Сколько золота в медной руде

Опубликовано: 21.05.2022

Наиболее распространенным методом металлургического извлечения золота и серебра из медных руд и концентратов является концентрационная плавка (рис. 10.3), при которой медь выделяется в виде медного штейна (Cu2S + FеS), а большая часть породы переводится в отвальный шлак, бедный по содержанию меди. В данном случае медный штейн действует как коллектор благородных металлов, подобно свинцу в "свинцовой" плавке. Извлечение меди и благородных металлов в штейн достигает 96-99,5 %.

Концентрационная плавка может быть осуществлена в обычных отражательных печах (обогреваемых мазутом, природным газом или угольной пылью), электрических печах, а также в аппаратах, приспособленных для плавки концентратов во взвешенном слое. В последнем случае процесс плавки совмещается во времени и пространстве с окислительным обжигом концентрата.

Одним из сливных достижений цветной металлургии ХХ-го века считается разработка и внедрение процессов автогенной плавки сульфидного сырья, относящейся к категории энергосберегающих и экологически "безопасных" пирометаллургических технологий. Применительно к медным рудам и концентратам представляют интерес следующие варианты автогенной плавки: кислородно-взвешенная плавка (КВП), плавка в жидкой ванне (ПЖВ), КИВЦЭТ, факельно-барботажняя плавка (ФБП). Краткая характеристика указанных методов и примеры их практического использования на современном этапе развития медной промышленности приведены в работе.


Получаемый в результате концентрационной плавки медный штейн подвергается бессемерованию в конвертере.

Через расплавленную массу тонкими струями продувается сильно сжатый воздух с одновременным добавлением флюса SiO2. При этом происходит быстрое окисление сернистого железа и ошлакование образующейся FеO кремнекислотой. После окисления и ошламования всего железа шлак сливается и производится дальнейшая продувка воздуха через образующийся так называемый "белый матт". При этом присутствующая в расплаве медь (Cu2S) начинает окисляться до Cu2O, которая тотчас реагирует с еще не изменившейся Cu2S, следствием чего является перевод всей меди из Cu2S в металлическое состояние - черновую медь.

Извлечениe меди и благородных металлов из штейна в черновую медь с учетом переработки конвертерных шлаков составляет 95-99 %. Черновая медь обычно содержит до 1000 г/г Ag и до 100 г/г Au. В отдельных случаях содержание серебра достигает 2-3 кг/т и больше, содержание золота - 200-300 г/т.

Рафинирование черновой меди, как правило, включает в себя 2 последовательные стадии. Основной целью первой стадии (огневое или окислительное рафинирование) является получение из черновой мели плотных анодов для последующего электролитического рафинирования и удаление примесей, присутствие которых в анодах отрицательно влияет на процесс электролиза (мышьяк, сурьма, свинец, цинк, железо, олово, марганец, никель и др.).

Огневое рафинирование меди осуществляется в стационарных или поворотных (типа конвертера) отражательных печах при подаче в расплав воздуха и соответствующих шлакообразователей (сода и др.). Основная масса примесей при этом переходит в шлак и удаляется из ванны. После этого производится раскисление (восстановление) той части мели, которая в процессе огневого рафинирования переходит в форму Cu2O. Это необходимо для получения пластичного металла. Pacкислителями меди обычно служат древесина и выделяемые из нее (при попадании в расплав) газообразные углеводороды, например. CH4: 4Cu2O + CH4 = CO2 + 8Cu + 2H2O.

Восстановление Сu2O до остаточных концентраций 0,3-0,3 % достигается относительно легко, его можно ускорить вдуванием в ванну мазута, угольной пыли или природного газа. На некоторых заводах древесина полностью заменена паромазутной смесью, либо природным газом, иногда конверсированным.

