Методы извлечения золота из песков и рудной «растолочки»
Рис. 8. Общий вид конструктивно усовершенствованного шлюзового золотопромывочного устройства, широко использовавшегося на уральских приисках во второй половине XIX столетия
С развитием золотопромыслового дела в России на рудниках и приисках довольно широко стали использовать амальгамирование, т.е. растворение золота металлической ртутью с последующей ее отгонкой (выпариванием), что позволило несколько повысить извлечение этого металла при переработке руд и песков.
В конце XVIII в. и в течение большей части XIX в. в зарубежной, а затем и в отечественной практике распространился метод хлорирования, при котором хлор пропускался через измельченный золоторудный концентрат либо эфельные хвосты рудных золотоизвлекательных фабрик и образующийся при этом хлорид золота вымывался водой.
В государственных архивах Свердловской, Пермской и Оренбургской областей хранятся интересные документы и материалы, касающиеся вовлечения в хозяйственный оборот старых эфельных отвалов обогатительных фабрик с целью доизвлечения содержащегося в них мелкого (тонкого) золота, терявшегося ранее при использовании простейших гравитационных технологий промывки «протолоченных» руд. Там же, сохранились описания устройства первых в России «золотохимических» заводов и применявшихся на них технологий химического извлечения золота из эфельных отвалов, на которых очевидно небезынтересно остановиться особо.
В начале 70-х годов XIX столетия в химической лаборатории Екатеринбурга работал шведский специалист-химик Нордстрем, проводивший опыты по извлечению золота, содержащегося в хвостовой фракции «промывальных» устройств, методом хлоренации, т.е. его избирательного растворения хлором с последующим осаждением из раствора сульфатом железа (железным купоросом). Однако положительных результатов достигнуто не было, поскольку Нордстрем требовал для опытов хвостовую фракцию с содержанием золота «более 40 долей (1,77 г) во 100 пудах эфелей», в то время как такие хвосты Березовских промывальных фабрик содержали лишь 16-20 долей (0,7—0,9 г).
Успешно метод хлоренации золота был применен в 1886 г. на частновладельческом Успенском прииске в Троицком уезде Оренбургской губернии русским инженером Е.П. Зеленковым. По его проекту здесь был построен первый в России хвостоперерабатывающий завод по химическому извлечению золота из отвалов эфелей методом хлоренации, включающему в себя обжиг сырья, хлорирование содержащихся в нем зерен золота в специальных чанах, выщелачивание хлористого золота и осаждение его из раствора.
Высокая продуктивность работы этого завода способствовала быстрому развертыванию строительства аналогичных заводов на большинстве рудников Урала, где имелось достаточное количество отвалов «рудотолчейных золотопромывальных» устройств. По составу оборудования и особенностям технологии эти заводы отличались простотой устройства и обычно состояли из трех отделений: обогатительного, обжигательного и хлоринационного. В обогатительном отделении были установлены горизонтальные жернова для растирания слежавшихся эфелей и подачи их на предварительную промывку, после которой обогащенный концентрат шлиховой фракции, содержащий главным образом тяжелые железистые минералы (колчедан), поступал в обжиговое отделение с отражательными печами, в которых под воздействием высокой температуры в процессе обжига сернистые соединения этого концентрата преобразовывались в сернокислые. После охлаждения пропаленный концентрат поступал в хлоринационное отделение, где были установлены деревянные, просмоленные внутри, чаны с двойным перфорированным дном, на которое насыпался слой дробленого кварца, игравшего роль фильтра. К нижней части чанов были подведены два трубопровода с кранами, служащими, соответственно, для воды и подачи хлора, образовываемого в реакционном аппарате из смеси перекиси марганца, хлорида натрия (поваренной соли) и серной кислоты.
В хлоринационные чаны обычно засыпалось порядка 2,6 т шлихового концентрата и его хлорирование длилось до 6 суток, завершаясь, когда хлор выходил на верхнюю поверхность концентрата. Этот момент определялся посредством аммиака, который подносили к специальному отверстию в крышке чана, и если он начинал дымить белым паром, хлорирование считалось завершенным, и подача хлора прекращалась. Через 12 часов после этого в чан закачивалась вода для растворения образовавшегося там «хлорного золота» и полученный раствор вначале отводился в отстойный чан, а через несколько суток выпавший осадок переводили в осадительный чан, где золото выделялось с помощью сульфата железа (железного купороса), сушилось и шло на плавку.
