения, практикуемые на многих золотоизвлекатель-
ных фабриках.

В то же время обращает на себя внимание сдержанное отношение,
и даже некоторый «консерватизм» руководства зарубежных предприя-
тий в отношении целого ряда новых, в принципе прогрессивных мето-
дов (процессов), извлечения золота из рудного сырья, если только
эти процессы не дают явного экономического преимущества перед
уже существующими. Это, в частности, касается таких направлений,
как ионный обмен, экстракция, электролиз цианистых растворов и
пульп, автоклавное выщелачивание, хлоридовозгонка и т. д. Не-
смотря на то, что исследования в указанных направлениях ведутся
весьма интенсивно уже на протяжении ряда лет, эти процессы пока
практически не применяются на зарубежных фабриках.

5.	Характерная черта золотодобывающей промышленности капи-
талистических стран — использование разнообразного стандарти-
зированного оборудования, изготавливаемого и применяемого с уче-
том особенностей технологии обогащения и металлургической перера-
ботки золотосодержащего сырья. Например, в зависимости от харак-
тера перерабатываемых руд, их измельчают в стержневых, шаровых и
галечных мельницах; в качестве аппаратов гравитационного обога-
щения используют отсадочные машины, пульсаторы, шлюзы, концен-
трационные столы, барабанные и ленточные концентраторы, гидро-
циклоны; флотацию ведут в машинах механического, пневмомехани-
ческого и пневматического типа и т. д. Аналогичное положение в ци-
кле металлургической обработки золотосодержащих руд и концен-
траторов; агитаторы механического, комбинированного и пневмати-
280
ческого типа (причем периодического или непрерывного действия);
фильтры дисковые, барабанные, рамные, песочные, фильтрпрессы;
обжиговые печи многоподовые, одноподовые, трубчатые, одно- и
двухстадиальные установки кипящего слоя и пр.

Выбор того или иного аппарата для отдельной технологической
операции определяется не столько его «абсолютными» конструктив-
ными и технологическими преимуществами, сколько надежностью
его работы на д а н н о м конкретном материале (руда, пульпа, рас-
твор). В качестве примеров можно привести непрерывную амальга-
мацию руды в шаровых мельницах или фильтрацию тонкодисперсной
цианистой пульпы в фильтрпрессах на фабрике Хоумстейк; флотацию
медистой золотосодержащей руды в пневматических машинах типа
Форрестер на фабрике Кэмбелл Чибугама, окислительно-хлорирую-
щий обжиг золото-серебряной руды во вращающихся трубчатых
печах на заводе Минера Килдун и т. д.

6.	В области флотационного обогащения золотосодержащих
руд за рубежом обращает на себя внимание широкий ассортимент
применяемых флотационных реагентов. Представленный в обзоре
перечень флотореагентов (насчитывающий более 40 наименований)
включает только наиболее широко применяющиеся в промышленно-
сти. Сюда не вошло большое количество реагентов, которые в настоя-
щее время проходят стадию лабораторных и производственных испы-
таний или подготавливаются к внедрению. Возможность широкого
регулирования реагентного режима флотации, в зависимости от
общего химического состава руды и характера присутствующего
золота, создает благоприятные предпосылки для получения высоких
показателей по извлечению металла и сопутствующих ему ценных
компонентов.

7.	Один из основных показателей деятельности золотоизвлека-
тельных фабрик — производительность труда, выраженная в тон-
нах руды на одного работающего в смену. В связи с ограниченным
количеством сведений по данному вопросу, дать подробный анализ
производительности труда по зарубежным фабрикам невозможно.
Тем не менее, даже беглое ознакомление с организацией труда на
фабриках позволяет сделать вывод о различном подходе к этому
вопросу в отдельных странах.

