Золотой концентрат что это
Плавка золотосодержащих концентратов
Концентраты, полученные при переработке первичного сырья и поступающие на пирометаллургическую обработку, условно делятся на четыре основные группы:
1.Продукты гидрометаллургической переработки золото- и серебросодержащих руд и концентратов.
2.Катодные и цементационные осадки; продукты гравитационного обогащения золотосодержащих руд.
4.Шлиховое золото и промпродукты доводки шлихов; продукты обогатительной переработки серебряных и комплексных серебросодержащих руд — гравитационные и флотационные концентраты.
Указанные продукты характеризуются разнообразным вещественным составом, содержанием драгоценных металлов и объемами производства. Нередко характер производства концентратов носит сезонный характер. Все это обуславливает различие технологических схем переработки концентратов, используемого оборудования, мощности плавильных установок.
Плавка катодных и цементационных осадков
Стандартная и наиболее распространенная технологическая схема переработки катодных и цементационных осадков, получаемых на золотоизвлекательных фабриках (ЗИФ), установках кучного выщелачивания (КВ), включает две основные операции:
— прокалку (или окислительный обжиг) при t = 400÷700 °С;
— последующую плавку на лигатурное золото.
В процессе обжига концентратов протекают полная дегидратация материала, окисление неблагородных металлов, разложение сульфидов и выгорание углерода.
В случаях, когда исходные цементационные осадки характеризуются весьма высоким содержанием цветных металлов, вводится дополнительная операция кислотного выщелачивания. Исходные осадки выщелачивают в растворе кислоты, преимущественно серной, с переводом в раствор основной доли меди, цинка и других неблагородных металлов. Отфильтрованные и отмытые осадки затем обжигают и плавят.
Для плавки преимущественно используется универсальная шихта, разработанная в ОАО «Иргиредмет», обеспечивающая получение богатого лигатурного золота и образование нейтрального легкоплавкого шлака с высокой растворимостью по оксидам железа и цветных металлов и позволяющая при плавке цементационных цинковых осадков отказаться от их предварительного кислотного выщелачивания.
Переработка «золотых головок»
«Золотые головки» характеризуются наиболее сложным и вариабельным химическим составом. В институте «Иргиредмет» и непосредственно на золотодобывающих предприятиях проводились исследования и испытания по разработке и промышленному освоению оптимальных вариантов технологии переработки этих продуктов.
Наибольшее распространение в промышленной практике получила технологическая схема «окислительный обжиг — плавка огарка». По указанной технологии перерабатывают «золотые головки», сульфидные компоненты которых в основном представлены сульфидами и сульфоарсенидами железа, преимущественно пиритом (FeS2) и арсенопиритом (FeAsS). При окислительном обжиге концентратов сера и мышьяк переходят в газовую фазу в виде летучих оксидов SO2, As2O3, которые улавливаются в системе пылегазоочистки. Огарки золотых головок с высоким содержанием оксида железа (Fe2O3) плавят с получением лигатурного золота и шлака.
Золотые головки с высоким содержанием сульфидов свинца, в основном галенита (PbS), перерабатывают по подобной схеме, но полученное при плавке огарков лигатурное золото подвергают купелированию. Продуктом технологии является высокопробное лигатурное золото. Дополнительной переплавкой капелей с восстановителем получают черновой свинец.
Для золотых головок с высоким содержанием сульфида сурьмы — антимонита (Sb2S3) разработана технология комплексной переработки с получением товарной металлической сурьмы. Технология включает выщелачивание концентрата сульфидно-щелочным раствором с последующим выделением из раствора сурьмы электролитическим методом. Как выщелачивания концентрата сушат и плавят с флюсами на лигатурное золото.
Промышленная практика показала, что существенными недостатками обжиговой технологии переработки сульфидно-мышьяковых концентратов являются относительно высокая задолженность золота с мышьяковистыми пылями и возгонами (до 0,1÷0,3%) и значительные затраты на захоронение арсенатов кальция и железа. В целях преодоления этих недостатков в Иргиредмете была разработана и испытана новая безобжиговая технология переработки сульфидно-мышьяковистых золото- и серебросодержащих концентратов. В сравнении с традиционной схемой она имеет ряд существенных преимуществ. В частности, улучшаются условия труда персонала, так как в процессе термообработки смеси «золотой головки» с реагентами не требуется перемешивания шихты, сокращаются затраты на создание системы пылегазоочистки передела плавки вследствие радикального снижения выделений диоксида серы, триоксида мышьяка и пыли в газовую фазу; сокращается задолженность золота и серебра в пылях, значительно снижаются затраты на захоронение мышьяковистых отходов, при этом осадок трисульфида мышьяка может являться ликвидным продуктом.
Плавка шлихового золота
Необходимость в освоении технологии плавки шлихового золота обусловлена нуждами золотодобывающих предприятий малого и среднего масштаба в доведении технологической схемы до логического завершения — получения в качестве товарного продукта компактного лигатурного золота. Опробование лигатурного золота в слитке позволяет осуществить точное определение содержания и учет драгметаллов и сводит к минимуму ощутимую отрицательную аффинажную разницу при проведении окончательных расчетов между аффинажными заводами и поставщиками.
Как правило, плавка стандартного доведенного шлихового золота с флюсами в нейтральном режиме не вызывает особых трудностей. Получаемые шлаки измельчают и направляют в схему доводки шлихов.
Отрицательное влияние на результаты плавки шлихового золота оказывают сульфиды железа и цветных металлов, иногда присутствующие в исходном продукте. Образующаяся при плавке штейновая фаза плотным слоем покрывает верхнюю плоскость слитка лигатурного золота, что осложняет отбор пробы и анализ сплава в целом. Удаление штейна со слитка механическим путем весьма трудоемко и сопряжено с потерями драгметаллов. Для плавки шлихового золота с примесями сульфидов разработан вариант технологии, при котором в состав шихты вводится сульфат натрия и углеродистый восстановитель. Образующийся в этом случае штейн легко удаляется со слитка смачиванием в воде. Слитки лигатурного золота получаются чистые, без посторонних включений. Штейн в виде порошка накапливают и перерабатывают известными способами. Данная технология внедрена Иргиредметом в 2003 г. на предприятии в Забайкалье.