На первом из таких заводов, сооруженном инженером Е.П. Зеленковым, технологическая цепочка включала 18 хлоринационных, 12 отстойных и 8 осадительных чанов. За 5 лет его работы (1886-1890) из бросовых хвостов «золототолчено-промывальных» установок было дополнительно извлечено около 17 пудов 3 фунтов (279,7 кг) золота.
В целях стимулирования извлечения золота из старых отвалов «химическим способом» правительство России своим постановлением от 23 августа 1891 г. установило, что «...золотопромышленник, построивший фабрику химического извлечения золота и начавший перерабатывать старые отвалы, освобождается от уплаты поземельной подати».
В эти же годы на Урале начали применять другой способ извлечения золота из отвального сырья методом цианирования, который был создан еще в 1843 г. известным русским металлургом Петром Романовичем Багратионом (1818-1876) и основывался на способности золота растворяться в водных растворах щелочных цианидов. При этом методе содержащееся в эфелях золото, взаимодействуя с цианистым калием, переводилось в растворимую цианистую золото-калиевую соль, из раствора которой затем осаждалось цинком. Весь же процесс цианирования последовательно включал выщелачивание, осаждение и сполоск золота.
В то время на Уральских заводах выщелачивание отвального золотосодержащего сырья проводилось в загрузочных чанах, причем на разных заводах эти чаны имели различную емкость. На дне каждого такого чана устанавливался фильтр в виде деревянной решетки, покрытый холстом, ниже которого имелся трубчатый выпуск для слива раствора. Чаны загружались сверху и герметически закрывались. Цикл выщелачивания длился 8 суток, из которых в первые сутки осуществляли загрузку чанов, в последующие четверо суток производили орошение загруженного материала, путем подачи на него сверху цианраствора, следующие двое суток — промывку процианированной массы водой и в восьмые сутки — выгрузку чанов, после чего цикл повторяется заново. В качестве выщелачивающего агента на уральских заводах использовался раствор цианистого калия в основном двух концентраций: слабой — 0,05-0,06 % и крепкой — 0,4 %.
Из загрузочных чанов обогащенный цианораствор, прошедший сквозь выщелачиваемую массу эфелей, отводился по трубопроводу в деревянные экстракционные емкости прямоугольной формы, предназначенные для осаждения золота. Эти емкости разделялись на несколько секций, каждая из которых была снабжена съемными металлическими сетками, заполненными цинковыми стружками. Под воздействием цианраствора эти стружки вначале чернели, а затем тонким порошком проваливались сквозь сетку и выпадали в осадок, который прокаливали в обжиговой печи. После его остывания порошок обрабатывали серной кислотой для растворения и удаления различных примесей, промывали водой, сушили и, смешивая с содой и бурой, плавили в графитовом тигле. Полученные слиточки («корольки») отправлялись в Екатеринбургскую золотосплавочную лабораторию.
Сравнительно высокая результативность работы первых заводов по химическому извлечению золота из бросовых «хвостов» промывок прежних лет привела к быстрому развитию строительства и вводу в действие на территориях золотопромысловых районов России все новых мощностей по химической переработке отвального сырья, благодаря чему количество золота, извлекаемого данным способом постоянно возрастало, достигнув в 1909-1913 гг. 5,6 % (13,5 т) в объеме общего производства этого металла в стране (табл. 1).
Таблица 1
Объем производства золота из различных сырьевых источников в Российской Империи за 1889-1913 гг.
Расширение в различных промысловых районах России химического производства по переработке хвостов золотоизвлекательных фабрик способствовало внедрению на ряде частновладельческих рудников и приисков поточной технологии переработки поступающей рудной массы, обеспечивающей более высокую степень извлечения золота, особенно мелких, ранее теряемых, классов крупности и повышение общей эффективности добычных работ. Эта технология включала две последовательные, непрерывно следующие друг за другом, обогатительные операции, первой из которых являлась обычная гравитационно-шлюзовая промывка продуктивной горной массы, хвостовая эфельная фракция от которой непосредственно направлялась на вторую операцию — химическую обработку для доизвлечения мелкого (тонкого) золота.