В странах с развитой промышленностью при условии высокой ква-
лификации и высокой стоимости рабочей силы повышение произво-
дительности труда — основной источник снижения себе-
стоимости извлекаемого металла. К таким странам, в первую очередь,
относятся Канада, США, Япония и некоторые другие. Не случайно,
именно в этих странах наиболее высокий уровень механизации и
автоматизации технологического процесса обогащения золотосодер-
жащих руд. Например, на 10 канадских фабриках производитель-
ность труда колеблется в пределах от 14,5 до 65 т!чел — в смену.
На золотоизвлекательной фабрике Карлин производительностью
1800 т1сутки списочное количество работающих 75 человек. Из
них только 3 человека в смену занято непосредственным управлением
технологическим процессом (операторы). Остальные выполняют вспо-
МбгатеЛьные функции: ремонтные работы, аналитическая служба,
администрирование и проч.

В то же время в таких странах, как ЮАР, Ю. Родезия и др.,
являющихся одними из основных производителей золота в капита-
листическом мире, численность трудящихся на золотоизвлекатель-
ных фабриках достаточно велика, а производительность труда —
относительно низка- Так, на фабрике Сайплаас производительностью
2500 т/сутки списочное число трудящихся составляет 254 чел.
(в том числе рабочих 246); на Ист Рэнд Пропрайетри Майнз
(7000 т/сутки) в каждой смене занято 192 рабочих, в том числе 150
сортировщиков; на Фреддиз Консолидейтед (2200 т/сутки) — смен-
ное количество трудящихся составляет 127 человек, в том числе
80 сортировщиков; списочное число рабочих на фабрике Бланкет
(всего 210 т/сутки) составляет 375 человек, на мышьяковом заводе
Квекве — 153 чел. и т. д.

Это объясняется исключительно дешевизной рабочей силы, осо-
бенно за счет эксплуатации местного населения, представители кото-
рого получают заработную плату в 10 и более раз ниже заработной
платы белых рабочих. В этих условиях механизация и автоматизация
технологического процесса обработки руд часто представляется вла-
дельцам предприятий менее выгодной, чем содержание дополнитель-
ного количества рабочих. Наиболее яркое отражение это находит
в организации рудосортировки на южноафриканских фабриках,
которая в подавляющем числе случаев осуществляется вручную,
задалживая десятки и сотни работающих. Несмотря на это, стоимость
обработки руд в целом на предприятиях ЮАР, Родезии и других
африканских (а также некоторых американских и азиатских) стран
поддерживается на достаточно низком уровне.

Перечисленные моменты далеко не исчерпывают всех особенно-
стей организации переработки золотосодержащих руд за рубежом.
Однако они представляются наиболее интересными с точки зрения
возможности использования передового зарубежного опыта в отече-
ственной золотодобывающей промышленности.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Тройская 3. И. «Цветная металлургия», ЦИИН ЦМ, 1958, № 24, с. 36—37,
2. В а I о г А. ТЬе М1п. Ма§., 1967, V. 57, № 4, р. 12—14.

3.	Золотодобывающая промышленность капиталистических стран. Технико-эко-
номический обзор. М., Цветметинформация, 1963.

4.	ЗкПНп^з М1П1П8 Кеу!е\у, 1964, V. 53, № 8, р. 1—4.

5.	5. А1пс М1п. апб Еп§п§. Л., 1963, V. 74, № 3673, р. 199—202.

6.	М1П1П8 ап<1 ТпбивТпа! Кеу!е\у, 1963, № 4, р. 22.

7.	М1П1П§ Еп§п§. Л., 1962, V. 14, № 12, р. 44—45.

8.	Н о 1 г Р. М1п. Мае-, 1962, V. 106, № 4, р. 210—215.

9.	Оеппу АУ. О. 8. А1пс М1п. ап<1 Еп^п^. Л., 1968, V. 79, № 3913, р. 264—266.

10.	Новое в технике обогащения руд цветных И драгоценных металлов в капита-
листических странах. М., Цветметинформация, 1966.

