Разработка эффективной технологии рудоподготовки и извлечения благородных металлов из руд золоторудных месторождений на примере месторождения Архарлы (Южный Казахстан)

В.Н. Матвиенко —  кандидат геолого-минералогических наук, лауреат государственной премии Республики Казахстан в области геологии и металлогении
Ю.Д. Калашников — инженер, генеральный директор ООО «РЗК Инжиниринг»

Введение

До настоящего времени в Казахстане в сравнении с развитыми золотодобывающими зарубежными государствами наблюдается сильное отставание в развитии машиностроительной базы для производства обогатительного оборудования, его качества, металлоемкости, энергоемкости и износостойкости. Вследствие недостаточной автоматизации и компьютеризации процессов обогащения полезных ископаемых производительность труда на работающих отечественных обогатительных фабриках в 3–5 раз отстает от мирового уровня по соответствующим аналогам. Естественно, что и удельный расход материальных ресурсов на тонну перерабатываемой руды на фабриках существенно выше по сравнению с мировым уровнем: по расходу электроэнергии минимум на 30 %, флотационных реагентов в 2–3 раза, металла, изнашивающегося в футеровках, измельчающих телах, транспортных материалах в 3–5 раз. 

В процессах обогащения минерального сырья около 70 % энергии расходуется на дробление и измельчение руды. Расход электроэнергии на процесс измельчения в зависимости от типа руд составляет от 50 до 80 кВт·ч/т. Причем, в ряде случаев, увеличение тонины помола не приводит к повышению степени раскрытия минералов, в то же время увеличивается количество тончайших частиц (<10 мкм). 

Анализ основных потерь в процессах первичной переработки показывает, что 35–40 % потерь связано со сростками и 30–35 % — с тонкими частицами менее 40 мкм. Достаточно сказать, что нами еще в 2000 году было установлено, что с частицами размером менее 0,025 мм связано 3,66 т золота в «хвостах» Степнякской ОФ, тогда как по данным пробирного анализа общие подсчитанные запасы золота в этих «хвостах» равны всего 1273 кг. Для того чтобы снизить эти потери при переработке тонковкрапленных руд без образования сростков и одновременно без излишнего переизмельчения неселективные традиционные процессы дробления и измельчения в щековых, конусных дробилках и шаровых мельницах должны быть заменены процессами селективной дезинтеграции.

Еще в 2001 году нами экспериментально было установлено, что при обработке руды Архарлинского месторождения (двойная дезинтеграция до класса -0,1 мм и концентрация на ЦВК-100 фирмы «Гранд», Наро-Фоминск) по сравнению с традиционными способами рудоподготовки (щековые, валковые дробилки с отсевом класса +0,1 мм на повторное дробление) извлечение благородных металлов увеличивается не менее, чем на 30 %. Аналогичные результаты были ранее получены академиком Чантурия при обработке руды перед дроблением в ЩД и конусных истирателях «в сухую» электрическим разрядом большой мощности.

Физический смысл перехода к селективной дезинтеграции заключается в организации процесса таким образом, чтобы разрушение происходило не по случайным направлениям сжимающих усилий, а преимущественно по границам минеральных зерен в результате развития на их границах сдвиговых и растягивающих нагрузок. Эти способы частично реализованы в мельницах динамического самоизмельчения, конусных инерционных дробилках, газоструйных и пружинных мельницах для сверхтонкого измельчения (АО «Механобр», Москва). В наибольшей же степени эти способы рудоподготовки нами были реализованы при дроблении руды класса -50 мм в лабораторных электрогидроизмельчителях, а затем, раздробленную до крупности 2–3 мм руду, измельчать двойной дезинтеграцией как «в сухую», так и «в мокрую».

Широкое развитие в последние годы получил метод воздействия на золотосодержащее сырье мощными электромагнитными импульсами, который имеет существенные преимущества перед всеми ранее применяющимися методами рудоподготовки минерального сырья, т.к. он позволяет наиболее рационально использовать электроэнергию (селективное разрушение происходит без нагрева руды) и достигать наибольшей полноты интергранулярного разрушения минеральных компонентов при наименьших затратах электроэнергии. Поисковые исследования, проведенные нами на некоторых рудах кварцевожильных и эпитермальных месторождений, а также на высокосульфидных золотосодержащих рудах, показали не только возможность снижения энергозатрат в несколько раз, но и возможность повышения полноты интергранулярного разрушения минеральных комплексов. Следствием этого явилось стабильное увеличение извлечения центробежными гравитационными концентраторами золота и серебра на 25–30 % (абсолютных) в продуктивные концентраты и достижения высоких технологических показателей извлечение золота до 85–90 %) без использования операций обжига или автоклавной обработки концентратов. 

Авторы статьи имеют большой и многолетний научной опыт не только в области металлогении, минерагении и аналитики золота и платины, но и в технологии переработки руды благородных металлов, а также в решении чисто прикладных задач как аналитического, так и технологического планов. Кроме того, В.Н. Матвиенко является одним из авторов нового научно-го направления «Наноминералогия золота», а в последние годы вплотную развивает совместно с Ю.Д. Калаш никовым весьма перспективные аналитико-технологические направление — нанотехнологии и кластерные технологии извлечения благородных металлов из руд.

Краткая характеристика перерабатываемой руды и методика рудоподготовки

Вещественный состав руд Архарлинского месторождения характеризуется рядом особенностей, присущих всем близповерхностным эпитермальным месторождениям: широким развитием колломорфных, полосчатых и крустификационных текстур минеральных агрегатов. Детально минеральный состав руд месторождения изучался А.М. Гребенчиковым, по данным которого здесь отмечается семь последовательно сформировавшихся минеральных парагенезисов (от ранних к поздним): 1) пирит-кварцевая; 2) адуляр-кварцевая; 3) галенит-сфалерит-кварцевая; 4) халькопирит-кварцевая; 5) халцедоновая; 6) карбонат-цеолитовая; 7) баритовая.

Анализ минерального состава руд месторождения свидетельствует о том, что здесь развиты две продуктивных на золото ассоциации: адуляр-кварцевая и галенит-сфалерит-кварцевая.

Самая ранняя на месторождении допродуктивная пирит-кварцевая ассоциация слагает метасоматические жилы массивной текстуры мощностью до нескольких метров и немногочисленные продольно секущие их прожилки шестоватого кварца. Главным рудным минералом этой ассоциации является пентагон-додекаэдрический пирит с мельчайшими каплевидными включениями халькопирита.

Ранняя продуктивная адуляр-кварцевая ассоциация слагает как отдельные жилы мощностью до 4 м, так и многочисленные зоны кварцевых прожилков с колломорфной, реже крустификационно-друзовой текстурой. Это наиболее богатая продуктивная ассоциация. Основными жильными минералами здесь являются кварц, зеленовато-серый и светло-серый халцедон и серо-фиолетовый аметист. Основными рудными минералами ассоциации являются халькопирит, золото, пентагон-додекаэдрический пирит и черный сфалерит.

Галенит-сфалерит-кварцевая минеральная ассоциация является также продуктивной на месторождении. В этой ассоциации кроме кварца широко аметист, хлорит, халцедон и адуляр. 
Основными рудными минералами являются сфалерит, галенит, халькопирит, кубический пирит и золото П.

Халькопирит-кварцевая ассоциация цементирует обломки жил и пересекает прожилки галенит-сфалерит-кварцевой ассоциации. Главными минералами в ней являются кварц, аметист, кальцит, хлорит, а из рудных - пирит и халькопирит.

Карбонат-цеолитовая ассоциация представлена секущими жилами, состоящими из кальцита и цеолитов.

Баритовая ассоциация в виде редких прожилков мощностью до 10 см пересекает кварцевые и карбонатные жилы более ранних ассоциаций. Золота они не несут.