По данным учета приисковых контор, применение 2-стадиальной технологии обогащения рудной «растолочки» (песков) обеспечивало повышение извлечения золота на 3-5 % и более в зависимости от содержания в разрабатываемом месторождении мелкого (тонкого) металла.
В порядке отступления, небезынтересно отметить, что со второй половины XX столетия в практике гидрометаллургии золота широкое применение получил сорбционный процесс, который имеет существенные преимущества перед цианированием, особенно при переработке глинистого и шламистого сырья. При использовании этого процесса обеспечиваются более высокие показатели извлечения золота, сравнительно широкие возможности регулирования и автоматизации технологических режимов, а также относительно низкие капитальные затраты на его внедрение в производство.
На зарубежных золотоизвлекательных фабриках сорбционный процесс в значительном объеме осуществляется по угольно-сорбционной технологи, названной «уголь в пульпе», с использованием в качестве сорбента гранулированного активированного угля. Впервые эта технология была применена в конце 40-х — начале 50-х годов XX в. в США на золотоизвлекательных фабриках «Голден Крик» (шт. Колорадо) и «Гетчел Майн» (шт. Невада). Однако широкое применение в промышленном масштабе она получила только в 70-е годы, когда была разработана и освоена технология получения механически прочных активированных углей и метод десорбции золота с насыщенного угля.
Рис. 9. Аппаратурно-технологическая схема извлечения золота из цианистых пульп по методу «уголь в пульпе»: 1 — бункер для дробления руды; 2 — гидроциклон; 3 — шаровая мельница; 4 — песковой насос; 5 — виброгрохот; 6 — сорбционные аппараты с наружными аэролифтами; 7 — агитатор; 8 — установка для периодической десорбции
В зарубежной практике сорбционный процесс обычно осуществляется на предварительно процианированных пульпах, что позволяет получать обеззолоченные растворы и быстро достичь насыщенности угля золотом. Собственно извлечение золота из цианистых пульп (рис. 9) протекает в условиях создаваемого в аппаратах непрерывного противотока пульпы и угольного сорбента. Насыщенный золотом гранулированный уголь отделяют от пульпы на грохоте и направляют на регенерацию. После десорбции с угля золото из элюата (0,1 %-ный раствор цианистого натрия в 1-2 %-ном растворе едкого натрия при температуре 80-100°С) извлекается электролизом на катод, направляемый затем на плавку. Для полного восстановления сорбционной активности регенерированного угля его подвергают реактивации с последующим просеиванием для отделения мелких гранул и вновь возвращают в цикл сорбции.
Объем активированного угля, единовременно загружаемого в пульпу на каждой стадии сорбции (количество стадий соответствует числу сорбционных аппаратов, установленных на фабрике, обычно 4-5), определяется, исходя из содержания золота в исходном цианистом растворе с учетом полноты извлечения металла и сорбционной емкости (степени насыщения) угля, которая может колебаться от 5 до 10 кг, иногда до 40 кг золота на 1 т угля. Общая продолжительность пребывания активированного угля в цикле сорбции зависит от его сорбционной емкости и колеблется от 60 до 200 ч.
С начала 80-х годов XX столетия технологию «уголь в пульпе» начали весьма успешно применять при доизвлечении золота из старых хвостовых (эфельных) отвалов золотоизвлекательных фабрик, содержащих золото в количестве 0,7—1,1 г/т. При этом на действующих фабриках «отвальную схему» технологически встраивали в замкнутый цикл «рудной схемы», чтобы наиболее полно использовать сливы гравитационных шлюзов (аппаратов) «золотой головки», которые объединяют с предварительно очищенной от щепы и механических примесей пульповой фракции старых отвалов (рис. 10). Сорбционное выщелачивание объединенных сливов и пульпы проводят в пачуках, десорбцию золота с угля — в колоннах щелочным раствором цианистого натрия, после чего уголь подвергают термической реактивации и возвращают в процесс сорбции. Золото из десорбционного раствора осаждают в процессе электролиза на катод, его осадок промывают кислотой и плавят на слитки. В качестве электролизеров используются прямоугольные и круглые ванны с катодами из нержавеющей проволоки, получившими название «стальной ваты». К существенным недостаткам этой технологии следует отнести механические потери гранулированного угля (20-100 г/т) и относительно низкую сорбционную активность угля по отношению к серебру. Применение рациональных параметров в процессе угольно-сорбционной технологии обеспечивает высокое извлечение золота (до 99,9 %) и серебра (до 98,9 %).