11.	М1сЬе11 Г. В. ТЬе М1п1п§ Л., 1956, V. 247, № 6332, БесетЬег, р. 123.

12.	М1сЬе11 Г,- В. М1п Ма§. Аппиа! Кеу., 1964, р. 147—161.

13.	В 1 а з к е I I К- 8., IV о о 3 с о с к Л. Т. М1п. апб СЬет. Еп§п§. Реу., 1963,
V. 55, р. 726—733.

14.	Р о г с у А. Сап М1п. Л., 1966, V. 87, № 6, р. 74—78.

15.	С г о 8 8 Н. Е. апб В и § т а п С. Р. Л. 8. А!пс. 1п8Е М1п. ап<1 МеЕ, 1962,
V. 63, № 5, р. 199—207.

16.	М1п1п§ Соп§ге88 Л., 1963, ОсТоЬег, р. 11—114.

17.	3 е л е н о в В. И., Барышников И. Ф., Штринева 3. М. Прак-
тика обработки золотых руд с использованием цианирования. М., Цветметинфор-
мация, 1968.

18.	В е р и г о К- Н., Банденок Л. И. — «Цветная металлургия», ЦИИН
ЦМ, 1963, № 22, с. 14—16.

19.	В е р и г о К- Н. — «Цветная металлургия», ЦИИН ЦМ, 1964, № 17, с. 20—21.

20.	Р 1 е с и 8 Ь Л., К о у V. Сап. М1п. МеЕ Ви11., 1963, V. 56, № 616, Аидиз!,
р. 624—635.

21.	В о	п 6	Ргеб С. Еп§п§ апд М1п. Л., 1964, V. 165, № 8, р. 105.

22.	Т а	б а к о п у л о Н. П. — «Цветная металлургия», ЦИИН ЦМ, 1963,	№	16,

с. 22—24.

23.	Н и	I 1	Л. В. Еп^п^ апб М1п. Л., 1963, V. 164, № 1, р. 70—73.

24.	С Ь	а гл	Ь е г 8 Б. АУ. КЬо<1е81ап М1п. апЗ Еп§п§, 1960, V. 25, № 3,	р.	34—38.

25.	КЬо<1е81ап М1п. апб Еп^п^., 1959, V. 24, № 3.

26.	КЬоде81ап М1п. апс! Еп^пй-, 1958, V. 23, № 3, р. 35.

27.	С о р е Б. АУ. Еп^щ?. апЗ М1п. Л., 1965, V. 166, № 11, р. 102.

28.	Ф и ш м а н М. А., 3 е л е н о в В. И., Практика обогащения руд цветных
и редких металлов, т. 4, М., «Недра», 1967.

29.	3 е л е н о в В. И. Практика флотации золотых руд. М., Цветметинформация,
1966.

30.	М!шпё АУогЮ, 1959, V. 21, № 11, р. 24—25.

31.	Еп§п(т. апб М1п. Л., 1957, V. 158, № 5, р. 98.

32.	8 1 е у е п 8	С.	8. Сап. М1п. МеЕ	Ви11., 1965, V.	58, № 634, р. 172—‘174.

33.	В е р и г о	К- Н. — «Цветная металлургия», ЦИИН ЦМ, № 12, 1960, с. 19, 29.

34.	Еп^п^. апб	М!п.	Л., 1959, V. 160, №	11, р. 94—96.

35.	К о в е Т.	К.,	М еитап АУ. А.	ТЬе Ме1а11иг^у	о! СоМ. Бопдоп, 1937.

36.	Н о ч/ е 1 1 Г. М. а. о. МПИп§ гпе1Ьо<18 Атепсаз. (догбопапс! ВгеасЬ 8сБ РуЬИ-
зЬегз, Ееу/ Уогк, Бопбоп, 1964, р. 257—282.
37.	Банд е н о к Л. И. — «Цветная металлургия» ЦИИН ЦМ, 1964, № 1, с. 17.