Чрезвычайно мешает плавке шлихового золота присутствие в нем осмирида — природного сплава осмия с иридием. Массовая доля осмия в нем составляет в среднем 20÷40%, остальное — иридий. Характерной особенностью этого минерала является высокая температура плавления — 2700÷2800°С и ограниченная растворимость в золоте при температуре 1100÷1200° С. Присутствие осмирида в шлиховом золоте, даже на уровне 0,5÷1,0%, осложняет плавку шлихового золота по традиционной технологии.
В ОАО «Иргиредмет» разработана и испытана в полупромышленном масштабе технология плавки шлихового золота, содержащего осмирид, которая позволяет получать однородный по составу слиток лигатурного золота, содержащий в сумме менее 0,05% осмия и иридия. Испытания показали, что разработанная технология позволяет с высокой степенью селекции разделять золото от осмия и иридия, извлекаемых в ликвидный продукт.
Переработка серебросодержащих концентратов
С самого начала XXI века возник постоянно возрастающий интерес к разработке серебросодержащих полиметаллических руд, месторождения которых находятся в северо-восточном регионе России. При обогащении руд в товарные гравитационные и флотационные концентраты извлекаются серебро и золото, а попутно с ними — сульфиды железа и тяжелых цветных металлов, в первую очередь свинца.
Необходимость в создании эффективной технологии переработки сульфидных серебросодержащих концентратов была продиктована отсутствием в регионе металлургических предприятий, способных перерабатывать подобные концентраты по пирометаллургической схеме. Разработанная ОАО «Иргиредмет» пирометаллургическая технология позволяет экономически эффективно осуществлять переработку сульфидных свинцово-серебряных концентратов непосредственно в районе их производства в сравнительно малом масштабе, начиная с объемов на уровне 2050 т концентратов в сутки.
Аппаратурное оформление плавильных переделов
Несмотря на то, что пирометаллургическая переработка концентратов сводится преимущественно к проведению двух основных операций — термической обработки материала при температуре 200÷700°С (сушки, прокалки, обжига) и плавки материала на лигатурное золото при температуре 1150÷1250 °С, аппаратурное оформление и технологическая реализация процессов на каждом предприятии осуществляется индивидуально.
Для проведения сушки, прокалки и обжига концентратов оптимальны камерные печи сопротивления.
Плавка концентратов драгоценных металлов имеет определенные особенности, вытекающие из задач минимизации безвозвратных потерь золота и серебра, получения богатого по драгметаллам слитка и шлака, с относительно низким остаточным содержанием драгметаллов в широком диапазоне производительности по проплаву. Перечисленные особенности предъявляют к плавильным установкам следующие основные требования:
-минимальное количество печных газов и возгонов, образующихся при разогреве и плавке шихты;
-минимальное количество отработанных огнеупорных материалов, пропитанных драгоценными металлами;
-эффективный подвод тепла к шихте и расплаву, отсутствие высокого градиента температур в реакционной зоне;
-благоприятные условия для отстаивания и разделения продуктов плавки;
-достаточная широта модельного ряда плавильных печей по производительности.
Многолетняя практика работы золотодобывающих предприятий и аффинажных заводов показала, что в наибольшей степени указанным требованиям отвечают высокочастотные индукционные тигельные плавильные установки, где тепловыделяющим элементом является материал графитсодержащего тигля и руднотермические печи (РТП), в которых тепло выделяется в слое шлака при прохождении через него электрического тока.
Индукционные печи эффективны для переработки наиболее богатых концентратов, таких как шлиховое золото, катодные осадки, огарки «золотых головок», суммарная массовая доля драгметаллов в которых выше 30%, при суточном проплаве до 10 кг. Необходимыми условиями их успешной эксплуатации являются должная квалификация персонала, качественное энергоснабжение с выдерживанием параметров по частоте и напряжению, наличие воды с низкой минерализацией для охлаждения, доступная связь с заводом-изготовителем для сервисного обслуживания печи, возможность приобретения качественных тиглей. Такие условия могут быть созданы практически только в условиях крупных золотоизвлекательных и обогатительных фабрик, находящихся вблизи от круглогодично функционирующих транспортных магистралей и имеющих устойчивое водо- и стабильное по частоте и напряжению электроснабжение.
Руднотермические печи наиболее эффективно применяют главным образом для плавки бедного сырья и в условиях минимального сервисного обслуживания. Их преимуществами являются:
-сравнительно невысокая стоимость и небольшие габариты,
-низкая стоимость обслуживания, так как плавка не требует тиглей и периодической замене подлежит только шамотный кирпич ванны,
-источниками электропитания служат серийные понижающие печные или сварочные трансформаторы переменного тока,
-предусмотрена возможность регулирования условий плавки (нейтральная, окислительная или восстановительная).
Перечисленные особенности руднотермических печей позволяют использовать их как на небольших россыпных предприятиях, добывающих десятки килограммов золота в год, так и в составе крупных ЗИФ с добычей золота, исчисляемой тоннами в год.
В настоящее время выпускается нескольких моделей печей разной конструкции и производительности, технические характеристики которых приведены в таблице.
Технические характеристики руднотермических печей
Цена продажи концентрата золота
Концентрат золота — это продукт, полученный из техногенных россыпей и характеризующийся содержанием благородного металла. Выражаясь иными словами, это «чёрный песок», из которого в дальнейшем извлекают мелкие частицы золота, необходимые для изготовления ювелирных украшений, стоматологических коронок, а также инвестиционных монет и банковских слитков.
26 марта 1998 года был принят Федеральный закон №41-ФЗ «О драгоценных металлах и драгоценных камнях». Он устанавливает правовые основы, регулирования отношений, возникающих в области геологического изучения и разведки месторождений драгоценных металлов и драгоценных камней, их добычи, производства, использования и обращения (гражданского оборота).
Согласно части первой статьи 21 настоящего Федерального закона, «при осуществлении разрешённых законодательством сделок оплата драгоценных металлов производится с учётом цен мирового рынка». Также в данной части указано, что цены для оплаты драгоценных камней определяются экспертным путём, с учётом цен, действующих на мировом рынке. Порядок оплаты драгоценных металлов и драгоценных камней устанавливается при заключении соответствующего договора.
Стоит отметить, что в Российской Федерации действуют биржи драгоценных металлов и драгоценных камней. Биржевые торги осуществляются в порядке, предусмотренном Федеральным законом «Об организованных торгах». Подробная информация о деятельности бирж драгметаллов и видах сделок смотрте в статье третьей Федерального закона «О драгоценных металлах и драгоценных камнях» и на главной странце сайта.