Рафинированную медь, в которой сконценрирована основная масса Au и Ag, отливают в анодные плиты для электролиза, которые устанавливают в электролитные ванны, заполненные раствором медного купороса, содержащим свободную серную кислоту. В качестве катодов используются тонкиe медные пластины. При включении ванны в электрическую цепь происходит электрохимическое растворение меди на анодах и осаждение ее в виде металла высокой чистоты на катодах. Благородные металлы - золото, серебро, платина и ее спутники как более электроположительные элементы при электролизе почти полностью переходят в анодный шлам и концентрируются в осадке на дне ванны. Примерный состав анодных шламов (%): 14,3 Cu; 2,4 Pb; 0,5 Bi; 5,5 Sb; 2,7 As; 35 Ag; 0,6 Au; 5,7 Se и 2,7 Te.

В промышленности при электролитическом рафинировании меди, содержащей значительное количество благородных металлов, рекомендуется проводить электролиз при концентрации меди в растворе 20-30 г/л и температуре не выше 40-45 °С, поддерживать высокую плотность тока, обеспечивающую получение плотного высокого качества осадка, и осуществлять циркуляцию электролита вводом его сверху и отводом снизу.

Шлам, выгруженный из ванны, отделяется от медного скрапа. Мелкая фракция, содержащая 10-20 % меди, обрабатывается серной кислотой при температурe 70-80 °С и продувается воздухом. Отфильтрованный и промытый осадок сушится и, если в нем присутствует селен, подвергается обжигу. Затем осадок плавится и поступает на аффинажный завод для последующей переработки.

Серебро из анодного шлама после электролиза мели может быте извлечено и прямым цианированием. Исходный шлам подвергается многократной водной отмывке для удаления сульфата меди (которая делает невозможным процесс цианирования) и затем цианируется. Концентрация NaCN в растворах в течение 20 ч перемешивания поддерживается на уровне 1,5-2,0 г/л: затем она повышается до 3-4 г/л. Это позволяет снизить до минимума отрицательное влияние на процесс цианирования присутствующих в шламе поглотителей NaCN (Zn: Sb: As: Cu металлическая и др.). Благородные металлы из цианистого раствора цементируются цинком в присутствии ацетата свинца.

Для золотосодержащих материалов, не содержащих меди или содержащих ее в недостаточных количествах, возможно осуществление аккумулирующей плавки на медный штейн с добавкой в шихту медного скрапа или другого аналогичного коллектора. Получаемый при этом штейн, обогащенный благородными металлами, может быть направлен для дальнейшей металлургической переработки на специализированный медный завод. Такая технология, в частности, реализована на заводе Сальсинь (Франция) при извлечении золота и серебра из местных и привозных мышьяково-пиритных концентратов.

В 1938 г. В.Г. Агеенковым с сотрудниками впервые высказана и экспериментально обоснована идея создания в России централизованного производства по переработке медных золотосодержащих концентратов Лебединой. Дарасунской, Артемовской фабрик с применением технологии: окислительный обжиг и плавка огарка с CaCO3 и SiO2 на черновую медь и отвальный шлак следующего состава (%): SiO2 48; FeO 20; CaO 22. В качестве кварцевого флюса предлагалось использовать богатую руду Тасеевского месторождения. Оптимальный состав шихты соответствует соотношению концентрат : флюсовая руда = 1:1. Для обжига концентратов рекомендовано использовать печь КС, а для плавки - электропечи с вертикальными электродами. Кварцевая флюсовая руда и известняк измельчаются до крупности минус 3-3 мм.

По результатам проведенных экспериментов извлечение эолита в штейн составило 98-99 %, при содержании металла в шлаке менее I г/г

Предложения по централизованной переработке упорных золотосодержащих концентратов с использованием метода коллектирующей плавки получили дальнейшее развитие в отечественных публикациях. Однако до практической реализации они так и не были доведены.

Извлечение золота из медистых руд

Если основная масса меди в руде присутствует в форме сульфидных минералов (халькопирит, борнит, халькозин и др.), то более рациональным методом обработки такой руды является флотация меди с последующим цианированием флотационных хвостов для извлечения золота. Условия и режимы флотационного обогащения руды в данном случае не отличаются от обычно применяемых при переработке 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, марказит, 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 медных минералах, а в пирите, в окисленной зоне оно образует тонкодисперсную вкрапленность в лимоните. Значительное количество присутствующего в руде золота покрыто пленками безводных или гидратированных окислов железа. Химический состав двух типов золотомедных руд, перерабатываемых на обогатительной фабрике Оянокс и отличающихся между собой степенью сульфидизации, приведен в табл. 17.