38.	Стахеев И. С., Мартьянов А. С. — «Золотая промышленность»,
1940, № 11—12, с. 29.

39.	С п и в а к о в Я- Н., Васильев Л. А., Стахеев И. С. и др. Гор-
нодобывающая промышленность Ганы. Магадан, книжное издательство, 1960.

40.	Сап. М1П. Ме1. Ви11., 54, Кв 614, 1963, р. 469—475.

41.	ТаИ К. Л. Сап. М1п. МеГ Ви11., 1961, V. 54, Кв 588, р. 302.

42.	IV е 1 в в , Когтап, СЬеа уепз. МПИп§ теДоёз Атепсаз. Кеты Уогк,
Ьопбоп, 1964, р. 11—60.

43.	М1п. Еп§п8- Л., 1964, V. 16, Кв 10, р. 107.

44.	Картотека зарубежных обогатительных фабрик института Цветметинформация,
М., 1968.

45.	Лодейщиков В. В. Извлечение золота из упорных руд и концентратов.
М., «Недра», 1968.

46.	Еп^п^. апё М1п1п8. Л., 1952, V. 153, Мау, р.

47.	Таужнянская 3. А. — «Цветная металлургия», ЦИИН ЦМ, 1966, № 16,
с. 32.

48.	В е р и г о К- Н. — «Цветная металлургия», ЦИИН ЦМ, 1963, Кв 21, с. 25.

49.	Томова И. С. — «Цветная металлургия», ЦИИН ЦМ, 1961, Кв 23, с. 28—29.
50. XV а ё е XV. К. М1п1п§ ХУог1ё, 1960, V. 22, Кв 10, р. 38—40.

51.	В е р и г о К- Н., Косарина А. — «Цветная металлургия», ЦИИН ЦМ,
1964, Кв 11, с. 24—25.

52.	М о г г 1 8 О. 8. Ви11. ЫзЕ М1п. апё МеЕ, 1957, Кв 610, р. 597—611, № 622,
р. 639—642.

53.	В язельщи ков В. П., Парицкий 3. Н. Справочник по обработке
золотосодержащих руд и россыпей. М., Металлургиздат, 1963.

54.	С г о с к е г В. 8. Мт. Еп^п^., 1970, V. 22, Кв 9, р. 80.

55.	М а с Р Ь е г 8 о п А. Р. Мт. Еп§п§., 1970, V. 22, Кв 9, р. 76.

56.	Рге псЬ Л. Н., Е1 85 пег О. Е. Л. 8. АГпсап 1п81. М1п. апё МеЕ, 1968,
V. 69, Кв 2, р. 71.

57.	К а р м а з и н В. И., Денисенко А. И., Серго Е. Е. Бесшаровое
измельчение руд, М., «Недра», 1968.

58.	В е р и г о К. Н. — «Цветная металлургия», Цветметинформация, 1966, Кв 20,
с. 17—20.

59.	Б 1 с 111 С. XV., О г 1 111 1 Ь 8 С. А. Сап. МЩ., 1970, V. 91, Кв 6, р. 76.

60.	Таужнянская 3. А. — «Цветная металлургия», Цветметинформация,
1966, Кв 5, с. 24.	.	'

61.	Меч ц151оп Г., Негп1ип<1 Е. М1п. ‘Сопщ. Л., 1965, V. 51, Кв 11,
р. 26—32.	х

62.	8. А(пс. М1п. апё Еп^п^. Л., 1967, V. 78, Кв 3857. р. 24—26.

63.	Таужнянская 3. А. — «Цветная металлургия», Цветметинформация,
1966, Кв 11, с. 23—25.	,	'

64.	Табакопуло Н. П. — «Цветная металлургия», , ЦИИН ЦМ, 1964, Кв 14,
с. 20—21.	,	' .	?