Гравитационные концентраты золота
Что такое гравитационные концентраты золота
Представляют собой зернистый материал, состоящий из крупных частиц кварца, сульфидов, сростков сульфидов с кварцем, железного скрапа и т. д. Состав концентрата и характер золота в нем зависят от вещественного состава руды.
Концентраты, получаемые из наиболее распространенных малосульфидных руд, содержат, главным образом, кварц и сульфиды (пирит, арсенопирит). Золото в этих концентратах, в основном, свободное, в меньшей степени — в сростках. Доля тонкодксперсного золота обычно невелика.
Гравитационные концентраты, получаемые из сульфидных руд, состоят преимущественно из сульфидов. Количество тонкодисперсного золота в этих концентратах может достигать значительных величин.
Как уже указывалось, одним из методов переработки гравитационных концентратов является амальгамация. Однако этот метод позволяет извлекать из концентратов только относительно крупное свободное золото.
Золото, имеющее покровные образования («ржавое» и в «рубашке»), а также тонкодисперсное золото амальгамацией не извлекается. В хвостах амальгамации остается также значительная часть низкопробного золота и золота в сростках. Поэтому извлечение золота при амальгамации гравитационных концентратов составляет обычно 70—80 %, а иногда снижается до 50 %.
Для доизвлечения золота из хвостов амальгамации часто применяют цианирование. С этой целью хвосты амальгамации после соответствующего доизмельчения направляют в общий цикл цианирования. Однако этот прием позволяет доизвлечь лишь часть золота и не решает полностью задачи. Таким образом, концентраты, полученные при гравитационном обогащении золотосодержащих руд во многих случаях относятся к категории упорных.
В отечественной практике такие концентраты обычно подвергают плавке на пирометаллургических заводах. Недостатками этого способа являются значительная стоимость перевозки и неизбежные механические потери золота при транспортировании и плавке концентрата. В связи с этим предложен ряд методов, позволяющих организовать переработку концентратов непосредственно на золотоизвлека-тельном предприятии.
Один из них заключается в плавке концентрата на веркблей с предварительным окислительным обжигом. Для сокращения количества материала, подлежащего плавке, концентрат целесообразно перечистить с получением обогащенного золотом продукта, так называемой «золотой головки». Содержание золота в перечищенном концентрате может достигать нескольких килограммов на 1 т материала. Для предотвращения образования при плавке штейна перечищенный концентрат подвергают окислительному обжигу с переводом серы, мышьяка и сурьмы в газовую фазу.
Огарок плавят на железонатриевый шлак, главными составляющими которого являются FeO, SiО2 и Na2О. По данным В. Г. Агеенкова и Я. Я. Михина, оптимальный по составу шлак содержит, ;%; 24,5 Fe, 32 SiО2, 23—33 Na2О, 10 СаО. Такой шлак позволяет вести плавку при 1000— 1200°С, обеспечивает хорошее коллектирование благородных металлов свинцом и предупреждает образование штейновой фазы.
Флюсами служат сода, стекло и бура, восстановителями — мука, крахмал или уголь. Для получения при плавке металлического свинца, коллектирующего благородные металлы, в состав шихты вводят глет в количестве 7—10 % массы огарка.
«Золото» за упорство
Итоги года в золотодобыче
Наличие упорных руд в запасах всегда снижало инвестиционную привлекательность компаний, но сейчас российский рынок на пороге переломного момента: с запуском новых перерабатывающих мощностей упорные руды могут стать настоящим мейнстримом.
Работа под давлением
Упорной называется руда, из которой золото не может быть извлечено с помощью традиционных технологий. По оценке Global Mining Research, сейчас почти треть золота в мире производится с дополнительными этапами переработки, такими как автоклавы (18%), окислительный обжиг (7%), BIOX (3%) и сверхтонкое измельчение (3%).
Первое автоклавное предприятие по переработке золотосодержащих руд было запущено в 1985 году. Сейчас в мире 15 комплексов POX, включая проекты на стадии развития. Их суммарные мощности, по подсчетам Global Mining Research, порядка 4 млн унций золота.
В России пионером автоклавной технологии был Polymetal, запустивший свой Амурский ГМК (АГМК, Хабаровский край) в 2012 году. Компания на нескольких месторождениях, сильно разбросанных географически, добывает упорную руду и производит из нее золотосодержащий концентрат. Часть концентрата вместе с покупным сырьем перерабатывает на АГМК, часть отправляет на экспорт.
Идея ТГМК, прежде всего, связана с покупным концентратом, рынок которого активно формируется, говорил в сентябре глава Polymetal Виталий Несис. Это особенно актуально в свете возможного ввода запрета на экспорт концентратов драгметаллов. У Polymetal же, напротив, даже был опыт переработки импортного концентрата.
В начале декабря после нескольких лет ожидания Petropavlovsk запустил переработку концентрата на своем первом автоклаве. Для компании это имеет первостепенное значение, ведь почти половину ресурсов Petropavlovsk составляет золото в упорных рудах (9,6 млн унций, напомнили в компании). Выпуск первого товарного золота из упорной руды ожидается в I квартале 2019 года. На втором автоклаве идет горячая пусконаладка, запустить третий и четвертый автоклавы Petropavlovsk планирует во II квартале 2019 года. Концентрат для загрузки автоклава Petropavlovsk производит на Маломыре, две линии флотации там уже работают на полной мощности. По итогам 2018 года производство концентрата, прогнозирует Petropavlovsk, составит порядка 40 тыс. тонн, содержащих 50 тыс. унций золота.
Следующий год может стать переломным для российской золотодобычи, считает Сергей Кашуба: с запуском автоклава Petropavlovsk, часть мощностей которого наверняка будет доступна для загрузки сторонним сырьем, и амбициозными планами Polymetal на рынке возникает новая реалия. Наличие упорных руд в запасах всегда снижало инвестиционную привлекательность компании, но когда появятся альтернативы для переработки и сложится рынок, наступит эпоха упорных руд.
Язык бактерий
Сурьмяный проект «Полюс» запустил только в 2018 году, продажи золотосурьмяного концентрата за границу начались в мае. Покупатели нашлись в Китае и Южной Корее. Ранее «Полюс» также говорил, что поставлял концентрат российским переработчикам, но долю РФ в поставках не раскрывал.
У исторически российской компании Nordgold есть свой комплекс BIOX на руднике Суздаль (Казахстан) с производством порядка 90 тыс. унций золота в год.
