Золотодобыча как процесс извлечения золота из естественных источников

Для химического  рафинирования годятся любые  отходы, содержащие золото. Таким сырьём служат контакты, полупроводниковые  изделия (диоды, транзисторы, радиолампы отечественные, и т. д.). При рафинировании  золотосодержащего сырья прежде всего нужно отделить из общей массы сырьё, содержащее железо, действием обычного магнита, так как переработка сырья, содержащего железо, требует иной схемы работы. Железосодержащее сырье обрабатывается концентрированной соляной кислотой или серной кислотой до растворения всего железа. Дальнейший ход рафинирования описан ниже. После отделения железа сырьё в основном представляет собой смесь сплавов меди, цинка, олова, серебра и других металлов. Для растворения применяют 30—40 % азотную кислоту; процесс проводят до того состояния, когда при внесении новых порций кислоты и при нагреве перестаёт выделяться диоксид азота. При этом все сливы помещаются в отдельную ёмкость, отстаиваются и аккуратно декантируются, в осадке золото унесённое во время слива отработанной кислоты. После декантации в раствор вливается насыщенный раствор поваренной соли, при этом выделяется хлорид серебра.

В осадок, содержащий золото, прибавляется концентрированная  соляная кислота, (в расчёте 20 мл кислоты на 1 мл осадка). Раствор с  осадком нагревается до кипения и осторожно добавляют концентрираванную азотную кислоту по каплям. Конец прибавлении азотной кислоты определяют по окончании обильного выделения окислов азота. Раствор упаривают досуха 3 раза, прибавляют после каждого упаривания соляную кислоту. Раствор фильтруют, и к фильтрату приливают при нагревании насыщенный раствор сульфата железа(II). Золото выделяется из раствора в виде крупного хорошо фильтрующегося осадка коричневого цвета. Осадок фильтруют, и на фильтре хорошо промывают большим количеством воды. Осадок переносят в стакан и кипятят с концентрированной азотной кислотой для удаления железа, меди и серебра. Фильтруют, промывают водой. Сушат, и сплавляют с натриевой селитрой и бурой. Королёк металла содержит 99,95 % золота. 

Гравитационные  методы обогащения при  переработке золотосодержащих руд 

Гравитационная технология обогащения, реализуемая на центробежных аппаратах, используется в последние  годы на ряде месторождений золото-кварцевой формации, локализованных в терригенных углеродсодержащих комплексах (Магаданская и Иркутская области) [13].

Извлечение золота составляет при этом 80-85 %, но увеличение потерь в сравнении с возможным  извлечением по гравитационно-флотационной схеме компенсируется исключением  затрат на флотацию и удешевлением цианирования. Последнее объясняется  не только резким (в 10 раз и более) сокращением выхода концентрата, но и тем, что в гравитационном концентрате, в отличие от флотационного, практически отсутствует сорбционно активный углерод. В этом отношении гравитационные концентраты как объект цианирования выгодно отличаются и от исходной руды. Применение чисто гравитационной технологии позволило бы резко сократить сроки освоения месторождений и затраты на капитальное строительство, а также использовать модульные установки, которые можно в короткие сроки демонтировать и переместить на новые объекты, что особенно важно в случае разработки небольших месторождений. Модульное исполнение фабрики позволяет достигать высокой производительности, не ориентируясь на сроки полной амортизации оборудования. В связи с этим объектами исследований являлись месторождения Мурунтау, Аджибугут, Турбай, Гужумсай, Сармич, Чармитан, Булуткан-2.

Исходные пробы  анализировали на железо, серу, мышьяк, цветные металлы и органический углерод. Выбор этих компонентов  в качестве обязательных для определения мотивируется тем, что их содержание имеет принципиальное значение для прогноза поведения руды при гравитационном обогащении и цианировании, а именно: содержание мышьяка позволяет судить о концентрации арсенопирита - основного концентратора связанного золота в золотых рудах; соотношение общей и сульфидной серы характеризует степень окисления руд; органический углерод ответствен за сорбцию цианистого комплекса золота, т.е. влияет на показатели сорбционного цианирования; сульфиды цинка, свинца, меди накапливаются в гравитационном концентрате и оказывают неблагоприятное влияние на процесс цианирования последнего. 

В процессе исследований проведено 144 опыта по гравитационному  тестированию 23 укрупненных лабораторных проб из 7 золоторудных месторождений.    Проделанная работа показала, что  золото в исследованных рудах  находится целиком или преимущественно  в самородном состоянии  и представлено частицами размером от 0,01 до 0,2 мм. Более  крупное золото (до 0,4 мм в Мурунтау, до 1 мм в Аджибугуте) встречается весьма редко и не играет существенной роли в балансе металла.