65.	V а п Со1е V. Сапаё. М1п. Л., 1964, V.'.85,'Лв 11, р. 70.

66.	А р а ш к е в и ч В. М. ©бегащение руд цветных Металлов. М., «Недра», 1964.

67.	Митчелл Ф. Б. Переработка серебряных руд. БТИ, М., МИЦМ и 3, 1947.

68.	Недоговоров Д. И., Фролов А. _А. — «Цветная металлургия»’,
ЦИИН ЦМ, 1963, Кв 22, с. 8—10.

69.	М1п. апё СЬет. Еп§п§. Кеу., 1965, V. 57, Кв 8, р. 20.

70.	Томова И. С. — «Цветная металлургия», Цветметинформация, 1967,
Кв 10, с. 23.

71.	Вер иго К. Н.—«Цветная металлургия», ЦИИН ЦМ, 1963, Кв 16, с. 20.
72. Г г а п с Ь Л. Л. 8. АГпса 1пзЕ М1п. МеЕ, 1955, V. 56, Кв 5, р. 205—211.
73. В е п 1 I е г Е. Еп§п§. апё М1п. Л., 1959, V. 160, Кв 5, р. 106—112; Кв 6,
р. 116—122.

74.	М а к р у ш и н а Е. А. «Цветная металлургия», ЦИИН ЦМ, 1960, Кв 19,
с. 25—27.

75.	Сге81оу1сй1 М., СгЦогевси С. Сегсе(огу по! 1т ргоЫета уа1опП-
сагп гтпегеигПог аигП'еге бе 1а Ва1а бе Апез. Сегсе1ап те4а!иг§1се 81 пишете,
1960, Кв 2, р. 279—290.
76.	М1П. Ма§., 1962, V. 106, № 4, р. 217.

77.	Золотодобывающая промышленность капиталистических стран в 1968. М.,
Цветметинформация, 1970.

78.	Баз С и р 1 о 8. В., Цагауапоп Р. Л. 8с!епЕ ап<1 1пбц81г. Кеу., 1957,
V. 16А, № 8, р. 374.

79.	Таужнянская 3. А. — «Цветная металлургия», ЦИИН ЦМ, 1960, № 7,
с. 25.

80.	Митрофанов Е. А. — «Золотая промышленность», 1938, № 6, с. 30.

81.	Л и леев О. В.—«Цветная металлургия», ЦИИН ЦМ, 1961, № 10, с. 25.

82.	ТЬе Сапаб. М1п. апб Ме1. Ви11., 1954, V. 47, № 2506, р. 386.

83.	Лялина Л. И., В е р и г о К- Н. — «Цветная металлургия», Цветметинфор-
мация, 1970, № 13, с. 21.

84.	Еп2п§. апб М1п. Л., 1964, V. 165, № 1, р. 69.

85.	С 1 а г к е Р. Е., Ласкзоп Г4., XV о о б о с к Л. Ргос. Аиз1га1. 1пз1. Мт.
МеЕ, 1959, № 191, р. 49—92.

86.	XV о о <1 с о с к Л. СЬет. Еп§п§. апб Мт. Кеу., 1960, V. 52, №4, р. 38—45.

87.	СЬет. Еп§п8- апб Мт. Кеу., 1962, V. 54, № 7, р. 42.

88.	В е р и г о К- Н. — «Цветная металлургия», Цветметинформация, М., 1964,
№ 5, с. 16.

89.	С е б б а Ф. Ионная флотация. М., «Металлургия», 1965.

90.	М а к р у ш и н а Е. А. — «Цветная металлургия», ЦИИН ЦМ, 1961, № 10,
с. 36.

91.	Н е б е р а В. П., С о б о л е в Д. С. Состояние и основные направления раз-
вития флотации за рубежом, М., «Недра», 1968.

92.	8. А1пс. Мт. апб Еп§п§. Л., 1953, V. 63, № 3128.