Рынок высокой концентрации
Итого комплексов по переработке упорного сырья в России пока раз-два и обчелся. Тем временем предложение российских упорных золотых концентратов продолжает расти, появились новые материалы из Красноярского края, Якутии и Амурской области, отмечает рыночный тренд Polymetal. Согласно внутренней оценке компании, в настоящее время производство золотых упорных концентратов в России составляет около 400 тыс. тонн, в следующем году прогнозируется рост на четверть, до 500 тыс. тонн и выше. Союз золотопромышленников РФ ожидает производство золота в концентратах по итогам 2018 года в объеме около 250 тыс. унций.
В 2018 году российский рынок золотосодержащих концентратов был в большей степени направлен в сторону экспорта, отмечает «Полюс». В России, напоминает компания, ограниченное количество переработчиков упорных руд (в том числе золото-сурьмянистых), к тому же у них существуют ограничения по качеству сырья. Тем временем на рынке Китая приемлемые цены и практически неограниченный спрос.
На самом деле, далеко не все сырье можно перерабатывать в России, поясняет Сергей Кашуба. Например, мощностей для переработки золотосурьмяного концентрата «Полюса» и GeoProMining или полиметаллических концентратов Highland Gold в стране нет.
«Высочайший» (GV Gold) в 2017 году запустил Тарынский ГОК в Якутии, который в том числе производит флотационный концентрат. В 2018 году весь произведенный концентрат был реализован на внутреннем рынке отечественным компаниям, рассказали в GV Gold (речь идет примерно о 29 тыс. унций золота в концентрате по итогам года). Несмотря на это, компания внимательно следит за инициативами чиновников по экспорту концентратов и включение концентратов в список стратегически важных товаров считает одним из самых знаковых событий года.
Пару лет назад была достаточно популярна идея единого центра переработки сложнокомпонентных руд и концентратов упорных руд в Якутии. Эту инициативу как раз активно поддерживал «Высочайший» и готовы были рассмотреть несколько других инвесторов Тарына (разные участки в пределах Тарынского рудного поля принадлежат разным компаниям) и ГРК «Западная».
За два года подвижек в создании якутского кластера не произошло. Сергей Кашуба, например, всегда отмечал сложность этой идеи с точки зрения энергетики, логистики и территориального разброса упорных месторождений Якутии. К тому же упорные руды сильно отличаются от месторождения к месторождению, в этом камень преткновения многих инициатив по кооперации (например, биржи концентратов).
Технологические схемы и режимы обогащения золотосодержащих руд и россыпей
Минералы золота и их технологические свойства
Золото в природе чаще всего встречается в виде самородного металла, интерметаллических соединений и минералов, содержащих золото, серебро, медь, железо, ртуть, висмут, платину, палладий, иридий, родий, и минералов — геллуридов золота. Кроме того, золото встречается в виде соединений с органическими кислотами.
Самородное золото никогда не бывает химически чистым и содержит до 50 % примесей. Присутствие посторонних примесей в золоте резко влияет на его качество и свойства. Например, мышьяк, свинец, платина, кадмий, висмут, теллур придают золоту хрупкость, что приводит к переизмельчению и ошламованию золота в процессах рудоподготовки. Кроме того, зерна самородного золота могут быть покрыты пленками («рубашками») оксидов железа и породных минералов, что существенно затрудняет извлечение золота при амальгамации и цианировании.
Крупновкрапленные золотосодержащие минералы, а также крупное и мелкое самородное золото хорошо извлекаются с помощью гравитационных процессов, но плохо флотируются и медленно цианируются. Пылевидное и частично мелкое золото плохо извлекается с помощью гравитационных процессов, но хорошо флотируется и хорошо цианируется, если не связано с теллуридами. Тонкодисперсное золото плохо извлекается не только гравитационными процессами, но и флотацией, если оно не связано с минералами-носителями. Такое золото вполне удовлетворительно извлекается только в результате гидромегаллургической обработки.
Золото, тесно связанное с сульфидами, хорошо извлекается с помощью процессов, рассчитанных на извлечение сульфидов (флотация, отсадка, концентрация на столах и т. д.). Выделение золота из сульфидных продуктов осуществляется обычно после разрушения самих сульфидов обжигом либо биохимическим способом.
Схемы и режимы переработки руд существенно зависят от минерального состава руд, их разрушаемости, наличия или отсутствия примесей, осложняющих извлечение золота, а также от размеров частиц золота. Эти и некоторые другие свойства руд в основном определяются их происхождением, по которому месторождения золотых руд подразделяют на две основные группы — коренные и россыпные. Из коренных месторождений добывают примерно 75 % золота, из россыпных — 25 %.
Золотосодержащие россыпи
В состав россыпей входят валуны, галька, песок, сцементированные цементом, состоящим из глин, карбонатов и оксидов железа. Массовая доля цемента в них может доходить до 70 %. Золото, содержащееся в цементе, имеет овальную или круглую форму.
Разработку месторождений золотосодержащих россыпей ведут обычно открытым способом, применяя дражный, экскаваторный или гидравлический метод добычи. Наиболее часто используют драги. Гидравлический способ применяют при разработке крутопадающих россыпей, размываемых гидромониторами. Экскаваторы или бульдозеры используют при разработке небольших месторождений, пески которых доставляются на установку гидротранспортом или конвейером. При разработке глубоких погребенных россыпей используют подземный шахтный способ.
Типовая схема обогащения золотосодержащих россыпей (песков) приведена на рис. 5.1
Рис. 5.1. Принципиальная схема обогащения золотосодержащих россыпей (песков)
Для дезинтеграции песков и промывки используют различные аппараты (скрубберы, бутары, скруббер-бутары, барабанные грохоты), из которых наиболее распространены скруббер-бутары. В результате дезинтеграции и промывки пески обычно делятся на несколько классов крупности, самый крупный из которых (валуны) выбрасывается сразу или после операции улавливания из него самородков. Самородкоуловители представляют собой короткие шлюзы с крупными трафаретами обычно из металлических рельсов; используют также специальные аппараты (типа «Сортекс»), срабатывающие на металлическую массу более 30—40 г. Остальной материал (эфеля), разделенный на классы крупности, поступает на гравитационное обогащение с применением разнообразно го оборудования в зависимости от крупности и свойств извлекаемого золота. Чаще всего применяют шлюзы, винтовые сепараторы, отсадочные машины, концентрационные столы, конусные и центробежные концентраторы. Первичные концентраты со шлюзов глубокого и мелкого наполнения, отсадочных машин и винтовых сепараторов подвергаются доводке с использованием гравитационных, магнитных, флотационных методов и амальгамации (рис. 5.2).