В контексте рассматриваемой  проблемы необходимо коротко остановиться на содержании терминов свободное и  связанное золото. Под связанным подразумевается золото, не образующее собственной минеральной фазы, и входящее в кристаллическую структуру других минералов в химически связанном (ионизованном) состоянии.   Золото может быть законсервировано в других минералах (преимущественно в сульфидах, но также в теллуридах и самородном висмуте, как в Турбае, кварце и др.)  в виде включений размером в доли микрона и первые микроны.  Такое золото не раскрывается  при любой технически достижимой и экономически целесообразной степени измельчения руды, так что вероятность его извлечения в гравитационный концентрат определяется физическими свойствами матричного минерала. Связанное и законсервированное в других минералах золото не извлекается цианированием. Все остальное золото  - свободное, принципиально пригодное для гравитационного извлечения при соответствующем измельчении. При фазовом анализе свободное золото определяется как цианируемое. По старой терминологии свободным называли золото, извлекаемое амальгамацией, оно примерно соответствовало золоту, извлекаемому на традиционных гравитационных аппаратах. Необходимо иметь в виду, что доля свободного (цианируемого) золота - категория до некоторой степени относительная, зависящая от степени измельчения руды. 

Установлено, что  традиционные ситовые анализы измельченной руды с последующим определением золота в отдельных классах крупности  малоинформативны в отношении реальной гранулометрии золота, а получаемое распределение существенно зависит от выбранной степени измельчения.

Вопреки общепринятым представлениям самородное золото в  исследованных  рудах срастается  не только и не столько с сульфидами, сколько с жильными и породообразующими  минералами - кварцем, полевым шпатом, слюдами, апатитом и др. Расположение частиц золота преимущественно в  интерстициях  агрегатов названных минералов способствует его раскрытию при измельчении руды.

Эксперименты подтвердили, что, несмотря на малые размеры частиц самородного золота, они эффективно извлекаются  концентратором Нельсона. При этом для разных руд извлечение составляет от 70 до 90 %. Так, для золото-сульфидных руд среднее количество цианируемого золота достигает 72,9 %, при среднем коэффициенте извлечения - 61,4 %. Для золото-редкометалльно-кварцевых руд эти значения соответственно составили: 94 % и 83,2 %, а для золото-полиметаллических - 82% и 73%. Подобные соотношения характерны и для окисленных руд.

Раскрытие золота для  разных руд обеспечивается при тонине помола 60-80 % класса -0,074 мм. Уменьшение тонины помола в некоторых случаях  приводит к снижению извлечения.

Опыты по гравитационному  обогащению проводили на лабораторном центробежном концентраторе Нельсона KC-MD3 в комплекте с вибропитателем.  Первую стадию обогащения проводили на сухом материале, подаваемом в концентратор с помощью вибропитателя. Хвосты 1-й стадии обогащения доизмельчали в стержневой мельнице фирмы KNELSON GRAVITY SOLUTION и возвращали в концентратор в виде пульпы. Хвосты 2-й стадии обогащения вновь доизмельчали в стержневой мельнице и т.д. Количество стадий измельчения составляло в разных опытах от 1 до 3, количество стадий обогащения от 1 до 5, включая контрольную операцию (рис. 11.5.1).

Методика работ  выбрана в расчете на моделирование  фабричного узла измельчения-классификации, в котором самородное золото, благодаря  своим специфическим физическим свойствам задерживается в циркулирующей  нагрузке дольше других минералов. Первоначально  воздействие мелющих тел вызывает только пластические деформации золота, так что масса его частиц не уменьшается, и при классификации  оно поступает в пески гидроциклона и возвращается в мельницу. Точно  так же ведут себя не раскрытые  сростки золота с другими минералами. Однако при многократном прохождении  через мельницу частицы самородного  золота испытывают наклеп, приобретают  хрупкие свойства и переизмельчаются. Установка центробежного концентратора на песках гидроциклона позволяет извлекать раскрытые частицы золота, не допуская их переизмельчения, и возвращать в мельницу нераскрытые сростки. 

В лабораторных условиях трудно организовать эксперимент с  непрерывной циркуляцией пульпы и можно только моделировать поведение  золота в циркулирующей нагрузке. Моделирование заключается в  стадиальном измельчении с повторным  обогащением. На практике хвосты обогащения доизмельчаются в мельнице и обогащаются повторно, а затем снова доизмельчаются и т.д.  Число стадий измельчения не может быть заранее регламентировано, целесообразность дополнительной стадии определяется достигаемым приростом извлечения.