93.	Л и в ш и ц К- А. — «Цветная металлургия», Цветметинформация, М., 1969,
№ 9, с. 14.

94.	Реагентные режимы флотационных руд цветных металлов на зарубежных фаб-
риках. М. Цветметинформация. Сер. обогащения, 1966.

95.	В V о г а к А. 81ргауакотр1ехтсЬг1а(опо8пусЬ гид. 81. ргас! СДауи рго уузкит
гиб. 1959______1960.

96.	Ьигса СЬ. Кеу. М1пе1ог, 1966, Вб 17, № 3, 8. 104—106.

97.	РНобемап Мт. апб Еп^п^., 1960, у. 25, № 10, р. 34.

98.	С и з т а $ о г К- Киб. §1а8шк, 1965, № 1, р. 81—98.

99.	Невский Б. В. «Золотая промышленность», 1939, № 8—9, с. 52—53.

100.	Таужнянская 3. А. — «Цветная металлургия», Цветметинформация,
1966, № 5, с. 24—25.

101.	М. Цветная металлургия, Э. И. вып. 27, реф. ПО, 1966, с. 24—30.

102.	Б а н д е н о к Л. И. — «Цветная металлургия», ЦИИН ЦМ, 196^ № 20,
с. 24______29.

103.	Л и б е Е. Кеу. М1пе1ог., 1967, Вб 15, № 10.

104.	А111п§Ьат Л. Еп§п§. апб Мт. Л., 1957, у. 158, № 6, р. 101—102.

105.	Са1Ьо К. Л. Ргос. АизХгаЕ 1пвЕ Мт. апб МеЕ, 1964, № 210, р. 127—137.

106.	Воб1п А. Р. 2етеп V. Кибу, 1963, К» 11, 8. 377—380.

107.	Бэдеску Р., Ванги Г. — «Цветная металлургия», ЦИИН ЦМ, 1956,
№ 1, с. 15.

108.	Таужнянская 3. А. — «Цветная металлургия», Цветметинформация,
1966, № 4, с. 19—20.

109.	8. А1пс. Мт. апб Еп§п§. Л., 1963, V. 74, № 3690, р. 1143.

НО. 8. А1пс. М1п. апб Епеп§. Л., 1962, V. 73, № 3643, р. 1245—1246, 1248.

111.	Е1пке1з1е1п М. В., Ноаге К. М., Ба тез О. 8. Л. 8. А1пс. 1п8Е
Мт. МеЕ, 1966, V. 67, X» 5.

112.	К г а ] е \у 8 к 1 8., К 1 е г 8 к о \у в к 1 М. Ргасе 1пзЕ тесЬ. ргесуг., 1966,
у.. 14, № 53, р. 68—78.

113.	В о ау п е 8 К. XV. Сапаб. Мт. Л., 1964, V. 85, № 10, р. 92—95.

114.	Еп^пб. апб Мт. Л., 166. № 6, 1965, 110—112.

115.	Ео ау XV. А., МсСгеебу Н. Н., КеИу Е. Л. Сап. Мт. МеЕ Ви11.,
1966, у. 59, № 651, р. 872—880.

116.	Кеу. ттего!., 1963, у. 14, № 9, р. 381—383.

117.	В]епйЬуиг1ап Ь. Сапаб. Мт. Л., 1967, у. 88, № 2, р. 257.

118.	С Ь о ау А., В е а т 1 8 Ь Е. Сапаб. Мт. Л., 1967, у. 88, № 6, р. 66.
119.	Соа1. Со1б ап<1 Вазе Мтега1з оГ 8оЫк А1пса, 1966, V. 14, № 7, р. 38—41,
43-44.

120.	Удаление мышьяка и свинца в процессе обжига пирита. Фирма: «Испанские
пириты». ЖПХ, 1961, № 1, с. 59.

121.	Эйслер М. Металлургия золота, 1905.