Рис. 5.2. Схема комплексной доводки золотосодержащих шлихов: МФ — магнитная фракция; НМФ — немагнитная фракция; ПП — промпродукт
В результате доводки получают золото и концентраты сопутствующих минералов, обеспечивая тем самым комплексное использование сырья.
Коренные золотосодержащие руды
Общая характеристика руд и методов их переработки
При переработке коренных руд схема обогащения определяется крупностью зерен самородного золота, составом и характером вмещающих пород, наличием и характером сопутствующих минералов. В соответствии с этим в схемах применяют различные комбинации процессов цианирования, гравитационного обогащения, флотации и радиометрической сепарации. Отличительной особенностью рудоподготовки является широкое использование процесса самоизмельчения золотых руд. Преимущества его связаны с уменьшением потерь золота со скрапом измельчающих тел, снижением расхода цианида в случае цианирования измельченных продуктов и повышением извлечения золота при цианировании.
По технологическому признаку руды классифицируют следующим образом:
Внутри каждой разновидности на схему обработки оказывает также влияние вкрапленность золота (крупная, мелкая, тонкодисперсная или полидисперсная). При наличии крупновкрапленного золота для его извлечения применяют обычно гравитационное обогащение; мелкое золото извлекается флотацией вместе с сульфидами; тонкодисперсное выделяется только гидрометаллургией (обычно цианированием). При наличии полидисперсной вкрапленности применяют сочетание гравитационных процессов с флотацией и гидрометаллургией. Радиометрическое обогащение используют в тех случаях, когда золото в рудах ассоциирует либо с кварцем (например, фотометрическая сепарация лежалых хвостов в ЮАР), либо с ураном (авторадиометрическая сепарация).
Наиболее часто применяемые при переработке коренных золотосодержащих руд принципиальные технологические схемы приведены на рис. 5.3.
Рис. 5.3. Принципиальные схемы переработки золотосодержащих руд: а — с тонкодисперсным золотом; б — с крупным и мелким золотом, связанным с сульфидами; в — с крупным и тонкодисперсным золотом; г — с крупным, мелким и тонкодисперсным золотом; д — с крупным, мелким и тонкодисперсным золотом, частично связанным с сульфидами
Технология обогащения золотосодержащих руд
Большая часть добываемых в настоящее время золотосодержащих руд относится к сульфидному типу руд, содержащих пирит, арсенопирит и, в виде примесей, небольшие количества меди, реже свинца, сурьмы, теллура и др.
Все сульфидные руды в настоящее время успешно обогащаются флотацией или комбинированным методом.
Наиболее высокое извлечение золота и сопутствующих ценных компонентов при обогащении руд достигается включением гравитационного обогащения в циклы измельчения и флотации, стадиальным измельчением и флотацией руд, применением рудно-галечного измельчения и обогащения промпродуктов в отдельном цикле с дополнительным их измельчением (на Дарасунской, Тасеевской, Березовской и других фабриках).
Важным достоинством гравитационного обогащения является не только выделение до цианирования (или флотации) крупных зерен золота, но и извлечение труднорастворимых (и труднофлотируемых) форм золота, имеющих окисленные или минеральные покровные образования. Оно позволяет также попутно извлекать другие тяжелые минералы — осмистый иридий, сульфидные минералы цветных металлов, пирит и др.
В качестве гравитационных аппаратов используют отсадочные машины, струйные концентраторы, винтовые сепараторы, концентрационные столы и шлюзы, короткоконусные гидроциклоны и центробежные аппараты.
Отсадочные машины, струйные (конусные) концентраторы и винтовые сепараторы устанавливают обычно в начале процесса для извлечения крупнозернистого золота и его сростков с другими минералами. Общим недостатком их является неудовлетворительное извлечение золота крупностью менее 0,1—0,15 мм. Эксплуатационные трудности конусных концентраторов — зарастание рабочих поверхностей конусов солями и скрапом и трудная доступность рабочих поверхностей для очистки, а винтовых сепараторов — забиваемость разгрузочных щелей. Наиболее эффективными являются винтовые сепараторы с фибергласовым желобом, футерованные полиуретановым материалом, с переменным (увеличивающимся до 400 мм к низу) шагом витков, специальным профилем винтового желоба, не требующим подачи смывной воды в желобе.
Концентрационные столы и шлюзы используют, как правило, для перечистки доизмельченных грубых концентратов или обогащения мелкозернистых, шламовых золотосодержащих продуктов. Лучшие результаты в рудном цикле достигаются на столах с малой высотой рифлей — 5 мм, а в цикле доизмельчения грубых концентратов, где содержание свободного золота выше, с большей их высотой — 10 мм. Гравитационный сепаратор — шлюз (типа «Duplex»), обладающий высокой степенью концентрации, позволяет заменить две операции, осуществляемые на шламовых концентрационных столах.
Получаемые на фабриках золотые гравитационные концентраты содержат значительное количество сульфидов и кварца. Их можно отделить от свободного золота методами магнитогидродинамической или магнитогидростатической сепарации. Средой для разделения является парамагнитная жидкость (например, водный раствор хлористого марганца плотностью 1,4 г/см 3 ), помещенная в электромагнитное поле с напряженностью 22 тыс. эрстед.
На некоторых фабриках (например, на фабриках «Балейзолото», «Дарсунзолото», «Запсибзолото», «Уралзолото» и др.) гравитационные концентраты, содержащие большое количество породы, доизмельчаются и обогащаются на концентрационном столе или флотацией.
Кварцевые руды могут обрабатываться прямым цианированием, однако и для этих руд комбинированная схема обогащения, включающая гравитационное обогащение, стадиальную флотацию и последующее цианирование или плавку получаемых концентратов, может успешно конкурировать с прямым цианированием.
Флотация как единственный процесс переработки руды (или в сочетании с гравитационным обогащением) предпочтительнее прямого цианирования исходной руды, если она обеспечивает извлечение золота не менее 90 % при степени концентрации золота более 3.
Для флотационного извлечения золота используются обычные при флотации сульфидов реагенты (ксантогенаты, аэрофлоты, сульфат меди и пенообразователи). Для повышения извлечения золота в трудных случаях могут быть использованы сложные реагентные смеси, собирателями в которых являются меркаптаны и имидазолины, или смесь высших меркаптанов с пенообразователем (например, реагент «Orfon»), В некоторых случаях для получения золотосульфидного концентрата могут быть использованы амины. Достоинством их является то, что они не затрудняют последующее цианирование концентрата, как это присуще ксантогенатам.