Предыдущие исследователи считают, что основная часть золота находится в свободном (самородном) виде. Детальные исследования фазового состояния золота в рудах месторождения Архарлы, выполненные авторами показали, что только 40–60 % его относится к категории свободного золота. 
Остальная часть является либо коллоид-ной (кластерной), либо ионной. При этом доля тонкодисперсного золота размером менее 20 мкм в рудах месторождения преобладает над его более крупной свободной формой, что вызывает большие затруднения при их переработке, несмотря на относительно высокие средние содержания Au в рудах.

Кроме самородной фазы значительная часть золота связана с сульфидами: пиритом (до 60 г/т Au), галенитом (до 20 г/т Au), сфалеритом (до 2 г/т Au) и халькопиритом (до 20 г/т Au). Руды месторождения относятся к малосульфидным (до 3–5 %), но даже при этом золото в сульфидах может оказать существенное влияние на общий баланс в рудах в связи с развитием работ в последние годы по разработке нано- и кластерных технологий.

По данным А.М. Гребенчикова (1969) золото в рудах представлено двумя генерациями: золото 1 из адуляр-кварцевых жил в ассоциации с пиритом Ш, халькопиритом П, сфалеритом 1 и сульфидами серебра; золото П из аметист-кварцевых жил в ассоциации с галенитом П, сфалеритом П и пиритом 1V. Пробность золота 1 колеблется от 560 до 675, а золота П — от 560 до 700.

Типоморфизм, гранулометрия и фазовый состав благородных металлов в рудах месторождения

В рудах месторождения Отличительной особенностью золоторудного месторождения Архарлы, также как и всех золоторудных месторождений эпитермального геолого-промышленного типа (в т.ч. Жаркулак и Энбекши,) независимо от возраста их образования и структурно-геологических особенностей является широкое развитие тонко-дисперсного золота и золотосодержащих минералов (электрума, кюстелита, золотистого серебра) и самородного серебра. Размеры их не превышают обычно десятых долей миллиметра, а морфология определяется специфическими особенностями рудовмещающей кремнистой матрицы, формирующейся под воздействием поствулканических процессов, способствующих интенсивному переносу больших объемов геля кремнекислоты совместно с коллоидными и тонкодисперсными золотосодержащими минералами. В результате значительная часть золота кристаллизуется в виде хорошо образованных субмикроскопических кристаллов, коралловидных агрегатов, различных по форме вытянутых игольчатых и волосовидных агрегатов, реже дендритов и пластинчатых кристаллов низкопробного (520–570) золота и золотосодержащих минералов (электрума, кюстелита и золотистого серебра). Их морфология свидетельствует о том, что кристаллизация золота происходила под воздействием диффузных процессов в вязкой (гелеподобной) среде не препятствующей росту кристаллов.

Тонкодисперсное золото из руд месторождения Архарлы внешне идентично с аналогичными выделениями его из месторождений практически всех изученных ранее В.Н. Матвиенко совместно с В.Л. Левиным, Ф Курмакаевой, Е. Полкановой, Т. Шабановой и др. золоторудных месторождений близповерхностного (эпитермального) геолого-промышленного типа не только в Республике Казахстан, но много-численных аналогичных объектов России, Узбекистана, Кыргызстана.

Одной из разновидностей золота на месторождении Архарлы является низкопробное массивное пробностью обычно 520–790 (электрум) и реже кюстелит12–15 % золота. При этом всегда пробность массивной части золотин меньше, чем пробность игольчатых и изометричных кристаллов, войлочных, тонкогубчатых и коралловидных скоплений, располагающихся по периферии массивной золотины. Размеры выделений массивного золота не превышают 10–30 мкм, очень редко достигая 0,1–0,2 мм. Как правило, форма массивных выделений золотосодержащих минералов изометричная, реже вытянутая, округлая и комковатая. На гладкой поверхности массивных золотин часты отпечатки минералов матрицы (кварца и др.). Они обычно представлены моно-кристаллами (пробность от 170 до 695) без видимых межзерновых швов. Полизернистые агрегаты массивного золота крайне редки. Межзерновые швы в них четко выражены на поверхности, а пробность не превышает 700.

Отличительной особенностью массивных изометричных выделений золотосодержащих минералов на месторождении Архарлы является широкое развитие на их обычно гладкой поверхности барельефных зональных и массивных микрокристаллов шестигранной формы. Указанные барельефные кристаллы представляют собой выпуклые образования, свидетельствуя о том, что кристаллизация золотин происходила в микрополостях кварцево-жильной матрицы, частично заполненных гелем кремне-кислоты. Размеры отдельных барельефных микрокристаллов колеблются от 1 до 5–6 мкм, а пробность и массивного золота, и кристаллов одинаковая при колебаниях от 650 до 695. Характерно, что зональные барельефные кристаллы и массивное золото, на котором они формируются всегда ниже первых и не превышает 570.

Одной из морфологических разновидностей золотосодержащих минералов (электрума пробностью 560–620) на месторождении Архарлы являются их пластинчатые и пленочные образования (рис. 1), которые, вероятно, отлагались на поверхности трещин в матричных минералах.

Рис. 1. Пластинчатые и гексагональные кристаллы электрума. Состав первых: Au — 62,96 %; Ag — 27,04 %. Последних: Au — 62,15 %; Ag — 37,84 %

Кристаллы золотосодержащих минералов в первичных рудах месторождения Архарлы (в т.ч. и на Кызылшокы) крайне редки. Среди них наименее распространенными являются массивные их разновидности, представленные октаэдрами и ромбододекаэдрами пробностью 580, что соответствует электруму. Значительно чаще встречаются пластинчатые микрокристаллы гексагональной формы размерами не более 10–15 мкм среди коралловидных выделений электрума.

Степень воздействия пострудных растворов на сформированные золотины крайне незначительная, о чем свидетельствует их гладкая поверхность. Пробность золотин с корродированной поверхностью не превышает 660.

В рудах месторождения Архарлы и открытой В.Н. Матвиенко и Б.М. Руденко в 1990–1991 гг. группы из 4-х месторождений Кызылшокы пределах Архарлинского рудного поля, широко развито самородное серебро. Его тонкогубча-тые агрегаты суммарным размером 0,5–1,5 мм, выделенные из руд по разрабо-танной нами авторской методике, представлены на (рис. 2).

Рис. 2. Тонкогубчатое 100 % Ag из руд месторождений Архарлы (а) и Кызылшокы (б)

При больших увеличениях эти агрегаты состоят из вытянутых кристаллов 100 % Ag диаметром десятые доли микрон при длине до 10–15 мкм (рис. 3).

Рис. 3. Нитевидные кристаллы 100% серебра из руд месторождений Кызылшокы (а) и Архарлы (б)

Среди них часто отмечаются массивные выделения электрума, содержащего от 55 до 70 % золота, и кюстелита с содержанием золота до 10–12 % (рис. 4).

Рис. 4. Массивное низкопробное (680–755 проба) среди губчатых выделений самородного серебра в рудах Архарлы (а) и Кызылшокы (б)

Более высокопробное золото в эндогенных рудах месторождения Архарлы встречается крайне редко. 

Рис. 5. Тонкодисперсные и субмикроскопические формы электрума и серебра на фильтре «зеленая лента»: а и б — общий вид (риска на фото = 100 мкм); в — деталь участка фильтра (риска на фото = 10 мкм)

Рис. 6. Агрегаты нанорамерных частиц и кристаллов электрума и самородного серебра из руд месторождения Архарлы (риска слева = 10 мкм). Состав: Au — 60,71 %; Ag — 39,29 %

В рудах месторождения Архарлы, как и всех эпитермальных месторождений, широко развиты кластерные формы благородных металлов. Здесь кластерные и наноформы ассоциируют с золотоносными сульфидами, а также с рудовмещающей опало-хацедоновой и слабо раскристаллизованой кремнистой матрицей. Сюда они, вероятно, были привнесены из зон первоначального накопления (седиментогенеза) пеимущественно в виде металлоорганических протокластеров гелем кремнекислоты H4SiO4. 

