Руды цветных металлов

Технологические схемы и режимы обогащения золотосодержащих руд и россыпей

Минералы золота и их технологические свойства

Золото в природе чаще всего встречается в виде самородного металла, интерметаллических соединений и минералов, содержащих золото, серебро, медь, железо, ртуть, висмут, платину, палладий, иридий, родий, и минералов — геллуридов золота. Кроме того, золото встречается в виде соединений с органическими кислотами.

Самородное золото никогда не бывает химически чистым и содержит до 50 % примесей. Присутствие посторонних примесей в золоте резко влияет на его качество и свойства. Например, мышьяк, свинец, платина, кадмий, висмут, теллур придают золоту хрупкость, что приводит к переизмельчению и ошламованию золота в процессах рудоподготовки. Кроме того, зерна самородного золота могут быть покрыты пленками («рубашками») оксидов железа и породных минералов, что существенно затрудняет извлечение золота при амальгамации и цианировании.

Самородное золото имеет высокую плотность — от 15,5 до 19,7 т/м3. Высокой плотностью обладают также минералы золота. В зависимости от крупности самородное золото классифицируют на крупное (более 2 мм), мелкое (0,05—2 мм), пылевидное (5—50 мкм) и тонкодисперсное (менее 5 мкм). Поведение зерен самородного золота и золотосодержащих минералов в процессах обогащения зависит от их состава и вкрапленности.

Крупновкрапленные золотосодержащие минералы, а также крупное и мелкое самородное золото хорошо извлекаются с помощью гравитационных процессов, но плохо флотируются и медленно цианируются. Пылевидное и частично мелкое золото плохо извлекается с помощью гравитационных процессов, но хорошо флотируется и хорошо цианируется, если не связано с теллуридами. Тонкодисперсное золото плохо извлекается не только гравитационными процессами, но и флотацией, если оно не связано с минералами-носителями. Такое золото вполне удовлетворительно извлекается только в результате гидромегаллургической обработки.

Золото, тесно связанное с сульфидами, хорошо извлекается с помощью процессов, рассчитанных на извлечение сульфидов (флотация, отсадка, концентрация на столах и т. д.). Выделение золота из сульфидных продуктов осуществляется обычно после разрушения самих сульфидов обжигом либо биохимическим способом.

Схемы и режимы переработки руд существенно зависят от минерального состава руд, их разрушаемости, наличия или отсутствия примесей, осложняющих извлечение золота, а также от размеров частиц золота. Эти и некоторые другие свойства руд в основном определяются их происхождением, по которому месторождения золотых руд подразделяют на две основные группы — коренные и россыпные. Из коренных месторождений добывают примерно 75 % золота, из россыпных — 25 %.

Золотосодержащие россыпи

В состав россыпей входят валуны, галька, песок, сцементированные цементом, состоящим из глин, карбонатов и оксидов железа. Массовая доля цемента в них может доходить до 70 %. Золото, содержащееся в цементе, имеет овальную или круглую форму.

Разработку месторождений золотосодержащих россыпей ведут обычно открытым способом, применяя дражный, экскаваторный или гидравлический метод добычи. Наиболее часто используют драги. Гидравлический способ применяют при разработке крутопадающих россыпей, размываемых гидромониторами. Экскаваторы или бульдозеры используют при разработке небольших месторождений, пески которых доставляются на установку гидротранспортом или конвейером. При разработке глубоких погребенных россыпей используют подземный шахтный способ.

Типовая схема обогащения золотосодержащих россыпей (песков) приведена на рис. 5.1

Принципиальная схема обогащения золотосодержащих россыпей (песков)
Рис. 5.1. Принципиальная схема обогащения золотосодержащих россыпей (песков)

Для дезинтеграции песков и промывки используют различные аппараты (скрубберы, бутары, скруббер-бутары, барабанные грохоты), из которых наиболее распространены скруббер-бутары. В результате дезинтеграции и промывки пески обычно делятся на несколько классов крупности, самый крупный из которых (валуны) выбрасывается сразу или после операции улавливания из него самородков. Самородкоуловители представляют собой короткие шлюзы с крупными трафаретами обычно из металлических рельсов; используют также специальные аппараты (типа «Сортекс»), срабатывающие на металлическую массу более 30—40 г. Остальной материал (эфеля), разделенный на классы крупности, поступает на гравитационное обогащение с применением разнообразно го оборудования в зависимости от крупности и свойств извлекаемого золота. Чаще всего применяют шлюзы, винтовые сепараторы, отсадочные машины, концентрационные столы, конусные и центробежные концентраторы. Первичные концентраты со шлюзов глубокого и мелкого наполнения, отсадочных машин и винтовых сепараторов подвергаются доводке с использованием гравитационных, магнитных, флотационных методов и амальгамации (рис. 5.2).