Селективную флотацию используют также для выделения перед цианированием мешающих процессу растворения примесей, например, графита, углеродсодержащих сланцев и др. При этом в качестве собирателя применяют нефтяные углеводороды, а для депрессии легкофлотируемых алюмосиликатов, как правило, фосфаты (например, тетрапирофосфат).
Анализ показывает, что на золотоизвлекательных фабриках флотацию применяют обычно в сочетании с гравитационными методами обогащения и цианированием. Довольно часто применяют, например, гравитационно-флотационные схемы, включающие флотацию хвостов, промпродуктов, концентратов с тонковкрапленным золотом, шламовых фракций, богатых золотом.
Флотация может использоваться также для удаления из руды вредных для последующего цианирования таких примесей, как сульфиды мышьяка, сурьмы, селена и теллура. Поскольку вредное влияние этих сульфидов уничтожается обжигом, но обжиг всей руды обходится дорого, то руда подвергается коллективной флотации с извлечением в концентрат сульфидов и золота. В обжиг и на последующее цианирование поступает только небольшое количество коллективного концентрата. При наличии в золотых рудах минералов меди, также оказывающих вредное влияние на процесс цианирования, получают коллективный медно-золотой концентрат, направляемый в плавку.
Применение флотации позволяет повысить комплексность использования руд с извлечением из них кроме золота других ценных компонентов (меди, серебра, свинца, барита, урана, селена, теллура и др.). Например, применение флотации после цианирования позволяет доизвлекать теллуриды золота и золотосодержащий пирит, для активации их флотации пульпу обрабатывают в специальных условиях сернистым газом при pH 6,3. После самопроизвольного увеличения pH до 7 и дополнительной активации медным купоросом в результате флотации получают золотопиритно-теллуровый концентрат, который после обжига может быть снова направлен на цианирование.
При флотации золотосодержащих медных и полиметаллических руд режим устанавливают таким образом, чтобы максимальное количество золота флотировалось в медные или свинцовые концентраты, из которых оно легко извлекается при металлургическом переделе. Этому способствует, например, применение бесцианидных методов флотации. Однако технологические особенности руд и существующие режимы обогащения, оптимальные для извлечения основных металлов, не всегда позволяют решить проблему повышения извлечения золота без организации его извлечения из пиритных концентратов (после их обжига). В отдельных случаях из общей массы пирита удается выделить богатый золотосодержащий продукт, проводя флотацию при pH 9,5 в содовой среде с добавками сернистого натрия.
Для глинистых руд оптимальной является схема, предусматривающая разделение измельченной руды на пески и шламы, флотацию песковой части и цианирование флотационного концентрата и шламовой части руды.
Технология переработки получаемых золотосодержащих концентратов
Наиболее рациональным способом переработки богатых медь- и золотосодержащих концентратов следует считать плавку на медный штейн в рудных электротермических печах специально подготовленных концентратов и шихт.
При переработке других сульфидных концентратов наиболее распространенной операцией для вскрытия золота перед их цианированием является окислительный обжиг. Режим и стадиальность обжига определяют исходя из конкретного химического и фазового состава исходного сырья. Однако наметилась тенденция для отдельных групп концентратов автоклавного выщелачивания при повышенных температурах и давлениях.
Так, амальгамационная технология переработки гравитационных концентратов в настоящее время заменяется цианированием в интенсивном режиме — в крепких растворах цианида в автоклавах под давлением кислорода или интенсивным цианированием в 2 %-ном растворе цианида в камере с введением кислорода или перекиси водорода. Из растворов золото извлекают электролизом.
Автоклавная технология используется также для переработки упорных флотационных сурьмянистых и мышьяковистых золотосодержащих концентратов.
Новым направлением в переработке золотых руд и концентратов является применение биохимических методов. Оно обусловлено тем, что цианирование сульфидных золотосодержащих продуктов проходит обычно медленно в связи с медленным разрушением сульфидов. Использование для этих целей предварительного обжига осложняется образованием легкоплавких соединений, связывающих золото. Поэтому необходимо применение процессов разрушения сульфидов при пониженных температурах. Это удается сделать, используя различные бактериальные культуры.
При переработке золотомышьяковых концентратов с тонкой вкрапленностью золота в сульфидах эффективным является применение бактериального выщелачивания (простота оформления процесса, низкие капитальные и эксплуатационные затраты) для окислительного разложения золотоносных сульфидов. Основными микроорганизмами являются бактерии Thiobacillus ferrooxidans.
Тионовые бактерии, окисляя сульфидные минералы (арсенопирит и пирит), разрушают их кристаллическую решетку и тем самым высвобождают тонкие частицы золота из сростков, обеспечивая при дальнейшем цианировании высокое (до 90 %) растворение золота, в то время как без такого окисления извлечение не превышает 30—50 %.
Разработанная в России схема переработки мышьяковистых флотационного и гравитационного концентратов с получением продукта, пригодного для плавки включает в себя:
Технология полного вскрытия золота обеспечивает снижение содержания мышьяка в золотосульфидном концентрате с 9,6 до 1,55 %. Расход реагентов составляет: CaO — 28 кг/т, H2SO4— 97 кг/т и NaHS — 25 кг/т.
Новым направлением в этой области является использование термофильных бактерий «сульфолобус», что позволяет повысить температуру выщелачивания до 60 °С и увеличить за счет этого показатели по сравнению с использованием бактерий Thiobacillus ferrooxidans при 30 °С. Если извлечение золота цианированием из природного материала составляло 5,5 %, а с применением Thiobacillus ferrooxidans — 55,5 %, то после обработки материала бактериями «сульфолобус» при температуре 60 °С оно возросло до 91 %.
Для переработки упорных золотосодержащих концентратов, характеризующихся тесной ассоциацией золота с сульфидами (в том числе мышьяка и сурьмы), разработаны следующие новые методы:
Технология цианирования золотосодержащих руд и концентратов
Для извлечения тонкодисперсного золота обогатительные процессы становятся неэффективными, если золото не связано с минералами-носителями. В таких случаях для извлечения золота в качестве основного процесса обработки применяют цианирование. Попытки использовать другие растворители, например тиомочевину, тиосульфат аммония, тиокарбамид, или применить обжиг с последующим выщелачиванием соляной кислотой в сочетании с окислителями (перекисью водорода) не получили промышленного развития из-за более высокой стоимости процесса по сравнению с цианированием.