Дальнейшая эволюция геля кремне-кислоты под воздействием тектоно-метаморфических процессв с широким участием субмаринных флюидов при-вела к формированию метелл-металлических (золотосеребряных) и монометалльных-золотых и серебряных кластеров в пределах рудной зоны. Часть металл-металлических кластеров была реализована в виде благороднометальной минерализизации на месторождении, а часть (не исключена, что большая) так и осталась в виде металл-металлических или даже металлоорганических протокластеров, которые фиксировались нами при разработке технологических параметров переработки руд месторождения.

В первичных рудах этого месторождения находки визуально видимого самородного золота крайне редки из-за слишком малых размеров. Даже агрегаты первичного самородного золота размером десятые доли миллиметра пропускались из-за их необычного желто-зеленого цвета, похожего на цвет пирита. Именно эта особенность благороднометальной минерализации на месторождении Архарлы, а в равной мере и подобных объектов этого геолого-промышленного типа, должна быть определяющей при разработке технологий переработки его руд. Вместе с тем в пирите из первичных руд месторождения самородное золото различных размеров встречается довольно часто (рис. 7).
                                           

Рис. 7. Типоморфизм самородного золота в сульфидах месторождения Архарлы. а — Au в монокристалле пирита; б — золото в полизернистом пирите; в — Au в ассоциации с электрумом (серое по периферии зерна) в полизернистом пирите; г — золото 895 пробы в дефектах структуры пирита

Нами также фиксировались в микрозонде заметные колическтва кластерных и наноразмерных форм золота в режиме «обратно-рассеянных электронов» (рис. 8).

Рис. 8.  а — растровое изображение кластерного и нанозолота в режиме «обратно-рассеянных электронов» в шлифе из опало-халцедона; б — агрегат металлизованных форм кластерного электрума в полости опало-халцедона после травления

О значительных количествах кластерного (нано) золота в рудах месторождения Архарлы можно судить по результатам, полученным при отработке технологических параметров переработки руд месторождения по схеме: двойная дезинтеграция и получение концентратов с помощью дезинтеграторов (ДИ-КиН) и гравитационных концентраторов (ЦГВК-1) Ю.Д. Калашникова и Л.А. Нехорошева [1]. При обработке руды из жилы № 14 месторождения с содержанием золота 3,45 (по данным пробирного анализа) после ее гидроизмельчения, двойной дезинтеграции и обогащения на указанном концентраторе было получено 5 концентратов с содержанием золота от 856 до 123 г/т и содержанием серебра от 7685 до 541 г/т, при общем извлечении 69,8 %. В то же время, содержание золота в «хвостах» по данным авторского «пирощелочного анализа» оказалось равным 3,62 г/т.

Кроме того при осмотре аппаратуры было установлено, что внутренняя поверхность концентратора покрыта («анодирована») слоем золота, имеющим слабое «сцепление» с металлом концентратора (рис. 9). Оценка количества осажденного на стенках концентратора золота показала, что на образование этой пленки потребовалось не менее 40–50 г/т золота в пересчете на первичную руду.

Рис. 9. Позолота внутренней поверхности концентратора после перерабртки руды 

Аналогичные результаты по увеличению содержаний золота (по данным пробирного анализа) в результате переработки руд по описанной далее гравитационной технологии, отмечались нами на других месторождениях Казахстана Бакырчик, Энбекши и Жаркулак.

Практически все находки высокопробного самородного золота на месторождении Архарлы относятся к гипергенному типу. Это касается и месторождения Кызылшокы.

Рис. 10. а — массивное золото низкопробное (745 проба) золото среди  высокопробного (910 проба) губчатого золота; б — типоморфизм губчатого золота 

Гипергенное золото на месторождении представлено тремя разновидностями: высокопробное губчатое (рис. 10 и 11) вокруг первичного низкопробного золота; пылевидное в псевдоморфозах лимонита по пириту и пленочое, дендритовое, «волосовидное» в ассоциации с лимонитом и малахтом.

Рис. 11. Так называемое «волосовидное» (толщина 0,015 мм) и монокристалл (пентагондодэкаэдр) гипергенного золота (20х20 мкм), пробность 995 

Глубина формирования выходов кварцевых жил, выведенных на современную поверхность колеблется от 320 до 650 м от древней поверхности, что соответствует глубинам формирования близповерхностных золоторудных месторождений, а вертикальный размах оруденения колеблется от 400 до 600 м, что говорит о перспективах месторождения на глубину. При этом в целом наблюдается уменьшение глубины формирования кварцевых жил от 550–600 м на Центральном участке, до 400–520 м на Восточном 1 и Восточном П, до 320–380 м на Северо-Восточном участке.

Минеральный состав рудовмещающей кремнистой матрицы рудных тел месторождения Архарлы

Изучение рудовмещающих кремнезем содержащих пород выполнялся, наряду с обычным микроскопическим изучением также с широким использованием электронно-микроскопических и микрозондовых исследований. Это позволило проследить эволюцию формирования рудовмещающей кремнистой матрицы и место в ней золотого оруденения. Полученная информация наиболее полно характеризует особенности поведения кремнезема от переноса его в виде геля кремнекислоты H4SiO4 до последующего отложения в виде опала и кристаллизации в форме халцедона и криптокристаллического кварца, а также хорошо образованных друз горного хрусталя в остаточных полостях.

Значительная часть кремнезема в рудных телах месторождения представлена опалом, опало-халцедоном и в различной степени раскристаллизованного кварца. Опаловые разновидности представлены практически бесструктурным кремнеземом с многочисленными кавернами от газово-жидких включений. Часто на сколах опала отмечаются многочисленные игольчатые кристаллы халцедона и изометричные кристаллы альфа- и бетта-кварца.

Начало раскристаллизации опала в халцедон выражается в характерном ступенчатом сколе минерала. Часты опало-халцедоны с характерными сколами, сочетающими раковистый излом поверхности опала и пластинчато-ступенчатого халцедона. Заметная раскристаллизация опало-халцедона наблюдается тогда, когда среди их сплошных выделений отмечаются многочисленные зародышевые кристаллы кварца. Дальнейшая раскристаллизация кремнезема приводит к образованию четко выраженного зернистого кварца, тогда как идеально образованные кристаллы кварца характерны только для поверхности центральных частей остаточных полостей в опало-халцедонах и по трещинам в рудовмещающих породах.

Формирование кристаллов горного хрусталя и друз аметиста происходит из разбавленных («истинных») растворов в заключительную стадию заполнения дефектов в рудовмещающих породах очередной порцией геля кремнекислоты. В связи с этим состав только газово-жидких включений в кристаллах горного хрусталя и температуры их гомогенизации является показателями тех физико-химических условий, в которых происходило заполнение гелем кремнекислоты в виде зонального опала.

Информация, получаемая при изучении газово-жидких включений в обычном кварце, отражает прежде всего условия последовательной перекристаллизации кремнезема по схеме: опалопало–халцедон-халцедон–кварц-аметист под воздействием последующих процессов. По указанной схеме формируются все (или практически все) кварцевые жилы на любых формационных типах золоторудных месторождений и реликты указанных преобразований отмечаются даже в кварце, относимом к высокотемпературным образованиям. Наиболее же показательными и информативными эти процессы представлены в рудах эпитермальных месторождений, каковым является Архарлы, Жаркулак, Энбекши, Кызылшокы и др.