122.	Скет. ап<1 Мт. Еп@п§. апб Мт. Кеу., 1960, V. 52, № 11, р. 74—78.

123.	В]1и§куих1ап Ь. Сап. Мт. Ме1. Ви11., 1952, V. 45, № 482, р. 352.

124.	Стахеев И. С.—Изв. вузов. Цветная металлургия, 1960, № 1, с. 166.
125. Тке М1П. Ма^ахте, 1920, V. 22, р. 367.

126.	МеПеп К- Еп§п§. ап<1 Мт. 5., 1963, V. 164, № 4, р. 76—77.

127.	В и 11 13. 8. Вигеаи о! Мтез, № 226, 1925.

128.	Мт. Л., (Ьопбоп), 1927, V. 19, № 2.

129.	ВоНтап А. Тгапз. Сап. 1пзЕ Мт. апб МеЕ, 1922, V. 25.

130.	В о г г Л. V. М. СуашбаИоп апс! СопсеЫгаНоп о! Со1б апб 8Пуег Огеа. Мелу—

Уогк апб Ьопбоп, 1936.

131.	Мтез Вгапск ТпуеаН^аНоп Керог!, 1К, 63-9, 1963.

132.	Маренков Е. А. — «Советская золотопромышленность», 1934, № 3, с. 41.

133.	Р е 1 б т а п XV. Тке ргещрНаНоп асНоп о! сагЬоп 1п соп(ас! луИк аигИегоиз
суагабе 8о1иНоп. Тгапз. 1пзЕ Мт. Ме1., Ьопбоп, XXIV, 1915.

134.	Фишман М. А., Соболев Д. С. Практика обогащения руд цветных
и редких металлов. М., Металлургиздат, т. I, 1957, с. 412.

135.	V а и с 1 С. Н., МаИехеапа С. Вес. те1а11игё1е, (Котт), 1957, № 2,
р. 113—127.

136.	Е б та пб М. \М18е. Со1б Кесоуегу РгорегНез апс! АррНсаНоп. Мелу Уогк,
Ьопбоп, 1964.

137.	Соу1е	Т. С. Л. 8. А(псап 1пзЕ Мт. МеЕ,	1966, у.	66, №	7,	р.	297—316.

138.	81а1к	та п Е. Г., С о у 1 е Т. Л., Н о лу	а г I В.	В. 8оЫк	АМсап Мт.

ВиП. Л.	8. АГпсап 1пзЕ Мт. МеЕ, 1968, V.	68, № 11, раг!	I,	р.	480—500.

139.	В о I е у	Н. Л. 8. АГпс. 1пзЕ Мт. МеЕ,	1968, V.	69, №	3,	р.	159—168.

140.	Напбу апб Ногтап. 1пбиз!г. НеаЕ, 1959, V. 26, № 12, р. 2466.

141.	Л и леев О. В. — «Цветная металлургия», Цветметинформация, 1965,
№ 21, с. 47.

142.	Сго58 Л., 8 с о 11 Л. Ргес1рИаНоп о! Со1б апб 8Иуег Ггот Суатбе зо1иНоп
оп скагсоак ХУазкт§1оп, 1927.

143.	Еп§п§. апб Мт. Л., 1959, V. 160, № 12, р. 130—132.

144.	СИ тоге А. Л. Сапаб. Мт. Л., 1969, у. 90, №6, р. 78—80.

145.	М 1 с к е 11 Г. Мтега] Ргосеззт§, Мтт^ Аппиа! Кеу. Липе, 1970, р. 149.

146.	1пби8Е апб Еп§п&. Скет., XIV, 1953.

147.	Апа1. СЫт. асЕа, 1957, V. 6, № 21.

148.	Апа1. СЫт. ас!а, 1964, V. 30, Кв 3.

149.	К о 8 1 е г С., 8сктиск1ег С. Апа1. СЫт. Ас1а, 1967, V. 38, № 1—2,
р. 179—184.