Схема комплексной доводки золотосодержащих шлихов
Рис. 5.2. Схема комплексной доводки золотосодержащих шлихов: МФ — магнитная фракция; НМФ — немагнитная фракция; ПП — промпродукт

В результате доводки получают золото и концентраты сопутствующих минералов, обеспечивая тем самым комплексное использование сырья.

Коренные золотосодержащие руды

Общая характеристика руд и методов их переработки

При переработке коренных руд схема обогащения определяется крупностью зерен самородного золота, составом и характером вмещающих пород, наличием и характером сопутствующих минералов. В соответствии с этим в схемах применяют различные комбинации процессов цианирования, гравитационного обогащения, флотации и радиометрической сепарации. Отличительной особенностью рудоподготовки является широкое использование процесса самоизмельчения золотых руд. Преимущества его связаны с уменьшением потерь золота со скрапом измельчающих тел, снижением расхода цианида в случае цианирования измельченных продуктов и повышением извлечения золота при цианировании.

По технологическому признаку руды классифицируют следующим образом:

  • на классы — по наличию в рудах других промышленно-ценных компонентов (золотые, золотомедные, золотоурановые и т. д.);
  • на подклассы внутри классов — по окисленности минералов, входящих в состав руд (первичные, частично окисленные, окисленные);
  • на разновидности внутри подклассов — по наличию и виду компонентов, осложняющих технологию извлечения золота (сурьмянистые, углистые, медистые, шламистые, селенистые, марганцовистые, мышьяковистые, теллуристые).

Внутри каждой разновидности на схему обработки оказывает также влияние вкрапленность золота (крупная, мелкая, тонкодисперсная или полидисперсная). При наличии крупновкрапленного золота для его извлечения применяют обычно гравитационное обогащение; мелкое золото извлекается флотацией вместе с сульфидами; тонкодисперсное выделяется только гидрометаллургией (обычно цианированием). При наличии полидисперсной вкрапленности применяют сочетание гравитационных процессов с флотацией и гидрометаллургией. Радиометрическое обогащение используют в тех случаях, когда золото в рудах ассоциирует либо с кварцем (например, фотометрическая сепарация лежалых хвостов в ЮАР), либо с ураном (авторадиометрическая сепарация).

Наиболее часто применяемые при переработке коренных золотосодержащих руд принципиальные технологические схемы приведены на рис. 5.3.

Принципиальные схемы переработки золотосодержащих руд
Рис. 5.3. Принципиальные схемы переработки золотосодержащих руд: а — с тонкодисперсным золотом; б — с крупным и мелким золотом, связанным с сульфидами; в — с крупным и тонкодисперсным золотом; г — с крупным, мелким и тонкодисперсным золотом; д — с крупным, мелким и тонкодисперсным золотом, частично связанным с сульфидами

Технология обогащения золотосодержащих руд

Большая часть добываемых в настоящее время золотосодержащих руд относится к сульфидному типу руд, содержащих пирит, арсенопирит и, в виде примесей, небольшие количества меди, реже свинца, сурьмы, теллура и др.

Все сульфидные руды в настоящее время успешно обогащаются флотацией или комбинированным методом.

Наиболее высокое извлечение золота и сопутствующих ценных компонентов при обогащении руд достигается включением гравитационного обогащения в циклы измельчения и флотации, стадиальным измельчением и флотацией руд, применением рудно-галечного измельчения и обогащения промпродуктов в отдельном цикле с дополнительным их измельчением (на Дарасунской, Тасеевской, Березовской и других фабриках).

Важным достоинством гравитационного обогащения является не только выделение до цианирования (или флотации) крупных зерен золота, но и извлечение труднорастворимых (и труднофлотируемых) форм золота, имеющих окисленные или минеральные покровные образования. Оно позволяет также попутно извлекать другие тяжелые минералы — осмистый иридий, сульфидные минералы цветных металлов, пирит и др.

В качестве гравитационных аппаратов используют отсадочные машины, струйные концентраторы, винтовые сепараторы, концентрационные столы и шлюзы, короткоконусные гидроциклоны и центробежные аппараты.