Благоприятным для миграции золоторудных растворов является раскристаллизованный с четко выраженным зернистым строением кварц. Лишь такой кремнезем с большим количеством микропор с одной стороны, и экранирующих их зерен кварца обладает потенциальной рудолокализующей способностью. При этом, чем меньше размеры его зерен, тем меньшие по размерам формируются рудолокализующие полости, что в свою очередь определяет линейные масштабы отлагающихся рудных минералов, в том числе и золота. Именно этим и определяются очень малые (в основном десятки мкм, реже до 0,1–0,2 мм) размеры золотосодержащих минералов, выделенных и изученных нами из руд месторождения Архарлы с помощью Микрозонда Суперпроб 733.

Несмотря на большое количество и разнообразие кремнезем содержащих минералов в рудах месторождения Архарлы, последние в верхних гори-зонтах рудных тел не были в достаточной степени перекристаллизованы под воздействием предрудных процессов. В результате в кремнистой матрице не сформировались в большом количестве и значительные по размерам полости, благоприятные для отложения золота и золотосодержащих минералов. Вследствие этого крайне неравномерное распределение повышенных концентраций золота в рудных телах, с одной стороны, и крайне малые размеры золотин — с другой. Эта особенность характерна для верхних горизонтов всех золоторудных месторождений близповерхностной формации в целом и для рудных тел с незначительным эрозионным срезом, в частности. Без всякого сомнения на более глубоких горизонтах рудных тел месторождения Архарлы кремнезем под воздействием тектоно-метаморфических процессов раскристаллизован значительно интенсивнее, чем в верхних, а следовательно, более подготовлен для рудолокализации.

Типоморфизм и структурные модификации углеродистого вещества в рудах и рудовмещающих породах месторождения Архарлы

Углеродистое вещество а рудах Эпитермальных месторождений представлено преимущественно аморфным, двумерно и трехмерно упорядоченными его модификациями. В редких случаях отмечаются шунгит, карбин и графит со слабо упорядоченной структурой.

Аморфное углеродистое вещество обычно фиксируется в виде полимерных цепочек, облачных образований или бесформенных частиц. Кольцевые электронограммы такого углеродистого вещества характеризуются наличием трех диффузных колец, что подчеркивает отсутствие в нем упорядоченной структуры.

Упорядочение атомов углерода в плоскости слоя 100, за счет чего на дифракционной картине УВ с двухмерно упорядоченной структурой соответствующее указанному рефлексу кольцо становится резким. При этом степень упорядочения структуры углеродистого вещества не зависит от различий его морфологии, в связи с чем двумерно упорядоченная структура характерна для полимерных цепочек и облачных образований.

Значительно большее разнообразие морфологий характерно для углеродистого вещества с трехмерно упорядоченной структурой. Здесь фиксируются и облачные образования, и полимерные цепочки и бесформенные частицы. На кольцевых электронограммах наблюдается увеличение интенсивности рефлекса 110:J100<J110. При этом степень графитизации углеродистого вещества на электронограммах фиксируется по появлению отражения 112. В полимерных цепочках углеродистого вещества с трехмерно-упорядоченной структурой на электронограммах присутствуют резкие кольцевые рефлексы 002,100, 004 и 110, тогда как рефлекс 112 очень слабый.

Шунгит в рудах месторождения Архарлы встречается редко. Его частицы и оструктуренные полимерные цепочки по морфологии идентичны таковым для углеродистого вещества с трехмерно-упорядоченной структурой. Характерной особенностью шунгита является то, что на кольцевых электронограммах и денситограммах интенсивности рефлексов 100 и 110 равны между собой.

Большое разнообразие форм отмечается у еще более оструктуренной модификации углеродистого вещества — карбина полимерные цепочки, облачные выделения, бесформенные частицы и т.п. И, наконец, сравнительно редко встречающейся модификацией углеродистого вещества в рудах месторождения является графит со слабо упорядоченной структурой. В заключение следует отметить, что в кремнезем содержащих (опал, халцедон, кварц) рудах месторождения Архарлы были обнаружены в больших количествах хорошо выраженные палеобактерии и их колонии, замещенные различными по составу минералами, а также хорошей сохранности диатомовые водоросли. Значительная часть палеобактерий замещена тридимитом, а часть — опалом. Обнаружение диатомовых морских палеоводорослей (Ctntrophyctat) в опало-халцедоне в континентальных вулканогенно-осадочных рудовмещающих породах месторождения свидетельствуют о широком проявлении процессов переноса кремнезема в виде геля кремнекислоты из нижних (подстилающих вулканогенно-осадочную Архарлинскую брахиантиклиналь) углеродсодержащих осадочных морских образований нижнего карбона, которые также являются источником кремнезема, углеродистого вещества в рудах и рудных компонентов (в том числе золота и серебра) для образования последних.

Наряду с перечисленными формами углеродистого вещества в рудах близ-поверхностных месторождений в редких случаях зафиксированы полимерные цепочки (Архарлы), представляющие собой, по-видимому, металлоорганические соединения. Некоторые основания для такого вывода дает наличие в электронограммах этих образований рефлексов, близких к таковым для золота, с одной стороны, и углеродистого вещества, с другой (сл. 2,79; ср. 2,38-Au; ср. 1,99; сл. 1,51; сил. 1,40; сл. 1,19; сл. 1,14). Обнаружение металлоорганических соединений представляет значительный научный интерес для возможного объяснения рудогенетических процессов на золоторудных месторождениях.

Приведенные характеристики кремнезема и углеродистого вещества свидетельствуют о сравнительно слабо проявленных на месторождении Архарлы пострудных тектоно-метаморфических процессах. Последние, в свою очередь, определяют «степень организации» золоторудного процесса. Иными словами: чем менее выражена «степень организации» золоторудного процесса, тем меньше самородной фазы благородных металлов (в частности золота) и меньших размеров образовывалось в рудных телах из кластерных и метастабильных металлоорганических природных форм. 

Мы не случайно особое внимание уделили характеристике вещественного состава руд, типоморфизма благородных металлов, характера кремнистой матрицы, вмещающей оруденение, и углеродистого вещества. Именно эти сведения об особенностях вещественного состава руд, типоморфизма благородных металлов и их фазового состава, характера рудовмещающей матрицы определяют не только особенности технологических типов руд. Они являются наиболее важными при разработке рациональных способов рудоподготовки и выяснения оптимальных режимов переработки руд. Только наиболее полное знание охарактеризованных выше особенностей руд на конкретном месторождении позволит выяснить оптимальные параметры технологий с максимально полным извлечением полезных компонентов — в данном случае благородных металлов.

Обзор современных технологий рудоподготовки и гавитационнного оборудования для получения концентратов из руд благородных металлов

Наряду с традиционными способами получения концентратов (гравитация, флотация) все чаще на горно-обогатительных предприятиях применяются высокоэффективное и в то же время мобильное и мало энергоемкое оборудование, создаваемое как в странах дальнего зарубежья, так и в государствах СНГ.

Со времени выпуска в 1980 году концентраторы «Нельсона» (Канада) стали одним из наиболее широко применяемых и быстро развивающихся методов высококачественного обогащения золота, имеющихся в распоряжении золотодобывающей промышленности всего мира. Эти приборы отличаются большой производительностью (например, 20-дюймовый концентратор с центральной разгрузкой до 15–18 т/час твердого вещества при расходе 450 л/мин. жидкости). В настоящее время выпускается несколько модификаций концентратора (от 3-х дюймового призводительностью 45 кг/час до 48 дюймового производительностью 90 т/час твердого вещества). работающих с применением в качестве жидкости только чистой воды, расход которой при максимальной производительности агрегата составляет до 40–60 м3/час. Кроме того, эти аппарат эффективно зарекомендовали себя только в работе с россыпным и рудным (кварцево-жильным) свободным золотом. (руды васильковского, бакырчикского, архарлы-таскоринского типов, коры выветривания, сульфидные зоны минерализации, штокверковые месторождения и пр.). Неплохие результаты по извлечению частиц самородного золота (минимум 0,050–0,030 мм) из золотоносных россыпей и руд кварцево-жильных месторождений были получены при создании установки «Орокон М-30» в 1984 году (Бразилия). Преимуществами установки является высокая производительность (до 100 м3) пульпы (коэффициент Т:Ж=1:3 при максимальных размерах частиц твердого вещества 9 мм); малые раз-меры; работа на обычной воде и простота обслуживания. Испытания показали, что извлечение золота размером от 1 до 0,030 мм составляет 60–70 %. Немаловажным преимуществом данной установки является то, что не требуется специальной подготовки обслуживающего персонала. 