Помимо технологии «уголь в пульпе», в современной практике широко используется извлечение рудного золота с применением ионообменных сорбентов из числа синтетических (органических) ионитов, или так называемых ионообменных смол («смола в пульпе»). Эти сорбенты обладают высокой поглотительной способностью (обменной емкостью) ионов, поглощаемой единицей массы или объемом ионитов в условиях равновесия с раствором электролита либо с раствором, прошедшем через слой ионитов, до появления в фильтрате поглощаемых ионов. Обменная емкость большинства применяемых в практике ионитов находится в пределах 2—10 мг-экв/г. Большим достоинством ионитов является возможность их многократного использования после регенерации растворами кислот, щелочей или солей, в результате которой ионит очищается от насытивших его ионов золота и возвращается в процесс, а полученная концентрированная жидкая фаза подвергается обработке традиционным способом извлечения золота из растворов.
Рис. 10. Технологические схемы извлечения золота из старых рудных отвалов (хвостов), применяемые на обогатительных фабриках Австралии «Норд-Калгурн» (а) и «Битл-Голд» (6): 1 — насос; 2 — гидромонитор; 3 — грохот; 4 — пачуки цианирования и сорбции; 5 — десорбционные аппараты; 6 — электролизеры; 7 — плавильная печь
Помимо выщелачивания рудогравитационных концентратов и эфельных отвалов прежних лет в закрытых емкостях (пачуках, чанах), широкое применение в современной практике получило извлечение золота из рудной массы методом открытого кучного выщелачивания. Этот метод относительно прост и технологически включает выровненную площадку, оснащенную водонепроницаемым основанием, дренажной, растворной и промывочной оросительными системами, узлами подготовки и подачи выщелачивающего, а также откачки и переработки продуктивных растворов с получением слиткового золота.
При кучном выщелачивании золотосодержащая горная масса послойно укладывается на оборудованную площадку, образуя плоский навал (кучу), который на протяжении определенного временного промежутка орошается сверху выщелачивающим раствором. Профильтровывая этот навал, раствор насыщается золотом и, поступая в дренажную систему, направляется на переработку. По достижению требуемой степени извлечения золота, орошение навала прекращается, куча обеззараживается промывной обычной водой, после чего порода удаляется в отвал и цикл повторяется.
Новым направлением извлечения золота из рудных и россыпных залежей является его подземное выщелачивание (ПВ), технология которого позаимствована из урановой промышленности СССР и России, где она успешно применяется на протяжении более 40 последних лет. Исследования и опытно-экспериментальные работы по привязке этой технологии применительно к золоту осуществляются в настоящее время учеными и специалистами ФГУП ВНИИХТ Росатома, ФГУП ИТЦ «СИС» Минобрнауки, ОАО «Иргиредмет» и некоторыми другими научными организациями РФ.
Говоря о возможной привязке прогрессивной технологии ПВ к извлечению россыпного золота, необходимо имеет в виду, что это сопряжено со значительными затруднениями, вызванными особой спецификой россыпей, в частности, сравнительно высокой фильтрационной способностью наносов и связью подземных вод с речными системами, что не исключает попадания экологически опасных выщелачивающих растворов за пределы отрабатываемых полигонов, наличием в песках крупных золотин и самородков, неподверженных быстрому растворению, сложностью состава шлихового комплекса и ряда других особенностей.
Технологически при ПВ подготовка, вскрытие и извлечение ценного компонента из вмещающих пород производится методом выщелачивания этого компонента активными растворами через закачные и откачные скважины, пробуренные с поверхности.
Принципиально метод ПВ заключается в подаче выщелачивающего раствора в систему закачных скважин, откуда, профильтровываясь через продуктивный пласт пород и растворяя содержащийся в нем ценный компонент, насыщается им, а затем через систему откачных скважин извлекается на поверхность и транспортируется на перерабатывающую установку. В процессе переработки насыщенный раствор пропускается через сорбционные колонны, где воздействует с ионообменными материалами и сорбируется на их поверхность. После насыщения этих материалов осуществляется десорбция ценного компонента с получением товарного десорбата — конечного продукта ПВ.