Рис.11.5.1. Технологическая  схема тестирования 
 
 
 

Выбор степени измельчения  на отдельных стадиях  в идеальном  случае определяется на основании данных о гранулометрии самородного золота. Не располагая такими данными, в проведенных опытах сначала определяли зависимость гранулометрического состава пробы от времени измельчения. Поскольку в таком эксперименте основное время затрачивается на измельчение и классификацию, параллельно проводили гравитационное обогащение материала полученной крупности и определяли зависимость между ситовым составам твердого в пульпе (временем измельчения) и извлечением золота. В специальных экспериментах определяли влияние величины центробежного ускорения и расход флюидизирующей воды на извлечение золота. При изучении серии проб с близким петрографическим составом (определяющим физико-механические свойства) из одного месторождения тесты на измельчаемость проводили не на всех пробах. В конечном счете было установлено, что практически для всех протестированных проб оптимальну режиму обогащения на концентраторе KC-MD3, соответствуют ускорение 120g и расход флюидизирующей воды 3,5 л/мин. Следует подчеркнуть, что и время измельчения и параметры режима обогащения в промышленных условиях будут другими, неизменными остаются только оптимальная крупность измельчения руды и достигаемое при ней извлечение золота в гравитационный концентрат. Кроме степени измельчения материала, оптимизируемыми параметрами являются ускорение на стенке рабочего конуса, расход флюидизирующей воды, а также нагрузка по исходному питанию.

Извлеченный из рабочего конуса концентрат просматривали на доводочном лотке под бинокуляром, обращая внимание на размер и морфологию частиц самородного золота, а также содержание и степень раскрытия сульфидов. После этого концентрат высушивали, истирали в планетарной мельнице и сдавали на пробирный анализ. Концентраторы от некоторых опытов использованы для экспериментов по цианированию. Хвосты отбирались отсечками из потока пульпы на последней стадии обогащения. Высушенные в муфельной печи хвосты истирали в дисковом истирателе и сдавали на пробирный анализ.

Доводку гравитационных концентратов выполняли вручную  на лотке фирмы Keeling (США). Цель этой операции состояла в предварительной оценке возможностей повышения качества концентрата при увеличении массы материала, перерабатываемого за один цикл, и дальнейшей селекции золота из получаемых черновых концентратов.

Продукты обогащения одной навески использовали для  изучения минерального состава. Гравитационный концентрат подвергали гравитационно-магнитному фракционированию с последующим  минералогическим анализом тяжелой  фракции. При минералогическом анализе  под бинокуляром из гравитационного концентрата выделяли самородное золото, которое в дальнейшем исследовали в сканирующем электронном микроскопе. После выделения самородного золота тяжелую фракцию использовали для приготовления монтированных шлифов, которые изучались в отраженном свете с помощью микроскопа фирмы Nikon (Япония). Выделенное из гравитационных концентратов самородное золото исследовано в сканирующем электронном микроскопе JSM 5600 фирмы Jeol (Япония). Необходимо напомнить, что использование электронного микроскопа подразумевает приготовление препаратов - дюралевых подложек, обклеенных токопроводящей липкой лентой, на которую под бинокуляром переносят исследуемые частицы. Соответственно, наименьший размер частиц, визуализированных в электронном микроскопе (около 10 мкм), не определяется разрешением микроскопа и не соответствует минимальному размеру частиц золота, присутствующих в концентрате, но целиком зависит от возможности увидеть соответствующие частицы под бинокуляром и перенести их на подложку.

Приводимые в тексте снимки самородного золота в большинстве  случаев сняты в излучении  вторичных электронов, позволяющем  зафиксировать элементы микрорельефа минералов. В тех случаях, когда  необходимо было выявить фазовую  неоднородность образцов, использовано излучение отраженных электронов, интенсивность  которого чувствительна к среднему атомному номеру облучаемой фазы.

Анализ распределения  золота в руде, измельченной до 1,7 мм (табл. 11.5.1) показал постоянное обогащение золотом в 1,5-2 раза классов -0,125+0,074 и -0,074 мм во всех пробах. Это позволяло  ожидать, что золото преимущественно  представлено частицами размером мельче 0,15 мм. В то же время следует иметь  в виду, что распределение золота по классам крупности измельченной руды не дает представления о действительном размере частиц золота и существенно  зависит от степени измельчения  минералов, вмещающих золото, поэтому  реальную гранулометрию и морфологию самородного золота исследовали в сканирующем электронном микроскопе.