Кроме перечисленных значительным спросом пользуются концентраторы «Фалкон» (Канада), «Голдфилд» (США), ВНИИ-1, «Итомак», НПФ «Механика», ТулНИГП и др.

В то же время практика показывает, что основная массовая доля благородных металлов в рудах сложных по вещественному составу золоторудных месторождений, в том числе (и прежде всего) и в Казахстане (Васильковка, Бакырчик, Архарлы, Суздальское, а также нижние горизонты месторождений Акбакай, Жолымбет, Бестобе и др., в т.ч. и Жаркулака) содержат не менее 30–40 % субмикроскопического и тонкодисперсного (размер частиц менее 0,005–0,010 мм) золота. И этот факт нельзя не учитывать при разработке экономически целесообразных схем переработки руд указанных типов месторождений.

Частично решение этой задачи обеспечивается созданным в ВИМСе (Москва) шлюза с виброподвижной панелью, который позволяет на первой стадии обогащения с высокой производительностью (до 80 м3/час по твердому веществу) извлекать мелкое и тонкое (до 0,020 мм) золото. Эти шлюзы отличаются низкими капиталовложениями и эксплуатационными затратами по сравнению с другими технологиями обогащения. Они применимы как для извлечения золота из золотоносных россыпей, так и для попутного извлечения золота из «хвостов» текущего производства. С их помощью рентабельно извлечение мелкого и тонкого золота на собственно золотых и комплексных месторождениях, а также отработка забалансовых золоторудных месторождений и техногенных отходов ГОФ.

Над созданием оборудования, способного качественно и экономически выгодно перерабатывать руды золоторудных месторождений, содержащих субмикроскопическое и тонкодисперсное (менее 0,005 мм) золото, работают во многих странах мира. Наро-Фоминское предприятие «Гранд» (Россия) многие годы выпускает центробежные вибрационные концентраторы (ЦВК) различных модификаций. Сравнительные испытания концентраторов ЦВК-100М и Knelson-3, проведенные в АО «Механобр-Инжиниринг» (Санкт-Петербург) на искусственных смесях кварцевого песка крупностью менее 0,325 мм и порошкового металлического вольфрама (плотность 19,2 г/см'), показали, что концентратор ЦВК-100М по сравнению с лучшим зарубежным аналогом обеспечивает более высокое извлечение тяжелых частиц крупностью менее 70 мкм. Особенно велико преимущество ЦВК-100М при извлечении частиц крупностью менее 40 мкм. Полученные на вышеуказанном оборудовании концентраты (серые или черные шлихи) с минимальными потерями могут быть дообогащены до «супер-концентратов» с содержанием драгметаллов до 30–60 % и выше, когда роль «легких минералов» по сравнению с самородными благородными металлами будут играть не только породообразующие минералы (в т.ч. темноцветные), но и сульфиды. 

При проведении геологоразведочных работ или обогащении золотосодержащих продуктов это зачастую является необходимым. Для решения подобных задач в ОАО «Гранд» разработаны и изготавливаются магнитогравитационные (МГ) сепараторы серии МГС-П, которые способны в ферромагнитных жидкостях проводить качественное разделение материалов по плотности. Нами в Москве в лабораторных условиях с помощью магнитогравитационного сепаратора из первичных концентратов месторождения Жаркулак с содержанием золота 1029 г/т были получены обогащенные концентраты с содержаниями золота более 125 кг/т. Высокие технологические показатели при обогащении золотосодержащих продуктов крупностью 0,1 мм и менее позволяют эффективно использовать подобные сепараторы на предприятиях золотодобычи.

Естественно что каждый из перечисленных и создаваемых в последние годы аппаратов, наряду с заметными положительными качествами, имеют ряд недостатков, влияющих на эффективность их работы, а следовательно и на полноту и качество извлечения благородных металлов из руд. Мы не будем делать обзор положительных и отрицательных каждого из созданных аппаратов, сосредоточив внимание на разработанном и усовершенствованном нами дробильном и золотоизвлекающем оборудовании, которое было протестировано несколько лет тому назад созданной Б. Актаевым специально для этого фирме «Промтех 2003» в окрестностях г. Алматы. 

Эта же участь постигла и концентратор «Бегущая волна» (ЦНИГРИ), принцип действия которого основан на разделении минералов в центробежном поле, создаваемом прецессионными колебаниями разделяющего устройства. Эффективность извлечения золота, в т.ч. мелкого и супермелкого, обеспечивается за счет действия переменных центробежных и гравитационных сил. В качестве лабораторного или доводочного этот концентратор, имея производительность до 300 кг/час по твердому веществу, с успехом может применяться совместно с другими концентраторами, поскольку позволяет, с одной стороны, улавливать частицы золота размером более 0,020 мм, а с другой — создавать концентраты со степенью обогащения до 10 тыс. раз.

Нами выше даны сведения о наиболее совершенном оборудовании, которое применяется во всех золотодобывающих странах мира (в т.ч. в Казахстане, хоть и в единичных случаях). Естественно, что способы получения высококачественных концентратов со степенью обогащения полезных компонентов в сотни и тысячи раз определяют прежде всего рентабельность отработки золоторудных месторождений и повышают геолого-экономические показатели их эксплуатации в целом. Традиционные способы и технологии переработки руд (гравитационное обогащение в отсадочных машинах, флотация и пр.), применяемые на многих золоторудных месторождениях Казахстана — это вчерашний день. Такими способами переработки руд и получения золота в металле никогда не удастся превратить золотодобывающую промышленность республики в рентабельное производство и создавать конкурентоспособную продукцию с высокими геолого-экономическими показателями. Нужно кардинально изменить стратегию подхода к этому вопросу. Нужно во главу угла ставить не масштабы месторождений (хоть это и немало-важно), а главное внимание уделять созданию и внедрению новых и супер-новых технологий рудоподготовки и рудопереработки. Только так можно резко повысить геолого-экономические показатели эксплуатации золоторудных месторождений и сделать рентабельной отработку ранее забалансовых, непригодных к эксплуатации месторождений. Нам кажется, что не совсем оправданным оказалось стремление производственных и научных организаций страны обращать главное внимание разработке критериев поисков и оценки крупных и уникальных по масштабам золоторудных объектов. Практика давно показала, что не масштабы месторождений и сосредоточенных в них запасов золота определяют геолого-экономическую целесообразность их эксплуатации, а рентабельность применяемых для извлечения золота технологий рудоподготовки, получения концентратов и извлечения золота. Из-за этого до сих пор не ведутся в необходимых объемах работы на месторождениях Бакырчикского рудного поля и др. На грани остановки работы на месторождении Акбакай (когда-то гордость Южного Казахстана). Не ведутся работы на месторождении Бестобе, Степняк, Акжал, Жакулак, Таскора и мн. др. Эту же участь ждет месторождение Кумтор (Кыргызстан), когда будут отрабатывать глубокие горизонты месторождения сначала штокверкового, а затем золото-сульфидного типов. 

