12.5. Збагачення золотовмісних руд
Золото в рудах міститься в основному в самородному вигляді (твердий розчин золота), в якому також містяться домішки срібла, міді, заліза, свинцю, бісмуту, платини, ртуті. Залежно від крупності самородне золото прийнято класифікувати на тонкодисперсне (менше 1 – 5 мкм), пилоподібне (5 – 50 мкм), дрібне (0,05 – 2 мм) і крупне (більше 2 мм). Золото масою більше 5 г відносять до самородків.
Родовища золота підрозділяються на корінні, розсипні і конгломерати.
Корінні родовища золота представлені жильними зонами товщиною від декількох сантиметрів до декількох десятків метрів, довжиною до декількох десятків кілометрів і глибиною до декількох кілометрів.
З малосульфідних корінних руд залежно від крупності золото звичайно вилучається по одно- або двостадійній гравітаційно-флотаційній схемі в поєднанні з амальґамацією або ціануванням. Якщо в руді міститься достатньо крупне золото, то після першої стадії подрібнення застосовується гравітаційне збагачення, напр., в відсаджувальних машинах (рис. 12.31).
Така схема дозволяє з використанням гравітаційних процесів вилучити до 80 % золота. При ціануванні відходів гравітаційного збагачення вилучення підвищується до 95 %. Однак ціанування неприйнятне для руд в яких містяться вуглисті речовини, а також сульфіди міді і стибію (сурми). Крім того, ціануванням не вилучається золото, що тонко вкраплене в сульфідні мінерали. В цьому випадку доцільніша флотація золота разом з сульфідними мінералами. При дрібному і нерівномірному вкрапленні сульфідів і золота кращі результати можуть бути одержані при збагаченні стадіальними флотаційними схемами. Однак у випадку одержання відходів із вмістом золота вище відвального їх піддають гравітаційному збагаченню в гідроциклонах або відсаджувальних машинах.
В сульфідних золото-мідних рудах золото знаходиться не тільки у вільному стані, але й тонко вкраплене в сульфіди (в основному в халькопірит). Такі руди після подрібнення до крупності 70 % класу – 0,2 мм і видалення з них важких фракцій гравітаційними процесами (відсадкою, збагаченням на шлюзах) направляються на флотацію (рис. 12.32).
Відходи першої колективної флотації після подрібнення до 90 – 95 % класу – 0,2 мм надходять на відсадку, де з них вилучається вільне золото. Злив класифікації виділяється у відвальні відходи. Сумарний колективний концентрат після перечисних операцій надходить на мідну флотацію, де розділяється на золото-мідний і піритний концентрати. Золото-мідний концентрат, в який вилучається 60 % золота, після зневоднення і сушки направляється на плавку. Благородні метали при електролітичному переділі чорнової міді, що утворюється при плавці, переходять в електролітичні шлами, з яких благородні метали вилучаються на спеціальних заводах. Піритний концентрат направляється на ціанування для вилучення золота, що знаходиться в ньому. За такою схемою вилучення золота складає 90 – 91 %.
В поліметалічних рудах золото знаходиться звичайно в тонкодисперсному стані в сульфідних мінералах, в першу чергу в піриті і халькопіриті, рідше в ґаленіті і сфалериті. В поліметалічних рудах золото знаходиться також у вільному стані.
Технологія вилучення золота із поліметалічних руд (рис. 12.33) складається з уловлювання вільного золота ще в циклі подрібнення і більш повного його вилучення з концентратами. В колективних концентратах воно зв’язане з іншими цінними компонентами.
Відсаджувальні машини установлюються у відділенні подрібнення поряд з млинами і класифікаторами. Концентрат відсаджувальних машин класифікується в гідроциклонах, злив яких направляється у відвал, а піски після подрібнення – на концентраційні столи, де одержують золотовмісний продукт. Відходи відсадки і первинної концентрації на столах направляються на подрібнення і флотацію основних компонентів.
Розсипні родовища золота представлені пухкими відкладами уламкового матеріалу, що утворився в результаті руйнування корінних родовищ під дією природних фізичних і хімічних процесів. Серед золотовмісних розсипів найбільшу промислову цінність складають алювіальні (руслові, долинні, терасові) і древні поховані. Золоті розсипи залягають шарами товщиною 1 – 3 м, довжиною 1 – 100 км, шириною 1 –1000 м. Вміст золота в них від десятих часток г/м3 до десятків кг/м3. Зерна золота мають різну форму. А їх крупність складає від 0,1 до 4 мм.
Розробка розсипних родовищ золота здійснюється відкритими гірничими роботами з застосуванням механізованих способів – дражного, гідравлічного і екскаваторного. Вибір способу розробки визначається гірничотехнічними умовами і промисловими запасами пісків. Найбільше розповсюдження одержав дражний спосіб, як самий економічний.
Технологія вилучення золота із розсипів на драгах (рис. 12.34
) включає: підготовчі процеси, первинне збагачення з одержанням гравітаційних концентратів і доводку цих концентратів з одержанням товарної продукції.
Підготовчі процеси застосовуються з метою звільнення зернистої частини пісків разом з золотом від глини і шламів, а також для видалення крупних фракцій, що не містять золота. Перша операція здійснюється дезінтеграцією, друга – грохоченням. Таким чином, в результаті дезінтеграції, промивки і грохочення виділяють відвальний продукт в вигляді крупного матеріалу і глинистого шламу і класифікований по крупності промитий матеріал, який направляється на гравітаційне збагачення. Ефективність підготовчих операцій визначається багатьма факторами: ступенем промивності і гранулометричним складом пісків, питомою витратою води і способом її подачі, конструкцією апарата для дезінтеграції і тривалістю перебування в ньому матеріалу. Як промивні апарати для дезінтеграції легко- і середньопромивних пісків на драгах звичайно застосовують дражні бочки (барабанні грохоти), усередині яких для інтенсифікації процесу монтують била, ланцюги, ребра, пороги і т.п. Поверхня барабана перфорована, при цьому діаметр отворів в напрямі до розвантажувального кінця збільшується від 6 до 20 мм. В кінці барабана є отвори 80 мм для уловлювання самородків великого розміру. Крім того, для розмиву пісків в барабан під тиском подається вода. Промивка середньо- і важкопромивних пісків здійснюється в скруберах, вібраційних машинах, горизонтальних і коритних мийках.