На фабрике Оянокс был испытан и внедрен процесс селективной флотации. Для получения продукта (слива) необходимой крупности в цикл измельчения дополнительно подключен чашевый классификатор (II стадия классификации руды, I стадия классификации производится в обычном реечном классификаторе, работающем в замкнутом цикле с шаровой мельницей). Пески чашевого классификатора возвращаются в мельницу и на флотацию. Флотацию на фабрике Оянокс проводят в машинах Фагергрена при pH = = 9,4ч-9,6. Продолжительность флотации 30 мин. Реагентный режим флотации подбирают с учетом особенностей вещественного состава исходной руды и главным образом соотношения количества окисленной и сульфидной .меди. Ориентировочный расход флотационных реагентов на обогатительной фабрике Оянокс, г/т:


Сосновое масло . 90

Аэроксантогенат 301 60

Аэрофлот 208 . 60

Цианистый натрий 440


Технологические показатели обработки руды на фабрике Оянокс приведены в табл. 18. Для сопоставления даны показатели коллективной флотации руды.

Извлечение золота при селективной флотации на 3% ниже, чем при коллективной. Однако качество получаемых концентратов по второй схеме намного выше.

Если золотосодержащие руды содержат окисленные минералы меди, трудно поддающиеся флотационному обогащению, рекомендуется перед цианированием проводить выщелачивание меди. В качестве 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 последующим 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 осуществляется 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 измельчения до соответствующей крупности обжигают при температуре 680—750; С в смеси с небольшим количеством угля и поваренной соли. Образующиеся при этом хлориды меди, серебра и золота в присутствии углерода и кристаллизационной влаги восстанавливаются до металлического состояния по реакциям:


4AuCl3 + ЗС + 6Н2О = 4Au + 12НС1 + ЗСО2

4AgCI + С + 2Н2О = 4Ag + 4НС1 + СО2

2Сu2С12 + С + 2Н2О = 4Cu + 4НС1 + СО2


Поскольку температура обжига превышает температуры плавления 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 качестве 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 выдержки) — 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 обеспечения 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 полупромышленных испытаний процесса восстановительно-хлорирующего обжига был построен опытный завод Беренгуэла производительностью 1 т гранул в час (рис. 77).

Как показали проведенные расчеты, и по извлечению денных компонентов, и по себестоимости переработки 1 т руды вариант восстановительно-хлорирующего обжига с флотацией огарка представляется значительно более эффективным по сравнению со стандартными гидрометаллургическими процессами обработки окисленных медных руд.

«Карабашмедь» — одно из старейших медеплавильных предприятий Южного Урала, находящиеся в городе Карабаш. Основной вид деятельности — производство черновой меди из медного концентрата, с предварительным обогащением медно-цинковых руд, а также из вторичного медьсодержащего сырья.

«Карабашмедь» — одно из старейших медеплавильных предприятий Южного Урала, находящиеся в городе Карабаш. Основной вид деятельности — производство черновой меди из медного концентрата, с предварительным обогащением медно-цинковых руд, а также из вторичного медьсодержащего сырья.

«Кыштымский медеэлектролитный завод» находится в городе Кыштым Челябинской области. Основной вид деятельности — производство катодной меди, медной катанки и драгоценных металлов из черновой меди и вторичного медьсодержащего сырья.
Оба предприятия находится под управлением ЗАО «Русская медная компания».

ЗАО «Карабашмедь» — градообразующее предприятие города Карабаш Челябинской области.
Предприятие занимается производством черновой меди из медного концентрата, с предварительным обогащением медно-цинковых руд, а также из вторичного медьсодержащего сырья.

«Карабашмедь» сегодня единственное металлургическое предприятие в России, оснащенное передовой технологией «Ausmelt».
В ноябре 2006 года одна современная небольшая по объему медеплавильная печь с погружной фурмой Ausmelt заменила на «Карабашмеди» шесть исторических столетних шахтных печей.