150.	Тгап8. 1пзЕ М1п. апб МеЕ, 1960—1961, V. 70, р. 737.

151.	Л. Арр1. Скет., 1958, № 8, р. 14.

152.	Арден Т. В. и др. Материалы второй конференции по мирному использо-
ванию атомной энергии. Женева, 1958. Атомиздат, 1959, с. 396—414.

153.	С 1 1 т о г е А. Л. Сап. Мт. Л., 1967, у. 88, № 5, р. 63—65.

154.	М у 1 I п 8 Р., Нй!пег С. Вег. беиЕ скет. Сез., 1911, Вб 44, 8. 1315.

155.	Л. Скет. 8ос. Ларап Риге 8есЕ, 1954, V. 85, р. 75.

156.	Л. Ркуз. Скет., 1926, V. 30, р. 126.

157.	Л. Атег. 8ос., 1939, V. 61, р. 2058.

158.	К и к и 1 а Р., Кпуапек М. 1апета епег§1е 1968, у. 14, р. 190.

159.	А 1 к е г В. а. О. Л. о! Скет. 8ос. 8ес. А. 1пог§ап Ркуз. ТкеогеЕ Скет., 1968,
Ав 2, р. 417.

160.	Та1ап1а, 1905, у. 15, № 2, р. 249—255.

161.	Скет. АЬз1гас1з, 1961, Вб 55, № 2353.

162.	Апа1уЕ Скет., 1968, Вб 40, № 7, 8. 1137—1139.

163.	С 1 ] Ь е г 8 К., Н о 8 I е Л. Апа1уЕ Скет. ас!а, 1968, V. 41, № 3, р. 419—
429.

164.	Скет. АпаЕ, 1961, № 6, 8. 501.
165.	Мгпегеигвк! 5., СН«а81о^яка Л., Магегепко 2. М1кгосЫгП.
Ас(а 1967, № 5, 8. 820.

166.	2. Апа1у1. Скет., 1960, Вб 174.

167.	8Ы пйе V. М., К к о р к а г 8. М. Апа1. СЫт. Ас1а, 1968, V. 43, № 1,
р. 146—149.

168.	8с1епсе №\У8, № 16, АргП, 1967.

169.	Л. 8и1ркиг, 1967, № 69, р. 29—31.

170.	Л. Тгапз. о! 1ке Ме1. 8ос1е1у о{ А8МЕ, 1958, V. 212, № 3, р. 301—309.

171.	Л. Ргос. Аи81га1аз1ап 1п8Е МЫ. МеЕ, № 185, 1958, р. 65—107.

172.	Кезеагск, 1954, V. 7, № 11.

173.	Е о г а г б Е. А., XV а г г е п Т. Н. Ме(а11иг§1са1 Кеу., 1960, V. 5, № 18.

174.	Л о г б а п Л. XV., С а ху 1 е у М. А. Сап. Мт. МеЕ ВиП., 1955, № 515, V. 48,
р. 115.

175.	Бьерлинг Г-Ж- — Проблемы современной металлургии. 1955, № 3, с. 49.

176.	Сап. МЫ. МеЕ ВиП., 1952, V. 45, р. 479.

177.	Сап. М1п. МеЕ ВиП., 1952, V. 45.

178.	Парес И. Бактериальное выщелачивание золота. Доклад на VIII Между-
народном конгрессе по обогащению полезных ископаемых. Механобр, Л.,
1968.

179.	Еп^пр. апб М1п. Л., 1966, V. 167, № 9, р. 195.

180.	К о 8 е п Ь а и гл Т. В., Мау Л. Т., В 1 1 у Л. М. — Тке МЫ. Ма§., 1969,
V. 59, № 9, р. 14.

181.	8с1. е! ауетг, 1959, № 144, р. 89—93.

182.	8сЕ апб СиИ, 1965, V. 31, р. 403—407.