Отсадочные машины, струйные (конусные) концентраторы и винтовые сепараторы устанавливают обычно в начале процесса для извлечения крупнозернистого золота и его сростков с другими минералами. Общим недостатком их является неудовлетворительное извлечение золота крупностью менее 0,1—0,15 мм. Эксплуатационные трудности конусных концентраторов — зарастание рабочих поверхностей конусов солями и скрапом и трудная доступность рабочих поверхностей для очистки, а винтовых сепараторов — забиваемость разгрузочных щелей. Наиболее эффективными являются винтовые сепараторы с фибергласовым желобом, футерованные полиуретановым материалом, с переменным (увеличивающимся до 400 мм к низу) шагом витков, специальным профилем винтового желоба, не требующим подачи смывной воды в желобе.

Концентрационные столы и шлюзы используют, как правило, для перечистки доизмельченных грубых концентратов или обогащения мелкозернистых, шламовых золотосодержащих продуктов. Лучшие результаты в рудном цикле достигаются на столах с малой высотой рифлей — 5 мм, а в цикле доизмельчения грубых концентратов, где содержание свободного золота выше, с большей их высотой — 10 мм. Гравитационный сепаратор — шлюз (типа «Duplex»), обладающий высокой степенью концентрации, позволяет заменить две операции, осуществляемые на шламовых концентрационных столах.

Уровень извлечения золота в схеме зависит не столько от общего его содержания, сколько от наличия в руде тонких его зерен. Оценка эффективности извлечения золота на гравитационных аппаратах показала, что зерна золота крупностью -50 мкм не улавливаются на отсадочных машинах, на винтовых сепараторах извлекаются на 13— 24 %, на концентрационном столе — на 44 % и лишь на ленточном сепараторе — шлюзе «Мозли» — на 80 % при степени концентрации 19—21. Стационарные обычные шлюзы не обеспечивают удовлетворительного извлечения мелких зерен и чешуйчатого («плавучего») золота. Для их доизвлечения из хвостов первичного обогащения часто используют короткоконусные (с углом конусности до 120°) гидроциклоны с давлением пульпы на входе, не превышающем 0,03—0,05 МПа, и центробежные аппараты типа сепаратора «Knelson».

Получаемые на фабриках золотые гравитационные концентраты содержат значительное количество сульфидов и кварца. Их можно отделить от свободного золота методами магнитогидродинамической или магнитогидростатической сепарации. Средой для разделения является парамагнитная жидкость (например, водный раствор хлористого марганца плотностью 1,4 г/см3), помещенная в электромагнитное поле с напряженностью 22 тыс. эрстед.

На некоторых фабриках (например, на фабриках «Балейзолото», «Дарсунзолото», «Запсибзолото», «Уралзолото» и др.) гравитационные концентраты, содержащие большое количество породы, доизмельчаются и обогащаются на концентрационном столе или флотацией.

Кварцевые руды могут обрабатываться прямым цианированием, однако и для этих руд комбинированная схема обогащения, включающая гравитационное обогащение, стадиальную флотацию и последующее цианирование или плавку получаемых концентратов, может успешно конкурировать с прямым цианированием.

Основной проблемой при обогащении как россыпей, так и коренных месторождений является извлечение мелкого золота. Чешуйчатая форма частиц, пористость и гидрофобность их поверхности делают практически невозможным извлечение частиц тоньше -0,07 мм гравитационными процессами: частицы «плывут» по поверхности пульпы в аппаратах («плавучее» золото). Для таких классов наиболее эффективным становится флотационный процесс. Тонкое золото обычно легко флотируется сульфгидрильными коллекторами и стандартными вспенивателями при естественных значениях pH без добавок модификаторов среды. Извлечение золота составляет 80—90 %. Успех пенной флотации определяется как реагентным режимом, так и оптимальными гидродинамическими условиями флотации, достаточно специфическими для удельно-тяжелых частиц золота.

Флотация как единственный процесс переработки руды (или в сочетании с гравитационным обогащением) предпочтительнее прямого цианирования исходной руды, если она обеспечивает извлечение золота не менее 90 % при степени концентрации золота более 3.

Для флотационного извлечения золота используются обычные при флотации сульфидов реагенты (ксантогенаты, аэрофлоты, сульфат меди и пенообразователи). Для повышения извлечения золота в трудных случаях могут быть использованы сложные реагентные смеси, собирателями в которых являются меркаптаны и имидазолины, или смесь высших меркаптанов с пенообразователем (например, реагент «Orfon»), В некоторых случаях для получения золотосульфидного концентрата могут быть использованы амины. Достоинством их является то, что они не затрудняют последующее цианирование концентрата, как это присуще ксантогенатам.

Повысить крупность измельчения руды с -0,15 до 1—2 мм позволяет установка машин пенной сепарации. Это дает возможность также увеличить производительность мельниц по руде в 1,5—2 раза, снизить расход электроэнергии, шаров и других материалов.