Здесь располагались старые печи

Погрузка медного концентрата

Главный корпус обогатительной фабрики.
Шаровая мельница с центральной загрузкой медно-цинковых руд.

Ввод в эксплуатацию новой медеплавильной печи позволил увеличить производительность предприятия до 90 тыс. тонн черновой меди в год, при этом объем отходящих газов уменьшился в шесть раз.

Общий вид печи «Ausmelt» с дутьевой фурмой и площадками обслуживания

Заливка штейна в конвертер

Содержимое плавильной печи самотеком бежит в печь-отстойник. Там из него выходят газы. Примеси всплывают вверх в виде шлака, а более тяжелая черновая медь опускается на дно. Плавильщики периодически, по мере накопления, сливают из печи-отстойника черновую медь в изложницы, а шлак – в огромные ковши.

Слив конвертерного шлака из конвертера в ковш

Температура сплава – 1150 градусов Цельсия.

Выдача шлака из печи-миксера

Налив шлака в шлаковозную чашу с печи–миксера.

Слив шлака в яму

Очень зрелищный процесс!

Благодаря тому, что за годы советской власти оборудование предприятия практически не модернизировалось, к концу XX века экологическая обстановка в Карабаше предельно обострилась.
25 июня 1996 года город Карабаш и прилегающие территории были охарактеризованы как зона экологического бедствия.

С начала XXI века на заводе проводится постепенная модернизация производства и переход на более щадящие к экологии технологии.
В 2009 году Министерство природных ресурсов и экологии РФ исключило Карабаш из списка городов с наибольшим уровнем атмосферного загрязнения.

Кыштымский медеэлектролитный завод

Предприятие проводит огневое и электролитическое рафинирование черновой меди, переработку медного лома и отходов, содержащих драгоценные металлы.

Производит медь и драгоценные металлы (как побочный продукт рафинирования меди).

Процесс огневого рафинирования.
Загрузка шихты в плавильную печь «MAERZ» машиной DDS.

Процесс огневого рафинирования осуществляется в медеплавильном цехе, производительностью 112 тыс. тонн анодов в год.

Цех оборудован одной наклоняющейся печью «MAERZ» емкостью 380 тонн, разливочным комплексом М-24 карусельного типа с весовым дозированием и завалочной машиной на автоходу.

Отбор проб с плавильной печи «МAERZ» для определения химического состава и степени готовности металла.

Анодоразливочная машина “Outokumpu”

Процесс разливки металла в медные изложницы

Так же в эксплуатации имеется отражательная печь Ан-1 емкостью 140 тонн, производительностью 42 тыс. тонн анодов в год

Печь оборудована разливочным комплексом М-15 карусельного типа с весовым дозированием.

Загрузка шихты завалочной машиной через загрузочное окно в отражательную печь (Ан-1);

Электролизные ванны ОЭМ-2

Станок раздвижки анодов на шаг 102 мм перед загрузкой в электролизную ванну

Отделение электролиза меди.
В основу производственного процесса заложена первая в России безосновная технология электролитического рафинирования меди. Благодаря ей удалось достичь очень высокой чистоты катодной меди (среднее содержание меди в катодах — 99,997%)

Загруженные матрицы с катодной медью.

Затем происходит отмывка анодных остатков от электролита и шлама и складирование в стопы.

конвейер упаковки катодов во втором отделении электролиза меди (ОЭМ-2).
После упаковки стальной лентой пачки катодов передаются на отгрузку.

Из черновой меди и вторичного медьсодержащего сырья предприятие производит драгоценные металлы .
Например, в таком виде изначально поступает «Золото»

Золото в гранулах

Серебро в гранулах

Процесс расплавления золота в тигельной электропечи для последующего разлива металла в мерные и не мерные золотые слитки.

Так получаются золотые слитки.

Процесс производства медной катанки

Медную катанку получают методом непрерывного литья и прокатки

Подача металла на литейное колесо с разливочной ванны.

Правка заготовки перед подачей в прокатный стан.

Процесс упаковки медной катанки (прессование бухт и упаковка лентой РЕТ для последующей транспортировки)

Стеллаж хранения контрольных образцов медной катанки

За год Кыштымским медеэлектролитным заводом производится около 100 тонн медной катанки, более 100 тыс. тонн катодов медных, более 100 тонн серебра и 3,7 тонны золота.