Цианирование представляет собой процесс выщелачивания золота в растворах цианида в присутствии кислорода:
Процесс осуществляют в щелочной среде, создаваемой СаО (pH 11— 12). Для цианирования используют растворы цианистого натрия, иногда кальция и реже калия. На скорость перехода золота в раствор влияют форма и чистота поверхности, минеральный состав продуктов и руд. Примесями, осложняющими процесс, являются углистые вещества, сульфиды меди, сурьмы и мышьяка, шламы.
На практике применяют в основном два способа: кучное и чановое выщелачивания. Первый процесс используют для бедных и забалансовых руд; второй — для рядовых и богатых руд.
Из цианистых растворов золото извлекают несколькими способами. Наиболее старый из них — осаждение золота цинковой пылью (15—20 г/м 3 раствора) в результате протекания реакции
Для повышения скорости реакции и снижения расхода цинка необходима тщательная очистка раствора от взвесей и обескислороживание.
Более современным направлением извлечения золота из растворов является сорбционная технология. «Уголь в колонне» и «уголь в пульпе» (CIP) — два основных варианта осуществления этой технологии.
По первому из них цианистый раствор, очищенный от взвесей, пропускают сквозь ряд колонн (5—6), установленных последовательно и заполненных активированным углем (АУ), адсорбирующим соединения золота из раствора. Процесс обеспечивает высокое извлечение золота, но требует больших расходов на организацию предварительной очистки раствора.
По второму варианту сорбционной технологии (процессу CIP — «уголь в пульпе») золото извлекается на частицах угля крупностью 1— 3 мм, загружаемого непосредственно в пульпу. Пульпа при этом последовательно проходит через 4—6 чанов, в каждом из которых время пребывания пульпы составляет около 1 ч. Частицы угля выделяются из пульпы «противоточным грохочением», направляются на десорбцию золота в богатый элюат, из которого оно выделяется электролизом. Уголь после десорбции проходит операцию регенерации и возвращается для повторного использования.
Практика работы предприятий показала, что оптимальными параметрами сорбции из пульп являются: pH 10— 10,5; концентрация NaCN — более 0,015 %; крупность зерен АУ — 1—3,35 мм; плотность пульпы — 40—45 % твердого. Высокая плотность пульпы приводит к всплытию более легких, чем рудные, зерен угля, а чрезмерное разжижение пульпы является причиной скапливания АУ в придонных частях сорбционных аппаратов.
Сорбцию проводят в чанах с механическим (при тонком измельчении руды) или воздушным (при грубом измельчении руды) перемешиванием в четыре (реже больше) стадии (в зависимости от содержания золота в руде). Длительность каждой стадии 1 ч.
Для отделения АУ от пульпы используют вибрационные сита (для грубоизмельченных пульп), неподвижные сита с воздушной очисткой отверстий (дня тонкоизмельченных пульп) или погружные сита со шпальтовыми сетками производительностью 40—75 м 3 /(м 2 ·ч) пульпы.
Извлечение золота по второму варианту (процессу CIP) несколько меньше в связи со шламуемостью угля и его потерями с хвостами цианирования. Однако он на 11— 13 % экономичнее первого варианта за счет отсутствия в нем операции отделения жидкости от твердого. Еще экономичнее (на 35 %) процесс кучного выщелачивания, но он дает еще более низкое извлечение и поэтому применяется исключительно для бедных и забалансовых руд.
Для десорбции золота с насыщенного угля наиболее широко используют горячие щелочные растворы цианистого натрия. На предприятиях, перерабатывающих большое количество угля с высоким содержанием золота, применяют преимущественно регенерацию в автоклавах. Это позволяет сократить в 4— 10 раз время десорбции золота с угля и в 5—7 раз расход реагентов, по сравнению с десорбцией в динамических условиях.
Извлечение золота из элюатов осуществляют обычно электролизом на катодах из нержавеющей проволоки. Нагруженные золотом катоды направляют на плавку. В настоящее время начинает широко применяться электролиз с углеграфитовыми электродами.
Кальцирование поверхности угля в процессе сорбции вызывает необходимость кислотной промывки или реактивации угля при нагреве до 600—650 °С без доступа воздуха, что обеспечивает полное восстановление сорбционных свойств угля.
Активированный уголь не является селективным сорбентом: присутствующие в растворах медь, цинк, никель, кобальт, свинец, мышьяк и другие примеси также адсорбируются на активированном угле, затрудняя последующие операции переработки элюатов. Поэтому применение ионообменных смол для сорбции золота из цианистых пульп и растворов является альтернативным процессом угольно-сорбционному.
Обычно используются два типа смолы: сильноосновной, но не селективной, или слабоосновной, но селективной к золоту смолы.
Практика длительной работы предприятий бывшего СССР основана на использовании первого типа смол для сорбции золота из пульп с последующей селективной, многоступенчатой десорбцией примесей и золота со смолы. Однако сопоставление преимуществ и недостатков слабо- и сильноосновных ионообменных смол свидетельствует о преимуществе последних, особенно в сочетании с десорбцией золота тиомочевиной и регенерацией смолы раствором сульфата железа. Кроме того, их применение позволяет устранить вредное влияние ртути, когда ионообменную технологию используют для предварительной очистки жидкой фазы от ртути в угольно-сорбционном процессе.
Использование ферритизированных сорбентов (смол) позволяет существенно сократить себестоимость процесса сорбции золота из растворов.
Методом снижения вредного, стабилизирующего шламы и коллоиды действия растворимых органических соединений являются повышенные расходы извести в измельчение.
Кучное выщелачивание золотосодержащих руд
В настоящее время наиболее выгодным вложением средств в золотодобывающую промышленность является освоение технологии кучного выщелачивания (КВ) золота из руд небольших месторождений, бедных и забалансовых руд, лежалых хвостов обогащения и некоторых вскрышных пород. В течение одного года можно получить товарный металл в виде слитка, капитальные вложения в КВ несравненно ниже, чем в фабричную технологию, себестоимость добычи в несколько раз ниже, чем при эксплуатации фабрики.
Технология КВ в зависимости от технологических свойств минерального сырья позволяет извлекать от 50 до 90 % золота и от 26 до 65 % серебра при исходной массовой доле соответственно от 0,8 до 8 г/т и от 5 до 50 г/т. Для ряда месторождений извлечение золота методом КВ сопоставимо с показателями переработки сырья по традиционной фабричной технологии.