Селективную флотацию используют также для выделения перед цианированием мешающих процессу растворения примесей, например, графита, углеродсодержащих сланцев и др. При этом в качестве собирателя применяют нефтяные углеводороды, а для депрессии легкофлотируемых алюмосиликатов, как правило, фосфаты (например, тетрапирофосфат).

Анализ показывает, что на золотоизвлекательных фабриках флотацию применяют обычно в сочетании с гравитационными методами обогащения и цианированием. Довольно часто применяют, например, гравитационно-флотационные схемы, включающие флотацию хвостов, промпродуктов, концентратов с тонковкрапленным золотом, шламовых фракций, богатых золотом.

В комбинированных схемах флотацию используют в первую очередь для первичной концентрации золота из убогих руд в концентрат с извлечением в него 90—93 % золота, поступающего далее на цианирование или плавку. Флотацию измельченной руды до крупности 65—85 % -0,074 мм осуществляют с применением смеси ксантогената и аэрофлота или смеси ксантогенатов с различной длиной углеводородной цепи при общем расходе 100—200 г/т. Депрессия легкофлотируемой пустой породы достигается загрузкой органических реагентов типа КМЦ, поскольку жидкое стекло и крахмал при больших расходах подавляют флотацию золота. Обязательным является применение гравитационных аппаратов для улавливания свободного золота в циклах измельчения и пере- чисток концентрата. Для этого между мельницей и классификатором устанавливают отсадочную машину или флотационную камеру с ловушкой для золота. В цикле перечисток черновой концентрат пропускают через короткоконусный гидроциклон или щелевой шлюз (концентратор), слив которых подвергают перечистной флотации. Готовым концентратом является продукт, состоящий из песков гидроциклона или концентрата шлюза, в которых концентрируются труднофлотируемые частицы золота (крупные зерна с покровными образованиями, пластинки со вкованными в их поверхность минералами породы, сростки и др.), с трудом перешедшие в черновой концентрат и легко теряемые при перечистках, и концентрата флотационных перечисток слива гравитационных аппаратов.

Флотация может использоваться также для удаления из руды вредных для последующего цианирования таких примесей, как сульфиды мышьяка, сурьмы, селена и теллура. Поскольку вредное влияние этих сульфидов уничтожается обжигом, но обжиг всей руды обходится дорого, то руда подвергается коллективной флотации с извлечением в концентрат сульфидов и золота. В обжиг и на последующее цианирование поступает только небольшое количество коллективного концентрата. При наличии в золотых рудах минералов меди, также оказывающих вредное влияние на процесс цианирования, получают коллективный медно-золотой концентрат, направляемый в плавку.

Применение флотации позволяет повысить комплексность использования руд с извлечением из них кроме золота других ценных компонентов (меди, серебра, свинца, барита, урана, селена, теллура и др.). Например, применение флотации после цианирования позволяет доизвлекать теллуриды золота и золотосодержащий пирит, для активации их флотации пульпу обрабатывают в специальных условиях сернистым газом при pH 6,3. После самопроизвольного увеличения pH до 7 и дополнительной активации медным купоросом в результате флотации получают золотопиритно-теллуровый концентрат, который после обжига может быть снова направлен на цианирование.

При флотации золотосодержащих медных и полиметаллических руд режим устанавливают таким образом, чтобы максимальное количество золота флотировалось в медные или свинцовые концентраты, из которых оно легко извлекается при металлургическом переделе. Этому способствует, например, применение бесцианидных методов флотации. Однако технологические особенности руд и существующие режимы обогащения, оптимальные для извлечения основных металлов, не всегда позволяют решить проблему повышения извлечения золота без организации его извлечения из пиритных концентратов (после их обжига). В отдельных случаях из общей массы пирита удается выделить богатый золотосодержащий продукт, проводя флотацию при pH 9,5 в содовой среде с добавками сернистого натрия.

Для глинистых руд оптимальной является схема, предусматривающая разделение измельченной руды на пески и шламы, флотацию песковой части и цианирование флотационного концентрата и шламовой части руды.

Технология переработки получаемых золотосодержащих концентратов

Наиболее рациональным способом переработки богатых медь- и золотосодержащих концентратов следует считать плавку на медный штейн в рудных электротермических печах специально подготовленных концентратов и шихт.

При переработке других сульфидных концентратов наиболее распространенной операцией для вскрытия золота перед их цианированием является окислительный обжиг. Режим и стадиальность обжига определяют исходя из конкретного химического и фазового состава исходного сырья. Однако наметилась тенденция для отдельных групп концентратов автоклавного выщелачивания при повышенных температурах и давлениях.