Что такое медистые руды золота

Это довольно распространенный тип золотосодержащих руд. Присутствие минералов меди сильно осложняет процесс цианирования, повышая расход цианида и снижая извлечение золота. Однако при выборе технологической схемы переработки медистой золотосодержащей руды следует учитывать также и то, что в определенных случаях попутное извлечение меди может представлять практический интерес.

В состав золотых руд медь может входить как в виде сульфидных, так и в виде окисленных минералов. Если основная масса меди в руде присутствует в форме сульфидных минералов (халькопирит, борнит, халькозин и др.), то наиболее простым рациональным способом обработки такой руды является флотационное обогащение. В результате флотации получают золото-медный концентрат, который отправляют на медеплавильный завод.

Хвосты флотации в зависимости от содержания в них золота цианируют или направляют в отвал. Такую схему переработки медистых руд широко применяют на отечественных и зарубежных предприятиях .
Более сложной задачей является переработка окисленных или смешанных окисленно-сульфидных медистых руд.

В этих рудах медь полностью или частично находится в виде труднофлотируемых окисленных минералов (малахит, азурит, хризоколла и др.). Но и для таких руд наиболее рационально применение флотации. Тщательный подбор реагентного режима и применение развитых флотационных схем обычно позволяет извлечь золото и медь во флотационный концентрат с удовлетворительными технологическими показателями. Золото-медный концентрат перерабатывают на медеплавильных заводах.

В тех случаях, когда флотационное обогащение окисленных медистых руд не дает удовлетворительных результатов, целесообразной может оказаться гидрометаллургическая технология их переработки. Сущность ее заключается в том, что медь выщелачивают из руды разбавленным раствором серной кислоты, а затем осаждают из раствора тем или иным способом (цементацией железным скрапом, электролизом с нерастворимыми анодами и др.); хвосты выщелачивания цианируют для извлечения золота. Если в руде содержится значительное количество основных минералов (кальцит, доломит), активно взаимодействующих с серной кислотой, то расход последней чрезвычайно возрастает. В этом случае выщелачивание меди целесообразно осуществлять аммиачно-карбонатными растворами.

Из других способов комплексной переработки медистых руд заслуживает внимания метод, основанный на комбинации гидрометаллургического и флотационного процессов. В основу его положен принцип, предложенный В. Я. Мостовичем. Руду после дробления и измельчения выщелачивают серной кислотой для растворения окисленных минералов меди. В полученную пульпу вводят губчатое железо.

В результате цементации, протекающей непосредственно в пульпе, образуется металлическая медь, которую затем флотируют совместно с золотом и с присутствующими в руде сульфидными минералами в золото-медный концентрат. Хвосты флотации цианируют или направляют в отвал. Преимуществом этого способа является то, что в золото-медный концентрат извлекается как окисленная, так и сульфидная медь. Поэтому наибольший интерес такая технология представляет для обработки смешанных окисленно-сульфидных медно-золотых руд.

Рассмотренные схемы переработки медистых золотосодержащих руд предусматривают извлечение из них как золота, так и меди. Однако в тех случаях, когда содержание меди в руде невелико и стоимость извлекаемой меди не компенсирует дополнительных затрат на ее извлечение, прибегают к иным, более дешевым способам, предусматривающим извлечение только золота и позволяющим устранить или хотя бы уменьшить вредное влияние меди при цианировании.

Один из таких способов, уже упоминавшийся выше, состоит в цианировании медистых золотосодержащих руд растворами с относительно низкой концентрацией цианида (0,01—0,02 %).
Этот способ основан на резком уменьшении скорости взаимодействия медных минералов с цианистыми растворами с понижением концентрации цианида. Для поддержания достаточной концентрации растворов во время цианирования их необходимо периодически подкреплять цианидом.

В ряде случаев этим способом удается достаточно полно перевести золото в раствор, удерживая расход цианида в допустимых пределах. Основная масса меди остается при этом в хвостах цианирования. Сократить расход цианида при цианировании медистых руд можно также регенерацией цианида.