Примеров приводить можно много. Главная задача технологов и обогатителей — изменить традиционное (советское) представление о том, что, чем больше, тем лучше. Может быть, это так и будет, когда Казахстан станет процветающей индустриальной державой. А пока... Пока нужно изыскивать возможности и создавать условия для разработки экономически целесообразных частных технологий (в соответствие с возможными размерами инвестиций) для переработки даже малых месторождений коренного и россыпного золота. А для этого при оценке геолого-экономических показателей золоторудного объекта в настоящее время необходимо (и мы в этом убеждены), прежде всего, ставить простоту и низкую себестоимость переработки сосредоточенных в нем руд и получения металла (пусть даже первые сотни кг), а уж затем все остальные геологические показатели (в т.ч. и масштабы оруденения).

Рис. 12. Характер кристаллизации благородных металлов (светлое) в неоднородностях кремнистых минералов: в трещинах и дефектах опала (а) и опало-халцедона (б); в межзерновых швах кварца (в). Состав: Массивных зерен — электрум; губчатых — кюстелит; нитевидных форм — чистое серебро. Месторождение Архарлы 

Применяемое оборудование и методика исследований

Мы не будем делать обзор положи-тельных и отрицательных каждого из созданных аппаратов, несмотря на то, что золотоизвлекющие некоторых из них мы применяли в проводимых нами исследованиях и работах по созданию и усовершествованию разработаннного нами дробильныого золотоизвлекающего оборудования, которое было протестировано несколько лет тому назад созданной Б. Актаевым специально для этого фирме «Промтех  2003» в окрес-ностях г. Алматы. 

Главная задача проведенных нами исследований заключалась в выяснении максимально эффективного использования дезинтеграторов и центробежно-вибрационных концентраторов для получения богатых концентратов из руд эпитермального месторождения Архарлы с отработкой режимов максимально полного извлечения в концентрат тонкодисперсного и супермелкого золота. 

Для получения концентратов при проведении экспериментов использовалось следующее лабораторное оборудование:

• Щековая дробилка ДЩ-100 — стандартная;
• Дезинтеграторы ДИ-КиН конструкции Ю.Д. Калашникова и Л.А. Нехоро шева усовершенствованные В.Н. Матвиенко имеют следующие характеристики: 

1. Номинальная мощность — 22 кВт.
2. Производительность в мокром режиме — до 700 кг/час. В сухом режиме — 180–200 кг/час.
3. Входная крупность руды — 2 мм.
4. Выходная крупность — 74 мкм до 95 %.
5. Диаметр роторов — до 43 см.
6. Частота вращения роторов навстречу друг другу — до 9000 об./мин.
7. Линейная скорость соударения частиц руды — 300 м/сек.
8. Габариты — 1000х400х600 мм.
9. Вес установки — 300 кг.

• Преобразователь частоты тока VFD-B — серийный;   
• Характеристики усовершенствованного В.Н. Матвиенко концентратора: 

1. Электр. мощность — 2500 Вт;
2. Диаметр чаши — 200 мм, высота чаши — 300 мм;
3. Частота вращения ротора (регулируется), не более — 1200–1300 об./мин.
4. Потребление воды (тв./ж) — от 1:1 до 1:0,8.
5. Характеристика используемой воды — любая, в т.ч. оборотная.
6. Максимальное обогащение руды в концентрате при диаметре чаши 200 мм не менее 150 раз. Максимальное содержание золота в первом концентрате nx1000 г/т.
7. Максимальный вес концентрата в сухом виде до 4.5 кг.
8. Минимальный размер частиц свободного золота (при извлечении не менее 50 %) — 0,003–0,005 мм. 
9. Габариты концентратора —1000х400х600 мм. 
10. Вес установки со станиной — 55 кг.
11. Производительность — до 700 кг/час по дезинтегрированной руде по отсеву руды до 1,5–2 т в пере-счете на первичную руду.
12. Диаметр чашки с 3-я внутренними диафрагмами — 200 мм, высота — 300 мм.
13. Частота вращения ротора — не более 850 об./мин.
14. Максимальное обогащение руды в концентрате — около 35–40 раз.
15. Максимальное содержание золота в концентрате — 600–800 г/т, в зависимости от содержания в первичной руде.
16. Максимальный вес концентрата в сухом виде — 15 кг.

Конструктивные особенности дезинтегратора ДИ-КиН и концентратора ЦГВК-1 позволяют сравнительно дешево на базе имеющегося оборудования создать достаточное количество приборов для переработки до 10 т руды в сутки. При проведении опытных работ и отработке максимально эффективных режимов работы дезинтеграторов и концентраторов нами был разработан и испытан разборный мобильный модуль из 3-х линий для переработки до 30 т рудного отсева, эквивалентного 45 т первичной руды в сутки (рис. 13).

Рис. 13. Экспериментальная линия передвижного технологического модуля с 3-я концентраторами достигающими 95–98 % извлечения сульфидов из руд эпитермальных малосульфидных (до 3–5 %) месторождений

Отличительной особенностью конструкции является то, что организован процесс соударения равномассовых частиц, летящих с околозвуковыми скоростями навстречу друг другу. В результате при соударении происходит «сжатие» частиц на уровне кристаллических структур минералов и мгновенная разрядка создающихся энергий. Это обеспечивает высокую раскрываемость рудных минералов по любым внутренним неоднородностям и высвобождение рудных минералов, в т.ч. и прежде всего благородных металлов вплоть до субмикоскопических и наноразмерных практически без нарушения их типоморфизма. Нами фиксировались размеры частиц золота размером менее 0,001 мм, практически без деформации их форм. Важным при такой рудоподготовке является то, что не только рудовмещающие петрогенные минералы (прежде всего кварц, опал, халцедон), но и золотосодержащие рудные минералы (пирит, галенит, сфалерит, арсенопирит и др.) раскрывались (дробились) по межзерновым и межкристаллическим дефектам с высвобождением благородных металлов любых размеров. В то же время бездефектные монокисталлы кварца и сульфидов, не содержащие благородные металлы, оставались практически не тронутыми. Представление о месте концентрации благородных металлов в сульфидах и кварце и можно получить из фотографий на рисунках 7 и 12.

Конструктивные особенности дезинтегратора ДИ-КиН и концентратора ЦГВК-1 позволяют сравнительно дешево на базе имеющегося оборудования создать достаточное количество приборов для переработки до 10 т руды в сутки. При проведении опытных работ и отработке масимально эффективных режимов работы дезинтеграторов и концентраторов нами был разработан и испытан разборный мобильный модуль из 3-х линий для переработки до 30 т рудного отсева, эквивалентного 45 т первичной руды в сутки (рис. 13).

Модуль обслуживается тремя обученными рабочими и после разборки может перевозиться на автомашине КАМаз. Кроме мобильности разработанное оборудование отличается практически от всех существующих в настоящее время концентраторов тем, что не требует больших объемов чистой воды в процессе эксплуатации. Этот факт является определяющим при работе созданного оборудования когда речь идет об эксплуатации небольших по запасам месторождений благородных металлов (золота, платиноидов и серебра) в засушлывых регионах, каковыми являются богатейшие регионы Республики Казахстан и Узбекистана.

Результаты тестирования эффективности работы  концентратора ЦГВК-1

В процессе работы выполнялись многочисленные тестовые испытания оборудования как с первичной рудой, так и с ее отсевом. Обычное грохочение первичной руды после отпалки с отделением класса -50 мм позволяет на 30–35 % сократить объем перерабатываемой руды с увеличением содержания полезных компонентов в отсеве также минимум в три раза. В основе этой «ноу-хау» разработки нами использовалось понятие о «компетентности» и «некомпетентности» рудовмещающих пород, как геологических объектов.