Так, амальгамационная технология переработки гравитационных концентратов в настоящее время заменяется цианированием в интенсивном режиме — в крепких растворах цианида в автоклавах под давлением кислорода или интенсивным цианированием в 2 %-ном растворе цианида в камере с введением кислорода или перекиси водорода. Из растворов золото извлекают электролизом.

Автоклавная технология используется также для переработки упорных флотационных сурьмянистых и мышьяковистых золотосодержащих концентратов.

Новым направлением в переработке золотых руд и концентратов является применение биохимических методов. Оно обусловлено тем, что цианирование сульфидных золотосодержащих продуктов проходит обычно медленно в связи с медленным разрушением сульфидов. Использование для этих целей предварительного обжига осложняется образованием легкоплавких соединений, связывающих золото. Поэтому необходимо применение процессов разрушения сульфидов при пониженных температурах. Это удается сделать, используя различные бактериальные культуры.

При переработке золотомышьяковых концентратов с тонкой вкрапленностью золота в сульфидах эффективным является применение бактериального выщелачивания (простота оформления процесса, низкие капитальные и эксплуатационные затраты) для окислительного разложения золотоносных сульфидов. Основными микроорганизмами являются бактерии Thiobacillus ferrooxidans.

Тионовые бактерии, окисляя сульфидные минералы (арсенопирит и пирит), разрушают их кристаллическую решетку и тем самым высвобождают тонкие частицы золота из сростков, обеспечивая при дальнейшем цианировании высокое (до 90 %) растворение золота, в то время как без такого окисления извлечение не превышает 30—50 %.

Разработанная в России схема переработки мышьяковистых флотационного и гравитационного концентратов с получением продукта, пригодного для плавки включает в себя:

  • бактериальное выщелачивание измельченного до 90 % -0,044 мм концентрата в пачуках при t = 25+30 °С, плотностью 20 % твердого и pH 1,7—2;
  • сгущение, осаждение из растворов мышьяка и железа известью и гидросульфидом натрия, отделение мышьяксодержащих осадков, регенерация оборотных бактериальных растворов;
  • обработку кеков бактериального выщелачивания раствором серной кислоты для растворения арсенатов и гидроксидов железа; фильтрацию и осаждение из растворов мышьяка и железа.

Технология полного вскрытия золота обеспечивает снижение содержания мышьяка в золотосульфидном концентрате с 9,6 до 1,55 %. Расход реагентов составляет: CaO — 28 кг/т, H2SO4— 97 кг/т и NaHS — 25 кг/т.

Новым направлением в этой области является использование термофильных бактерий «сульфолобус», что позволяет повысить температуру выщелачивания до 60 °С и увеличить за счет этого показатели по сравнению с использованием бактерий Thiobacillus ferrooxidans при 30 °С. Если извлечение золота цианированием из природного материала составляло 5,5 %, а с применением Thiobacillus ferrooxidans — 55,5 %, то после обработки материала бактериями «сульфолобус» при температуре 60 °С оно возросло до 91 %.

Для переработки упорных золотосодержащих концентратов, характеризующихся тесной ассоциацией золота с сульфидами (в том числе мышьяка и сурьмы), разработаны следующие новые методы:

  • хлоридвозгонка (при 1000 °С) с получением в огарке концентрированного золотосодержащего продукта и переработкой возгонов;
  • вакуум-термическая переработка концентратов для отгонки и получения металлического мышьяка;
  • автоклавно-кислородно-щелочное выщелачивание концентратов при давлении до 1,5—2 МПа для извлечения мышьяка и подготовки материала к последующему цианированию;
  • циклонная плавка концентратов.

Технология цианирования золотосодержащих руд и концентратов

Для извлечения тонкодисперсного золота обогатительные процессы становятся неэффективными, если золото не связано с минералами-носителями. В таких случаях для извлечения золота в качестве основного процесса обработки применяют цианирование. Попытки использовать другие растворители, например тиомочевину, тиосульфат аммония, тиокарбамид, или применить обжиг с последующим выщелачиванием соляной кислотой в сочетании с окислителями (перекисью водорода) не получили промышленного развития из-за более высокой стоимости процесса по сравнению с цианированием.

Цианирование представляет собой процесс выщелачивания золота в растворах цианида в присутствии кислорода:

4Au + 8NaCN + O2 + 2H2O = 4Na[Au(CN)2] + 4NaOH.