Кучное выщелачивание ведут на дробленой руде крупностью 10—25 мм, уложенной в штабели (отвалы) высотой 1,8—6 м на непроницаемой площадке, путем орошения руды сверху рабочим цианистым раствором. Дренируя сквозь руду, растворы затем собираются в отстойники и направляются на выделение золота путем сорбции на АУ или на цементацию цинковой пылью. Продолжительность выщелачивания — до 40 сут. Извлечение золота — от 30 до 90 % в зависимости от вещественного состава руды. Переработка глинистых или измельченных руд и руд с большим содержанием мелочи включает в себя предварительную агломерацию руды перед укладкой ее в кучу с помощью добавок в руду цемента.
Грануляцию мелкой руды (или измельченных хвостов прошлых лет) проводят в дисковых или барабанных грануляторах. Оптимальный расход известково-цементной смеси (в соотношении 1:1) составляет 10 кг/т руды при влажности ее 20—25 %. Окатыши выдерживают для упрочнения в течение 24 ч. Скорость просачивания достигает 15 м 3 /(м 2 ·ч).
При кучном выщелачивании капитальные затраты снижаются примерно на 68 %, а эксплуатационные — на 34 % по сравнению с технологией чанового выщелачивания и цементацией золота цинком. Применение этого процесса экономически целесообразно при содержании золота в руде до 0,78 г/т (при цене 10 долл, за 1 г).
В настоящее время введена в промышленную эксплуатацию установка КВ золота из окисленных руд Васильковского месторождения, намечено строительство промышленных установок КВ золота из руд Покровского, Майского, Светлинского и других месторождений, отрабатывается технология КВ руды ряда месторождений Якутии и Забайкалья (Дельмачик и др.). Технология базируется на использовании оборудования, материалов и реагентов, производимых предприятиями России. Конечной продукцией технологической схемы является золото в виде слитка.
Цианид наряду с высокой эффективностью и избирательностью является высокотоксичным веществом, требующим при использовании строгого соблюдения техники безопасности и разработки мероприятий по охране окружающей среды — создания непроницаемых оснований площадки под КВ, учета образования осадков, возможности разрушения штабеля и т. д.
Для этого в основаниях куч используются полимерные покрытия высокой прочности и большой толщины, в том числе из материалов, которые способны «самозалечиваться» при разрывах или проколах, геотекстиль совместно с геомембранным покрытием или плотная бентонитовая глина между слоями геотекстиля.
Для материала, не образующего большого количества рудной мелочи и достаточно прочного, применяют метод отсыпки самосвалами с последующим выравниванием и глубоким рыхлением. В случае непрочной или дробленой, а затем окомкованной руды применяют метод кучной отсыпки. После выщелачивания первого слоя в обоих случаях укладывают последующие слои. В последние годы распространение получили методы конвейерной укладки.
Из систем орошения, обеспечивающих равномерную фильтрацию раствора, в настоящее время используют заводнение, нагнетательные разбрызгиватели (эмиттеры) или оросители (типа «Вигглер» и «Вобблер») с расходом цианида 0,1—0,5 кг/т.
Эмиттеры устанавливают последовательно на оросительной трубе, помещенной на глубине 20—25 см в штабеле руды. Они имеют извилистый канал, проходя по которому раствор теряет давление и в виде капель равномерно орошает материал.
В суровых условиях Забайкалья найден путь поддержания температуры рабочих и продуктивных растворов в зимний период на уровне +6…+7 °С, сохранения обменной емкости анионита и показателей извлечения в результате теплоизоляции поверхности (пенополимером на основе мочевино- формальдегидной смолы, пенольдом из воздушно-водяной смеси с пенообразователем и полиакриламидом или слоем горно-рудной массы), теплозащиты раствороподающих и дренажных коммуникаций (слоем минеральной ваты и т. д.), применения заложенных в слой рудной массы оросительных устройств, подачи в слой руды реагентов в туманно-капельном состоянии, использования глубинных дозаторов и капельного орошения для снижения льдообразования.
Серьезной помехой при КВ является процесс осадкообразования (в основном карбоната и сульфата кальция), что приводит к резкому снижению скорости фильтрации растворов в штабеле, потере подачи насосов, закупорке головок оросителей, основания площадки и поровых каналов сорбента. Для предотвращения осадкообразования используют полимеры ингибирующего действия — полиакрилат, полиметакрилат, полимелиновый ангидрид. Помимо ингибиторов обычно подают дисперсанты — вещества, изменяющие потенциал поверхности кристалла (различные хелатообразующие соединения).
В решении проблем обезвреживания цианидов и разработки требований к КВ с точки зрения охраны окружающей среды намечается переход от щелочного хлорирования — старейшего способа разрушения цианистых соединений — к более эффективным и экономичным при КВ способам: естественному обезвреживанию, орошению «истощенного» штабеля водой, применению перекиси водорода и окислению смесью воздуха и диоксида серы, сульфата двухвалентного железа, бактериального разложения цианидов, комбинированию химического и биологического процессов.
Новые нетоксичные растворители золота
Из новых нетоксичных растворителей золота наибольшее внимание уделяется тиомочевине, обладающей следующими преимуществами, по сравнению с цианидом: более высокая (до 10 раз) скорость растворения; меньшее вредное влияние ионов примесей в растворах; меньшая коррозионная активность.
Установлена перспективность применения тиомочевины при переработке упорных руд, глинистых руд, при кучном и подземном выщелачивании.
Растворение золота и серебра ведут кислыми (лучше серно-кислыми) растворами тиомочевины в присутствии окислителя (лучше сульфата трехвалентного железа). Извлечение золота из упорных сульфидных руд и концентратов должно проходить в две стадии — предварительное окисление под давлением в автоклавах и последующее выщелачивание тио- мочевиной. Однако внедрение этого процесса пока затрудняется из-за более высокой стоимости реагента, окислительного разложения его в процессе, а также сложностей выделения золота из рабочих растворов на активированных углях.
Наряду с тиомочевиной исследуют в качестве растворителя золота тиосульфат аммония для руд «упорных» к цианированию из-за повышенных содержаний марганца, меди. Этот растворитель эффективен в присутствии ионов меди.
Определенную роль при извлечении золота могут играть гетеротрофные микроорганизмы, продукты метаболизма которых могут образовывать металлоорганические соединения, т. е. выступать в присутствии сильных окислителей в роли растворителей золота.