Чтобы убедиться в эффективности работы авторского дезинтегратора по максимальному вскрытию полезных компонентов, нами были детально изучены типоморфизм и гранулометрические характеристики не только благородных металлов, но и характер внутренних неоднородностей золотосодержащих сульфидов — пирита, халькопирита, галенита, сфалерита и др. Подробно об этом описано в разделе  «Краткая характеристика перерабатываемой руды и методика рудоподготовки» на Было выяснено, что гравитационно- извлекаемые благородные металлы содержатся только в сульфидах, имеющие либо зернистое, либо поликристаллическое строение, либо структурные дефекты в кристаллах. Монокристальные сульфиды значимых количеств благородных металлов не содержат. Учитывая этот факт и зная размеры полиагрегатов сульфидов, нами было установлено, что оптимальным размером руды после дезинтеграции будет -0,25 мм. При таких размерах помола не менее 90–95 % рудных и нерудных минералов дробятся до размеров — 50–100 мкм. Более крупные размеры частиц руды представлены монокристаллами пирита, реже халькопирита и сфалерита, а также кристаллами темноцветных минералов, циркона, горного хрусталя кварца и их обломками. Эффективность вскрытия самородных благородных металлов как из рудовмещающих кремнистых пород (зернистого кварца, опала и халцедона), так и сульфидов во много раз выше, чем при использовании шаровых мельниц. Важное значение имеет то, что при дезинтегрировании практически сохраняется природная форма (даже губчатая) благородных металлов. В помоле нами фиксировались частицы благородных металлов размером около 0,001 мм, которые практически сохранили свою природную форму. Имея природную форму, минералы золота и серебра имеют меньшую парусность, по сравнению с расплющенными зернами после шаровой мельницы, и значительно эффективнее улавливаются при гравитационных способах обогащения.

Тестирование работы  концентратора со стружкой  золота различных  гранулометрических классов

Прежде, чем приступать к проведению экспериментов с рудой месторождения Архарлы с целью выяснения оптимальных режимов их гравитационного обогащения на концентраторе ЦГВК-1, нами была проведена серия опытов по извлечению стружки самородного золота различных гранулометрических классов — от 1 до 0,005 мм. Стружка золота приготавливалась с помощью напильников и надфилей с различным шагом насечки и алмазной и боратовой пасты. В качестве наполнителя использовался речной или Капчагайский песок крупностью -0,25 мм предварительно пропущенный несколько раз через концентратор с производительностью 300 кг/час для извлечения находящихся в песке частиц самородного золота «in situ», обнаруженного впервые В.Н. Матвиенко при тестовых испытаниях усовершенствованного им концентратора ЦГВК-2 о наличии которых нам было известно из ранее проведенных работ. Капчагайские пески содержат самородное золото, которое вполне можно извлекать нашими концентраторами. Из пробы песков весом 100 кг было извлечено окатанное медистое золото размером 10–15 мкм весом около 15 мг, что составляет не менее 150 мг/т (требуется проведение масштабной проверки на крупнообъемных пробах !!)

После 4–5 кратного пропускания песка через концентратор при различных режимах его работы для удаления попавших в «концентрат» частиц золота, эта партия песка использовалась для проведения экспериментов.

Суть экспериментов заключалась в следующем. 

В 10–15 кг очищенного песка помещалось до 20–30 частиц стружки золота и после тщательного перемешивания в сухом состоянии данная партия песка со стружкой золота пропускалась через концентратор с заданными параметрами работы. После получения концентрата, он обрабатывался трибромметаном, для отделения легкой фракции. Тяжелая фракция обрабатывалась спиртом для удаления трибромметана и в ней подсчитывалось количество извлеченных золотин. Если не было извлечено 100 % помещенных в песок золотин, извлеченные золотины помещались снова в песок и производилась концентрация на других режимах до тех пор, пока не менее 3-х раз не было извлечено 95–100 % золотин.

Получив оптимальные параметры работы концентратора такие же эксперименты проводились со следующим гранулометрическим классом, вплоть до класса 0,010 мм. 

Эксперименты с более мелкими частицами золота проводились не поштучно, а по весу. Эксперименты проводились аналогичным образом, только вместо штучных золотин, песок смешивался с весовым количеством приготовленных стружек золота заданных размеров с помощью надфилей с бархатными насечками и алмазной и боратовой пасты. Количество помещенного в песок и выделенного в ко-центрат золота определялось на весах OHAUS с точностью до 0,01 мг. 

Мы не имеем возможности в данной статье поместить все материалы, касающиеся описанных выше экспериментов, но наиболее интересные из них приведены ниже.

Экперимент № 1 со стружкой самородного золота размером 1,0– 0,5 мм, пленочным. Для эксперимента взято 15 кг песка с размером частиц -1,0 мм и 15 золотин, полученных на напильнике с шагом 1,5 мм.

Примечание: Производился визуальный просмотр концентрата в воде с отделением и подсчетом количества выделенных золотин. U — угол изгиба оси карданной передачи (угол наклона вала).

Выводы: 
1. На режимах U-16 (20 ГЦ, 800 об./мин. и 40 ГЦ, 1600 об./мин.) извлекается 73–93 % золотин; а на U-16 (30 ГЦ, 1200 об./мин. и 35 ГЦ, 1400 об./мин.) извлекается 100 % золотин размером от 1,0 до 0,5 мм за одну концентрацию.
2. На режимах U-8 (20 ГЦ, 800 об./мин.; 25 ГЦ, 1000 об/мин.; 40 ГЦ/1600 об./мин.) извлекается 73–80 % золотин размером от 1,0 до 0,5 мм, а на режимах U-8 (30 ГЦ, 1200 об./мин.; 40 ГЦ, 1400 об./мин.) извлекается 100 % золотин за одну концентрацию.
3. Нижним допустимым режимом работы концентратора с чистой или оборотной водой для извлечения 95–100 % золотин, размером от 1,0 до 0,5 мм за одну концентрацию при U-16 и U-8 можно считать режим 30 ГЦ, 1200 об./мин., а верхним — 35 ГЦ, 1400 об./мин.

Экперимент №2 со стружкой самородного золота размером 0,5–0,1 мм, изометричным, массивным. Вес песка 15 кг с размером частиц -0,25 мм. Использовано 20 золотин, полученных на напильнике с шагом 1 мм.

Примечание: Обработка концентрата производилась по схеме: разделение на легкую и тяжелую фракции — предварительный подсчет золотин под бинокуляром при увеличении x16 и x25 — сплавление т/фракции с КОН при температуре 350–400 °С — подсчет золоин под бинокуляром для определения % их извлечения на каждом режиме.

Выводы:
1. При выделенных режимах работы концентраторов за один проход извлечено 100 % золотин размером 0,5-0,1 мм. В остальных случаях необходима концентрация двумя последовательными концентраторами, работающими на разных режимах.
2. Извлекаемые золотины имеют максимальные размеры из тех, которые были помещены в исходную пробу.
3. Увеличение числа оборотов до 30 ГЦ способствует извлечению золота, однако этот режим критичен для концентратора.
4. Увеличение извлечения более крупных золотин, вместе с мелочью может быть достигнуто при добавлении в промывочную воду католита для создания щелочной реакции рН жидкости и снижении числа оборотов до 25–30 ГЦ при U-16. 

Экперимент №3 со стружкой изометричного, массивного самородного золота размером 0,1–0,05 мм. Для эксперимента взято 15 кг песка с размером частиц -0,25 мм и 30 золотин, полученных на напильнике с шагом 0,7 мм.

Примечание: Обработка концентрата производилась по схеме: разделение на легкую и тяжелую фракции — предварительный подсчет золотин под бинокуляром при увеличении x16 и х25 — сплавление т/фракции с КОН при температуре 350–400 °С — подсчет золоин под бинокуляром для определения % их извлечения на каждом режиме.

Выводы: 
1. При выделенных режимах работы концентраторов за один проход извлечено 100 % золотин размером 0,1-0,05 мм. В остальных случаях необходима концентрация двумя последовательными концентраторами, работающими на разных режимах.
2. Добавление «католита» в воду для сепарации в количестве 2 л на 100 л воды улучшает извлечение золота тех же размеров и на тех же режимах, но без добавления «католита». Можно считать это хорошей находкой.