Процесс осуществляют в щелочной среде, создаваемой СаО (pH 11— 12). Для цианирования используют растворы цианистого натрия, иногда кальция и реже калия. На скорость перехода золота в раствор влияют форма и чистота поверхности, минеральный состав продуктов и руд. Примесями, осложняющими процесс, являются углистые вещества, сульфиды меди, сурьмы и мышьяка, шламы.

На практике применяют в основном два способа: кучное и чановое выщелачивания. Первый процесс используют для бедных и забалансовых руд; второй — для рядовых и богатых руд.

Из цианистых растворов золото извлекают несколькими способами. Наиболее старый из них — осаждение золота цинковой пылью (15—20 г/м3 раствора) в результате протекания реакции

2Au(CN)2 + Zn° = Zn(CN)4 + 2Au°.

Для повышения скорости реакции и снижения расхода цинка необходима тщательная очистка раствора от взвесей и обескислороживание.

Более современным направлением извлечения золота из растворов является сорбционная технология. «Уголь в колонне» и «уголь в пульпе» (CIP) — два основных варианта осуществления этой технологии.

По первому из них цианистый раствор, очищенный от взвесей, пропускают сквозь ряд колонн (5—6), установленных последовательно и заполненных активированным углем (АУ), адсорбирующим соединения золота из раствора. Процесс обеспечивает высокое извлечение золота, но требует больших расходов на организацию предварительной очистки раствора.

По второму варианту сорбционной технологии (процессу CIP — «уголь в пульпе») золото извлекается на частицах угля крупностью 1— 3 мм, загружаемого непосредственно в пульпу. Пульпа при этом последовательно проходит через 4—6 чанов, в каждом из которых время пребывания пульпы составляет около 1 ч. Частицы угля выделяются из пульпы «противоточным грохочением», направляются на десорбцию золота в богатый элюат, из которого оно выделяется электролизом. Уголь после десорбции проходит операцию регенерации и возвращается для повторного использования.

Практика работы предприятий показала, что оптимальными параметрами сорбции из пульп являются: pH 10— 10,5; концентрация NaCN — более 0,015 %; крупность зерен АУ — 1—3,35 мм; плотность пульпы — 40—45 % твердого. Высокая плотность пульпы приводит к всплытию более легких, чем рудные, зерен угля, а чрезмерное разжижение пульпы является причиной скапливания АУ в придонных частях сорбционных аппаратов.

Сорбцию проводят в чанах с механическим (при тонком измельчении руды) или воздушным (при грубом измельчении руды) перемешиванием в четыре (реже больше) стадии (в зависимости от содержания золота в руде). Длительность каждой стадии 1 ч.

Для отделения АУ от пульпы используют вибрационные сита (для грубоизмельченных пульп), неподвижные сита с воздушной очисткой отверстий (дня тонкоизмельченных пульп) или погружные сита со шпальтовыми сетками производительностью 40—75 м3/(м2·ч) пульпы.

Извлечение золота по второму варианту (процессу CIP) несколько меньше в связи со шламуемостью угля и его потерями с хвостами цианирования. Однако он на 11— 13 % экономичнее первого варианта за счет отсутствия в нем операции отделения жидкости от твердого. Еще экономичнее (на 35 %) процесс кучного выщелачивания, но он дает еще более низкое извлечение и поэтому применяется исключительно для бедных и забалансовых руд.

Для десорбции золота с насыщенного угля наиболее широко используют горячие щелочные растворы цианистого натрия. На предприятиях, перерабатывающих большое количество угля с высоким содержанием золота, применяют преимущественно регенерацию в автоклавах. Это позволяет сократить в 4— 10 раз время десорбции золота с угля и в 5—7 раз расход реагентов, по сравнению с десорбцией в динамических условиях.

Извлечение золота из элюатов осуществляют обычно электролизом на катодах из нержавеющей проволоки. Нагруженные золотом катоды направляют на плавку. В настоящее время начинает широко применяться электролиз с углеграфитовыми электродами.

Кальцирование поверхности угля в процессе сорбции вызывает необходимость кислотной промывки или реактивации угля при нагреве до 600—650 °С без доступа воздуха, что обеспечивает полное восстановление сорбционных свойств угля.

Активированный уголь не является селективным сорбентом: присутствующие в растворах медь, цинк, никель, кобальт, свинец, мышьяк и другие примеси также адсорбируются на активированном угле, затрудняя последующие операции переработки элюатов. Поэтому применение ионообменных смол для сорбции золота из цианистых пульп и растворов является альтернативным процессом угольно-сорбционному.

Обычно используются два типа смолы: сильноосновной, но не селективной, или слабоосновной, но селективной к золоту смолы.