Сырьевая база ПВ применительно к золотоносным россыпям является малоизученной. Наиболее приемлемыми для ПВ могут служить первичные (целиковые) россыпи с преобладающим содержанием мелкого и тонкого золота класса крупности менее 0,25 мм, особенно менее 0,15 мм, которое при гравитационном обогащении песков практически не улавливается и до 70 % его количества сносится с хвостами промывки в отвалы. Учитывая это, вторым важным сырьевым источником для ПВ могут являться техногенные образования, включающие эфельные отвалы промывки песков и хвостохранилищ золотоизвлекательных фабрик. Количественная оценка этих образований показала, что за сотни лет производственной деятельности золотодобывающих предприятий в них сосредоточены многие миллионы тонн бросовых золотосодержащих эфелей, сосредоточивших в себе сотни тонн «желтого» металла.
В настоящее время ВНИИХТом разработана принципиальная схема подземного хлоридного выщелачивания россыпного золота (рис. 11), включающая добычный комплекс, систему гидротранспортирования и комплекс переработки продуктивных растворов, а также узел хлорподготовки, компрессорную станцию и складское хранилище серной кислоты.
Рис. 11. Примерная технологическая схема извлечения золота из песков россыпных месторождений методом скважинного подземного выщелачивания
Добычный комплекс состоит из технологических нагнетательных и откачных скважин, средств подачи выщелачивающего раствора в закачные скважины, а также откачки продуктивного раствора на поверхность и подачи его в трубопроводную транспортную систему, по которой он поступает на перерабатывающий комплекс, где проходит сорбцию и десорбцию с получением основного продукта — десорбата золота.
Таким образом, следует полагать, что применительно к золотоносным россыпям технология ПВ обладает потенциально крупной сырьевой базой, не требует проведения трудоемких горных работ и является весьма перспективной, но на данном этапе для доказательства эффективности ее практического применения требуется проведение объемных исследований и экспериментальных работ.
Возвращаясь к развитию Уральского золотопромыслового комплекса и подводя некоторые итоги его производственной деятельности за весь дореволюционный период, следует особо подчеркнуть, что с момента вступления в силу упомянутого выше сенатского Указа (1812 г.), предоставившего право всем российским подданным осуществлязъ поиски и разработку залежей золотоносных руд, позже и россыпей, позволило в короткий срок обеспечить наращивание добычи этого металла и укрепить сырьевую базу добычных предприятий. Так, если в 1814 г. здесь было добыто около 16 пудов (262 кг) золота, то к 1825 г. этот объем превысил 237 пудов (3880 кг), причем частные рудники и прииски дали в 2 раза больше золота, чем казенные.
В дальнейшем среднегодовой уровень добычи золота на Урале постоянно нарастал, составив в 1831-1835 гг. 333 пуда (5,5 т — 88,7 % к общероссийскому), в 1851-1855 гг. — 369 пудов (6 т — 24,3 %) и в 1881-1885 гг. — 490 пудов (8 т — 22,5 %). Абсолютный же среднегодовой максимум извлечения золота из недр был достигнут здесь в 1891-1895 гг. — 686 пудов (11,3 т — 26,8 % в объеме общероссийской добычи — 42,3 т), в том числе из россыпей было добыто 533 пуда (8,7 т — 77 %) и из руд — 153 пуда (2,5 т — 33 %).
В последующий период, по мере обработки наиболее богатых руд и россыпей, а затем и с начавшейся первой мировой войны и революционной бури, объем годовой добычи в Уральском регионе стал постепенно снижаться. Так, если в 1909-1913 гг. среднегодовой уровень добычи уральских промыслов достигал в масштабе России 48,1 т — 17,1 % (8,2 т), то уже в 1915 г. он снизился до 10,5 % (4,6 т), а в 1917 г. упал до небывало низкого значения 4,2 % (1,3 т). Всего же за дореволюционный период (1750-1917) недра Урала дали государственной казне 730 т валютного металла, или 25,3 % от общего его количества, добытого в России (см. табл. 2).
<< Назад Вперёд>>