Статья на тему Медистые руды золота

Общая характеристика

Различают коренные месторождения (представленные в том числе жилами с содержанием золота 1…30 г/т) и россыпи в виде аллювия (содержание золота 0,5…50 г/м³). Кроме собственно золотоносных руд известны содержащие золото руды меди, никеля, свинца и цинка, серебра, железа (железистые кварциты), марганца, в которых золото выступает как попутный компонент. Обнаружено более 30 минералов золота. Основное промышленное значение имеет золото самородное, второстепенное — кюстелит (Au около 10-20 %) и теллуриды: калаверит — AuTe2 (40-43 % Au), креннерит — (Au, Ag)Те2 (40 % Au), сильванит — (Au, Ag)Te4, (25-27 % Au), петцит Аg3АuТе2 (25 % Au). Редкостные — купроаурид — AuCu2, родит — Au, Rh, порпецит — Au, Pd, ауростибит AuSb2, мальдонит Au2Bi, сульфид золота ютенбогардеит — Аg3AuS2 и др. Попутные компоненты золотоносных руд — Ag, Cu, Pb, Zn, Bi, As, Sb, Те, Hg, W, Sn, Co, Ni.

Различают эндогенные, экзогенные и метаморфизированные золотоносные руды.

Эндогенные золотоносные руды

Все эндогенные золотоносные руды — гидротермального происхождения. Содержание Au составляет от 2-3 до нескольких сотен г/т. Образуют массивные плитоподобные, седловидные жилы, трубоподобные тела, прожилковые и штокверковые залежи.

Богатая золото-кварцевая руда

Состав золотой руды разнообразный (до 200 минералов). Преобладают золото-сульфидно-кварцевые руды. Присутствуют карбонаты кальция и железа, барит, хлорит, серицит, турмалин. Среди рудных минералов преобладает пирит, реже — арсенопирит. Им сопутствуют пирротин, сульфиды и сульфосоли меди, свинца, цинка, висмута, серебра, оксиды железа, самородное серебро, висмут, в отдельных случаях — теллуриды.

Экзогенные золотоносные руды

Экзогенные золотоносные руды сосредоточены в россыпях, реже в зонах окисления золотоносных сульфидных месторождений. Золото встречается в виде обкатанных и полуобкатанных зерен, чешуек (размер 0,5-4 мм), иногда сростков с кварцем в песке или глинистом материале, содержащем валуны, гальку и (или) щебень разных пород. Встречаются самородки. Содержание Au — от 100—150 мг/м³ до десятков г/м³, проба — от 800 до 950. В зонах окисления золото концентрируется в нижних частях окисленных руд, преимущественно в ассоциации с гидроксидами железа и марганца, с гипергенными минералами меди, мышьяка, серебра, карбонатами, каолинитом. Содержание Au — от 2-3 до 10 г/т. Золотоносные руды образуют сложные залежи, линзы и гнезда.

Метаморфизированные золотоносные руды

Добыча золотоносных руд

Суммарное количество золота, добытого из недр Земли в исторически обозримый период, по оценкам специалистов, превышает 135 тыс. т. Причём, более 40 % этого количества представлено ювелирными изделиями, 30 % сосредоточено в государственных резервах, почти 20 % находится в виде слитков и монет, и только 10 % используется промышленностью в технических и технологических целях.

В конце XX столетия стало выгодно перерабатывать бедные и труднообогатимые руды: включать в эксплуатацию внебалансовые запасы; возобновлять эксплуатацию ранее «законсервированных» карьеров и полигонов, рудников и шахт; перерабатывать техногенные отвалы многих горно-обогатительных комбинатов. Кардинальные изменения произошли в технологии обогащения золотых руд за счет кучного, а также кучного с цианизацией и биологического выщелачивания в колоннах, метода «уголь в пульпе», совершенствования других пиро- и гидрометаллургических способов (например, автоклавного обогащения тугоплавких руд). Это обусловило повышение рентабельности вторичной переработки бедных руд и «хвостов» обогатительных фабрик с содержанием золота на уровне 1,0-0,3 г/т и менее.