Практика длительной работы предприятий бывшего СССР основана на использовании первого типа смол для сорбции золота из пульп с последующей селективной, многоступенчатой десорбцией примесей и золота со смолы. Однако сопоставление преимуществ и недостатков слабо- и сильноосновных ионообменных смол свидетельствует о преимуществе последних, особенно в сочетании с десорбцией золота тиомочевиной и регенерацией смолы раствором сульфата железа. Кроме того, их применение позволяет устранить вредное влияние ртути, когда ионообменную технологию используют для предварительной очистки жидкой фазы от ртути в угольно-сорбционном процессе.

Использование ферритизированных сорбентов (смол) позволяет существенно сократить себестоимость процесса сорбции золота из растворов.

При переработке сортов руды с повышенным содержанием графита для пассивации его используют керосин (до 250 г/т), подаваемый в измельчение. Более радикальным путем устранения вредного действия активного углерода в руде является окисление его реагентами-окислителями с переводом его в неактивную для сорбции цианистого комплекса золота форму, а также гидрохлорирование углеродсодержащих золотых руд. Способ гидрохлорирования включает обработку материала водным раствором гипохлорита, содержащим также хлорионы. Из руды крупностью 90 % -0,12 мм при pH 8—13, NaCl — 12 %, NaOCl — 0,5—1 % в течение 1 ч растворяется около 90 % золота.

Методом снижения вредного, стабилизирующего шламы и коллоиды действия растворимых органических соединений являются повышенные расходы извести в измельчение.

Кучное выщелачивание золотосодержащих руд

В настоящее время наиболее выгодным вложением средств в золотодобывающую промышленность является освоение технологии кучного выщелачивания (КВ) золота из руд небольших месторождений, бедных и забалансовых руд, лежалых хвостов обогащения и некоторых вскрышных пород. В течение одного года можно получить товарный металл в виде слитка, капитальные вложения в КВ несравненно ниже, чем в фабричную технологию, себестоимость добычи в несколько раз ниже, чем при эксплуатации фабрики.

Технология КВ в зависимости от технологических свойств минерального сырья позволяет извлекать от 50 до 90 % золота и от 26 до 65 % серебра при исходной массовой доле соответственно от 0,8 до 8 г/т и от 5 до 50 г/т. Для ряда месторождений извлечение золота методом КВ сопоставимо с показателями переработки сырья по традиционной фабричной технологии.

Кучное выщелачивание ведут на дробленой руде крупностью 10—25 мм, уложенной в штабели (отвалы) высотой 1,8—6 м на непроницаемой площадке, путем орошения руды сверху рабочим цианистым раствором. Дренируя сквозь руду, растворы затем собираются в отстойники и направляются на выделение золота путем сорбции на АУ или на цементацию цинковой пылью. Продолжительность выщелачивания — до 40 сут. Извлечение золота — от 30 до 90 % в зависимости от вещественного состава руды. Переработка глинистых или измельченных руд и руд с большим содержанием мелочи включает в себя предварительную агломерацию руды перед укладкой ее в кучу с помощью добавок в руду цемента.

Грануляцию мелкой руды (или измельченных хвостов прошлых лет) проводят в дисковых или барабанных грануляторах. Оптимальный расход известково-цементной смеси (в соотношении 1:1) составляет 10 кг/т руды при влажности ее 20—25 %. Окатыши выдерживают для упрочнения в течение 24 ч. Скорость просачивания достигает 15 м3/(м2·ч).

При кучном выщелачивании капитальные затраты снижаются примерно на 68 %, а эксплуатационные — на 34 % по сравнению с технологией чанового выщелачивания и цементацией золота цинком. Применение этого процесса экономически целесообразно при содержании золота в руде до 0,78 г/т (при цене 10 долл, за 1 г).

В настоящее время введена в промышленную эксплуатацию установка КВ золота из окисленных руд Васильковского месторождения, намечено строительство промышленных установок КВ золота из руд Покровского, Майского, Светлинского и других месторождений, отрабатывается технология КВ руды ряда месторождений Якутии и Забайкалья (Дельмачик и др.). Технология базируется на использовании оборудования, материалов и реагентов, производимых предприятиями России. Конечной продукцией технологической схемы является золото в виде слитка.

Цианид наряду с высокой эффективностью и избирательностью является высокотоксичным веществом, требующим при использовании строгого соблюдения техники безопасности и разработки мероприятий по охране окружающей среды — создания непроницаемых оснований площадки под КВ, учета образования осадков, возможности разрушения штабеля и т. д.

Для этого в основаниях куч используются полимерные покрытия высокой прочности и большой толщины, в том числе из материалов, которые способны «самозалечиваться» при разрывах или проколах, геотекстиль совместно с геомембранным покрытием или плотная бентонитовая глина между слоями геотекстиля.