Экперимент № 4 со стружкой самородного золота размером 0,05–0,03 мм, изометричным, массивным. Для эксперимента взято 15 кг песка с размером частиц -0,25 мм и весовыми количествами стружки самородного золота полученными на напильнике с шагом 0,7 мм. При концентрации в воду добавлялся «католит» при рН=14 в количестве 2,5 л на 100 л воды (около 2,5 %).

Примечание: Обработка концентрата производилась по схеме: разделение на легкую и тяжелую фракции с помощью трибромметена — отделение из тяжелой фракции магнитной фракции — прямое купелирование остатка с фильтром по авторской методике с получением золотого королька и его взвешивание для определения % их извлечения на каждом режиме.

Выводы: При указанных режимах работы концентратора за один проход с повышением числа оборотов чашки при одинаковом угле наклона вала вращения заметно увеличивается извлечение золота размером 0,1-0,05 мм. 

Экперимент № 5 со стружкой самородного золота размером 0,03–0,005 мм, изометричным, массивным, пленочным. Для эксперимента взято 15 кг песка с размером частиц -0,25 мм и весовыми количествами золота, полученными на бархатном надфиле с шагом 0,3 мм. При сепарации в воду добавлялся «католит» при рН=14 в количестве 2,5 л на 100 л воды (около 2,5 %).

Примечание: Обработка концентрата производилась по схеме: разделение на легкую и тяжелую фракции с помощью трибромметена — отделение из тяжелой фракции магнитной фракции — прямое купелирование остатка с фильтром по авторской методике с получением золотого королька и его взвешивание для определения % извлечения золота на каждом режиме.

Выводы: При указанных режимах работы концентратора за один проход с повышением числа оборотов чашки при одинаковом угле наклона вала вращения увеличивается извлечение золотин размером 0,03–0,01 мм, достигая максимума при скорости вращения чашки на критической скорости вращения чашки 1400 об./мин. при заданных (U-16) углах изгиба оси карданной передачи.

Экперимент № 6 с самородным тонко-дисперсным золотом размером менее 0,005 мм. Для эксперимента взято 10 кг песка с размером частиц -0,25 мм с весовыми количествами стружки золота, полученными на надфиле с шагом 0,2 мм и из искусственных аншлифов на зубном цементе чистого золота с помощью алмазной пасты (вручную). При сепарации в воду добавлялся «католит» при рН=14 в количестве 2,5 л на 100 л воды (около 2,5 %).

Примечание: Обработка концентрата производилась по схеме: разделение на легкую и тяжелую фракции с помощью трибромметена — отделение из тяжелой фракции магнитной фракции — прямое купелирование остатка вместе с фильтром по авторской методике с получением золотого королька и его взвешивание для определения % извлечения золота на каждом режиме.

Выводы: При указанных режимах работы концентратора за один проход с повышением числа оборотов чашки увеличивается извлечение золотин размером менее 0,005 мм от 69,19–73,23 % при скорости вращения чашки от 1000 об/мин до 84,18–85,77 % при 1600 об/мин при заданном (U-16) угле изгиба осей карданной передачи.

Экперимент № 7 с тонкодисперсным самородным золотом размером менее 0,005 мм, полученным из царсководочного раствора путем его насыщенным раствором гидрозина, после осаждения серебра (рис. 14). Для эксперимента взято 10 кг песка с размером частиц -0,25 мм и различное количество золота размером менее 0,005 мм, полученных описанным выше способом из царсководочного раствора.  Перед смешиванием золота с песком его агрегаты сразу же после приготовления и просушки взвешивались на весах OHAUS с точностью до 0,01 мг и разрушались путем щадяшего растирания в агатовой ступке совместно с пудрой соли (или сахара) до получения однородной массы. Затем золото известного веса с солью (или сахаром) тщательно смешивалось с сухим песком. При приготовлении пульпы соль или сахар растворялись, а частицы золота смешиваясь с песком, их скопления разрушались практически до единичных частиц. В микррозонде золотины, полученные описанным способом, представляют собой либо сферические, либо пластинчатые формы размером от 0,005 до 0,001 мм и меньше. В воду при концентрировании добавлялся «католит» при рН=14 в количестве 2,5 л на 100 л воды (около 2,5 %).

Рис. 14. Агрегаты горчичного субмикроскопического золота выделенного из ЦВ раствора для технологических экспериментов

Примечание: 
1. Гарантировать 100 % достверность результатов выполненных экспериментов нельзя. И, тем не менее, в результате их получены интересные данные о возможности гравитационного извлечения из руд частиц золота размером ±1–2 мкм. В частности, при вращении 100 мм чашки макимальное извлечение частиц самородного золота с гарантированными размерами менее 0,005 мм может достигать 83–84 %. При этом при концентрировании необходимо в промывочную в воду добавлять католит для уменьшения адгезии частиц золота с минералами руды.
2. Обработка концентрата производилась по схеме: разделение на легкую и тяжелую фракции с помо-щью трибромметена — отделение из тяжелой фракции магнитной фракции — прямое купелирование остатка вместе с фильтром по авторской методике с получением золотого королька и его взвешивание для определения % извлечения золота на каждом режиме.
 

Общий вывод по сепарации тонкодисперсного золота размером менее 0,005 мм и песком размером -0,25 мм

Указанные режимы сепарации были опробованы на крупнообъемных пробах песка весом 30 кг с размером частиц -0,25 мм (песок был просеян через сито 0,25 мм), в который были помещены золотины в виде стружки всех ранее примененных классов крупности (от 1,5 мм до 0,03 мм и менее). Для каждой пробы приводилась гранулометрия используемых для эксперимента золотин и вес каждого класса. Следует подчеркнуть, что указанные размеры золотин в каждом классе характеризуют их максимальные размеры. В каждой пробе доля золотин меньшего класса составляет около 30–40 % от общего веса золотин. Например, в классе золотин от 0,03 до 0,05 мм, содержится минимум 30 % золотин размером 0,010–0,020 мм, поскольку препараты золота приготавливались с помощью напильников с различным шагом насечки. Важно, что при таком приготовлении получалась стружка золота различной морфологии.

Заключение

Проведенные тестовые испытания разработанного, испытанного и усовершенствованного оборудования для наиболее эффективного дробления и максимально полного извлечения из руд благородных металлов в значительной степени отличатся от большинства применяемых в настоящее время аппаратов и способов рудоподготовки простотой изготовления и эксплуатации, мобильностью и эффективностью использования в различных (в том числе в засушливых) регионах каковыми являются центральные и южные территории Республики Казахстан с огромным дефицитом не только питьевой , но и технической воды.

Тестовые испытания режимов работы созданных концентраторов для максимально полного извлечения даже мелких и супермелких частиц золота (а следовательно, и всех благородных металлов), свидетельствуют о высокой эффективности созданного неприхотливого гравитационного оборудования, имеющего ряд существенных преимуществ по сравнению с большинством из применяющихся в настоящее время аналогов простотой в изготовлении и эксплуатации.

В завершение необходимо особо подчеркнуть, что для создания максимально эффективного золото извлекающего оборудования необходимо, прежде всего, детально изучить не только вещественный состав руд конкретного месторождения и особенности фазового состава и типоморфизма благородных металлов, но и детальные характеристики рудовмещающих матричных пород. Важное значение имеет также подробное изучение благороднометальных парагенетических ассоциаций с рудными и нерудными минералами. Следует также подробно изучить парагенетические циклы образования рудных тел на конкретном месторождении. Эти характеристики позволят не просто изготовить машины по дроблению рудных тел и извлечению золота и других благородных металлов, но и создать супер технологии максимально извлечения благородных металлов различных гранулометрических классов.  

Опубликовано в журнале "Золото и технологии" № 2/июнь 2018 г.