Після промивки і класифікації за крупністю золотовмісні піски (ефелі) направляються на гравітаційне збагачення, яке здійснюється на шлюзах, відсаджувальних машинах, ґвинтових сепараторах, концентраційних столах і концентраторах різної конструкції. Матеріал крупністю –20 мм направляється на шлюзи, що розташовані по обидва боки барабана. Дно шлюзів має двошарове покриття: верхній шар – стальні сітчасті листи товщиною 3 мм з ромбоподібними отворами для створення турбулентності в потоці пульпи, нижній шар – ґумові килимки з чарунками, в яких осаджуються важкі зерна золота. Відходи шлюзів надходять у відсаджувальні машини, де уловлюється частина золота, що залишилася. Споліскування шлюзів здійснюється через 6 – 12 годин роботи. Концентрат відсаджувальних машин і шлюзів перечищається на концентраційних столах, де одержують шліхове золото і відходи. До складу шліхів входять зерна мінералів густиною 3 т/м3 (каситерит, шеєліт, магнетит, циркон та інші). При доводці всі вони разом з частиною золота переходять у відходи доводочних операцій, які розділяються на шліхозбагачувальних фабриках. Часто гравітаційне збагачення поєднується з амальгамацією. В останні роки випробовуються також експериментальні схеми із застосуванням адгезійної сепарації для вилучення тонкого золота, при цьому крупні класи вилучають гарвітаціними методами.
Збагачення на драгах відрізняється типом застосовуваних збагачувальних апаратів, схемою збагачення, способом доводки первинних концентратів. Збагачення золотовмісних пісків може здійснюватись за простими схемами з використанням тільки подовжніх і поперечних шлюзів або тільки відсаджувальних машин. В більш розвинутих схемах передбачається застосування декількох збагачувальних машин, які доповнюють одна одну залежно від крупності збагачуваного матеріалу, що значно підвищує сумарне вилучення золота. Застосовуються схеми, в яких суміщаються збагачення на шлюзах і відсаджувальних машинах (рис. 12.35 а), а також збагачення на шлюзах концентраційних столах і ґвинтових сепараторах (рис. 12.35 б).
В результаті первинного збагачення на драгах одержують бідні гравітаційні концентрати, які направляються на доводку із застосуванням звичайних гравітаційних апаратів (шлюзи, відсаджувальні машини, концентраційні столи), іноді для доводки можуть застосовуватись магнітні сепаратори.
Золотоносні конгломерати – древні рудоутворення проміжного типу між жильними і розсипними родовищами. Конгломерати складаються із зцементованої гальки з домішкою піску, гравію і валунів. Цементом в конгломератах звичайно є оксиди заліза, карбонати і глинистий матеріал. Цемент складає 70 – 80 % об’єму конгломерату. Зерна золота в конгломераті мають звичайно овальну і округлу форму. Вміст золота в конгломераті 5 – 20 г/т. Урану – до 0,06 % .
Особливості речовинного складу конгломератів – наявність тонкого міцного цементу кварцово-сульфідного типу і тонкого вільного золота, яке не зв’язане ні з жильними, ні з сульфідними мінералами. Зв’язок золота з ураном і різний характер рудного золота визначають застосування комбінованих процесів комплексного збагачення і переробки цих руд. Різноманітність процесів, що застосовуються для переробки конгломератів (гравітаційні процеси, флотація, ціанування), визначається мінералогічним складом руди, в залежності від якого використовують один або декілька методів. Якщо золото відносно крупне і вільне, застосовують гравітаційні процеси в комплексі з іншими. Якщо золото асоційоване з сульфідами, застосовують флотацію з подальшим подрібненням і ціануванням. Якщо золото дрібне (вільне або асоційоване з сульфідами), застосовують ціанування всієї руди, при цьому можлива попередня гравітаційна концентрація.
На рис. 12.36а наведена схема переробки конгломератів, де двостадійна відсадка передує флотації і ціануванню.
У відповідності з першою наведеною схемою (рис.12.36а) злив млина першої стадії надходить на двостадійне збагачення в діафрагмові відсаджувальні машини. Концентрат відсадки надходить на рафінування золота. Відходи основної відсадки після подрібнення направляють на мідну флотацію, а відходи перечисної відсадки об’єднують з сульфідним концентратом, подрібнюють і направляють на ціанування.
За другою можливою схемою (рис.12.36б) руду подрібнюють в стержневих млинах і класифікують у гідроциклонах. Злив гідроциклонів подають на ціанування, а піски направляють на відсадку в діафрагмові відсаджувальні машини. Концентрат відсадки доводять на концентраційних столах, де одержують остаточний концентрат, який направляють на рафінування золота. Відходи гравітаційного циклу після класифікації в гідроциклонах подрібнюють в кульових млинах, які працюють в замкненому циклі з гідроциклонами першої стадії.
Такий цикл дозволяє не тільки зменшити об’єм матеріалу, що подається на відсадку, але й здійснити попередню концентрацію
Платинові і срібні руди збагачують за схемами аналогічними схемам збагачення золотовмісних руд.