Для материала, не образующего большого количества рудной мелочи и достаточно прочного, применяют метод отсыпки самосвалами с последующим выравниванием и глубоким рыхлением. В случае непрочной или дробленой, а затем окомкованной руды применяют метод кучной отсыпки. После выщелачивания первого слоя в обоих случаях укладывают последующие слои. В последние годы распространение получили методы конвейерной укладки.

Из систем орошения, обеспечивающих равномерную фильтрацию раствора, в настоящее время используют заводнение, нагнетательные разбрызгиватели (эмиттеры) или оросители (типа «Вигглер» и «Вобблер») с расходом цианида 0,1—0,5 кг/т.

Эмиттеры устанавливают последовательно на оросительной трубе, помещенной на глубине 20—25 см в штабеле руды. Они имеют извилистый канал, проходя по которому раствор теряет давление и в виде капель равномерно орошает материал.

В суровых условиях Забайкалья найден путь поддержания температуры рабочих и продуктивных растворов в зимний период на уровне +6…+7 °С, сохранения обменной емкости анионита и показателей извлечения в результате теплоизоляции поверхности (пенополимером на основе мочевино- формальдегидной смолы, пенольдом из воздушно-водяной смеси с пенообразователем и полиакриламидом или слоем горно-рудной массы), теплозащиты раствороподающих и дренажных коммуникаций (слоем минеральной ваты и т. д.), применения заложенных в слой рудной массы оросительных устройств, подачи в слой руды реагентов в туманно-капельном состоянии, использования глубинных дозаторов и капельного орошения для снижения льдообразования.

Серьезной помехой при КВ является процесс осадкообразования (в основном карбоната и сульфата кальция), что приводит к резкому снижению скорости фильтрации растворов в штабеле, потере подачи насосов, закупорке головок оросителей, основания площадки и поровых каналов сорбента. Для предотвращения осадкообразования используют полимеры ингибирующего действия — полиакрилат, полиметакрилат, полимелиновый ангидрид. Помимо ингибиторов обычно подают дисперсанты — вещества, изменяющие потенциал поверхности кристалла (различные хелатообразующие соединения).

В решении проблем обезвреживания цианидов и разработки требований к КВ с точки зрения охраны окружающей среды намечается переход от щелочного хлорирования — старейшего способа разрушения цианистых соединений — к более эффективным и экономичным при КВ способам: естественному обезвреживанию, орошению «истощенного» штабеля водой, применению перекиси водорода и окислению смесью воздуха и диоксида серы, сульфата двухвалентного железа, бактериального разложения цианидов, комбинированию химического и биологического процессов.

Практика метода КВ в различных климатических районах, в том числе и в районах с большим количеством атмосферных осадков, показала надежность всех систем КВ. Уже первые годы (1991— 1993 гг.) эксплуатации промышленной установки КВ на Васильевском ГОКе показали экологическую надежность производства. Концентрация паров HCN на поверхности кучи и по периметру подошвы основания была ниже 0,3 мг/м3, а сумма цианидов и роданидов в грунтовых водах не превышала 0,1 мг/л.

Новые нетоксичные растворители золота

Из новых нетоксичных растворителей золота наибольшее внимание уделяется тиомочевине, обладающей следующими преимуществами, по сравнению с цианидом: более высокая (до 10 раз) скорость растворения; меньшее вредное влияние ионов примесей в растворах; меньшая коррозионная активность.

Установлена перспективность применения тиомочевины при переработке упорных руд, глинистых руд, при кучном и подземном выщелачивании.

Растворение золота и серебра ведут кислыми (лучше серно-кислыми) растворами тиомочевины в присутствии окислителя (лучше сульфата трехвалентного железа). Извлечение золота из упорных сульфидных руд и концентратов должно проходить в две стадии — предварительное окисление под давлением в автоклавах и последующее выщелачивание тио- мочевиной. Однако внедрение этого процесса пока затрудняется из-за более высокой стоимости реагента, окислительного разложения его в процессе, а также сложностей выделения золота из рабочих растворов на активированных углях.

Наряду с тиомочевиной исследуют в качестве растворителя золота тиосульфат аммония для руд «упорных» к цианированию из-за повышенных содержаний марганца, меди. Этот растворитель эффективен в присутствии ионов меди.

Определенную роль при извлечении золота могут играть гетеротрофные микроорганизмы, продукты метаболизма которых могут образовывать металлоорганические соединения, т. е. выступать в присутствии сильных окислителей в роли растворителей золота.