Резкому снижению прямых затрат и общих потерь в производстве золота способствовали быстрый переход с подземного на открытый способ отработки месторождений (за период с 1988 по 2003 годы доля открытого способа отработки увеличилась в мире с 30 до 70 %) и активное внедрение высокопродуктивной техники на горных работах, при транспортировании и переработке руды.

Мировая добыча золота в 2009 году составила 2572 тонны.

добыча золота

Обогащение золотоносных руд

Процесс обогащения представляет собой единую систему, в которой отдельные элементы являются взаимосвязанными. Добиться высоких результатов можно только с учетом системного подхода, при котором учитывается взаимодействие элементов системы, то есть в данном случае полный комплекс процессов.

Гравитационное обогащение, несомненно, один из наиболее известных процессов. Именно ему история обязана тем, что золото явилось первым металлом, с которым познакомилось человечество за несколько тысячелетий до нашей эры. Сама природа позаботилась об этом, освобождая золотины от вмещающих их минералов в руслах рек и ручьев, протекающих по золотоносным породам, придав им такую привлекательность, на которую не могли не обратить внимание наши далекие предки. С гравитационных методов обогащения началась массовая добыча золота из россыпей, после чего эти методы активно «шагнули» и в фабричную технологию переработки руд коренных месторождений.

Малосульфидные коренные руды

Из малосульфидных коренных руд в зависимости от крупности золото обычно извлекается по одно- или двухстадийной гравитационно-флотационной схеме в соединении с амальгамацией или цианизацией. Если в руде содержится достаточно крупное золото, то после первой стадии дробления используется гравитационное обогащение. Такая схема с использованием гравитационных процессов позволяет извлечь до 80 % золота.

Золото-пиритные руды

Если тонковкрапленное в пириты золото не извлекается цианизацией, флотационный концентрат перед цианизацией выжигают при температуре 650 – 700 о С с получением пористого недогарка, который обеспечивает раскрытие зёрен золота. Иногда для уменьшения потерь золота с отвальными отходами применяют их цианизацию.

Однако, если есть свободное золото в руде , при выжигании оно поглощается легкоплавкими компонентами руды и при дальнейшей цианизации не извлекается. В этом случае применяется схема, в которой цианизации подвергается гравитационный концентрат с растворением свободного золота. Отходы цианизации направляются на сульфидную флотацию с дальнейшим выжигом и цианизацией концентрата.

Сульфидные золото-медные руды

В сульфидных золото-медных рудах золото находится не только в свободном состоянии, но и тонко вкраплено в сульфиды (в основном в халькопирит). В рудах кроме сульфидов меди обычно присутствуют пирит, арсенопирит, пирротин, которые также содержат золото, но в меньшем количестве, чем халькопирит. Такие руды после удаления из них свободного золота гравитационными процессами ( отсадкой , обогащением на шлюзах) и измельчения до крупности 70 % класса – 0,2 мм направляются на І коллективную флотацию, куда подаются ксантогенат и сосновое масло . После измельчения отходов флотации до крупности 95 % класса – 0,2 мм из них отсадкой удаляется свободное золото, а слив классификации идёт на ІІ коллективную флотацию, которая также проводится с ксантогенатом и сосновым маслом.

Коллективный концентрат после очистных операций направляется на медную флотацию, где производится депрессия пирита известью, но при пониженной щелочности, потому что в сильнощелочной среде депрессуется золото. Полученный золото-медный концентрат после обезвоживания и сушки направляется на медеплавильный завод. Благородные металлы при электролитическом переделе черновой меди, которая создается при плавке, переходит в электролитические шламы , из которых благородные металлы извлекаются на специальных заводах. Пиритный концентрат направляется на цианизацию для извлечения золота, содержащегося в нём. Общее извлечение золота по такой схеме составляет 90 – 91 %.

Золото-мышьяковые руды

Обогащение золото-мышьяковых руд производится по комбинированной гравитационно-флотационной схеме. После выделения из исходной руды отсадкой с очисткой на концентрационных столах гравитационного концентрата отходы гравитационного цикла направляются на флотацию с выделением коллективного концентрата.

Читайте также: