Исследование золотосодержащих руд в металлургической лаборатории I Томского Технологического Института Текст научной статьи по специальности «История и археология»

ЗТосЬящается памяти проф. уТъЬа у}ь6о6ича ЗКоЬе.

ИзслМобаюе золошоссЭержащш руЭъ 6ъ Металлургической ^Лаборатории 1 Жомскаго Шехшогаческаго Института.

уТ. }/1остобичъ и Лазухихъ.

I.

• Введете

Для извлечешя золота изъ золотосодержащихъ рудъ въ настоящее время пользуются пиро—и гидрометаллургическимъ способами. ПирометаллургическШ способъ заключается въ плавке рудъ и примЬ-нимъ въ томъ случае, если въ рудахъ на ряду съ благородными металлами содержатся медь или свинецъ въ количествахъ, достаточ-ныхъ для полнаго извлечешя благородныхъ металловъ. 1Три плавке м-Ьдь и свинецъ являются, такъ называемыми, коллекторами золота и серебра и посл'Ьдше концентрируются въ мЪдномъ штейне или верк-блее, дальнейшая переработка которыхъ совершается по извъстнымъ, установившимся въ металлургической практике способамъ.

Экономическая возможность плавки определяется составомъ рудъ и рядомъ мЪстныхъ условШ, каковы, напр., видъ и стоимость топлива, стоимость механической энергш, рабочихъ рукъ и т. д.

Въ случай применимости плавки лабораторныя изследовашя сводятся лишь къ определешю качественнаго и количественнаго состава матер1аловъ, подлежашихъ плавке.

Гидрометаллургичесюе способы включаютъ амальгамашю и ша-нироваше, основанныя на растворимости золота въ ртути и шанистомъ калш. При примененш эгихъ способовъ всякая руда требуетъ индивидуальной промышленной обработки, такъ какъ количество извле-каемаго золота зависитъ отъ состава, характера руды и условш ея обработки. Схема и услов1я обработки данной руды, наиболее ращо-нальныя въ техническомъ и экономическомъ отиошешяхъ, могутъ быть установлены при лабораторномъ изследованш небольшого количества вещества при одномъ лишь условш, что это последнее пред-ставляетъ действительную среднюю пробу, отвечающую по своему составу всей массЬ матер1ала, подлежащаго обработке. Такъ какъ

индивидуальность матер!ала, напр., руды, полностпо проявляется въ средней пробе и, такъ какъ при лабораторномъ изследоваши весь процессъ обработки можно разбить на отдельный стадш, что сильно облегчаетъ работу изслЬдователя и даетъ возможность подметить рядъ фактовъ, ускользающихъ отъ внимания изслЪдователя при работ^ съ большими массами, то' предварительный лабораторнмя изслЬ-довашя рудъ, подвергающихся амальгамацш или щанированно, являются не только целесообразными, но и необходимыми для установления схемы и подходя щихъ услов!'й обработки данной руды.

Опьпы показали, что системитичесюя, научно поставленный испыташя, проведснныя въ лабораторномъ масштабе съ небольшими пробами, даютъ возможность съ достаточной для практики степенью вероятности предрешать результаты валовой обработки матер!ала въ заводскомъ масштабе. Металлургическая практика знаетъ не мало случаевъ, когда были затрачены болььшя деньги на сооружеше заводовъ, работа которыхъ оказалась экономически, совершенно невыгодной въ виду установления процесса, пригодность котораго не была предварительно выяснена лаборагоръыми изследовашями. Эти несложный и не-дррогш по выполнешю изследовашя, число которыхъ, вообще, не велико, могли ^ы избавить предпришя отъодпибокь и значительных!» потерь среде 1въ, труда и времени. Поэтому въ странахъ съ развитой горнозаводской промышленностью ни одииъ, на[ф., щ&нистый заводъ или обогатительная фабрика не сооружаются безъ того, чтобы руды, подлежащей обработке, пе были предварительно всесторонне изследо-вааы въ лабораторномъ масштаба. Порядркъ исп:-4Т8шя рудъ, напр., такйвъ. . Иачща кпд*.. Лробъ въ несколько килограммовъ и, когда характерный особен .ости руды изучены, ставить опыты сь 50 -100 -кгр. руды, и, иаконецъ, особой но.., при серебряньыкъ рудахъ или рудахъ, проявляющих;!? упорный характеръ, следующей с¡.зюей испытан ¡я является ущьщшй заводь для обработки не.сколькихъ юмнъ руды. Результат, дрб^тм.е при н.0Д|рбныхъ иеиыташях-ъ, служка г£ и.С^рваи1Смъ для уетацрвлетя рзц^надьной схемы обработки^ данной

РУДЫ. .¿мякни «ЭДВвЖЭМЮП .,<гяог.ви;о-п.к нот*»

Необходимость предвари¡едьныхъ испыташй рудъ не достаточно еще сознана среди широкихъ кру^овъ нщпихъ иромышленниковъ и даже- лицъ, руководящие .¡технической стороио.й предиржтш. Сл4>д-стыэд-ъ эта/о является у ,иасъ ^¡гцюш-ь а р/;домь строятся за-

&дя обрабртки ру-дъ по ноцродум^иным^-, .^ало це.?есо.образньшъ лла.мъ, либо СЛИШКОМ'К слойкиымъ и дорогимъ, ; Л^бо примитизно-просгы?лъ. • П.ри этоэдъ въ. (: о^оъв схемы лежать не данныя предварительного исследован;» рудъ, а подражание существующимь образцам ь и шаблонамь въ виду, либо нздпЧ'ф нъкоторато сходства данной руды рь другими рудами, кохорыя обрабатываюгея по заимствованной схеме, либо стремление кь дешевизнН обработки. Въ большин-

стве случаевъ все это ведегь къ обратнымъ результатамъ к.;и сопряжено съ хищничествомъ и растратой естественныхь рудныхъ бо-г.атствъ страны.

Другой причиной малой распространенности у нзсъ предвари-гельныхъ лабораторкыхъ испытаний рудъ является незнакомство съ методами испыташй и отсугств1е соответствующей литературы на русскомъ языке. Правда, почти въ каждомъ англшскомъ руководстве по металлурга золота или спещальнымъ процессам ь, напр., щанировашю имнотся сведЬшя о методахъ предварительна™ испы-тан!я рудъ, но свЬдешя эти отличаются, либо краткоепю и слищкомъ общимъ характеромъ. либо приводятся авторами безъ надлежащей критики, иначе говоря, просто переписываются изъ другихъ аналогич-ныхъ руководствъ безъ экспериментальной проверки.

Опиеаще! методовъ лабораторнаго изследовашя золотосочержа-щихъ рудъ, примЬвдемыхъ въ Металлургической Лабораторпт I Том-скаго Технологического Института, составляетъ содержание настоящей статьи. Необходимо однако указать, что въ настоящее время въ дабораторш не представляется еще возможнымъ' производить полныя и системагичесюя изследовашя рудъ, тзкъ какь оборудован ¡е лабо-датррш для специальной цЬли, начатое глишь вь 1913 г. при наличности весьма исдосгаточныхъ средс;въ, еще не закончено, къ тому же, въ 1914 году началась война, что сильно затормозило дЬло обо-рудовашя лабораторш за невозможностью получить необходимые при боры и машины, заказанные сисщальнымь заграничнымъ фирмамъ.

Въ- основе прин^гаго плана oбopyдoвaиi<л лабораторЫ лежало следующее, положеше. Современная практика промышленннаго опробования и лабораторные изследованш рудъ основывается на взятш правильной средней пробы, которая путемъ систематическаго сокращен!я можетъ быть доведена до сравнительно небольшого количества въ сто «ли болЬе килограммовъ. Дальнейнля испытания 1<о[,\\7Ъ съ успЬхомъ производиться с;ъ этимъ небольшимъ количествомъ руды на приборахъ лабораторнаго типа и масштаба. Поэтому заранее исключалось оборудован ¡е лаборагорш большими установкам^ въ заводскомъ масштабе, такъ какъ это громоздко', дорого и не имеетъ за собою никакихъ пре-имуществъ *). ¡. > 1.1'

II.

Аиальгамацм. , '

Общ1я замгънан1я. Извлечете золота по мощно амальгамацш основано на свойстве металлического золота давать довольно прочные растворы или сИ'лавы съ ртутью, называемые амальгамой. Последняя

*) Этоть взглядъ разд^тястъ также пнж. М. Ф. Ортинъ. См. Ж. Р. М. О., 1915, б 13

\

механически отделяется отъ пустой породы промывкой. Успешность амальгамащи зависитъ отъ полноты и продолжительности контакта между частицами золота и ртутью. Контакгъ можетъ быть осуществленъ двояко, а именно, при измельчеш'и руды въ присутствж воды и ртути или при пропусками« струи рудной мути, такъ называемой пульпы, по амальгамированными меднымъ лнетамъ, называемымъ шлюзами. Поэтому различаютъ внутреннюю и вн'Ьш гаю амальгамацпо. При внутренней амальгамащи ртугь заливаютъ въ измельчающий приборъ, напр.,' въ б'Ьгунную чашу, при внешней амальгамащи измельченная руда выносится водой изъ измельчающего прибора и въ виде точкой струи пропускается по шлюзамъ. У насъ применяют!» въ большинств-Ь слу-чаевъ оба указанныхъ способа одновременно, хотя вопросъ о применены внутренней или внешней амальгамащи долженъ быть установленъ экспериментально для каждой руды. Если внутренняя амальгамащя увелпчиваетъ извлечете золота, то она необходима, въ противномъ случае излишня.

Амальгамащя является весьма важнымъ предварительнымъ про-цессомъ при обработке рудъ, содержащихъ свободное, металлическое золото, не ассошированное съ сульфидами. Въ такомъ случае большая часть золота можетъ быть извлечена непосредственно амальгама-щей и для, такъ называемыхъ, свободно-амальгамирующихся рудъ извлечете золота достигаетъ 60- 80%. Для извлечешя золота, оставшаяся въ хвостахъ отъ амальгамащи, необходима обработка послед-нихъ помощпо щанировашя.

Вопросы о необходимости амальгамащи вообще, и о томъ, къ какому процентному извлечение золота надо стремиться при обработке данной руды амальгамащей, являются чисто экономическими и встрЬ-чаютъ на практике различное решеше.

ИзвЬстно, что при достаточно тонкомъ измельчеши свободно-амальгамирующихся рудъ, содержащихъ даже крупное золото, можно перевести руду въ такое состояше, при которомъ щанировашемъ безъ предварительной амальгамацш можно извлечь почти все золото, заключающееся въ руде и предварительная амальгамащя оказывается излишней. Иногда такая обработка уместна, но въ большинстве слу-чаевъ она оказывается экономически менее выгодной, чемъ амальгамащя съ последующимъ щанировашемъ, благодаря следующимъ об-стоятельствамъ. Во 1-хъ, подобная обработка связана съ большой стоимостью предварительная тонкаго помола руды, во 2-хъ, предпр1ят!е теряетъ проценты на золото, которое реализуется при щанировгшш гораздо медленнее, чемъ при амальгамащи и, въ 3-хъ, амальгамащя является пока наиболее простымъ, легко выполнимымъ и дешевымъ способомъ извлечешя золота. Въ вилу большой ценности последняго, въ практике золотого дела установилось положеше, согласно которому

хотя бы частичная реализация золота должна преследоваться по возможности въ самой ранней стадш процесса обработки руды. *

Вотъ почему амальгамащя, являясь въ техническом!» отношеши процессомъ мало совершеннымъ, до сихъ поръ пользуется наиболь-шимъ распространешемъ среди гидрометаллургическихъ способовъ обработки золотосодержащихъ рудъ.

Ш.

Лабораторныя M3MiAGBaHifl, относящаяся къ процессу амальгамами.

Лабораторныя изследовашя ммЬютъ цЬлью установить процентное извлечете золота изъ данной руды и наиболЬе подходяЩ1я усло-в1я обработки последней. Лабораторныя изследовашя должны дать ответы на слЬдуюнпе вопросы:

1, каково содержаше золота въ рудЬ;

2, каково процентное извлечете золота, достижимое при амаль гамацш руды;

3, необходимы ли внутренняя или внешняя амальгамащя, или оба процесса совместно;

4, каково содержаше золота въ хвостахъ отъ амальгамации; отъ этого содержашя за висит ь решете вопроса о даль нейшей обработке хвостовъ;

5, каковы количество сульфидовъ (концентратЬвъ) въ руде и ра-спредЬлешс золота между колчедапистой и неколчеданистой частями руды. Количество концентратовъ и относительное ихъ богатство опре-деляютъ необходимость, какъ отделёшя концентратовъ до амальгамацш, такъ и ихъ самостоятельную обработку.

Процентное извлечете золота, достижимое при амальгамацш данной руды, зависитъ отъ следующихъ обстоятельства

1, отъ состава и характера руды,

2, отъ вида и формы золота въ руде,

3, отъ величины зерна руды или степени ея измельчешя.

4, отъ величины поверхности и наклона шлюзовъ въ случаЬ лишь внешней амальгамацш,

5, отъ плотности пульпы или отношешя веса воды къ nbcy руды при амальгамацш.

Пос/гЬдшя два услов1я, а разно и некоторыя друпя детали мо-гутъ быть окончательно установлены лишь при опытахъ въ заводскомъ масштабе.

Составь а харпктеръ руды, равно какъ видъ и форма заключающаяся въ руде золота могутъ быть определены помощью химическаго и минерзлогическаго анализовъ средней пробы измельченной руды. Отъ поступающей въ лабораторий для испыташя средней пробы руды отбираю гъ путемъ последовательна™ измельчешя и сокращэшя пробу

на уменьшеше въ количестве 500—¡000 гр. Проба измельчается въ шаровой или дисковой мельницЬ до такой степени, что вся она проходить черезъ сито 150 серш I. М. М, Отдельны я порцш измель ченной пробы подвергаются тщательному опробование, качественному, количественному и минералогическому анализамъ. При количественпомъ анализе определяются не только тк компоненты, которые находятся въ руд'Ь въ преобладающемъ количестве, но также и тЬ, количество коихъ, хотя и весьма мало, но. которые въ сильной степени вл|'яют-ь на результаты амальгамацщ. Таковы, напр., медь, сера, мышьякъ, сурьма, серная кислота въ свободном* и связанномъ видЬ. Какъ известно, разложившиеся сульфиды и растворимые въ воде сульфаты выЗызаютъ болезнь ртути, ея пемзоваше, зелененге амальгамирозан-ныхъ листовъ и все это уменьшает* извлечение золота и увеличиваетъ потери или сносъ ртути, реактива довольно дорогого.

Микроскопическое изучеше материала, въ связи съ микрохимиче-скимъ его анализомъ, является весьма существенньшъ способомъ для выяснешя минералогическаго состава руды, характера зеренъ, формы и вида золота. По данным* мик рос ко п и чес ка го анализа можно, до некоторой степени, предугадывать результаты амальгамацш.

Величина зерна руды, является наиболее важнымъ фактором*, определяющимъ результаты амальгамацш. Амальгамащя является про-, цессомъ растворешя; скорость и полнота растворешя золота въ ртути зависятъ отъ степени полноты и продолжительности контакта между частицами металлическаго золота и ртутью. Полнота контакта определяется степенью измельчена руды. Измельчеше руды имеет* целью освободить частицы золота отъ механической связи съ заключающими ихъ минералами и обнажить металлически частицы золота. Измельчеше руды должно вестись лишь до той максимальной величины зерна, при которой получается достаточно высокое, при данныхъ услов!яхъ, извлечете золота. Наиболее выгодная степень измельчешя определяется лишь экономическими услов1'ями, главнымъ образо?иъ, стоимостью измельчешя и способомъ дальнейшей обработки хвосговь отъ амальгамацш. На практике степень измельчешя рудъ для амальгамацш варш-руетъ въ широкихъ пределахъ отъ 9 до 60 отверстш въ 1 лин. дюйме.

Лабораторныя изследовашя могутъ указать, при какой величине зерна данная руда даетъ максимальное извлечете и какъ распределяется оставшееся въ хвостахъ золото между зернами различной величины. Для этой цели производятъ ситовой анализъ измельченной руды, то-есть, разсеиваютъ ее по величине зерна по классамъ и опре-дЬляютъ содержаше золота въ каждомъ классе. Эта операщя называется фиксировашемъ золота по классамъ. Фиксируя золото по классамъ до и после амальгамацш, мы по разнице въ содержанш золота получаемъ необходимый данныя для подсчета извлечешя по классамъ. Очевидно, наивыгоднейшей величиной зерна, въ смысле процентная

извлечешя,будетъ та, которая показываетъ максимумъ извлечешя золота.

Ситовые анализы занимаютъ весьма важное мЬсто при вс'Ьхь ме-тодахъ лабораторнаго из'следовашя рудъ й поэтому не лишнимъ будешь дать укёаашя о томъ, какъ ситовые анализы производятся.

IV.

Нормальны» сита.

Величину зерень измельченной руды обозначаюсь числомъ отвер стш въ 1 линейномъ дюйме сита, черезъ которое зерна проходятъ. Но терминъ „число отверстий въ одномъ тинейиомъ дюимЬ" не определяетъ еще действительную величину зерна. Последняя зпвиситъ отъ длины свободнаго промежутка между проволоками сита или величины отверспя сита. Последняя, въ свою очередь, зависитъ етъ д'тметра проволоки. Такъ, напр., продажныя сетки съ 20 отверспями въ одномъ линейномъ дюйме дклаются изъ проволокъ 16 различиыхъ д1аметро^ь отъ

0.0095 до 0,032 дм. Сито съ 20 отверспями или сито „20", приготовленное изъ проволоки д1аметра 0,0095 дм., имеетъ отверстия въ 0,0405 дм. въ то время, какъ такое же сито изъ проволоки д1аметра 0,032 дм. имеетъ отверспя въ 0,018 дм. Такимъ образомъ, въ сите „20" при 17 различныхъ Д1аметрахъ проволоки огъ 0,0095 до 0,032 дм. величина отверстш варшруетъ отъ 0,0405 до 0,018 дм., и мы мо-жемъ получить, пользуясь этими ситами, имеющими точно 20 отверстш въ линейномъ дюйме, 16 различныхъ размеровъ зеренъ --„20", при чемъ наибольшее зерно будетъ въ 2'Д раза больше наименьшего. Для предотвращен!« такого разнообраз1я въ конструкцш ситъ на практике были установлены и приняты нормы для изготовлешя ситъ, применяемыхъ въ пробирномъ деле при ситовыхъ анализахъ.

Пробирныя сита изготовляются изъ железной, латунной, бронзовой или медной проволоки. Beb отверспя въ кзждомъ сите должны быть совершенно одинаковы и иметь точную форму квадрата. Проволока не должна изменять своего положешя или скользить при работе сита. Въ основа устройства серш или набора ситъ должно лежать какое либо определенное отношеше между размерами отверстш въ двухъ последующихъ номерахъ ситъ. Это определенное отношеше должно оставаться постояннымъ во всей серш ситъ и, называется основашемъ или модулемъ данной серш. Такимъ образомъ, сер1я нормальныхъ ситъ представляетъ шкалу точно измЪренныхъ отверстш, увеличивающихся или уменьшающихся по определенному закону во всей серш.

Въ настоящее время общепринятыми считаются две серш ситъ: cepin Tyler (Tyler Standard Screen Scale) и сер1я ситъ Института Гор-наго Дела и Металлургш въ Лондоне, короче обозначаемая cepieft

1. М. М. (Institute of Mining and Metallurgy).

Сита Tyler'a приготовляются фирмой W. S. Tyler (Cleveland, Ohio Соед. Шт. С'Ьв. Америки) и, какъ отвечакшця научнымъ требовашнмъ, особенно рекомендуются профессором* Р. Ричардсомъ (Richards). Сита Tyler'a приняты въ Соед. Шт. СЬв. Америки и применяются тамъ для сиговых* анализов* на обогатительных* фабриках* и въ пробирных* лаборатор.яхъ.*) Модулем* cepin принять у Г= 1,414, рекомендованный въ свое время Риттиигеромъ въ его труде по обогаще-нпо рудъ. Исходнымъ является сито съ 200 отверепями въ 1 лин. дм.; длина и, следовательно, ширина отверспя этого сига равна 0,0029 дм. и ш 0,074 мм. Вся сер!я состоит* изъ 18- ситъ съ отвер-стдями отъ 0,0029 лм. до 1,05 дм. Въ этой cepin д1аметры отверстш въ двухъ последующих* ситахъ находятся в* отношеши 1, 414; так*, напр., длина отверспя въ сите „8й въ 1,414 раза больше, чЬмъ въ сите „10" и въ i. 414 раза меньше, чем* в* ситЬ „6\

Въ таблице I приведена cepifl нормальных* ситъ Tyler' а.

ТАБЛИЦА I. Нормальный сита Tyler'a.

Величиина отве>>стЬ| (Модуль /2г" 1,414) i - v И -г i-i i Число отверстШ въ одйомъ лиаейномъ д'юймЪ. Д1амстръ проволоки въ дюймахъ.

ДМ. мм.

¿i П

1,050 0.742 0,525 0,371 0, .'63 0,185 0,131 0,093 • 0,065 0,046 0,0328 0,0232 0,0164 0,0116 0,0082 0,0058, 0,0041 0,0029

26,67 18,85 13,33 9,423 6,680 4.699 3.327 2,362 1,651 1,168 0,833 0,589 0,417 0,295 0,208 0,147 0,104 0,074

i

0,149

0,135

0,105

0,092

3 0,070

4 0,065

6 0,00с

8 » 0,032

10 0,035

14 . 0.025

20 ч. 0,0172

28 0,0125

35 0,0122

48 0,0092

65 0,0072

100 <4 1 0,0042

150 0,0026

200 0.0021

*) Proceedings Amer. Soc. Testing Material?, Yol. S cale Sieves Made to a Fixed Ratio.

XIII, (1913). G. A. Disbro. Screen—

Восемнадцати ситъ cepin Tyler'a достаточно для обычной лабораторной практики. Для более полныхъ ситовыхъ анализовъ въ cepiio включены между ситами „65" и „200* еще три п ром ежу то ч н ы хъ сита съ 8Ü, П5 и 170 отверстиями. Эти сита образуютъ дополнительную

cepiio ситъ съ отверстии отъ 0,0029 дм. (тито „200") до 0,0032 дм. i

(сито „65"); модулемъ этой cepin служить j/2 =1,189.

Въ табл. II приведена cepin дополнительныхъ ситъ Tyler'a.

ТАБЛИЦА II. Дополнительная cepia ситъ Tyler'a

• Величина отверспй, 4 . •V' J--' ■ Число отверспй въ Дшметръ прово-

модуль у'2 1,189 линей». дюймЪ. локи, дм.

дм. мм.

0,0082 0,208 65 0,0072

0,0069 0,175 80 , 0,0056

0,0058 0,147 100 .0,0042

0,0049 i | 0,124 ¡15 0,0038

0,0041 0,104 150 0,0026

0,0035 0,088 170 0,0024

0,0029 0,074 I 200 0,0021 |

Въ Англш и иа континенте, въ частности, въ Россы принята cepin ситъ I. М. М. *).

Какъ было указано выше, терминъ „число отвер тШ въ одномъ линейиомъ дюйме" не опредЬляетъ еще истинную величину огверспя въ сите, а, следовательно, величину зерна. Для определения посл1;д-ней надо указать величину отверс ¡я или число отверснй въ линей -номъ Дюйм'Ь- сита и д!аметръ проволоки. I. Л. М, предвидя неудобство такого обозначешя величины зеренъ, принялъ следуюпця нормы, который легли въ .основу конструкцш cepiH нормальныхъ лаборагор-пыхъ ситъ:

1, огверспя въ ситахь квядратныя;

2, въ каждомъ сите д1аметръ проволок.1 рави'нъ величине от-верспя;

3, сумма площадей всЬхъ отверстш въ каждомъ сите или живое сЬчеше сита составляетъ 25% «.¡тъ всей площади сита;

*) Trans. Jnstisution Min. >fetallurgy Yol.'XX, (1910), 486. Metallurg. Chemie. Eng-

JO

4, произведете числа отверстш аъ линейяомъ дюйме въ каждомъ сите на длину отверспя есть величина постоянная и равна 0,5. Следовательно, при п отверспяхъ въ 1 линейномь дюйме величина отверспя въ

0 5

любомъ ситЬ серш = — дм. Модуль ситъ f. М. М. не постояненъ и

колеблется между 1,258 до НЗЗ. Во всей cepin семнадцать ситъ съ числомъ отверстш отъ 5 до 200 въ одномъ линейномг дюйме. Въ таблице III приведена сер!я нормальных* ситъ I. М. М.

ТАБЛИЦА III Cepifl нормальныхъ лабораторныхъ ситъ I. М. М.

Число отверстий въ ли-нейн. дюймЪ. Величина отвереш. Д1аметръ проволоки. Живое сЬчеше сита въ %

дм. мм. дм. мм.

5 0,10 2,54 0,10 2,54 25,0

8 0,062 1,574 0,063 1,600 24,60

10 0,050 1,270 0,050 1,270 25 0

12 0,0416 1,056 0,0417 1,059 24,92

10 0,0312 ' 0,792 0,0313 0,795 24,92

20 0,025 0,635 0,025 С,635 25,0

30 0,0166 0,421 0,0167 0,424 24,80

40 0,0125 0,317 0,0125 0,317 25,0

50 0,010 0,254 0,10 0,254 25,0

60 0,0083 • 0,211 0,0083 0,211 24,80

70 0,0071 0,180 0,0071 0,180 24,70

80 р 0,0062 0,157 0,0063 0,'.60 . 24,60

90 0,0055 0,139 0,0055 0,139 24,50

100 0,005 0,127 0,005 0,127 25,0 \

120 0,0042 0,107 0,0041 0,104 25,4

150 0,0033 0,084 0,0083 0,084 24,5

200 ! Г 0,0025 0,063 0,0025 0,063 ; , » 25,0

Хотя сита I. М. М. нашли широкое распространеше на практике, но они имеютъ некоторые существенные недостатки.

Такъ какъ для лабораторныхъ ситъ Д1аметръ сита, изъ практических* соображений, дЬлаютъ не больше 8—10 дм., то желательно иметь въ CíÍT-fa возможно большую рабочую или сеющую площадь для ускорен in работы просЬивашя. Въ ситахъ же I. M. М. эта сеющая площадь составляет* лишь 25% отъ всей площади сита и 75% последней являются нерабочей или мертвой площадью. .Приняпе столь малаго живого Сочешя въ ситахъ объясняется стремлешемъ I. M. М. увеличить устойчивость проролокъ въ плетенш и предотвратить ихъ смещеше или скольжеше, для чего прй конструкцш ситъ была выбрана более толстая проволока, что естественно уменьшило живое efe-nenie ситъ. Другимъ недостаткомъ ситъ I. М. ОД. надо признать отсут-CTBie въ нихъ иостояннаго модуля.

Въ самое последнее время въ Соед. Шт. Сев. Америки предположено ввести „метрическую" cepiro ситъ *). Въ апреле 1916 года съездомъ представителей американскихъ техническихъ и инженерныхъ обществъ, созваниымъ по инищативе Bureau of Standards, принята нормальная сер1я ситъ. Шкала въ этой серш метрическая. Основнымъ является сито съ величиной отверепя въ 1 мм. Модулемъ для ситъ съ величиной отверстий отъ 1 до 8 мм, принятъ ]/2 =1,4142, для ситъ съ отверспями меньше 1 мм. ^/'2=1.1892. Сита обозначаютъ по ве личине отверепя, выраженной въ мм. Во всей серш 25 ситъ, съ величиной отверепя отъ'8 до 0,044 мм. и числомъ отверстш отъ 2,5 до 330 въ одномъ липейномъ дюйме.

Обратимся теперь къ ситовому анализу.

V.

Ситовой анализъ.

Ситовой анализъ производится сухимъ или мокрымъ путемъ, вручную или помощью автоматически дЬйствующихъ приборовъ.

Анализъ сухимъ путемъ заключается въ томъ, что определенную навеску измельченной руды, обычно 100 гр., просеиваютъ последовательно черезъ рядъ ситъ и взвешиваютъ матер1алъ, остающШся на каждомъ сите и прошедшш черезъ последнее сито. Продуктъ, остающШся на сите, обозначаютъ соответствующимъ № сита со знакомъ-f-, просевъ обозначаютъ № сига со знакомъ—.

Матер1алъ насыпаютъ въ самое грубое изъ выбранной серш ситъ, сито вставляютъ въ соответствующей поддонъ, закрываютъ крышкой и встряхиваютъ. Черезъ каждое сито матер1алъ просеиваютъ до отказа. При этомъ сито стараются сохранить въ горизонт^льномъ поло-женш, такъ какъ при наклоне сита черезъ отзерспя послЬдняго мо-

') Bulletin Amer. Inst Min. Eng. june, 1917, 945. A. Standard Sereen Scale for Tesing

Sieves.

тутъ пройти прнзматическш или цилиндрический частицы, поперечное с-Ьчеше которыхъ меньше или равно отверстпо сита, но длина которыхъ можетъ значительно превосходить отверепе посл-Ьдня о. Для ускорешя работы и разбивашя комьевъ при просЬиванш въ сито кла-дутъ иногда грузы (\vashers) въ в-чдЬ деревянных'ъ или жел-ЬзныхЪ пластинокъ сь гладкими поверхностями. Эгн грузы, оказывая давлеше на частицы, облегчаютъ ихъ прохождеше черезъ сито. Но примкнете полобныхъ грузовъ не рекомендуется, такъ какъ они способствуюгь прохожДешю черезъ сито призматическихъ или цилиндрических ь ча-стицъ, напр.. длинныхъ нитей золота, серебра или мъди, прежде чЬмъ последе ¡я будут-}, достаточно измельчены. Кроме того, грузы дефор-мируютъ сито. Всо это" вводить ошибки въ результаты опробовашя продуктовъ ситового анализа.

Факторами, заставляющими зерна матер1ала проходить черезъ сито, являются интенсивность, продолжительность и число сотрясенш въ ч диницу времени. Просеизаше вручную даетъ только постоянную продолжительность трясешя и, конечно, не вполне точно, такъ какъ точный учетъ всЬхъ перерывовъ въ работе сильно удлинилъ бы всю операцйо проскивашя. Обыкновенно просЬивлше вручную производягь одновременно черезъ одно, а не наборъ изъ ньсколькпхъ ситъ.

Механическое просеиваше даетъ возможность сделать вл1яше указанныхъ выше факторовъ одинаковымъ для всехъ классовъ и результаты ситового анализа независимыми огъ в>)ли оператора, а потому болЬе правильными. Для механическаго просеивашя въ лабораторш пользуются приборомъ, изготовляем ымъ фирмой \У. 8. Ту]ег въ Кливленде. Приборъ состритъ изъ платформы, подв'шенцой на пружи-нахъ и приводимой въ сильное сотрясете огъ спец1адьнаго электромотора. Въ приборе укрЬпляютъ набору сигъ, вставленныхь одно зъ другое телескопически, и всю систему приводятъ въ сотрясете въ течете опреде^еннаго перюда времени, регулируемаго автоматически дЬйствующммъ выключателемъ тока. Влтше личности здЬсь совершенно устраняется и одновременно производится разсвиваше 400 500 гр. матер1ала па 6—8 ситахъ, что сильно сокращаетъ продолжительность ситового анализа.

Микроскопическое изучеше продуктовъ сухого просеивашя пока-зываетъ, что значительная часть крупныхь зерепъ инкрустирована наиболее мелкими частицами материала, такъ называемыми иломь и такимъ образомъ, отделение частиць другъ огъ друга по величине зерна не достаточно совершенное.

Для усгранежя этого явлешя и получешя чистыхъ продуктовъ, навкску матер1ала, в'^ятаго для ситового анализа, иногда взмучиваютъ съ избьпкомъ воды и слшилогь мутную коду со взвешенными частицами ила. Операцпо псвторяютъ до полнаго удалешя ила, пока декан-

тацюнйая сода не станетъ достаточно чистой и прозрачной. Деканта-щонпымъ 'водам* даютъ отстояться, спускаютъ помощш сифона прозрачную воду, осадокъ переносят!, .ча фильтр*, даютъ стечь воде и просушивают* на железном* или чугунном* противн*. В* качестве фильтра в* лабораторш пользуются квадратной деревянной рамой, укрепленной на четырех* ножках*. На раме натягивается холщевый фильтръ, на который кладется фильтровальная бумага. Осадки сушЗт* вм^стЬ съ бумагой, легко отделяющейся от* сухого ила. Отмытые и высушенные матер]'алы (песокъ и илъ) взвешиваютъ и подвергаютъ порознь ситовому анализу.

Снособъ предварительной промывки матер1ала съ целью удале-шя „аморфнаго" ила и получешя чистыхъ классовъ рекомендуется также U. S. Bureau of Mines *j, но этотъ способъ все же не вполне достигает* цели, такъ какъ микрЬскопическое изучеше продуктовъ ситового анализа показываетъ, что на крупных* чэстицахъ остается еще много мелочи, а главное, какъ показали опыты и въ нашей лаборатории, предварительная промывка до сиювого анализа час,о совершенно из-меняетъ результаты опробовашя отдельных* классовъ, доказательства чему будутъ привевены ниже. Вотъ почему нельзя рекомендовать этотъ способъ **)

Ситовой анализъ мокрымъ путемъ производится следующим* об-разомъ. Сито с* навеской руды опускается на половину высоты в* сосудъ съ водой. При осторожном* поднятш и опускаши сита создается ток* воды, которым* и протягиваются частицы матер1ала черезъ сито. При болыномъ количестве иловъ въ матер!алЬ вода въ сосуде становится мутной, но муть не мешаетъ использовать ту же воду для дальнейшей работы. Оставшшся на сите продуктъ промываютъ въ новой порц'ш воды до получешя прозрачной промывной воды, которой пользуются для промывки продуктовъ, остающихся на следующихъ ситахъ. При матер1алахъ, содержащих!» много иловъ, выгоднее сразу отмыть ила черезъ самое мелкое сито; способъ выполняется, какъ опи" сано на. стр. 12, но муть профильтровывают* черезъ сито„200." Продуктъ, ирошедшш черезъ первое сито, пропускаютъ черезъ следующее и опе-рацно повторяютъ со всей cepieñ ситъ. Этотъ способъ даетъ совершенно чистый матер1алъ, но требуетъ для своего выполнешя много времени.

Кроме того, необходимо отметить, что, какъ то показали лабора-торныя изеледовашя, сухое и мокрое просеиваше даютъ не совпадаю-1ше результаты.

Фиксироваше золота по классамъ. Для фиксировашя золота по классамъ производятъ предварительно ситовой анализъ 100 гр. руды.

*) Min. Sei. Press. Yol. 115, (1917), 236.'

**) Min. Sei. Press. Yol. 115, (1917),344,

По полученнымъ даннымъ о предал лют ь, сколько матер1ала нужно взять, чтобы въ каждомъ классе получилось ие меньше 100 гр.—количество, достаточное для двухъ тигел&ныхъ пробъ на золото. Взв-Ь-сивъ все классы, определяюсь въ каждомъ изъ нихъ содержаше золота и производятъ микроскопический анализъ каждаго класса. Это даетъ весьма полезный указашя, какъ о характере зеренъ въ каждомъ классе, ихъ форме и составе, тзкъ и форме видимапо золота.

Результаты ситовыхъ анализовъ сводить въ видЬ следующей примерной таблицы (см. табл. IV.).

ТАБЛИЦА IV. Ситовой анализъ и фиисироваже золота по классамъ.

НАВЪСКА......гр.

Среднее содержай1е золота........золоти, въ 100 пуд.

Класс ь1.

Количество

0/ /о

гр

Содержание золота въ 100 пуд.

!Г

золоти. Ъ

Общее количество золота вь классЬ а. Ь

ЗОЛОТИ. 100

РаспредЬле-же золота по классамъ въ %.

М ■) 1

т г. аса -

аал /дон "- к г»

VI.

. | |р 1

> 1 . .>Д1

гмйцо' оя

• н:,', е.: онч т". •.30'"

;1Ц

|Г1 Г,<

( ;

0пред£леже количества сульфидовъ или концентратовъ въ руде.

Для Ьтогр .определения въ лабораторш пользуются способомъ промывки на лбтк'е, или въ ковше.. Операцш требуетъ некоторой ловкости и ботьшого"опыта, и производится слёдующимъ образомъ. ^

Широки сосудъ, напр., эмалированное ведро или глазированный горшокъ наполняюсь на 3/* гюдой, Высота сосуда должна быть достаточной для свободнаго погружено? лотка или ковша. Сосудь ставится подъ водопроводный кранъ. НавЬска руды въ 500—1000 гр., небольшими лорщямй въ 50—70 гр!,' взмучивается съ водой въ ковщЬ; нос-. лЬднш держатъ надъ водой въ щирокомъ сосуде. Встряхивашемъ и врашательнымъ движешемъ ковша и ча.стымъ погружешемъ его въ воду стараются смыть более летя частицы ила и песка. Постепенно,

по мере удалешя последнихъ, увеличиваюсь наклонъ ковша. Остав-. . 1 • . нлеся концентраты смываюсь въ отдельный сосудъ и оие;рашю повто-

ряютъ со следующими портами руды до промывки всей навески. Собранные концентраты окончательно, промываюсь, высушиваютъ, взвешиваюсь и опробоваюгъ. Этитъ путем ь в аясняютъ количество суль-

фидовъ и распредЪлеше золота между сульфидами и неколчеданистой частью руды, что очень важно для рЪшешя вопроса о необходимости концентрацш руды и отдельной обработке концентратовъ.

Для отделешя сульфидовъ можно было бы пользоваться тяжелыми растворами, применяемыми въ минералогическомъ анализе, каковы, напр., i од истый метиленъ съ уд. в. 3,33, борсвольфрамовокислы кад-:.нй съ уд. в. 3,28 и т. д. Но большая дороговизна этихъ препаратов* исключаетъ возможность пользоваться ими для концентрации большихъ количесгвъ матер1ала, напр., 1—2 кгр., что часто необходимо въ виду малаго содержзшя сульфидовъ въ матер1але.

VII.

ОпредЪлеже количества ила въ измельченной руде.

Часто необходимо установить количество ила, коллоидальнаго или кристзллическаго въ руде, измельченной въ данномъ приборе. Для этой цЬли пользуются лабораторными концентраторами, дающими, со. гласно литературныхъ указашй, хоропле результаты; но въ нашей ла. бораторш такихъ концентраторов* пока нетъ. Наиболее простым!» способомъ опредЬлетя количества иловъ, не требующим* специальных* приборов*, является следующш. Навеску средней пробы руды взму-чиваютъ съ 4—5-ти кратным* количествомъ воды въ цилиндрическом* сосудЬ. После отстаивашя въ течеше 30 60 секунд* мутную воду со взвешенным* иломъ дек'антируютъ въ особый сосудъ. Олерацпо взму-чивашя и декантащи повторяютъ со свежими порщями воды до гехъ поръ, пока декантатъ не будетъ свободенъ отъ взв-Ьшённаго ила. Отмытый отъ ила мате'р1алъ просушиваютъ и взвешиваютъ. Декантащон-ныя воды после отстаивашя сливают*, сгусгивиийся ил* отфильтровывают*, сушат* и взвешиваюг*. Опробоваше Лесков* и Ила укажет* на распределеше золота между этими продуктами.

VIII. '

ОпредЪлеже максимальна™ извлечена при амальгамами.

Определеше мзксимальнаго извлечешя, т. е., извлечения при вну. трен ней и внешней амальгамацм прои^зодигся .вь ддбор^то(р1и в* фарфоровой ступке д1аметромъ,20—25 см. или чугунной шаровой мель-

цицН>. .

Руда измельчается до 40 —60 отверстш и 'путем* .сокращения от*

нея отбирается средняя проба для опоед^лешя содержашй золота. Предварительно о пред Ьл я j гея общая кислотности измельченной руды, т. е., то количество щелочи', обычно СаО, которое необходимо для'нейтрализации серной кислоты, как* свободной, та;«ь и связанной съ металлическими окислами в* видЬ сульфатов*. Сульфаты некоторых*

«

металловъ. какъ, напр., железа, меди, цинка, марганца и другихъ, находягшеся въ окисленныхъ или выветрившихся рудахъ, ухудшаютъ амальгамацпо, способствуя заболевание pTyti-i и ея пемзованио или вызываюсь при амальгамации na шлюзахъ образоваше налета, или пленки на активной зеркальной поверхности амальгамированныхъ листовъ. Это въ значительной степени понижаесь извлечен!и золота изъ рудъ, какъ показали следующие опыты F. Thomson' а и' К. Keffer' а*)

Для опытовъ служила кварцевая руда, измельченная до 40 отвер-стш и содержавшая 2,49 унцш свободнаго золота въ одной тонне. (12, 7 золот. въ 100 пуд.). Пульпа съ отношешемъ жидкаго къ твердому 8:1, пропускалась по м'Ьдному листу,амальгамировянному чистой ртутью, повторно до тФхъ поръ, пока содержаше въ хвостахъ отъ амальгама-цш более не понижалось. Къ пульпе последовательно прибавлялись FeSO*. MnSOi, Z11SO4 въ количестве 5%. по весу сухой руды. Смесь подвергалась амальгамацш, подобно чистой руде и были получены сле-дуюине результаты:

Составъ пульпы Извлечете золота въ %%

Чистая руда 76,9

-f 5% ZnSO< .... 55,2

+ 5% SiiiSO* .... 43,0

+ 5% FeSOi .... 43,4.

Эти цыфры показываютъ, на сколько вредно присутств1е раство-римыхъ сульфатовъ въ руде.

ОпредЬлеше общей кислотности описано ниже, въ главе о щани-рованш.

Въ ступку всыпаютъ 500—1000 гр. средней пробы измельченной руды, прибавляюсь по расчету СаО и постепенно изъ мернаго цилиндра столько воды, чтобы получилась густая пульпа. Требуемое количество воды зависитъ отъ характера руды и определяется путемъ опыта-Густота пульпы имеесь большое значеше для правильной амальгамацш. При слишкомъ густой, мало подвижной пульпе ртуть не можетъ равномерно распределиться по всей массе и нельзя достигнуть достаточна™ контакта между капельками ртути и зернами руды. При жидкой пульпе ртуть быстро проходит^ черезъ слой руды и собирается въ отдельныхъ мЬстахъ на дне чашки. Перетирашемъ пульпы разсеять ртуть, не удерживаемую рудой, не удается.

Пульпа перемешивается пестомъ до однородной консистенцш и къ ней прибавляютъ ртути въ количестве 5—10% по весу руды. Пульпу растираюсь въ течеше двухъ часовъ. После этого въ ступку прибавляютъ избытокъ воды, перемЬшиваютъ жидкую пульпу для того, чтобы ртуть могла собраться въ крупныя капли на дне чашки-

*) .Metallurg Chemie. Eng. Yol XIII, 1915, p. 367.

Тогда руду отмываютъ отъ ртути на ковше или на кругломъ лоткё Ричардса (м. рис. 1), стараясь, но возможности, отмыть мельчайиля капли ртути. Последнюю собираютъ въ фарфоровой чашке, промывают* струей воды, воду тщательно отделяют* помощш фильтровальной бумаги, ртуть высушивают* при 60--700 и взвешивают*. Потеря въ весе ртути показывает*, на сколько тщательно произведена отмывка. Отмытую руду или хвосты отделяют* отъ воды декан-тащей, фильтровашемъ и просушивашемъ. ПослЬ взвешивашя хвосты перемешиваютъ, просеиваютъ черезъ сито 20—30, при чемъ ec b комья растираютъ. Отъ хвостовъ отбираюгъ среднюю пробу, измельчают* ее до—120 или -150 отверстш и подвергают* опробование. По содержаний золота въ хвостахъ опредЬляютъ извлечеше. Последнее можно определить также по количеству золота, перешедшаго въ амальгаму изъ данной навЬски руды. Для этого необходимо отогнать ртуть или растворить ее въ азотной кислоте. Эти операцш требуютъ много времени, спещальныхъ приборовъ и связаны съ неизбежными и весьма серьезными потерями золота, если принять во внимаше, что концентра" щя последняго въ амальгаме весьма мала.

Амальгамация въ шаровой мельницгъ. Для амальгамацш въ лабо-раторш служить шаровая мельница, изображенная на рис. 2.

Порядокъ работы следующш. Въ мельницу загружаютъ 2—3 кгр. измельченной руды, тремуемое по расчету количество СаО и столько воды, чтобы получилась густая пульпа, въ которой могли бы задерживаться капли ртути. Количество воды зависитъ отъ состава и характера руды и варшруетъ отъ 20 до 40% отъ вЬса руды. Количество воды лучше всего устанавливается опытнымъ путем.ъ, для чего въ ступку засыпаютъ 100 гр. руды и при помешиванш прибавляютъ воду изъ мернаго цилиндра до получешя пульпы требуемой консистенши. Расходъ воды определяется отсчетомъ оставшагося количества ея въ мерномъ цилиндре.

Ртути берутъ отъ 8 до 10% по весу руды. Ртуть заливаютъ изъ. небольшой бутыли, горлышко которой обмотывается холстомъ. Проходя черезъ холщевый фильтръ, ртуть разбивается на мельчайиля капли и равномерно распределяется по поверхности пульпы. Для пе-ремешивашя последней въ мельницу кладутъ два чугунныхъ шара и по закрытш загрузочнаго люка мельница приводится въ вращеше со скорост1ю 30—40 оборотовъ въ минуту въ течеше двухъ часовъ. За-темъ черезъ отверспе а въ мельницу заливаютъ несколько литровъ воды для разжижешя пульпы и продолжаютъ вращать въ течеше., примерно, 5—10 минутъ. При этомъ большая часть ртути собирается и можетъ быть спущена по открытш пробки.

Если нЪсъ отмытой ртути значительно разнится отъ икса загруженной, то хвосты отъ амальгамацш снова перемываюсь.

Хвосты отдЪляютъ отъ воды и иодвергаютъ опробованпо, какъ s^ro описано при амальгамацш въ ступке. Чо содержа hi ю золота въ хвостахъ вычисляютъ процентное извлечете.

При амальгамацш ртуть часто пемзуется, т. е., разбивается на мельчайпля капли, потерявиля подвижность и не соединяющаяся въ одно ц'Ьлое, что объясняется образовашемъ на поверхности ртутныхъ капель пленокъ изъ постороннихъ веществъ.

Сильное пемзоваше ртути наблюдается при наличности въ руде сульфидовъ тяжелыхъ металловъ. Для оживлешя Такой ртути прйбав-ляютъ къ ней немного кр'Ьпкаго раствора KCN, NaOH и слабо нагрЬ-ваютъ. Иногда номогаетъ прибавление азотной кислоты.

Таковы способы опред'Ьлешя максимальнаго и:';?лечешя при амаль гамащи руды данной степени измельчешя.

Ама'льгамащя иа шлозгь. Для определен i я извлечен ¡я золота при внешней амадьгамацж въ лабораторш пользуются мЬдпымъ, амаль-гамированнымъ шлюзомь, изображеннымь на рис. 3. Весь процессъ является имитащей амальгамацш иа шлюзахъ.

Въ сосудъ А, служащей пульпообразователемъ, вливается вода и засыпаются измельченная руда и известь въ требуемыхъ количествахъ. Пульпа перемешивается чегырехлоластной мЪшалкой В, приводимой въ движение отъ мотора и дЬлающеп 600—800 оборотовъ въ минуту. Перемешивайте не прекращается въ продолжеше. ашльгамацш.

Пульпа черезъ тубусъ сосуда и трубку лоступаегъ иа амальгаматор ь. Скорость струи регулируется зажимома для равномЬрнаго распредНлешя пульпы по листу у доливки иослк/цняго устроенъ под-вижной. иорогъ, опускашемъ и подняпемъ котораго можно изменять толщину слоя пульпы. Амальгаматоръ представляет^ собою медный листъ длиною 100 см., шириной 36 см. и толщиною въ 2 мм.

Подготовка амальгаматора производится следукнцлмъ образомъ. *) Листъ отжигаюсь, затемъ края его гю длиннымъ сторонамъ загибаютъ п'одъ угломъ въ 90° такъ, чтобы рбразовались'борти высотой 15— 20' мм. Снявъ окалину наждачной бумагой, лисп, протираюсь мелкимъ не-скомъ до сЬхъ поръ, пок'а tro поверхность не станеть чистой. ЗатЬмъ листь' про'тнраютъ влажной смесью изъ !0 В. ч песка • 1 в. ч. хло-рисгаго аммошя, промывають водой и п-ттйр •:;*>•• ¡n ц.лпю два

или три ра^а. После этого въ смёсь песка сь x.'rot и' ь аммошемъ вбрызгиваюсь ртуть и этой смесью натирають листъ до получен is зеркальной поверхности, которую промываюсь водой. Тогда амальгамированную поверхность смачиваюсь 2% растворомъ Е'ГМ и оставля-ютъ листъ подъ действ1емъ последняго на 12 часовъ, промываютъ за-темъ водой и снова натирають ртутью до гЬхъ поръ, пока поверхость

*) R. Richards. Ore dressing, vol I), 753.

станетъ блестящей зеркальной. Если после стояшя въ течение нескольких* часов* на зеркальной поверхности листа качнуть появляться зеленкя пятна, то операцпо промывки съ последующимъ натиранием* ртутью повторяют* или листъ натирают* амальгамой натрия.

Амальгамированный лист* установлен* на раме из* двух* опор* параллельно длине листа. Наклон* рамы,, а, следовательно, и, листа можно изменять по желашю. Так* как* этот* наклон* зависит* от* густоты пульпы, величины зере;;*, состава и характера руды, то подходящие для даннаго случая наклон* листа можно установись лишь опытным* путем*. Для данной пульпы наклон* должен* быть таков*, чтобы рудная муть стекала равномерно тонким* слоем*, лист* не заиливало и на нем* не появлялись скопления сульфидов* или иных* тяжелых* частиц*. Скорость поступлешя пульпы на амальгаматор* можеу* ва(пировать от* 1 до 2 литров* в* минуту.

Порядокъ работы. Задавшись отношением* жидкаго к* твердому, которое составляет* на практике от* 6 до 10 в. ч. воды на 1 в. ч. руды, въ пульпообразователь или агитатор* наливают* отмеренное количество ея, пускают* в* ход* мешалку и постепенно загружают* руду. Когда пульпа приготовлена, ее начинают* спускать но амальгаматору. регулируя струю помощью зажима. Сошедшую пульпу собирают* в* ведро, переносят* в* агитатор* и снова пропускают* по листу. Операцпо повторяют* от* 5 до 10 раз*. После опредЬленнаго числа пропусканий вев хвосты от* амальгамащи от* данной операцш собирают*, отделяют* от* воды и определяют* содержание въ них* золота. Такпмъ образомъ устанавливают*, после скольких* повторных*' пропускании по листу содержание золота въ хвостах* не понижается. Тогда амальгамацию повторяют* согласно данных* предыдущих* опытов*. Но содержанию ьолота въ руде и хвостах* . определяют* извлечение, достижимое при внешней амальгамащи при данных* услотяхъ^ которыя, понятно, легко можно изм внять. Так*, напр , можно увеличить густоту пульпы, степень измельчения' руды, присадку извести и т. д.

Для опредЬлешя наиболее подходящей степени измельчешя производят* ситовые анализы и фиксируютъ золото( по классам* въ руде и хвоотахъ. По полученнны.мъ результатам* можно установить, какой изъ классов* отдает* наибольшей процент* золота и, следовательно, какая г . ■ ш^ЗАрна является наиболее; подходящей для получения макси-М IX. х 6 ныил^чешя. _ л

I 8 0

Продолжительность опытной амальгамащи зависит* от* количества пульпы, подвергающейся амальгамащи въ одну операцпо и скорости струи. Такъ, въ лабораторш при емкости агитатора въ 10 ли-тровъ и скорости струи пульпы въ 1—2 литра въ минуту однократное пропускаше всей пульпы по листу занимаетъ 10—12 минутъ. Благодаря малому количеству матер1ала, медленному и спокойному протеканно

процесса при амальгамацш на листе можно сделать весьма цЬнныя ннаблюдешя, характеризукмщя отношение руды при этомъ процессе.

Въ нижеследующем* приведены примеры амальгамащи, иллю-стрируюнще лрим-Ьнеше описанных* выше лабораторных* методов* изслЪдовашя руд*.

IX

I

1. Амальгамация руды съ Богомдарованнаго рудника Аз1атскаго Золотопромышленная общества (Урянхайски край).

Руда представляла собою чистый белый кварц* без* видимых* посторонних* включенШ. Лабораторш была поставлена задача: определить максимальное извлечеше золота из* данной руды при амальгамащи.

Вся доставленная въ лабораторш проба руды в* количестве 8580 гр. была измельчена до- 80 отверстш сита I. М. М. При просе-иванш на сите остались ковюя частицы, заключавпия видимое золото. Не. прошедипй черезъ сито материал* былъ тщательно собранъ. взвЬ-шенъ и опробован*"; Въ этомъ матер!але, весъ котораго составлялъ 11,5 гр. было найдено 14-5^4 мгр. золота, что, будучи отнесено къ первоначальному весу пробы (8580 гр ), даст* 1,7 мгр золота въ 100 гр. руды или 6,53 золоти, въ 100 пуд. Содержание золота вь отсеянной руде оказалось равнымъ 26,88 золоти, въ 100 пуд. Следовательно, въ 100 пуд. руды содержалось крупнаго золота 6,53 золоти., мелкаго 26,80 золоти., всего 33,41 золоти.

Амальгамация. Въ фарфоровую ступку было помещено 1400 гр средней пробы руды прибавлено 400 кб. см. воды (29% по В'^СУ руды) и 168 гр. ртути (12% по весу руды). Пульпа перемешивалась въ течеше двухъ часовъ, затем* была разбавлена водой и отмыта на лотке. Количество отмытыхъ хвостовъ составляло 1360 гр., следовательно, было потеряно 40 гр. руды или 2,9% последней. Содержаше въ хвостахъ оказалось равнымъ 0,58 золоти."въ 100 пуд.

Таким* образомъ, максимальное извлечеше золота при амальга-

26.88-0,58 1ПП _00, " мацш равнялось —2688 ' ^0=98°/,о

Извлечеше отнесено къ содержанпо золота въ отсеянной руде безъ учета того количества крупнаго золота, которое осталось на сите; при амальгамащи въ заводскомъ масштабе будетъ, понятно, извлечено и это золото. Содержание въ 0,58 зол. золота въ 100 пуд. хвостовъ не оправдало бы ихъ дальнейшую обработку при местных* услов1ях*.

Наследованная руда представляет* пример* свободчо-амальга-мирунощейся руды, иЗ* котооой почти все золото может* быть извлечено помощпо лишь одного процесса амальгамащи.'

2. Амальгамацт рудъ Варваринсьаго рудника въ Южно-Енисейскомъ гор-номъ округе.

Изъ Вярваринской жилы на месте было отобрано для пробы 200 пуд. руды. Путемъ иостепеннаго измельчения и сокращешя проба была доведена до 1,5 пуд. или 25 кгр. съ максимальной величиной ку-сковъ до 12 мм.

Руда представляла собою сплошной кварцъ темно-сЬраго цвета съ редкими включешями пирита, свинцоваго блеска и миспикеля. Въ лабораторш проба была измельчена въ дробилке Блэкъ до 5 мм. и сокращена на делителе Джонса (Jones) до 7,5 кгр., которыя были измельчены до —40 отверспй, такъ какъ амальгамацпо решено были произвести съ этой степенью измельчешя. Далее, проба снова была сокращена до 1980 гр/ и тогда отобраны 200 гр. матер1ала для определения золота. Эти 200 гр. были измельчены до—150, тщательно перемешаны и изъ навесокъ по 50 гр. руды определено золото, содержание котораго оказалось равнымъ 11.26 золоти, въ 100 пуд. руды.

Ситовой анализъ и фиксирование золота по классамъ. Для ситового анализа была взята вторая половина последней сокращенной пробы за вычетомъ.200 гр.. пошедшихъ на плавки, т. е.. 1780 гр.

Для анализа были применены сита 60, 80, 100 и 120. Каждый классъ былъ изследованъ подъ микроскопомъ, затЬмъ измельченъ до—150 и опробованъ помощ'по тигельной пробы.

Результат* ситового анализа и фиксирования золота по классамъ приведены въ таблице V.

Табл. V Ситовой анализъ руды и фиксирована золота по классамъ.

НАВЪСКА 1780 гр. Средн. содержаше золота 11,26 золоти, въ 100 пуд.

Количество. Со;>еожаше зо- Общее количест. Распределе nie золота

Кассы. гр. % Г ' • • ' лота въ 100 пул. ф золоти. з. лота въклассЪ, золоти.

по ьлассамъ въ %.

+60 520 29,8 20,08 6,20 55, 10

4-80 240 v 13>8 9,79 ,1,35 11,99

+100 155 8,9 7,49 0, 66 5,84

+ 120 i 0 7,5 8,06 0,60 5, 33

-120 700 40 6, 14 2, 45 21,74

Сумм л ¡745 юо% 11/26 11,26 100%

Количество золота, которое каждый классъ вносить вь 100 пуд. руды определяется произведением* содержан1я золота въ 100 пуд. со-

ответствующаго класса на % этого класса' въ пробе, т. е., перемно-жешемъ цыфръ 3 к 4 столбцовъ и делешемъ произведешя на 100;

Микроскопическш анализъ. Каждый к-лассъ наследовался п-одъ микроскопомъ отдельно при увеличении 60- 100.

Классъ+60. Кристалличсаая зерна кварца. Сульфиды не отделены, а срослись съ кварцевыми частицами. *Ясно заметно золото въ виде мелкой пыли на зернахъ кварца. При смачиоанш матер1ала соляной кислотой выделяется СО* изъ темноокрашенпыхъ зернъ известняка.

» |

Классь-j-SO. Кристаллическая зерна кварца. Сульфидовъ мало.

Отдельныя зерна кварца покрыты золоТинками. Класс;-- -¡- 1 j0 и -[-120. Картина та же, что въ классахъ --60 и -(-¿0. Класеь -1-0. Картина не ясная, благодаря тому, что почти всФ> зерна покрыты пылыо изъ окиси железа. М:1тер1алъ кристалл нченъ.

.Преобладание кристаллическихъ зеренъ кварца безъ заметныхъ включешй. наличность свободнаго золота, весьма малое количество % сульфидовъ—все это говоритъ за то, что ^извлечете при амальгама-ц1и о гЬщаетъ быть вполне удовлетворительными

Качественный химическш анализъ обиаружилъ присутствие РЬ, Ге, As, Мд, Са и S въ весьма малыхъ количесгвахъ. Принявъ, что вся сера въ- руде связана съ железомъ въ виде пирита, который, согласно указашй микроскопическаго анализа, преобладалъ среди сульфидовъ, по количеству серы въ руде было определено, что въ последней содержится 1 % Ve&zi въ виду чего отделение сульфидовъ представлялось* излишнимъ.

Опрьдп>яен1е максимальнаго извлечешя при амальгамации. Это определение было выполнено въ шаровой мельнице. Общая кислотность руды составляла О, 5 % СаО. Въ шаровую мельницу были загружены 2700 гр. руды, измельченной до—40, 20 гр. СаО, 680 кб. см. воды, что по предварительнымъ определешямъ давало пульпу подходящей консистенцш, и 220 гр. ртути. Въ мельницу были положены 2 шара, и амальгамащя длилась 2 часа. Пульпа после разбав-' лешя водой была выгружена и руда дважды отмыта отъ ртути на лотке Ричардса. Хвосты отъ ама.чьгамацш были высушены, просеяны черезъ сито 20, взвешены, сокращены и опробованы. Отъ хво* сговъ было отобрано 1500 гр. для ситового анализа и фиксирования золота по классамъ.

Результаты амальгамащи:

I

загружено руды..... 2700 гр.

получено хвостовъ .... 2630 „

потеряно руды.....70 п. — 3,4°/0 отъ веса.загрузки

залито ртути ...... 2 20 „

\

отмыто амальгамы......215 гр.

потеря ртути.......... 5 „ = 2, 3 % отъ ззлптаго

количества

золота въ 100 пуд. руды . . . 11,26 золоти.

„ хвостовъ . . . 3,07 „ • извлечено золота со 100 пуд. . 8,19 „ % извлечешя.......72,7 %.

Въ табл. VI приведены результаты ситового анализа хвостовъ и

фиксировашя въ нихъ золота по классамъ.

»

ТАБЛИЦА VI Ситовой анализъ хвостовъ и фиксирование золота по классамъ.

Навеска—1500 гр, содержание золота—3,07 золоти, въ 100 пуд.

¿а

Количество. Содержаше зо- Общее колич. зо РаспредМеше

КЛАССЫ. ¿>u > лота въ 100 п. лота въ классЪ золота по клас-

у. гр. % золоти. , ж-' золоти. самъ иь %

+ 60 -Ь 80 4- 100 + 120 120 о 327,5 250,0 154,5 121,0 554,0' ' г. : 23.3 17,8 11,0 8,6 39,3 2,81 3,34 2,69 2,78 2,38' < ■ • • • •• 0,66 0,59 0,29 0,24 0,93 24,3 21,7 10.7 8,9 34,3

Сумма . . 1470 100% ' 1 3,07 2,71 100%

Въ табл. VII сопоставлены ситовые анализы и распределение золота по классамъ въ руде и хвостахъ отъ амальгамацш.

ТАБЛИЦА VII. Ситовые анализы и извлечете золота по классамъ при амальгамацш въ шаровой мельницЪ.

КЛАССЫ. Количество «31 . . "i■ . • ¡. въ %. Содержание золота въ 100 п. каадаго класса. Извлечено золота изъ каждого класса.

До амальга- ПослЪ амаль- До амальга- Посл-fe амаль- Золоти, со I 0/ 100 пуд. /о'

ма m и. гамацш. мацш. гамацш.

4- 60 29,8 23,á 20,08 J , I i 2,84 i 17,24 85; 1

4- 80 13,8 17,8 9,79 3,31 6,45 65,9

4- юо 8,9 11,0 7,49 2,69 4,80 64,0

4- 120 7.5 8,6 8,06 2,79 5,27 65,4

— 120 40,0 39,3 6,14 2,38 ' 3,76 61,3

Сумма. . . | 100. « 100 11,16 3,07 ( - 8,19 72,7

Изъ данныхъ таблицъ VII мы видимъ, что наиболее подходящей величиной зерна для амальгамацш надо признать —40-|-60, такъ какъ классъ-[-60 показалъ наибольшее извлечете золота. Болъе тонкое измельчеше руды не повышаетъ извлечешя и, следовательно, излишне. Некоторое увеличеше продуктовъ —{—80 и -f-100 въ хностахъ отъ амальгамацш надо приписать дополнительному измельченно въ шаровой мельнице более грубыхъ кЛассовъ.

Анализъ данныхь таблицы V указываетъ, что золото въ руде крупное, ибо большая часть его связана съ классами -j-60 и -4-80, составляя въ обоихъ классахъ 67% отъ общаго содержашя золота въ руде.

Вшыиняя амальгамация на листгь. 4,5 кгр. средней пробы, измельченной до—40 отверст1й, разделены на делителе Джонса па четыре приблизительно равныхъ части.

Въ пульпообразователь наливалась вода въ такомъ количестве, чтобы отношеше жидкаго къ твердому въ пульпе было равно 10:1, загружалась руда и прибавлялась окись кальщя въ количествахъ, показанныхъ въ табл. VIII. Пульпа изъ первой четверти пробы была пропущена по листу пять разъ, изъ второй четверти—семь, изъ третьей—восемь и изъ последней—девять разъ. Наклонъ листа со« ставлялъ 1 дм. на футъ длины листа или l/'i2¡ при этомъ наклоне листъ не заиливало и рудная муть стекала спокойной струей.

Число оборотовъ мешалки составляло 700—800 въ минуту. При всехъ чпытахъ услов1я работы оставались тождественными, за исклю-чешемъ числа пропусканш пульпы по листу. Хвосты отъ каждой опе-рацш, включавшей указаное выше число пропусканш по листу, собирались. высушивались и подвергались опробовашю.

Результаты амальгамацш на листе приведены въ табл. VIII.

ТАБЛИЦА VIII. Результаты амалыамацт на лист%.

Число пропусковъ По лчсту. г X u _ £ , >, воды СаО i— Потеряно РУЛЫ. "SE Извлечете

£ u = X л 2 5 Я П! X с: !_• X К 5 —- те Въ минуту про ходило по лист литр, пульны. á. U ta со S в н 5 X О й ' О золота.

ч ч и о н ! з = * §s 3 а О. о 03 Количество кб. см. гр. i i /о по вЬсу руды. О н ь о а X ta о ■ta 03 гр. % щ 5,т 1 Ь «а »о а «2 td И Я г» S v a u Со 100 пуд. руды золоти. 1 — с А$т _

5 7 48 4.4 1,26 1 46 1130 1060 о с — сп ai © ООО 10 g 0, 88 0, 75 0,76 1070 1020 50 40 4,4 3,4 3,53 | 2 81 I 7,73 8,42 68,70. 74,80.

8 44 1,41 1050 8 1010 40 3,5 2,47 8,79 78,10;

9 50 1,70 1170 ! 1200 8 0, 68 1125 ' 45 ¡ 3,8 ' 2,46 | 8,80 78,15

Опыты амальгамацш на листе показываюгь. что после восьми-кратнаго пропускашя пульпы по листу извлечете не повышается и максимумъ извлечения при внешней змальгамащи сосгавляетъ 78°/0. Содержате золота въ хвостахъ при этомъ понижается до 2.47 зол. въ 100 пуд., что указываетъ на необходимость дальнейшей обработки хвостовъ помощш шанировашя. \

Извлечете золота при внешней амальгамацш оказалось на 5,4% (78,1—72,7) выше, чемъ при амальгамацш въ шаровой мельнице. Это можетъ быть объяснено темъ, что при движенш тонкой струи рудной мути по листу достигается более полный контактъ между частицами золота и ртутью, чемъ при амальгамацш въ шаровой мельнице, где услпв1я контакта менее благопр[ятны для растворешя золота въ ртути. Какъ бы мелки ни были капли ртути, разееяиныя въ пульпе, густота и малая подвижность последней препятствуютъ тому, чтобы каждая частица руды пришла въ соприкосновеше со ртутыо, какъ это имеетъ мЬсто на листе. Къ тому же, въ шаровой мельнице, благодаря растирающему действий шаровъ и рулы, ртуть пемзуется и этимъ въ сильной степени сокращается активная поверхность последней. На листе поверхность ртути остается все время блестящей и активной.

Результаты изслЬдовашя руды и ея амальгамащя позволяютъ сделать следукмще выводы.

1. Руда относится къ категорш свободно амальгамирующихся.

2. Золото въ руде крупное.

3. Концентращя руды до или после амальгамацш излишня, такъ какъ количество сульфидовъ весьма незначительно.

4. Наиболее подходящими для данной руды услов1'ями амальгамацш являются следуюнщя:

а) внутренняя амальгамащя не нужна,

в) достаточной степенью густоты пульпы будеть 10:1.

с) реакщя пульпы при амальгамацш должна быть слабо щелочная, соответствующая приблизительно 0,5% СаО по весу руды.

5. Максимальное извлечете золога при указанныхъ выше усло-в1яхъ при внешней амальгамацш сосгавляетъ 8,8 золоти, со 100 нуд., или 78% отъ содержашя золота въ руде (11,26 золоти, въ 100 пуд.)

6. Хвосты отъ амальгамацш, какъ содержание еще 2,5 золоти, въ 100 пуд. подлежать дальнейшей обработке съ цЬл1ю извлечения части заключающегося въ нихъ золота.

X.

Ц1акироваже.

Общ1я зам1ъчан1я. Въ громадномъ большинстве случаевъ щаниро-ванно золотосодержащихъ рудъ предшествуетъ амальгамащя, потому

. 26

0 ——————

что весьма редко встречаются руды, после амальгамацш которыхъ въ хвостахъ не оставалось бы еще достаточно золота, чтобы ихъ съ выгодой можно было бы обрабатыв ть па шанпстыхъ заводахъ; ие-многимъ чаще приходится металлургу иметь д-Ьло и съ рудой, амальгамировать которую было бы невыгодно, вследств1е ли ничтожнаго извлечения золота, либо по причине чрезмЬрныхъ затруднешй, съ которыми связана амальгал.ащя (большой удельный весь- руды, сносъ ртути и проч.). СлЬдуетъ еще отмЬтцть универсальность щаннстаго способа извлечения золота. Современная техника шаиировашя стоитъ настолько высоко, что, не рискуя впасть въ ошибку, можно утверждать, что помощпо щанистаго процесса и его видоизменений, можно извлечь золото изъ всякой руды, чего нельзя сказать объ амальгамами. Если же поелЬ.чняя столь широко распространена, то причину тому нужно видИть не въ невозможности извлечь щаншровашемъ амальгамирующееся золото, а въ легкомь улавливании более или ме-нЬе значительной части его (преимущественно золота крупнаго) и более быстрой его реализации, о чемъ было сказано выше.

Какъ известно, теоретически цианистый процессъ представляется весьма простымъ и цЬликомъ укладывается всего лишь въ два хими-ческихъ уравнения:

1) растворения золота въ щанистсмъ кзлш:

2ЛпН-4КСХ-ЬО+ИЮ-2КАи(С1\)2Ч-2КОН и

2) осаждешя золота изъ раствора посредствомъ металлическаго цинка:

2КАи(СХ)2-|-^п=К2ги(СХ)4-|-2Аи.

При практическомъ осуществлении процесса возникаетъ, однако, рядъ затрудненш: во первыхъ, по причине сравнительно малой стойкости самого реагента, изменяющегося съ течешемъ времени въ вод-ныхъ растворахъ съ образовашемъ целаго ряда болЬе или менее сложныхъ органическихъ соединенш, какъ напримеръ,' муравьинокис-лаго кал¡я

КЩ-[г2и;!0=НС60^-ЬМНз, щаново-кислаго кал1я

2КСХО | О2 — 2КСХ0, расплдающагося по уравнена:

2КСЮ + ЗН>0 = КгСОз + СОг + 2ХНз и многихъ другихъ; во вторыхъ, вследств1е свойствъ щанистоводородной кислоты —кислоты весьма слабой, соли которой гидролитически распадаются въ водныхъ растворахъ съ образовашемъ едкой щелочи и свободной кислоты: '

КСИ ГШ = КОН + НСХ и которая легко вытесняется изъ солей, какъ углекислотой воздуха, такъ и кислотами, образующимися при вывЬтриванш рудъ (ШБО*); въ водныхъ же растворахъ щанистоводородная кислота быстро переходить въ другчя

органическая соединения, полимеризуясь и осмоляясь;*) въ третьих^,' благодаря склонности щанистаго кал1я образовывать комплексный соединения съ большею частью тяжелыхъ металловъ и ихъ солей, какъ тб: Аи, Ас; си, т Mn, Ni, Со, Zn, H<r, CcL напримеръ^

CiiSOi' 4- 4K('N = КгСи (CN)i 4 K&O« Z11SO4 -f 4KCN KsZn (i 'N)<4- И т. д.;

въ четвертыхъ, вследств1е большого разнообраз1я, какъ величины и формъ частицъ золота, такъ и характера минераловъ, с1-> которыми оно ассощировано въ рудахъ. Перечисленные выше факторы, вл1ято inie на результаты ЦИнистаго процесса и его протекание, многочисленные сами по ce6t, даютъ беЗконечное число разнообразных!, комбина-щй, вероятностьповторения которыхъ весьма не велика. Ore ода становится яснымъ, что каждая руда, поступающая въ обработку, является носительницей единственной въ своемъ роде комбинации свойствъ, оказывающихъ воздейств!е на протекаше процесса.

Индивидуальныя особенности руды требуюгь, конечно, и индивидуал изащи методовъ ея обработки, что возможно вследств'не большой гибкости щанистаго процесса, позвояяющаго втдоизмекять его соответственно желанию металлурга. По этой причине никаюяг готовы* схемы, заимствованныя изъ богатаго опнлта, накопленнаго въ лигера-7 туре по золотому делу, не применимы въ цЬломъ при решений вопроса о методе обработки какого-либо новаго матерьяла. Въ схеме обработки, на основанш которой проектируется заводъ, должны быть приняты во внимаше всЬ индивидуапьныя особенности матерьяла, выясненный при всестороннемъ изучение его свсйствъ. Небрежеше этимъ элементарнымъ правиломъ, къ сожален!'ю, весн>ма распространенное среди отечественныхъ предпринимателей, обходится каждый разъ весьма дорого, во много разъ дороже, чемъ стоило бы предварительное изелеловаше.

Изучение свойствъ золотосодержащаго матерьяла, выяснение уело-вш, при которыхъ шанистый прощссъ при наименыиихъ затратахъ даетъ наиболее совершенное извлечен1е золота —все это задачи, къ разрешение которыхъ проще всего подойти помощью лабораторныхъ методовъ изеледовашя. Такимъ образомъ, работе въ промышленномъ масштабе должно предшествовать изучеше матерьяла въ лабораторш.

Конечно, уместенъ вопрось: возможно ли на основанш данныхъ, полученныхъ въ лабораторш сделать заключеше, что работа завода при техъ же услов1яхъ дастъ те же результаты. На этотъ вопрось можно ответить утвердительно, такъ какъ щанистый г!роцессъ со всеми его видоизмЬнешями легко воспроизвести въ лабораторш, а,

'■) Часто встречающееся въ литерягур-fe указаше, что нйзнистоводородная кислота быстро улетучивается изъ разбавленныхъ водныхъ растворовъ, не соответствует!» действительности, какъ показали опыты Е. Kühn'a, описанные въ диссертааш „Die chemischen Uorgaeuge beider Cyanlaugung von Silbererzen", Halle a. S. 1912 r.

/ «

следовательно, и получить результаты, близше къ гЬмъ, которые при сходныхъ услов1яхъ получились бы на заводН. Конечно, есть вопросы, полное выяснеше которыхъ въ лабораторш либо затруднительно, либо вовсе не возможно. Наиболее правильное р-Ьшеше такихъ вопросовъ могло бы быть найдено на опытномъ заводе съ малой производительностью, сооружение котораго предшгствуетъ создашю производства въ крупномъ масштабе, какъ это теперь и практикуется большинствомъ вновь возникаюшихъ крупныхъ предпр1ятш въ Соед. Шт. С'Ьв. Америки и въ другихъ промышленныхъ странахъ. Однако же для щанис-таго процесса, какь такового, эти вопросы имйютъ второстепенное значеше, и невозможность разрЬшешя ихъ въ лабораторш нисколько не умаляетъ важность предварительныхъ изследованш, къ изложенпо методовъ которыхъ мы и переходимъ.

Задачи лабораторнаго изслгьдованЫ. Лабораторныя изслЪдовашя золотосодержащ^хъ рудъ или матерьяловъ (хвостовъ отъ амальгамацш, эфелей, иловъ, концентратовъ), нодлежащихъ щанировашю, им^ютъ целью установить следующее:

1. Содержание золота.

2. Химический и минералогический составъ матер1ала.

3. Максимальное извлечеше золота.

4. Наивыгоднейшую степень измельчения.

5. Наивыгоднейшую крепость раствора.

6. Наивыгоднтйшее отношеше жидкаго къ твердому.

7. Наивыгоднейшую продолжительность обработки.

8. Наивыгоднейшуно щелочность раствора.

9. Применимость перколяцш. Скорость перколяцш. Пористость матерьяла.

Количество влаги, задерживаемой въ хвостахъ. Извлечеше золота.

\

Расходъ гианистаго кал1я.

10. Извлечеше золота посредствомъ агитацюнной пробы.

11. Необходимость концентрацш.

12. Кислотность матерьяла, либо его щелочность.

13. Физичесшя константы: удкльный вЬсъ, объемный весъ.

•14. Необходимость всчомогательныхъ операции: промывки водой, окисления.

XI.

ОпредЪлеше содержажя золота.

На определенш содержания золота въ изслЪдуемомъ матерьяле

обычно всегда предшествуетъ ща.нированпо, для определения макси-мальнаго извлечения золота беругь матерьялъ такимъ, какъ онъ есть. Во второмъ случай приходится остановиться на некоторой определенной степени измельчешя, которую а priori можно было бы считать достаточной. Какъ мы увидимъ ниже, въ нашей лаборатории матерьялъ, проходянцш черезъ сито 150, считается достаточно измельченным^». Вопросы же о томъ,—достаточно ли измельчение въ иервомъ случае и какова наивыгоднейшая максимальная величина частицъ во второмъ— решаются путемъ отдЬл ьныхъ испытанш, описанныхъ ниже.

Въ выполнении самой процедуры определения извлечении золота, такь называемой, бутылочной пробы, далеко нЬтъ того однообразен какое было бы желательно.

Обращаясь къ литературе на русскомь языкмы находимь единственное указа Hie, что определение „количества золот;. извлекаем а го изъ эфелей помощью щанистаго калня" заключается въ томъ, что „навеска не меньше 500 граммовъ средней пробы эфелей взбалтывается въ продолжение 2—о часовъ въ обыкновенной бутылке, закупоренуой пробкой съ растворомъ щанистаго кале* крепостью отъ 0,15 до 0,5%, взятомъ въ количестве кубическихъ сантиметровь, равномъ половине граммоваго веса навески", после чего въ отдЬленномъ растворе 01'4де-дЪляЮтъ содержаые золота, по которому и судятъ * объ извлечен in*).

Описанный способъ страдаетъ существенными недостатками: во первыхъ, приме неше способа ограничивается эфелями, такъ какъ не дано указатй,—какимъ образомъ вести изследованпе рудъ, до какой величины зерна ихъ нужно предварительно измельчить; во вторыхъ, можно сомневаться, что въ указанный промежутокъ времени, 2—3 часа, золото, растворимое въ щаниетомъ калш, во всЬхъ случаяхъ успЪетъ раствориться; въ третьихь, продолжительность обработки, существен-нЬйшш факторъ, точно не фиксирована.

I. Е ( lennell въ своей книге**) предлагаетъ въ качестве стандартной предварительной пробы, служащей основашемъ для даль.ней-шихъ изслЬдованш, следу клщй способъ:'огъ измельчённаго предварительно до 40 отверстШ матерьяла отбирается проба въ 100 гр., обрабатывающаяся затемъ при неп'рерывномъ взбалтываши въ течение 16 часовъ 100 кубическими сантиметр. "0,5%— наго раствора щанистаго ка.'пя сь прибавленное i> окиси кальщя. Извлечете золота определяется, какъ по содержанию ею въ хвустахь, такъ и по опрооованпо раствора-

Очевидно, что способъ, предложенный (ЛёцпеЛРемъ не даетъ воз можности определить, какое количество золота возможно извлечь при наивыгодиейшихъ услов^хъ, такь какъ рекомендуемая имь степень измельчен ¡я не можетъ считаться достаточной. Сказанное подтверждаетъ

*) Mi Рыбалкииъ. Щаннстый способъ пзвлечетя золота. ВНст. Золотопр., 1904 г. т. XIII, стр. 248.

"*) 1. Е. Clennell. Tlie Cyanide Hauboot.; 19Г0, р. 190.

обычно всегда нредшествуетъ щанировашю, для определения макси-мальнаго извлечешя золота берутъ матерьялъ такимъ, какъ онъ есть. Во второмъ случае приходится остановиться на некоторой определенной степени измельчения, которую a priori можно было бы считать достаточной. Какъ мы увидимъ ниже, въ нашей лаборатории матерьялъ, проходящей черезъ сито 150, считается достаточно измельченнымъ. Вопросы же о томъ,—достаточно ¿и измельчение въ первомъ случае и какова наивыгоднейшая максимальная величина частицъ во второмъ— решаются путемъ отдЬлцныхъ испытаний, описанн!Ыхъ ниже.

Въ выполнении самой процедуры определешя извлечения золота, такъ называемой, бутылочной пробы, далеко нктъ того однообразия какое было бы желательно.

Обращаясь къ литературе на русскомъязыкЬ, мы находим» единственное указа nie, что определение „количества золотя, извлекаем аго изъ эфелей помощью нианистаго калия" заключается въ томъ, что „навеска не меньше 500 граммовъ средней пробы зфелей взбалтывается въ продолжение 2—3 часовъ въ обыкновенной бутылке, закупоренной пробкой съ растворомъ щанистаго калш крепостью отъ 0,15 до 0.5%, взятоадъ въ количестве кубаческихъ сан 1 иметровь, равномъ половине граммоваго вЬса навески", после чего въ отделенном» растворе oivpe-дъляГбтъ содержаше золота, по которому и судятъ > объ извлечении*).

Описанный снособъ страдаетъ существенными недостатками: во первыхъ, npnueueHie способа ограничивается эфелями, такъ какъ не дано указавш,—какимъ образомъ вести изследоваийе рудъ, до какой величины зерна ихъ нужно предварительно измельчить; во вторыхъ, можно сомневаться, что въ указанный промежугокъ времени, 2—3 часа, золото, растворимое въ щаниетомъ калш, во всвхъ случаяхъ успЪетъ раствориться; въ третьихъ, продолжительность обработки, существен-нейшш факторъ, точно не фиксирована.

I. Е. Clennell въ своей КнйгЬ*:;:) прецлагаетъ въ качестве стандартной предварительной пробы, служащей основашемъ для дальней-шихъ изследовашй, следукпцш снособъ: Отъ измельченнаго предварительно до 40 отверстш магерьяла отбирается проба въ 100 гр., обрабатывающаяся затемъ при неп'рерывномъ взбалтыванш въ течен1е 16 часовь 100 кубическими сантиметр. "0,5%—наго раствора щанистаго кал ¡я съ прибавлением ь окиси кальшя. Извлечение золота определяется, какъ по содержанию его въ хвистахь, такъ и по опробованию раствора*

Очевидно, что способь, предложенный С1енпе.Н"емъ не даетъ воз можности определить, какое количество золота возможно извлечь при наивыгоднейшихъ услов^хь, такь какъ рекомендуемая имь степень измельчения не можетъ считаться достаточной. Сказанное подтверждаетъ

*) М. Рыбалкинъ. Щанистый снособъ изг.лечетя золота. В Ист. Золотоир., 1904 г. т. XIII, стр. 248.

**) 1. Е. Clennell. 'Hie Cyanide Hanbo'oL, 1910, p. 490.

практика на Rand'fe, гд1£ установлено, что чЬмъ большзя доля всего матерьяла, проступающаго въ перколяцтиные чапы, проходить черезъ сито 90, т4шъ выше процендъ Извлечет'*: золота. Поэтому на Rand'ii считаютъ, что нормально 65—70а/0 всего матерьяла должно проходить черезъ сито 90. Спещальныя изел Ьдо'ванш", произведен»ыя тамъ же, показали, что 43,5% золота, остающегося въ хвоетахь после перколя-щи, приходятся на классъ j-90 Такимъ образомъ, практика указы-ваетъ, что для перколяцюййаго* процесса, дающаго, вообще, извлечение, отстающее отъ достижимаго при болье выгодныхъ условшхъ (напри-' м'Ьръ, при полномъ иловомъ процесс!), требуется измельчение, значительно болЬе тонкое, чЬмъ принимаегъ Clennell для рекомендуемыхъ имъ пробъ.

На Rand't также быто выработано несколько способоВъ для рЬ-шения интересующаго насъ вопроса.

Зам'Ьтимъ, что Johnston **) не даетъ указании, какова должна быть максимальная величина частиць язсл Ьдуема! о матер1ала. Эго упущение объясняется гЬмъ, что на КашГЬ всё руды предварительно амальгамируются и изслЬдователю приходится иметь дело исключительно съ хвостами, которые онъ беретъ, какъ таковые, не заботясь о дальн-Ьйшемъ изм'ёлЬченш. •

Наиболее быстрые результаты даетъ обработка 250 граммъ хво-стовъ съ 0,2о гр. СаО и 500 кб. см. раствора KCN, крепостью 0,25%. въ бомбе емкостью въ 2 литра подъ дав сшемъ около 7 атмосферъ (100 фун. на кв. дюймъ) воздуха либо кислорода. Бомба непрерывно встряхивается въ течение 6 часовъ, что достаточна Для извлечения всего золота, которое можетъ раствориться. ***) Методъ этотъ трёбуетъ спе-шальной аппаратуры, обычно не имеющейся подъ руками, а потому не можетъ претендовать на широкое распространение.

Вм'Ьсто того, чтобы обрабатывать' матер'|алъ подъ дейсгв1емъ сжагаго воздуха или кислорода, на ПатГе кь раствору ц»анистаго ьа-л1я прибавляюгъ перекиси oapin. Применешемъ этого окислителя достигается та же цель—ускорение растворенья золота, какая преследовалась иовышеш'емъ давлешя кислорода.

Опредклёше максимальпагоизвлечения зол"о:а можетъбытьвъ это.мъ случае выполнено двумя способами. '****)

1. 250 гр. матерьяла, 0,25 гр. перекиси бртпл, (ВаОз 8М;0), 0,25 гр. окиси кальщя и 500 кб. см. раствора ща.г - ; ха.ич, 0,25°/р крепостью, оставляютъ стоять въ откры гомъ сосуд'время отъ времени всфяхивая, въ теченнне ¿4 хь часовъ. ЗатЬмъ прозрачный раствори де-

*) Kand Practice, Vol. 1..'p. 169.

**) Аьторъ главы On testig. Rand Practice, vol, I, p. 350- 351.

***) Итересно отметить, что сходный способъ обработка руды при повышенномь давленш легъ въ основу процесса, патентованнаrd обшествомъ The Ivoering Cyauiding Process Gompanv и иашеднмго уже кое-глЪ приы Ьнен1е на практик^.

****)Капа Practice, vol. 1, p. 350 351.

/

кантируютъ, прибавлянотъ свежую порцио раствора КСЫ( 500 кб. см., съ такимъ же количествомъ ВаОавНгО и оставляютъ стоять еще 24 часа. Извлечение опрёдЬляютъ по хвостамъ, отмывъ ихъ предварительно отъ раствореннаго золота.

2. Проба, составленная такъ же, какъ и въ первомъ способе, непрерывно аги'гируется въ течете 24-хъ часовъ, при чемъ время отъ времени открывается пробка. При непрерывной агитацш растворение золота идетъ, конечно, скорее, почему и продолжительность обработки сокращена въ два раза по сравнению съ первымъ способомъ.

Въ литературе имеется еще рядъ указаний относительно выпол-нешя бутылочной пробы, столь же разнящихся другь отъ друга, какъ и приведенныя выше. На нихъ останавливаться не будемъ, такъ какъ и изложенное въ достаточной степени подверждаетъ, что практикой еще не выработанн>1 стропя нормы для определений этого рода.

Въ нашей лабораторш приходилось не разъ сталкиваться съ затруднениями, благодаря указанному обстоятельству, поэтому пришлось создавать эти нормы для себя, и руководствоваться ими при всЬхъ подобнаго рода опред"Ьлён1яхъ. Чтобы эти нормы не были произвольны и-определешя извлечения золота, выполняемыя по нимъ, давали бы цифры действительно близюя къ максимальнымъ, достижимымъ при самыхъ благопр1ятныхъ услов1яхъ, въ лабораторш для установлешя ихъ былъ поставленъ рядъ соответствующихъ опытовъ.

Для опытовъ послужили следунопие матерьялы:

1. Эфель 1оанновскаго рудника, Енисейской губ.

2. „ Кочкарскаго в , Оренбургской в

3. Хвосты отъ лабораторной амальгамацш руды № 4.

4. Эфель рудника Удалой, Семипалатинской Области.

5. Хвосты отъ лабораторнюй амальгамацш руды Варваринскаго пршска, Енисейской губ.

6. Эфель Берикульскаго рудника, Томской губ.

Рядъ нфобъ по 400 гр., взятыхъ отъ первыхъ трехъ матерьяловъ, обрабатывался 600 кб. см. раствора КСК (0,2%) въ присутствш 0,4 гр. СаО въ течете 1, 3, 6, 9 и 12-ти часовъ. Извлечеше золота определялось по растворамъ. Результаты опытовъ сведен!ы въ таблицу IX.

ТАБЛИЦА IX. Вл'шме продолжительности обработки на извлечена.

Эфеля юанновскш № 4-ый 1 кочкарскф

Содержаше золота ?ол. въ 100 п. 4,17 2,21 1,47

Агитащя 1 часъ извлечено /о 45,87 17,36 18,13

» 3 „ я я 57,34 20,83 35,20

6 я я . я 63,78 20,83 40,00

9 . я я 70,18 26,04 44,00

12 я 1 я я я 76,15 26,04 45,33

Максимальное извлечете п 78,34 34,72 49,34

Извлечете въ перколяторЬ я 83,21 50,оЗ —

Изъ помкщенныхъ въ таблице данныхъ и д1аграммы I, на которую нанесены результаты, видно, что бутылочная п р^ба въ томъ видЬ, какъ она была предложена М. Рыбалкинымъ (см. стр. 31), совершенно не пригодна для определешя максимальнаго извлечешя. Во всЬхъ трехъ образцахъ кривыя, показывающая зависимость между временемъ обработки и извлечешемъ, довольно резко идутъ вверхъ между 1 и 3 часами обработки, загЬмъ скорость растворения падаегъ и кривыя поднимаются более медленно, не достигая максимума возможнаго извлечешя и при 12-ти-часовой обработке. Очевидно, что цифры, получен-ныя для извлечения золота при обработке матерьяла въ течение 2—3 часовъ, какъ рекомендуегъМ. Рыбалкинъ, будуть совершенно случайный.

Максимальное извлечение, нанесенное также на д!аграмме1. определялось но способу, сходному съ принятымъ на НашГе (см. стр. 32). Пробы по 2о0 гр. (для убогаго кочкарскаго эфеля 400 гр.) агитировались вь течение 9 часовъ съ 400 кб. см. (для кочк. эф. 600 кб. см.) 0,23%-го раствора КСИ въ присутствш 0,2 гр. СаОиО,2 гр. ВаОгЗНгО. Затемъ пробы оставлялись въ покое 14 часовъ, вследъ за чЬмъ аги-тащя продолжалась еще о часа. Для каждаго изъ трехъ изследуемыхъ матерьяловъ ставилось по две пробы. Извлечете определялось по ра-створамъ.

Достижчмъ ли при такихъ услов1яхъ действительно максимумъ извлАешя? На этотъ вопросъ непосредственные опыты съ лаборатор-нымъ перколяторомъ, результаты которыхъ помещены въ таблице IX и на ди'аграммЬ I, дали отрицательный ответь. Извлечете въ перко-ляторЬ получилось больше, чЬмь дало „максимальн>е" извлечете. Определение извлечешя помонцыо лабораторнаго перколятора описано ниже.

Къ сожалешю, за израсходоваш'емъ матерьяловъ. послужившихъ для описанныхъ опытовъ, не удалось на нихъ же окончательно выяснить намеченный вопросъ.

Методъ определения максимальнаго извлечешя золота помонщю последовательной двойной обработки пробы растворомъ КС>» въ присутствш перекиси барйя и окиси кальщя, предложенный на ЛашГе и описанный на стр. 32, оказался также не впол удовлетворительным^ какъ показываютъ опыты съ эфелями рудника Удалого, результаты которыхъ представлены въ табо X ¿;а стр. 34.

Изъ пр:• к-няыхъ щ- задно, что 22-хъ-часовая непрерывная агитащя даеть большее извлечение, чЬмъ обработка матерьяла въ те-чеше 48 часовъ при стоянш и взбалтыванш лишь время отъ времени. Такимъ образомъ, непрерывная агитащя пробъ представляется наиболее целесообразнымъ пр1емомъ для Достижешя возможнаго максимума растворешя золота.

Возникаетъ однако же вопросъ: какова должна быть продолжительность агитацш, которую можно было бы принять, какъ норму более или менее пригодную для всехъ рудъ?

ТАБЛИЦА X. Извлечете золота изъ зфелей рудника Удалого.

^Содержание золота 1,50 зол. въ 100 пуд.).

К» Обработы-вались. 1 Ча-совъ. Эфеля гр. - — g ° § f* toU OU С-id и id СаО гр. О м X Извлечен¡е въ %%.

00 6. о» лг о OS 03 по' хвостамъ. I по растьорамъ.

1 Агитацией . j 22 300 300 0,49 2,5 1 ее 52,7

241 400 0,25 2 1

2 При стоян!и j 48 400 52,6 52,6

24 j 400 0,25 — 1

24] 400 0,25 2 1

3 >) Я '1 48 400 52,6 52,6

241 400 0,25 - 1

Въ нвкоторыхъ случаяхъ, какъ показываютъ иифры таблицы XI максимумъ извлечешя достигается въ сравнительно к >роткш срокъ.

ТАБЛИЦА XI. Пред^ъ продолжительности обработки.

Продолжительность обработки часовь 1 6 12 18 '24 36 Максим.

Эфель Берикульскаго рудника извлеч. % 60,39 73,99 71,55 72,91 72,91 72,91 70,20

„ II 1оанновскаго , , ' - 86,36 87 87 92,42 92,42 93,94

. Варваринскаго , - 28,00 40,00 - 54,00 66,00 72,6о

. И Удалого . , „ — — — 92,10 —

Наприм-Цръ, для берикульскаго эфеля достаточно o-часовъ, для эфелей рудниковъ Удалого и 1оанновскаго требуется 24 часа; для хво-стовъ же отъ амальгамации руды Варваринскаго рудника и 36-ти часовой агитацж оказывается недостаточно, чтобы извлеклось все растворимое золото.

На основании этихъ данныхъ можно сказать, что пре.гЬлъ продолжительности обработки для достижешя максимальнаго извлечения дол-женъ лежать за 36-часами, но не превышать очень_этотъ срокъ, такъ какъ въ большинстве случаевъ максимумъ извлечен1я достигнутъ, либо весьма близокъ. Си. д1агр. II.

Изложенное послужило достаточными основашемъ, чтобы въ нашей лаборатории принять за норму при определении максимальнаго извлечения 48-ми часовую агитащю. Какъ упоминалось выше, хвосты отъ амальгамацш изследуются безъ какого-либо предварительная измельчешя; руда же, подлежащая изследоваш'ю, измельчается до--150.

Опредгьлеме Максимальнаго извлечены выполняется такимъ обра-зомъ: въ стклянку, емкостью J1 —2 литра, отмериваютъ 500 кб. см. 0,3% го раствора KCN, всыпаюгь туда 0,5 гр. СаО (0,2%) и 0,5 гр. ВаО-^НзО (0,2%); после перемешивания всыпаютъ 250 гр. изслкдуе

тиаго матер1'ала, стклянку закупориваютъ и помещаютъ въ какой либо агитацюнный станокъ На рис. 4. изображенъ агитаторъ, применяемый въ лабораторш, представляющш собой два деревяниыхъ диска, укрЪ-пленныхъ на концахъ горизонталььойоси; помощью отожженной печкой проволоки къ каждому диску можетъ быть прикреплено 6 стклянг къ» размеры которыхъ могутъ быть .весьма различны. Агитаторъ приводится въ д!йств1е отъ калорическаго двигателя на 1/ю л.с. со скоростью 20—25 оборотовъ въ минуту.

Рекомендуется по прошествии 24-хъ часовъ снять пробы и открыть на несколько минуть пробки, после чего стклянки снова закупориваютъ, и агитзщя продолжается еще 24 часа.

При очень убогихъ рудахъ навеску берутъ въ 2 раза большую, увеличивая соответственно количество резгентовъ.

После оконча;йя агитацш стклянки снимаютъ и оставляютъ отстаиваться 5—]0 минутъ, после чего нужное для определешя золота количество жидкости можно отфильтровать съ большой скоростью, декантируя прозрачный растворъ черезъ сухой фильтръ въ сухой ста-канъ.

Определеше извлечешя золота, какъ.въ этомъ случав, такъ и въ остальпыхъ, удобнее и правильнее делать по раствору, такъ какъ этимъ совершенно устраняется мешкотная работа промывки хвостовъ; получающиеся же результаты лучше согласуются другъ съ другомъ, чемъ это возможно достигнуть, определяя извлечение но хвистамъ. Въ самомъ деле, отъ расгворовъ очень легко, перемешавъ ихъ, отобрать пробу, содержание золота въ которой точно соответствуем всей массе, тогда какъ хвосты либо нужно плавить целикомъ все (что слишко'мъ много для тмг. льной плавки), либо предварительно тонко измельчать и отбирать назъски со всей тщательностью, путемъ сокращешя или делен!я на квадраты. Но въ последнемъ случае шансы на то, чтобы проба была вполне правильной, все же меньпие, че.мъ при опробовании растворовъ.

Опредълеше золота въ растворпхъ. Обычно для определения золота берутъ 200 кб. см. раствора, соответствующаго 100 гр. матер1ала. Растворъ отмериваюгъ измерительнымъ цилиндром». либо, что точнее, мерной колбой на 200 кб. см., градуированной на выливаше. *)

Отмеренное количество раствора помещаютъ въ стаканъ въ 400 кб. см. емкостью, прибавляюгъ 3 гр. Пешковой пыли, около 1 гр. ща-иистаго калня и 5 -6 капель 10%-го раствора уксуснокислаго свинца. Стаканъ помещаютъ на песчаную банно и нагрЬв.погь до кипешя.

Какъ извЬстно, цинкъ осаждаетъ золото изъ раствора по уравнению:

2КАи(С.\)3+2п=К3/п(С.\т)4-(-Аи.

*) Так1я колбы имЬютъ на горлышкЬ двЪ черты, изъ которыхъ нижняя обозначает!. объемъ при вливании, а верхняя ]ри вы.шваши.

При прибавлении уксуснокислаго свинца свинецъ вытесняется изъ раствора цинкомъ:

РЫСНзСООН 2п=гп(СН«СОО)«-}-РЬ. и образуетъ съ послЪднимъ пару, электролитически способствующую осаждению золота. Осажден¡е золота ускоряется также отъ прибавления щаяистаго кал1я.

Пробу кипягятъ Г!Ъ течеип" 20 мипутъ, время отъ времени помешивая, после чего къ пробе прчливаютъ /.5 кб. см. 10°/о-го раствора уксуснокислаго свинца, перемЬшиваютъ и черезъ 3—4 минуты прибавляютъ 15 кб. см. концентрированной соляной кислоты.

При прибавлена: уксуснокислаго свинца, по приведенному выше уравнению, цинковая пыль вытесняётъ свинецъ, выделяющейся въ виде рыхлой губчатой массы, въ большинстве случаевъ образующей после прибавл^шя соляной кислоты и кипячения одинъ комокъ.

Кипяченк продолжаютъ до тЬхъ поръ, пока избытокъ цинка не раствор тся и растворъ не сделается прозрачнымъ, после чего его декантируютъ черезъ фильтръ изъ свинцовой фольги и иробирнагс свинца. Такой ф чльтръ получаютъ, свернувъ та къ же, какъ и- обыкновенный бумажный, кусочекъ тонкой свинцовой фольги 6X6 см. и расправит. его въ стеклянной воронке. Въ полученный, такимъ образомъ, конусъ всыпанотъ 15 г^. мелквго пробирнаго свинца и прокалываютъ иглой у его вершины 10 маленькихъ отверсгш. Черезъ такой фильтръ растворъ фильтруется съ большой скоростью, особенно, если фильтровать съ вакуумомЪ. С»и' цовуго губку промываютъ декантащей, пе-реносятъ на фи.' .•;« и отжимэютъ стеклянной палочкой. ЗатЬмъ кла-дутъ н<усочекъ «серебра д.чя квартовашя, загибаюгъ края фильтра внутрь и, положивъ на нперберъ, прибавляюгъ 10 гр. пробирнаго свинца, 1 гр. буры и 1 гр. толченаго стекла, после чего шерберу-югь, к} п л:-;>уютъ, полученный королекъ после проковывашя рязвари-ваютъ и вз-1 шиваютъ оставшееся золото. По весу пос.гЬдняго не представляетъ труда расчитать процентное извлечение, если известно соцержзше золота въ матер1алЬ.

Результаты определении максимальнаго извлечешя по описанному методу помещены въ последнемъ столбце таблицы XI.

XIII.

ОпредЪленне наивыгодн%йшихъ условзй обработки.

Наивыгодтьйшая степень измельчешя. Какъ известно, величина частицъ играетъ выдающуюся роль при щанистомъ процессе. ЧЬмъ меньше частицы, темъ легче достигается контактъ золота съ раство-ромъ, темъ скорее и полнее идетъ извлечение, темъ процессъ, какъ таковой, совершеннее. Но измельчение является въ золотомъ деле самой дорогой операщей: чЬмъ тоньше конечный продуктъ размола, темъ сложнее установка, тЬмъ болышя затраты на износъ частей,

амортизашю и проч, Такъ что въ этомъ вопросе, какъ это часто бы-ваетъ, требование техники производства—измельчать материалъ, какъ можно тоньше—сталкивается съ стремлешемъ къ наибольшему ограничению степени измельчат, диктуемому экономическими соображешями.

Следовательно, задача металлурга сводится къ нахождению такого момента въ производстве, когда дальнейшее измельчеше не окупается стоимостью золота, извлекаемаго благодаря этому добавочному измельчению. Очевидно, что степень измельчешя, соответствующая этому моменту, и есть наивыгоднейшая.

Чтобы иметь возможность строго установить эту степень, нужно иметь подъ руками все данныя, какъ технического, гакъ и экономи-чеекаго характера, какъ то: стоимость энергии, типъ механизмовъ, ихъ износъ, величину заработной платы и тому подобное, помимо данныхъ, позволяющихъ судить, насколько увеличивается извлечете золота при иоследовательномъ уменьшении величины частицъ. Конечно, всехъ перечисленныхъ данныхъ не можетъ дать никакое лабораторное из-следоваше, поэтому данный вопросъ относится къ категории гЬхъ, решеш'е коихъ въ полномъ объеме въ лаборатории невозможно.

Что же можетъ дать при такихъ условйяхъ лабораторное наследование? Ответь на этотъ вопросъ получается различный, въ зависимости отъ того, какой матер ¡ал ъ подлежитъ изеледованпо.

Если это руда, то нужно найти, при какой величине частицъ ассо-цшрованное съ ними золото растворяется въ цнанистомъ калш такъ же полно, или почти такъ же полно, какъ и золото, связанное съ частицами более мелкими. Эта величина часгицъ, очевидно, является пре-деломъ, ниже котораго измельчеше пе будетъ давать никакого доба-вочнаго извлечения- это предьлъ технически целесообразнаго измель-чешя, который, иовторяемъ, можетъ не совпадать съ пределомъ экономически возможнымъ.

Если изсл'Ьдоваше должно быть произведено съ хвостами отъ амальгамации, то лаборатории ставится задача выяснить, достаточно ли тонко измельчены хвосты и не остается . л после шаки; овг.шя въ наиболее крупныхъ частицахъ слищкомъ много золота. Конечно, такой вопросъ чаще всего приходится решать ч,ля эфелей.

Что касается опредЬлешя наивыгоднейшей степени измельчешя свежей руды, то идеальное решение вопроси было бы достигнуто, если бы возможно было приготовить рядъ пробъ, величина частицъ кото-рыхъ последовательно уменьшалась, бы. Обработка этихъ пробъ ща-нисгымъ кгшемъ при одинаковыхъ услонияхъ сразу дала 61л искомый резульгатъ, такъ какъ, начиная съ никоторой пробы, количество извлекаемаго золота не увеличивалось бы. Величина зеренъ этой пробы и была бы искомой степенью измбльчешя. Къ сожалению, прибора, измельчающего руду только на частицы определенной величины, не имеется. Даже валки, наряду съ част щами, равными по величине

разстоянио между бандажами, даютъ много частицъ меньшей величины, вплоть до мельчайшей пыли. Поэтому приходится прибегать къ косвенному пр1ему, который приложимъ и къ изслЪдованпо хвостовъ.

Фиксироваше золота по классамъ. Косвенный пр1емъ, о которомъ говорилось выше, заключается въ томъ, что матер1алъ, подлежащий изследовашю, измельчаютъ, если эта руда, до некоторой определенной величины зерна или берутъ, какъ таковой, если это хвосты, а за-тЪмъ разсЬиваютъ на нормальныхъ ситахъ порщю въ 100 гр.; по полученному ситовому анализу расчитываютъ, какое количество матер1а-ла нужно взять, чтобы по разсЬиванш получилось въ каждомъ классе количество, достаточное для определешя золота (100 гр.;если делается по две плавки). Необходимо отметить, что классы до-|-200 передъ опробовашемъ необходимо измельчить, такъ какъ, въ противномъ случае, отд1 льныя пробы не сходятся. Въ результате определений получается рядъ цифръ, который даютъ представлеше о томъ, какимъ образомъ распределяется золото между частицами матер1ала различной величины. Однако, эти цифры будутъ показательны лишь въ томъ случае, если разсеиваше классовъ совершалось при определенныхъ услов1яхъ. Возможно отсЬивать сухой матерьялъ и молено разделять классы, работая въ водЬ. Вт, послЬднемъ случае отдельные классы получаются несравненно однороднее, чище, чЬмъ въ первомъ, когда более мелюя частицы, инкрустируя зерна более крупныхъ, остаются на ситахъ, черезъ которыя оне могли бы свободно пройти. Накопецъ, отделешя классовъ, особенно класса—200, возможно достигнуть пу-темъ взмучивашя матерьяла въ воде и декантащи черезъ сито до-техъ поръ, пока декантатъ не будетъ вполне прозрачный. Такимъ способомь въ лабораторш можно достигнуть результатовъ, сходныхъ съ получаемыми на заводскихъ гидравлическихъ классификаторахъ, прототипомъ которыхъ является простой зумпфъ, где легюя частицы уносятся потокомъ воды, а тяжелыя освдаюгь. Очевидно, что есть глубокое различ1е между способомъ, где частицы разделяются соответственно весу, и между способами отсеивашя сухого или мокрагр, когда частицы разделяются исключительно по величине. Въ .цослед-немъ случае приходится ожидать обогащения мелкихъ классовъ золо-томъ и сульфидами за счетъ крупныхъ, такъ какъ сульфиды, какъ минералы более хруиюе, измельчанотся тонньше, чемъ остальные компоненты руды, а золото въ большинстве случаевъ встречается въ изеледуемыхъ матерьялахъ, особенно въ хвостахъ отъ амальгамацш, въ виде частицъ, иеразличимыхъ даже при сильномъ увеличенш. На-оборотъ, въ первомъ случае можно ожидать,"что золото и сульфиды будутъ концентрироваться въ более крупныхъ классахъ, какъ компоненты более тяжелые, не уносяпщеся поэтому потокомъ воды.

Сказанное подтверждается следующими опытами, произведенными въ нашей лабораторш. ДвЬ пробы эфелей Берикульскаго рудника под-

вергались сухому и мокрому разсЬиванпо на нормальныхъ ситахъ, причемъ отсЪиваше производилось до отказа. Полученные послЪ опро-бовашя классовъ результаты сведены въ таблицы XII и XIII.

■V иы? Им ;] гф. ')'!.!• .гр: • О !■;:■> я од О'К.«."- -л »г-.;.::

■

ТАБЛИЦА XII. ОтсЬиваше сухимъ путемъ.

Классы. Количество. Содержаше золота въ 100 нуд. Общее колич. золота въ классЪ (а.в.Л V 100-у РаспредЪлеше золота по клас-самь въ % %.

въ гр. въ %% (а). золоти, (в).

4- 80 865 35,3 1,54 0,54 | 16,1

4 100 274 11,2 1,92 0,22 6,6

-1- 120 202 8,3 2,69 0,22 6,7

-(- 150 155 6,3 3,46 0,22 6,7

+ 200 207 8,4 3,84 0,32 9,9

- 200 747 30,5 5,76 1,76 53,6

Всего •! 2450 100,0 3,69 3,28 100,0

Просыпка 50 и

ТАБЛИЦА XIII. ОтсЬиваше мокрыиъ путемъ.

Классы. ' Количество Содержаше золота въ 100 пуд. Общее колич. золота въ классЪ золотн. ( 100 ) РаспредЪлеше золота по клас-самъ въ %%.

въ гр. въ %% (а). золотн. (в).

+ 80 967 39,3 1 1,54 [ 0,61 18,2

+ 100 | 245 10,0 1,92 0,19 5,8

+ 120 • 145 5,9 2,30 0,14 4,1

+ 150 1 112 4,5 3,46 0,26 4,8

4- 200 143 9,5(13,8) 3,46(8,45) 0,33(1,02) 9.9(35,9)

— 200 759 30,8(26,5) 6,14(3,84) 1,84(1,16) 57,2(31,2)

Всего 2462 1000 3,69 3,42 100,0

Просыпка 38

Какъ видно изъ сопоставлешя цифръ обеихъ таблицъ и д1а-граммъ III, IV и V, на которыхъ нанесены результаты, помещенные въ таблицахъ, оба способа даютъ для распределения золота по клас-самъ картину одного порядка. Совершенно друпе результаты показы-ваютъ цифры. пом-Ьщенныя на таблице XIII въ скобкахъ. Эти цифры были получены такимъ образомъ: по отдЪленш грубыхъ классовъ, вплоть до+150, осталось разделить клгссы-}-200 и—200, для чего оставшшся матерьялъ взмучивался съ водой и взвешенная муть декантировалась черезъ сито 200 до техъ поръ, пока дальнЬйшимъ взмучивашемъ ужъ нельзя было отмыть что либо, и декантировалась совершенно прозрачная вода; весь матерьялъ на сито не переносился. При этомъ способе значительная часть сульфидовъ и золота осталась въ классе-}-200 и содержаше золота въ немъ оказалось 8,45 золотника въ 100 пуд., а въ классе—200--3,84. После опробованш классъ -{-200 былъ помещенъ щЬликомъ на сито и промытъ до отказа. Черезъ сито проходили почти исключительно сульфиды, которые были присоединены къ оставшемуся классу -200. Вторичное опробоваше обоихъ классовъ показало, что содержаше золота въ классе-|-200 понизилось до 3,46 золотника въ 100 пуд. тогда какъ классъ —200 обогатился до 6,14 золотниковъ. Конечно, цифры, помещенныя въ скобкахъ, были бы ближе къ заводскимъ результатамъ, если бы бери-кульсю'е эфеля подвергнуть классификации напримЬръ, на классификаторе Dorr'a.

Чтобы результаы изследовашй были более и менее однородные, въ нашей лабораторш принято сухое отсеиваше до отказа.

Выяснивъ распределен1е золота по классамъ- въ изследуемомъ матерьяле, последний въ количестве 2—3 кгр. Гюдвергаютъ щзниро-вашю либо въ перколяторе, если матерьялъ фильтруетъ удовлетворительно, либо въ 2—4 отдельных,ъ стклянкахъ, какъ описано при бу тылочной пробе. Въ послЬднемъ случае продолжительность агитацш не следуетъ брать чрезмерно' большой, такъ какъ при слишкомъ пол-номъ извлечении золота отдельные классы получаются настолько убогими, что определеше золота въ нихъ не можетъ быть сделано съ достаточной точностью. Агитащя въ течеше 6—12 часовъ обычно вполне достаточна.

Чтобы избежать необходимости время отъ времени открывать рля доступа воздуха пробку, къ пробе црибавляютъ 0,1% перекиси бар1я. Для предотвращен in большого расхода KCN, прибавляютъ всегда СаО (0,2%). Растворъ ИСК приготовляется обычно въ 0,3% крепостью и берется въ отношении 1:1 по вЬсу матерьяла.

По окончашк агитацш ню раствору определяютъ достигнутое извлечете. Хвосты переносятъ въ одинъ болыпой толстостенный стаканъ, даютъ раствору KGN отстояться, а зат! мъ декантируютъ его помощью сифона. Если д1аметръ сифонной трубки не очень великъ, то растворъ

удается декантировать почти нацело. Стаканъ затЪмъ доливаютъ до верху водопроводной водой, прибавляютъ' 15—20 кб. см. 10%-го раствора квасцовъ для ускоретя осаждешя, энергично взмучиваютъ содержимое и по отстаиванш декантируютъ сифономъ. Промываютъ, такимъ образомъ, хвосты 5— б разъ, после чего ихъ переносятъ на листъ фильтровальной бумаги, положенной на холстъ, натянутый на раму, укрепленную надъ какимъ-либо сосудомъ, наприм-Ьръ, ведромъ. Черезъ 10—12 часовъ хвосты переносятъ на сковороды (удобны круглый, чугунныя сковороды) или противени изъ листового железа и за-гЬмъ подсушиваюгъ либо на муфелЬ, либо подогревая снизу сковороды горелкой до техъ поръ, пока на пробирке съ холодной водой, помещенной надъ хвостами, не перестанетъ появляться иалетъ росы.

Высушенные хвосгы, обычно сбившиеся въ комья, протираютъ помощью фарфороваго пестика черезъ грубое сито (20—30); после чего, огвесивъ нужную порцпо, приступаюсь къ разсЬиванио. Если матерьялъ содержитъ много тонкихъ частицъ, то лучше отсеять сначала классъ—200, такъ какъ тогда получается меньшая просыпка.

Въ отсеянныхъ классахъ определяется содержаше золота по обычнымъ методамъ пробирнаго анализа.

Въ таблице XIV (стр. 42) приведенъ примЬръ фиксирования золота по классамъ до и после обработки щанистымъ кал1емъ хво-стовъ после амальгамащи въ лаборатории руды Варваринскаго рудника.

Обработка [производилась въ течеше 48 часовъ (22 часа агитация и 26 часовъ отстаивание съ открытыми пробками) въ 3-хъ стклянкахъ. Въ кажцую помещалось 250 гр. хпостовъ и по 500 кб. см. 0,5% раствора KLN. Въ данномъ случае продолжительность обработки (48 часовъ вместо 24-хъ) и крепость раствора щанистаго кал!я (0,5% вместо 0,3) были увеличены противъ нормы, т. к. ранее произведенные опыты показали, что хвосты съ трудомъ поддаются извлечению. Другая порция подвергалась щанированпо въ лабораторномъ перколяторе.

Изъ цифръ последняго столбца таблицы к столбца 11-го, где показано извлечете золота въ %% изъ каждаго класса, видно, что классы +100, -J-120 и —f—150 даютъ извлечеине около 60% при бутылочной пробе и отъ 40 до 60 въ церколяторе, тогда какъ извлечеше изъ класса—150 доходить до 83,5 и соответственно до 78%. Отсюда следуегь, что степень измельчения крупныхъ классовъ, въ которыхъ, какъ видно изъ таблицы, содержится около 30% всего золота, не достаточна и технически правильно было бы весь матерьялъ измельчать до величины зерна, проходящаго черезъ сито 150.

Сказанное достаточно поясняетъ суть метода опред-Ьлешя наивыгоднейшей степени измельчешя.

ТАБЛИЦА XIV. Финсироваше золота по классамъ.

Хвосты отъ амальгамацж. Хвосты отъ бутылочной пробы. Хвосты послЪ перколяцт.

Количество. Содррж. золота. та . Количество. Содерж. зол. та ^ Количество. Содерж. зол. о» . о5?

КЛАССЫ. въ гр. ч въ % (а) Зол от. Во всемъ въ классЪ 100 п. (а.в) (в). 100. о «£ « а « CJ <-> s-a л, о въ гр. 1 въ 0' . /е Зол. въ 100 п. 1 Л ° u JC а & " « ™ <J с Щ .а ^ а а* у 5 * та о CU с = ^ . а 5 X £С 4, О К ° в и ™ 2 s 3 h въ гр. 1 1 въ *: Зол. въ 100 п. с: Ь- • rO М is У а t- ,2 Ч О И ас с; Распред. зол( по класс въ Я ¡3 . ¡а 5. «о з- а о о к и со и т та s §

+ 100 470 58,1 1- I 3,33 1,91 68,9 425 58,8' 1,39 0,82 79,6 Щ 58,0 1388 60,8 1.85 1,15 1 82,8 43.0

+ 120 70 8,6 1,92 0,17 6,0 65 9,2 0,92 0,08 7,8 52,0 176 7,7 1,07 ■ II 0,08 ¡1 5.8 44,0

-Ь 150 58 7,2 1,54 0,11 4,0 50 7.0 0,61 0,04 3,9 60,2 107 • 4,7 0,69 0,03 2,2 61,0

— 150 205 25,3 2,30 0,58 1 21,1 180 25,0 0,38 • \ 0.09 8,7 83,5 ! 582 25,5 0,50 | 0,13 9.2 78,0

Всего 803 100,0 3,07 2,80 100,0 720 100,0 0.84 1,03 100,0 72,6 • I 2288 99,7 1,42 1,39 100,0 53,8

Столбцы 1 2 а!' « 5 6 7 8 9 1 10 11 12 Г .3 14 15 16 17

С.тЬдуетъ однако указать на недостатокъ этого способа, заключающиеся въ томъ, что при измельчеше руды более xpynKie минералы измельчаются тоньше остальныхъ, а, следовательно, и составъ различ-ныхъ классовъ будетъ различаться въ большей или меньшей степени. По этой причине цифры, показываюпця извлечете золота изъ различ-ныхъ классовъ не вполне сравнимы другъ съ другомъ, какъ относящаяся, строго говоря, къ матерьяламъ различнаго состава. Если бы возможно было дробить руду на совершенно одинаковыя частицы, то извлечете, напримеръ, изъ ':астицъ, проходящихъ черезъ сито 100, но остающихся на сите 120, разнилось бы отъ извлечешя, получен-наго для класса —|— 120, отсеяннаго отъ той же руды, измельченной обычнымъ порядкомъ, такъ какъ во второмъ случае составъ класса несколько отличался бы отъ состава руды въ первомъ.

Но въ заводскихъ механизмахъ измельчеше руды до определенной величины зерна, сопровождается всегда получешемъ более мелкихъ. частицъ всЬхъ классовъ, такъ что определеше наивыгоднейшей степени измельчешя на основанш данныхъ, полученныхъ по способу, описанному выше, цаетъ результаты, хотя и не совпадаюнще вполне съ действительностью, но достаточно точные для практическихъ целей.

Опредгълеше наивыгоднгъйшей кргъпости раствора. Пробы изсле-дуемаго матерьяла, по 300 гр. каждая, агитируются въ течение 24 часовъ съ 300 кб. см. раствора KCN различной крепости: 0,05%, 0,1%, 0,2% и такъ далЬе. Къ каждой пробе прибавляготъ по 0,3 гр. СаО.

По окончании агитацш пробамъ даютъ отстояться, декантирунотъ прозрачный растворъ черезъ сухой фильтръ въ сухой стаканъ, 'отъ фильтрата отбираютъ 2 пробы по- 100 кб. см., который и служатъ для определешя количества извлеченная золота. При 300 гр. матерьяла и 300 кб. см. раствора удается безъ труда нафильтровать 200 кб. см. даже и при изследованш тонко измельченнаго матерьяла, задерживающая въ себе много влаги.

Концентращя щанистаго кал1я, которой отвечаетъ наибольшее извлечение золота, и будетъ наивыгоднейшей.

Какъ иллюстрацию метода, приводимъ результаты определешя наивыгоднейшей крепости раствора для обработки эфелей Берикуль-скаго рудника (табл. XV).

ТАБЛИЦА XV. ОпредЪлеже наивыгоднЪйшей KptnocTw раствора.

Концентращя. KCN въ %

Извлечете золота въ °/(

/о

0,05 0,10 0,205 0,30

61,1

73.5 77,1 -

72.6

Шъ цифръ таблицы XV видно, что при обработка эфелей 0,205°/о растворомъ получилось извлечеше 77,1%, что слишкомъ разнится отъ извлечешя, полученнаго, какъ при более крЬпкомъ, такъ и болЬе сла-бомъ растворахъ. Поэтому такой результатъ слФ,дуетъ отнести на счетъ случайныхъ причинъ, всегда при опробоваши возможныхъ, а наивыгоднейшей крепостью признать 0,1% KCN

Опред1Ъ4ен.1е наивыгоднгьчшаго отношенья жидкаго къ твердому. Определение производится по той же схеме, что и описанныя выше: навески по 300 гр. матерьяла обрабатываются въ присутствие 0,3 гр. СаО различными количествами 0,2%-го раствора КСК. Наивыгоднейшее отношеше жидкаго къ твердому соответствуем максимальному извлечение золота изъ полученныхъ после опробовашя растворовъ.

Въ виде примера въ таблице XVI помещены цифры, полученныя при изеледованш эфёля II 1оанповскаго рудника.

ТАБЛИЦА XVI. Опред%леше наивыгодяЬйшаго отношешя жидкаго къ твердому.

Навеска Раствора Отношеше Извлечеше

эфеля гр. КСЫ 0,2% жидк. къ твердому въ %

✓ кб. см.

200 200 1:1 92,42

200 300 1:1-% 84,28

200 400 1:2 84,84

Наивыгодньйшимъ отношешемъ жидкаго къ твердому для этого эфеля слЬдуетъ признать 1:1, такъ какъ при этомъ отношении было извлечено 92,42% золота, тогда какъ при большихъ отношенияхъ извлечение оказалось более низкимъ.

Заметимъ, что определение правильнаго отношешя жидкаго къ твердому имеетъ большое значеше, такъ какъ при слишкомъ маломъ отношении уменьшается извлечеше, при слишкомъ большомъ—падаетъ производительность завода.

V |

Наивигоднгъйшая продолжительность обработки. Косвенно ме-тодърешешя этого вопроса указанъ въ томъ месте, где речь шла объ определение максимальнаго извлечешя золота. На странице 34 были приведены цифры, полученныя при обработке нЬкогорыхъ эфелей въ продолжение 1, 6, 12, 18, 24 и 36 часовъ. Разсматривач цифры таблицы XI, мы видимъ, напримеръ, что для эфеля II ¡оанновскаго рудника 24 часа являнотся наивыгоднейшей продолжительностью обработки, такъ какъ при дальнейшемъ увеличении времени агитацш извлечение не повышается; для берикульскаго эфеля наивыгоднейшей будегъ 6-ти часовая обработка и такъ далее.

Для выполнения определешя* навески матерьяла, по 300 гр. каж-

дая, агитируются въ течете 6, 12, 18, 24, 36 часовъ съ 300 кб. см. 0,2%-го раствора КСИ въ присутствш 0,3 гр. СаО. Растворы опробуются, какъ обычно.

Наивыгоднгъйшая щелочность раствора. Наивыгоднейшая щелочность можетъ быть определена агитащей обычно составленныхъ пробъ (300 гр.; 300 кб. см. 0,2% кок ) съ различнымъ количествомъ окиси кальщя (0,1, 0,2, 0,3 гр. и т. д.). Щелочность, которой соответ-ствуетъ наибольшее извлечете, считается наивыгоднейшей.

Проба прюбретаетъ большое значение потому, что согласно на-блюдешямъ С1агк'а и СЬепуоосГа не следуегъ брать больше, чемъ 0,3 фунта извести на 1 тонну (0,15%), такъ какъ большой избытокъ извести замедляетъ раствореше золота. *) Наблюдения указанныхъ ав-торовъ подтверждаются опытами ЕнПпаиз'а, который растворялъ золото в'ь растворахъ ксх и КаСЫ въ присутствии различная количества СаО- Въ таблице XVII приведены некоторые изъ результатовъ полученныхъ Ес1шап8'омъ. **)

ТАБЛИЦА. XVII. Влтн1е извести на растворимость золота въ KCN.

KCN % СаО % Растворилось Могло бы Изъ имЬвшагося

Ли мгр. раствориться мгр. KCN использовано %

0 026 — 69,2 78,8 87,8

0.030 0.020 83,8 90,9 92,2

0,042 0,041 31,5 127,3 24,6

0,136 Следы 243,3 412,2 58,9

0,136 0,0/4 о,5 412,2 0,1

Вместо описанной пробы у насъ въ лабораторш определяютъ

расходъ щелочи на данный матерьялъ, причемъ принимаютъ, что наивыгоднейшей при его обработке^, будетъ количество щелочи, соответствующее ея расходу.

Расходъ щелочи ***) на изследуемый матерьялъ опредЬляютъ посредстсомъ а< ^тащи въ течете 1 часа навески матерьяла въ 100 гр. со 100 кб. см. 2%.—го раствора NaOH. Предполагается, что за этотъ промежутокъ времени все реакщи, возможный между щелочью и компонентами руды, усггЬюгь закончиться.

*) Clark & her wood, Traus. Just Min. & Met., 1913, vol XXII, p 106.

**) По реферату пъ Jourii. Chem., Metall, and Min. Soc. of South Africa., 1917, Vol XVII, p. 160.

***) Въ качеств-fe щелочи на практик-fe применяется исключительно известь; пользование "Ьдкимъ натромъ, сохранившееся, къ сожялЬнно, на нЪкоторыхъ нашихъ ц1ани-стыхъ заводахъ, слЪдуетъ считать не рац!ональной и не обоснованной тратой дорогого реактива. Въ лабораторш пользоваше Ьдкпмъ натромъ болЪе удобно, чЪмъ примЪнен1е трудно растворимой СаО.—

По окончаши агитации отфильтровываютъ расгворъ черезъ сухой фильтръ въ сухой стакань. Отъ фильтрата отбираютъ для титровашя по 10 кб. см. раствора.

Зная содержаш'е ИаОН въ растворе до обработки и оиредЪливъ таковое после нея, не трудно вычислить расходъ щелочи.

Содержание КаОН въ растворе определяютъ посредствомъ титровашя кислотой о пред-клен на г о титра въ присутствш фенолъ-фталеина или ^етилъ-оранжа. Ч^ще всего для этой цели употребляютъ серную или щавелевую кислоты. Въ первомъ случае титръ кислоты нужно точно установить, напримЪръ, по децинормальному раствору соды; во второмъ- кислота соответствующей коицентрацш можетъ быть приготовлена > непосредственно растворешемъ навески химически чистой кристаллической щавелевой кислоты (С2 Н2 04 2Н2 О)*). Если при установке титра пользовались меТйлъ-оранжемъ, то этотъ же индикаторъ следуегь применять и' при последующих!» тйтровашяхъ.

Въ большинстве случаевъ пользуются децинормальными кислотами Для определения же расхода щелочи удобнее брать кислоту въ 2 раза более крепкую. При приготовленш серной кислоты такой крепости пользуются концентрированной НаБСЫ удельнаго веса 1.84, содержащей, какъ известно, въ 1 литре 1759 гр. химически чист'аго моногидрата (НаБО*), 5,57 кб. см. которой разбавляютъ до лигра; 5,57 кб. см. содержать 9,8086 гр. НаКО*, что и составляетъ 1/в эквивалентиаго веса.

Титръ приготовленной такимъ образомъ кислоты устаиавлиааютъ по п/'ю рзстзору Ка2 С03 , для приготовлення котораго отвешиваютъ 5,3 гр.-—'/ю эквивалентиаго веса—соды, полученной прокаливаннемъ до постояннаго вЬса КаНС03 ; навеску растворяюсь въ воде и доводить до литра. Поместивъ въ фарфоровую чашку 10 кб. см. раствора, при. бавляютъ 1—2 капли метилъ-оранжа (0,02 гр. на 100 кб. см.) и титру-ютъ кислотой до перехода желтаго окрашивашя въ оранжевое.

Такимъ же образомъ титруютъ растворъ КаОН до и после обработки послЬднимъ нзеледуемаго матерьяла. Численный прймЬръ пояснить, какъ по результатамъ титрованш вычнеляютъ расхоцъ щелочи.

Результаты титровашя:

1. На 10 кб. см. в/но N«8 СОз пошло 5,2 кб. см. Н, 304-

2. , Ю , , раствора КаОН я 23,2 „

3. » Ю , , фильтрата „ 20,1 „ „

Г1еречислен1е:

5,2 гб см. Н2 304 уйдетъ на 10 кб. см. п/'ю N3011 (эквивал. 10 кб. см. л/ю N82 СОз )

23,2 „ „ „ ушло бы „ х , „

' 11 }1 я пи » У » » » я

_____

*) При точны^ь опредЬлешахъ следуеть устанавливать и титръ щавелевой к.¡слоты

47

—i—■—

Отсюда x = 'г'!3- — 44,6 кб. см. 11/10 NaOH. o,¿

10.20,1 __

у - - -5"2 = 38,65 „ . . .

Но 1000 кб. см. п/,о NaüH содержать 4 тр. NaOH,

а 44,6 „ , .„ u »

и 38,65 „ я „ я „ m „ я 4 44 fi

Отсюда и - y-gf-- = 0,178 тр. NaOH

4.38,65 л,,,

Ш = = °'К)5 • -

Следовательно: 10 кб. см. раствора содержать 0,178 гр. NaOH или 1,78% 10 я , фильтрата „ 0,155 , „ 1,55 w

Концентращя раствора NaOH после обработки понизилась на 0,23 , Отсюда слЬдуетъ, что ¡00 кб. см. раствора потеряли 0,23 гр. NaOH, иошедшихъ на 100 гр. руды.

На 100 гр. руды расходуется 0,23 гр. NaOH или 0.23% „ 100 пуд „ „ 0,23 пуда „ „0,23х'40=9,2 ф.

Это и есть расходъ щелочи на данный матер1алъ.

Взявь вместо NaOH эквивалентное количество СаО, ¡¿олучаютъ расходъ щелочи, выраженный въ фунтахъ извести, требуемый для нейтрализацш изсл; дуемаго матер1ала.

Если для титровашя пользуются п/6 щавелевой кислотой (12,6 Fg. на литръ), то i кб. см. ей эквивалентенъ 0,008 гр. NaOH или 0,0056 гр. СаО. Если же для титрования брать каждый разъ по i0 кб. см. растворовъ, то 1 куб. см. щавелевой кислоты соответствуем 0,08 % NaOH или 0,056% СаО.

Въ техъ случаяхъ, когда приходится ежедневно делать много опред! ленж щелочности растворов ¡>. выражая ее въ процентахъ СаО либо NaOH, удобнее пользоваться щавелевой кислотой такой крепости, чтобы каждый кубическш сант;1метръ чя раствора былъ эквивалентенъ 0,01 гр. СаО, или 0.0. гр. NaOH. Для лриготовлешя перваго раствора нужно растворить въ литръ 22,5 гр. щавелевой кислоты (количество эквивалентное 1J i р. СаО), для приготовлешя же второго 15,75 гр. (эквивалентно—10 гр. NaOH). При титроваши 10 кб. см. каждый кб. см. перваго раствора будетъ соответствовать 0,1% СаО, а второго—0,1% NaOH.

Вь качествЬ индикатора при титрованш щавелевой кислотой удобно пользоваться фенолъ-фталеиномъ (I гр. на 100 кб. см. алкоголя).

XIV.

Перколнцюниая проба.

Не смотря на блестящее развиле техники щзнистаго процесса и

%

поныне самымъ дешевымъ способомъ обработки золотосодержащихъ матерьяловъ является перколящя, если только матерьялъ достаточно хорошо фильтруетъ или можетъ быть сд'Ьланъ таковымъ после соответствующей классификации и если этогь способъ даетъ удовлетворительное извлечеше золота изъ обрабатываемая матерьяла. Въ этомъ смысле нерколяцпо можно сопоставить съ амальгамащей. Оба эти способа извлечешя золота съ технической стороны менее совершенны, чемъ, напримиръ, полный иловой процесъ; однако же, благодаря своей дешевизне и простоте, они являются основными въ зо-лотомъ деле.

Въ связи со сказаннымъ перколяцюнная проба прюбрЬтаетъ большое значение въ ряду лзбораторныхъ испытанш.

Конечно, эта проба излишня въ техъ случаяхъ, когда предвари-тельныя изсл1,довашя показали, что удовлетворительное извлечеше получается лишь при измельчеши всего матерьяла до—150 и тоньше, либо оказалось, что фильтрующая способность матерьяла мала и не можеть быть улучшена.

Особую роль въ последнемъ случае играетъ ситовой анализъ матерьяла и изучеше подъ микроскопомъ отдЪльныхъ его классовъ, особенно мелкихъ. Если последиie представляютъ собой фрагменты кристалловъ кварца и т. под., то можно полагать, что и пр ■■ значи-тельномъ содержаше этихъ классовъ въ обрзбатызаемомъ магерьяле скорость перколящи будетъ удовлетворительна. Наоборотъ, небольшой процентъ глинистыхъ частицъ весьма понижаетъ фильтрующую способность, ухудшая вмесгь съ темъ извлечен ie золо га.

Такимъ образомъ, некоторое представлеше о фильтрующей способности матерьяла можно получить, изучая его подъ микроскопомъ. Более точное представлеше обь эюй способности даетъ определение количества влаги, задерживаемой имъ после дренирования, и его пористости, т. е., объема, занимаемая въ свободно насыпанномъ ма-терьялЬ пустотами, потому что обе эти величены зависятъ отъ раз-меровъ частицъ, отъ чего, въ свою очередь, зпвиситъ фильтрующая способность.

Опредплеме пористости матерьчла можетъ быть выполнено несколькими способами.

1. Въ сосудъ емкостью въ 100 ко. см. (мерный цилиндръ), наполнений до метки изследуемымъ матерьяломъ, прилйваютъ изъ бюретки воду до техъ поръ, пока она не подымется до уровня матерьяла. Отсчегъ бюретки даетъ пористость матерьяла въ процентахъ. Результаты определения зависятъ отъ способа наполнешя сосуда. Кро: ме того, воздухъ, находяпцшея въ порахъ, препятствуетъ проникно-вешю воды, уменьшая результаты определения.

Какъ примерь, приведемъ цифры, полученные при определении

пористости неклассифицированнаго эфеля II 1оаиновскаго рудника и того же эфеля, отъ котораго былъ отл/Ьленъ классъ—200.

На неклассифицированный эфель изъ бюретки пошло 39,8 кб. см.

— Пористость 39,8 %

На классифицированный эфель пошло 38,5 кб. см. —

— Пористость 38,5%

2. Если известны удельный весь матерьяла—а и его объемный вЪсъ—Ь (вЪсъ 1 кб. см.), то пористость—р можетъ быть вычислена по формуле:

Р =

а-Ъ

_.Ю0

а.Ъ

Ьдгъльный вгьсд проще всего определить такимъ образомъ: взвЪ-шиваютъ наполненную до метки водой мерную колбу на 500 кб. см. Выливаютъ затЪмъ воду, всыпаютъ отвешенное количество матерьяла (100 гр.) и, доливъ водой до метки, взв'Ьшиваютъ снова. Удельный вЬсъ вычисляютъ по следующей формул^:

лг , ВЪсь матерьяла

Уд. В'Ьсъ ——г--=-;л-—_---: . .-

вЪсъ колбы съ водой-¡-в. матерьяла в1>съ колбы съ водой и матерьяломъ

Наприм-Ьръ:*) колба съ водой веситъ 600 гр., колба съ водой и навЬской руды веситъ — 660 гр., навеска руды—100 гр.

Удельный в'Ьсъ руды - ""6004-100—660 '"= 2'5 ,

Описанный способъ даетъ, конечно, приближенные, результаты въ большинстве случавъ, однако, достаточно точные.

Для опред'вленш удельнаго веса въ нашей лаборагорш пользуются приборомъ Шумана, служащимъ для определешя уд. вЬса цемента и изображеннымъ на рис. 5.

Определеше выполняется такимъ образомъ. Приборъ, съ густо смазаннымъ шлифомъ А, наполняютъ помощпо воронки С водой до нижней метки, или несколько выше, такимъ образомъ, чтобы не смочить сгенокъ градуированной трубки. Затвмъ помещаютъ его въ ванну съ водой въ 10 —15 лигровъ емкостью, температура которой вполне установилась, что контролируется точнымъ термометромъ съ делениями, позволяющими отсчитывать десятыя доли градуса Черезъ 2—3 часа отсчитываютъ де/ienie, на которомъ 1ся

менискъ. Отсчетъ повторяютъ черезъ часъ. Если меык е сместился, то это свидвтельствуетъ о томъ, что приборъ прлтщль температуру ванны.

Вынувъ приборъ изъ ванны, всыпаютъ въ него черезъ воронку В небольшими порщями навеску матерьяла въ 50 гр., отвешенную съ точностью до I мгр. Въ случай заседания матерьяла въ трубке, последнюю слегка поколачиваюсь колотунпкой (деревянная палочка, на

*) MacFarren Н. W. Text Book of Cyanide Practice, N. Y. 1912, p. 85.

которую надета толстостенная резиновая трубка). Когда вся навеска всыпана, осторожно ударяя сосудъ въ на.члонномъ положеш'и о вой-локъ, положенный на столе, уцаляютъ все пузырьки воздуха. При постуки ваши необходимо одной рукой держать нижнюю часть прибора, а другой пришлифованную къ ней трубку съ делениями. По удаленш всехъ пузырьковъ, приборъ ставятъ снова въ ванну съ водой и после того, какъ убедилась, что приборъ принялъ температуру ванны (менискъ больше не смещается), отсчигываюгъ деление, до ко-тораго поднялась въ трубке вода. Разность второго и перваго огсче-товъ дастъ объемъ, занятый матерьяломъ.

Для эфеля 1оанновскаго рудника получились следующее отсчеты: до всыпашя навески 3,00

после „ „ 23,70

объемъ навески въ 70 гр. '¿5,70 кб. см.

70

Удельный весъ эфеля 25 7~ 2,72

Объемный тьсъ определяется взвешиваньемъ тарированнаго сосуда, известной емкости, наполиеннаго изследуемымъ матерьяломъ.

Можно воспользоваться мерными, цилиндромъ на 100 кб. см., насыпавъ его до метки.

Конечно, результаты определения вь сильной степени будутъ зависеть отъ наполнешя сосуда. Чтобы исключить вл1яше указанная обстоятельства, пользуются для наполнешя сосуда приборомъ, нзобра-женнымъ на рис. 6., представляю щи мъ две наклонныхъ плоскости, по которымъ ссыпается матерьялъ прежде чемъ попасть въ подставленный сосудъ, объемъ которого равенъ литру. Сосудъ насыпаюгь съ верхомъ, а загЬмъ избытокъ матерьяла снимаютъ помощью тонкой стальной пластинки заподлицо съ краями сосуда. Разность въ вЬсахъ наполненная сосуда и пустого—даетъ весъ одного литра.

Для эфелей 1оановскаго рудника получились цифры: (табл. XVIII)

ТАБЛИЦА XVIII. Опред-Ьлеже объемнаго в%са.

Эфель Неклассиф. Классиф.

Весъ сосуда съ эфелемъ 1835 гр. 1842 гр.

„ пустого 563 . 563 „

„ 1 литра эфеля 1272 , 1279 ,

1 кб. см. , 1,272 , 1,279 „

1 . „ „ 1,380 , 1,360 .

Въ последней строке таблицы помещены объемные веса, определенные посредствомъ взвешивашя мерная цилиндра, которые значительно превышаютъ веса, найденные описаннымъ выше способомъ: этого и следовало ожидать при произвольномъ способе наполнешя цилиндра.

Подставляя въ формулу, приведенную на стр. 49 удельный и объемный вЬса, получаемъ пористость матерьяла. Такимъ образомъ на-ходимъ пористость:

2 72 _ 1 272

иеклассиф. эфеля = 1 27^- '10° = 41,8

классиф. эфеля 41,5 %.

Если въ формулу подставить объемные веса, определенные более грубымъ способомъ, то пористость пекласс. эфеля получается равной 35,7° /0, а классифиц. 36,8%.

о Пористость матерьяла, наконецъ, можетъ быть определена въ приборе, предложенномъ Julian'омъ и Smart' омъ*) и служа щемъ также для определения влажности дренированныхъ хвостовъ и скорости перколяцш.

Приборъ, изображенный на рис. 7, состоитъ изъ стеклянной трубки А длиной 4,5' и д1аметромъ НА" (32 мм.), установленной вертикально въ штативе. Снизу трубка закрыта пробкой, черезъ которую проходить стеклянная трубочка В, открывающаяся внутри ззподлицо съ пробкой. Чтобы матерьялъ, насыпаемый черезъ воронку сверху до высоты 3'6" (половина высоты чана), не забивалъ отверспе трубочки, последнее прикрыто клочкомъ стеклянной ваты и сверху кружкомъ изъ полотна, несколько большаго д1аметра, чЬмъ трубка. При затыканш пробки края кружка плотно прижимаются ею и таким ь образомъ получается хорошш фильгръ. Помощью длинной каучуковой трубки къ трубочке В присоединяется стклянка съ тубусомъ С., служащая для наиолнешя трубки, нагруженной матерьяломъ, водой. Следуетъ при наполнении поднимать стклянку весьма медленно, чтобы не увеличивать чрезмерно напоръ воды, такъ какъ, въ противномъ случае, въ нагрузке образуются пустоты, и точность опредЬлешя значительно уменьшается.

Если извЬстенъ объемъ части трубки, наполненной матерьяломъ V, и объемъ воды v, заполнившей поры между частицами и поднявшейся до уровня его въ трубке, то пористость матерьяла въ процен-тахъ выразится формулой

т. 100

Р =-у-

Объемъ, занятый матерьяломъ, вычислить не трудно, зная внутренний д1аметръ трубки (3,2 см.) и высоту столба матерьяла въ ней (3'6"= 106,7 см.)

V— ТС'3>2' 106,7 = 847 кб. см.

4

Объемъ воды, занимающей поры, определяется поел Ьдователь-нымъ взвЬшивашемъ трубки, наполненной сухимъ матерьяломъ, и той

*) Julian В. F. and Smart Е. Cyaniding Gold aud Silver Ores. 1910, p. 27,28.

же трубки съ водой, поднявшейся до уровня, наполняющего ее ма-терьяла. Въ таблице XIX помещены цифры, полученныя при опреде-ленш по этому способу пористости класс, и некласс, эфелей 1оаннов-скаго рудника.

Результаты опред-Ьленш пористости обоихъ эфелей 1оанновскаго рудника по различнымъ способамъ сведены въ таблице XX.

ТАБЛИЦА XX. Результаты опред1>ле№я пористости различными способами.

Изъ этихъ способовъ только два последнихъ можно считать достаточно точными, но и они даютъ не совсемъ согласуюшлеся другъ съ другомъ результаты. По второму способу пористость обоихъ ма-терьяловъ оказывается почти одинаковой, тогда какъ третш способъ даетъ для пористости классифицированнаго матерьяла величину на 1,6% большую, чемъ для неклассифицированная. Последше результаты следуетъ признать более правильными, такъ чакъ классифицированный эфель, состоящш изъ более крупныхъ частицъ, долженъ ложиться более рыхло, чемъ неклассифицированный, а потбму и пористость его должна быть значительнее.

Опредп>леше влажности хвостовъ после дренировашя, какъ указывалось выше, даетъ также возможность сделать некоторое заключе-ше о скорости перколяцш. Это определеше можетъ быть легко сделано помощью того же прибора, который служилъ для опредНлешя пористости. Взвешивая последовательно пустую трубку, трубку съ сухимъ матерьяломъ и трубку съ дренированнымъ матерьяломъ, после наполнешя пустотъ въ немъ водой, получаютъ всЬ данный, необходи-мыя для вычислена количества удерживаемой влаги. Въ таблице XXI приведены, для примера, цифры, получаюшдяся для эфелей классиф. и неклассиф. 1оанновскаго рудника.

ТАБЛИЦА XIX. Опред%леже пористости.

Эфель

ВЬсъ трубки съ матерьяломъ Тоже съ водой Весъ воды

Пористость по формуле

Неклассиф. Классиф.

1927, 5 гр. 1975, 5 гр

2269, о „ 2331, 0 „

342 „ 355, 5 „

40,37% 41,97%

Способы

Пористость неклассиф. эфеля классиф. „

1 2*3

39,8 41,8 40,37 38,5 41,5 41,97

ТАБЛИЦА XXI. Опре^лек1е количества влаги, задерживаемой въ хвостахъ.

л?.г ■ ; МНЭГ 'ТО :'» 2е <

Эфель Неклассиф. Классиф.

Весъ трубки пустой 743, 5 гр. 760, 5 гр.

„ „ съ. матер. 1927, 5 „ 1975, 5 „

матерьяла (у) 1184, О я 1215, 0 „

„ тр>б. после дренир. 2234, 5 „ 2210, 0 „

„ влаги въ хвостахъ (а) 307, О и 235, 5 „

Влажность хвостовъ 3-100 26,01 % 19,39%

V

Ниже, на странице 58 интересуюицеся найдутъ еще одинъ спо-собъ определен'^ % влаги, удерживаемой матерьяломъ.

Разсматривая цифры, получепныя при определении пористости обоихъ эфелей, служившихъ намъ для примера, и количества влаги, удерживаемой ими, мы видимъ, что классифицированный эфель при большей пористости (принимаемъ результаты, полученные по 3-му способу) удерживаетъ на 6,6% меньше влаги, чемъ неклассифицированный, пористость котораго меньше. Этихъ результатовъ и следовало ожидать, такъ какъ неклассифицированный эфель, какъ видно по ситовому анализу, помещенному въ «таблице XXII, содержитъ на 32,7% больше мелкихъ частицъ, чемъ классифицированный.

ТАБЛИЦА XXII. Ситовой анализъ некласс, эфеля.

1 о

Классы %•

+60 12,12

4-80 ' 9,66

-1-100 11,00

4-120 10,86

+150 7.03

+200 14,27

—200. 32,73

Просыпка 2,33

Сумма 100,00.

На основании получешшхъ даниыхъ можно сказать, что последний эфель будетъ лучше перколировать, чЬмъ первый. Однако же точнаго представления о скоростл перколящи ни опредклеше пористости, ни количество удерживаемой влаги не даетъ, почему оба эти способа и слЬдуетъ признать только качественными.

Опрефълеше скорости перколяц1и. Какъ уже упоминалось выше, скорость перколящи играетъ въ процессе выдающуюся роль, такъ какъ плохо фильтруюнщй матерьяль слишкомъ долго задерживается въ ча-

»

\

нахъ. уменьшая производительность всего завода, вместе съ тЪмъ,. извлечеше золота въ значительной степени пздаетъ, всл-Ьдств1е неравномерная прохождения растворовъ черезъ всю толщу матерьяла.

На практик^ обычно считается, что матерьялъ, уровень раствора надъ которымъ въ чану понижается меньше, ч-Ьмъ на ал" въ часъ, не выгодно обрабатывать перколящей. Скорость перколяцш 3/4" въ часъ считается еще плохой; П/а"—удовлетворительной и3"—хорошей.- *) Это правило подтверждается следующей таблицей ХХШ, заимствованной у Н. МакГаггеп'а **), въ которой для нагрузокъ различной глубины приведены скорости перколяцш въ дюймахъ, необходим ыхъ для того, чтобы -растворы могли сойти въ отведенный для процесса промежутокъ времени.

ТАБЛИЦА ХХШ. Зависимость междускоростью перколяцт и продолжительностью ея.

Продолжительность пер-коляши въ часахъ. Глубина нагрузки въ футахъ.

4 6 8 10 12 14

Скорость перколяши въ дюймахъ.

96 0,80 1,20 1,60 1 2,00 2,40 2,80

120 0,64 0,96 1,28 1,60 1,92 2,24

144 0,53 0,80 1,07 1,Зо 1,60 1,84

168 0,40 0,69 0,9-1 1,14 1,37 1,60

192 0,40 0,60 0,80 . 1,00 1,20 1,40

216 0,36 0,53 0,71 0,89 1,06 1,24

240 0,32 0,48 0,64 0,80 0,96 1,12

Изъ таблицы видно, что при глубине нагрузки въ 6', наиболее часто встречающейся, и скорости перколяцш 3Д" требуется 144 часа, чтобы растворы, взятые въ количестве равномъ весу обрабатываемая матерьяла (обычное отношение ж: тв.) успели черезъ него пройти. 144 часа или 6 дней—продолжительность обработки, увеличивать которую не практично. Такимъ образомъ, вышеприведенныя нормы совпаааютъ съ данными таблицы.

Скорость перколяцш при одномъ и томъ же магерьяле изменяется въ значительной степени отъ способа наполнешя чана. На-примеръ, при сухой нагрузке эфель запимаегь на 10—20% больше места, чемъ при мокрой, следовательно, лежитъ более рыхлымъ

*) •ГиНшДО. & Е. БтагЬ. р. 27.

**) 1ос. сН ,р..93.

слоемъ и перколируетъ скорее.*) По этой причине при опредЬленш скорости перколяцш слЬдуетъ обращать внимаше на способъ напол-нешя матерьяломъ прибора: наполнять нужно приблизительно при гЬхъ же услов1яхъ, какъ это принято или будетъ принято на завод^. Въ противномъ случае получаются несравнимыя съ действительностью результаты.

Выше, при изложенш способовъ определешя пористости матерья-ловъ, былъ описанъ приборъ, служащш для этой цели и заимствованный у Julian a и Smart'a (см. стр.'52). Помощью этого же прибора указанные авторы предлагаютъ определять скорость перколяцш. Мае Farren, рекомендуя со своей стороны этотъ приборъ, добавляетъ, что труба должна быть возможно большаго д1аметра, а высота ея равна предполагаемой глубине нагрузки чана.

Скорость перколяцш помощью прибора определяется такимъ образомъ: наполнивъ трубку изеледуемымъ матерьяломъ и водой, какъ описано на странице 52, наливаютъ сверху столько воды, чтобы надъ матерьяломъ образовался столбъ въ 5—6"; на трубку наклеиваютъ затемъ вертикально полоску бумаги, разделенную на десятыя доли дюйма и, открывъ внизу зажимъ, ожидаютъ пока уровень воды не сравняется съ нулевымъ делешемъ 'шкалы. Въ этотъ моментъ отме-чаютъ время, а черезъ часъ отсчитываютъ на сколько делеш'й понизился уровень воды. Этотъ отсчетъ и дастъ скорость перколяцш. Более точные результаты получаются, если измерять по секундомер^ время, необходимое для опускания уровня на 1" или на 5" *♦).

Для неклассиф. эфеля 1оанновскаго рудника скорость перколяцш, определенная по этому способу, оказалась 1,25" въ часъ, а для клас-сиф.—9,83". Определения производились со столбомъ матерьяла въ З'б", такъ какъ более длинной трубки въ лабораторш не оказалось.

Описанный способъ определения скорости перколяцш, правильный по идее, далъ бы вполне согласуюпцеся съ работой заводского чана результаты, если бы стенки трубки не оказывали значительнаго в.'йяшя на скорость стекашя внизъ раствора, что не имеетъ места въ условняхъ, существующихъ на заводе. Возможно, что при трубкахъ въ 3—4" д1аметромъ, вл1яше стЬнокъ не сказывалось бы въ той мере, какъ это имело место при работе съ трубкой д1аметромъ въ 11 А".

По этой причине въ нашей лабораторш для подобныхъ опреде-ленш пользунотся перн<оляторомъ, служащимъ также для определешя извлечения золота.

Лабораторный перколяторъ. На рисунке 8 изображенъ такой

*) loc. cit. p. 93.

м) Mac Farren рекомендуетъ приступать къ определению скорости перколящи после того, какъ приготовленный для определения прч^оръ простоялъ нЪскольк® дней. loe. cit. стр. 81.

р

перколяторъ, *) установленный въ деревянной подставке. Перколя-торъ снабжается снизу пробкой со вставленой въ нее стеклянной трубочкой, на которую надЬтъ отрЪзокъ резиновой трубки съ зажимомъ. Надъ пробкой кладется кусочекъ губки, а зат-Ьмъ вставляется ложное дно изъ проволочной с^тки съ иатянутымъ на нее холстомъ. Если последнш новый, то его необходимо предварительно вымыть, чтобы освободить отъ аппретуры. Поверхъ холста насыпаютъ слой въ 3—5 мм. крупно—зернистаго кварца, конечно, не содержащая зотота. На приготовленный такимъ образомъ фильтръ всыпаютъ изследуемый матерьялъ.

Въ большинстве случаевъ скорость перколяцш определяютъ попутно съ определешемъ % извлечения золота, поэтому количество матерьяла, загружаемая въ перколяторъ, а также величина последняя зависятъ отъ содержашя золота въ матертлЬ. Обычно приходится брать 3 килограмма, которые тщательно смешиваются съ нуж-нымъ количествомъ окиси кальцин, определяемымъ по общему расходу ея на данный матерьялъ.

Такъ какъ отъ правильности загрузки зависятъ и полнота извлечешя, и скорость перколяцш, то па это обстоятельство слЬдуетъ обратить особое внимаше. Равномернее всего распределяются крупный и мелшя частицы матерьяла, если его загружать черезъ сито съ достаточно крупными отверст1ями, напримЬръ, сито 40, положенное сверху на перколяторъ.

Порядокъ заливки растворовъ. Первый растворъ крепостью въ 0,2% KCN, каковая въ большинстве случаевъ достаточна, залива ютъ снизу помощью стклянки съ тубусомъ, соединенной съ нижнимъ концомъ иерколятора посредствомъ длинной резиновой трубки. При заливке раствора снизу, нагруженный матерьялъ пропитывается гораздо равномернее, въ немъ не образуется пустотъ и каналовъ, на-рушающихъ правильность перколяцш. Во избежаше того же следуетъ поднимать уравнитечьную стклянку, по м-fcpe просачивашя раствора вверхъ такимъ образомъ, чтобы уровни жидкости въ ней и въ перко-ляторе не слишкомъ разнились.

Обычно количество перваго раствора составляетъ 40 % отъ ве-" са нагрузки или 1200 кб. см., если было взято 3 кгр. Этого количества съ избыткомъ хватзетъ, чтобы заполнить все поры между частицами матерьяла. Когда растворъ поднялся въ перколяторе до уровня нагрузки, закрываюсь внизу зажимъ, а осгатокъ раствора зали-ваютъ сверху, направляя струю на стеклянную пластинку, положенную поверхъ нагрузки, во избежание промоинъ въ верхнемъ ея слое.

Въ такомъ виде перколяторъ оставляютъ на 24 часа. По про-шествш этого времени открываютъ зажимъ, и растворъ начинаетъ

*) Сосуды такой формы различныхъ размЪровъ—изготовляются многими американскими фирмами, изъ кбторыхъ укажемь Denver Fire Clay Со, Denver, Colo, U. S. A.

стекать въ подставленный мерный цилиндръ. Пробу оставляютъ дренироваться въ теченш 12 часовъ. За это время первый растворъ успЪетъ стечь насколько возможно, а вся масса, нагруженная въ пер-коляторъ,—насытиться воздухомъ. Это—перюдъ аэращи, за когорымъ слЪдуетъ обработка вторымъ растворомъ (30 % по восу матерьяла; 900 ко. см. при 3 кгр.), заливаемымъ сверху на стеклянную пластинку, о которой упоминалось выше. Зажимъ оставляютъ открытымъ до гЬхъ поръ, пока не появятся первые капли фильтрата. Въ этотъ мо-ментъ зажимъ закрываютъ и растворъ остается въ контакгЬ съ из-слЪдуемымъ матерьяломъ еще 12 часовъ.

Черезъ 12 часовъ, открывъ зажимъ, спускаютъ въ мЬрный цилиндръ, гдЪ находился первый фильтратъ, еще такое количество раствора, чтобы набрался въ общей сложности объемъ, равный объему залитаго перваго раствора, въ нашемъ случай—1200 кб. см. Какъ известно, растворъ, залитый 'въ перколиторъ, не смешивается съ предыдущимъ бол'Ье крЪпкимъ растворомъ, а вытЬсняетъ его. Это подтверждается, напримЬръ, цифрами таблицы XXIV, гд'Ь показано количество растворовъ, залитыхъ въ перколяторъ при обработка эфеля Варыаринскаго рудника, и содержание щанистаго кал1я въ нихъ до и послй обработки.

ТАБЛИЦА XXIV. Концентрацт KCN. въ растворахъ при перколяцюнной npodt

до и пocлt обработки.

Растворы Залито кб. см. %KCN Спущено кб. см. %KCN

I кр-Ьпшй 1000 0,24 1000 6,13

II слабый 900 0,09 900 0,07

III промывная вода 1000 — 1000 0,02

Вм-Ьсто цилиндра съ первымъ фильтрзтомъ подставляютъ другой и продолжаютъ перколяцпо до тЪхъ поръ, пока второй растворъ не сойдетъ ниже уровня матерьяла. Въ этотъ моменгъ заливаюгь первую промывную воду (30% или 900 кб. см.), которая начинаетъ вытеснять второй растворъ. Когда пос.тЬдняго наберется 900 кб. см. (или вообще количество, равное залитому), подставляютъ третш цилиндръ и, продолжая приливать промывную воду, набираютъ еще 900 кб. см. (30 %). Черезъ нагрузку продолжаютъ пропускать промывную воду до гЬхъ поръ, пока ея общей сложности не отфиль-труется 30% по вЬсу матер1ала. Такой магерьялъ считается достаточно хорошо промытымъ и хвосты послЪ высушивашя могутъ быть опробованы на золото для опредЪлешя извлсчешя по хвостамъ.

Скорость перколщш обычно опредЪляюгь во время спускашя промывныхъ водъ. Къ этому времени матерьялъ окончательно уля-

жется и на скорость перколяцж не будусь оказывать вл1яшя случай -ныя причины, какъ это могло бы иметь место при сходЬ перваго раствора (см. стр. 55). Скорость перколяцж опред-Ьляютъ такимъ же образомъ, какъ это было описано на стр. 55, т. е., на перколяторъ наклеиваюсь полоску бумаги, разделенную на десятыя доли дюйма, и отсчитываютъ на сколько деленж опустится уровень жидкости въ течете одного часа.

Для неклассифицированная эфеля 1оанновскаго рудника получилась скорость перколяцж 2,2" въ часъ. Тотъ же эфель въ приборе ЛиНап'а п втаг^а перколировалъ со скоростью всего лишь 1,25" въ часъ.

Вероятно, первая цифра будетъ ближе къ скорости перколяцж, наблюдаемой на эфельномъ заводЬ на 1оанновскомъ руднике. Последнее заключеше основано ,на слЬдующихъ данныхъ. На 1оанновскомъ руднике эфеля свежей добычи обрабатываются въ течеше 4-хъ дней въ чанахъ ст глубиной нагрузки въ 7', вмещзющихъ 113 тоннъ. За этогъ сравнительно коротк!й промежутокъ времени черезъ эфель успе-ваесь пройти 200 тониъ растворовъ. Такимъ образомъ, отношеше жидкая къ твердому здесь составляетъ 1,8 къ 1. Если мы обратимся къ таблице МасЕаггеи'а, помещенной на стр. 54, то найдемъ, что при продолжительности перколяцж въ 96 часовъ скорость перколяцж при нагрузке въб' должна быть 1,2", а прнГнагрузкахъ глубиною 8'—1.6" въ часъ, если отношеше веса растворовъ къ весу эфеля равно единице. Если взять для глубины нагрузки пъ 7' среднее аривметическое изъ скоростей, необходимыхъ при нагрузкахъ въ 6" и 8', и помножить его на 1,8, соответственно увеличешю отношешя ж.:т., то получимъ скорость перколяцж, необходимую для разсматриваемаго случая, а именно —2,5" въ часъ, что довольно хорошо согласуется со скоростью, определенной въ лабораторномъ перколяторе. Къ сожалешю, въ нашемъ распоряжении нЬтъ данныхъ о скорости перколяцж, непосредственно наблюдаемой въ чанахъ на 1оанновскомъ руднике.

При изследоваши берикульскихъ эфелей скорость перколяцж была определена пб тому же способу и оказалась равной 1,25" въ часъ, тогда какъ среднее изъ многихъ наблюдешй, сделанныхъ на Берикуль-скомъ руднике надъ скоростью перколяцж въ заводскихъ чанахъ дало 1,48".

Такимъ образомъ, этотъ простой способъ даетъ результаты, достаточно близко совпадаюпие съ заводскими.

После дренировашя перваго раствора легко можно определить количество влаги, задерживаемой въ хвостахъ (см. стр. 53). Въ са-момъ делК, если первая раствора было залито 1200 кб. см., а после 12-ти часового дренировашя въ мерномъ цилиндре набралось 260

ко. см., то 3 кгр. матерьяла задержали въ себЬ 940 ко. см. или 940

3000 ' 100=31°/о (для берикульскихъ эфелей) влаги.

Влажность техъ же хвостовъ была определена посредствомъ высушивания 500 гр. сырыхъ хвостовъ, только что вынутыхъ изъ перко-лятора. Посл^ высушивания весь хвостовъ оказался равнымъ 400 гр. Следовательно, 400 гр. удерживали 100 гр. влаги или 25%.

Можно полагать, что результатъ перзаго опред-Ьлешя (31% влаги) болйе точно отвечаетъ средней влажности всей нагрузки, чемъ полученный при высушиванш навески, такъ какъ влажность нагрузки въ перколяторе въ различныхъ слояхъ неодинакова.

Последнее заключение можно подтвердить следующими данными, полученными при определеши влажности хвостовъ отъ перколящи эфеля 1оанновскаго рудника.

Въ 3 кгр. хвостовъ осталось 960 кб. см. раствора (определено по разности объемовъ залитаго и отфильтровавшагося растворовъ). Влажность хвостовъ—32%.

Перколяторъ затемъ былъ опрокинутъ на железный листъ, хвосты, вываливплеся изъ него въ виде конуса, были быстро разделены ножомъ по высоте на 3 части, соответствующая верхнему, среднему и нижнему слоямъ нагрузки; огъ каждой части было отобрано по одной пробе въ 200 гр. Последшя высушивались на сковородахъ и взвешивались. Результаты приведены въ таблице XXV.

ТАБЛИЦА XXV. Содержание влаги въ различныхъ слояхъ нагрузки.

Части Весь после Весъ испарив- Влажность

нагрузки высушивашя гр. шейся воды гр. въ %

Интересно сопоставить данныя, полученныя по этому способу и по способу, описанному на странице 53. Тамъ влажность хвостовъ была определена въ 26,1%, здесь же—32%. Столь большая разница можетъ быть объяснена 'различными услов1ями, при которыхъ выполнялись оба определешя. Въ нашей лабораторш влажность хвостовъ определяется по только что описанному способу.

Выше указывалось, что опрецелеше влажности хвостовъ позво-ляетъ до некоторой степени судить о фильтрующей способности матерьяла. Несравненно большую важность это опредйлеше имеетъ потому, что отъ количества влаги, удерживаемой въ хвостахъ, зависитъ количество раствореннаго золота, останощееся въ нихъ, а, следовательно, и количество промывныхъ водъ, необходимое для достаточно полнаго промывашя нагрузки чана.

Верхняя Средняя Нижняя

156.7

154.8 153,5

42,3 45,2 46,5

26,99 29,19 30,30

Расходъ щанистаго кал1я на обрабатываемый матерьялъ можетъ быть установленъ при перколяцюнной пробЬ путемъ подведешя баланса количества КХЖ, поступающего съ растворами въ перколяторъ и выводящего съ ними изъ последняя. Съ этой целью точно определяюсь содержаше КС^Т, какъ въ заливаемыхъ растворахъ, такъ и въ собираемыхъ отдельно фильтратахъ.

Остановимся несколько на способе опредгьлешя содержания ц1а-- нистаго кал1я въ растворахъ.

Изъ существующих"» способовъ применяется почти исключительно титроваше КСМ растворомъ AgNOз. Способъ этотъ основанъ на следующихъ общеизвестныхъ реакщяхъ:

КСЯ4^Ьт0з=КЬт0з 4- АдСХ

Пока щанистый калж въ избытке —щанистое серебро растворяется въ немъ съ образованием-1, комплекса:

до техъ поръ, пока весь КСХ не будетъ связанъ; избыточная капля ЛдКОз, реагируя съ этимъ комплексомъ, разлагаетъ его съ выделениемъ АдСК, какъ известно, нерастворимая въ воде:

KAg(CN)2+AgNOз=KNOз-t-2AgCN.

Такимъ образомъ, конецъ реакцш обнаруживается появлешемъ мути. Если прибавить къ титруемому раствору несколько капель 5— %-го раствора КЛ, то вместо щанистаго серебра при прибавленш избыточной капли AgNOз выделяется менее растворимое юдистое серебро:

АЙХ0з+КМ=КК0З.-) АЯ1 АёСХ + КЛ ^ А^ Л + КОН.

1одистое серебро растворимо, аналогично щанистому, въ избытке КСХ. а потому и не выделяется до конца титровашя:

4- 2КСЬТ = КЛ 4- КАЙ(С^т)2

Желтый цветъ выдФ.лившагося AgJ даетъ возможность лучше различить конецъ реакцш, особенно, если титруемый растворъ немного мутный.

При прибавлении болыиихъ количествъ раствора Лg N0,, а также въ конце титровашя, въ титруемомъ растворе образуются творожи-стные хлопья АйСК, растворяющиеся довольно ^едленио, что затяги-ваетъ определение. Прибавлеше нЪсколькихъ капель разбавленнаго аммиака, въ которомъ весьма легко растворяется AgCN, но почти совершенно не растворимо АдЛ, устраняетъ это неудобство. Рекомен- -дуется также несколько разбавить водой отмеренную для титровашя пробу, тайъ какъ тогда Ag.CN растворяется скорее.

Титроваше следуетъ вести на черномъ фоне, наиримЬръ. на черной глянцевитой бумаге, подложенной подъ стаканчикъ съ пробой. Реакщя лучще заметка, если глазъ наблюдателя помещается на одномъ уровне съ растворомъ и если рядомъ поставлена уже оттитрованная проба.

Въ большинстве случаевъ приходится, какъ при лабораторномъ изследованш, такъ и на заводе, делать весьма много определенш. KCN. Поэтому применяемый для титровашя растворъ AgNCfe приготовляется съ такимъ расчетомъ, чтобы I кб. см. его содержалъ количество соли, эквивалентное 0,01 гр. KCN. Такъ какъ, по приведен-нымъ выше уравнешямъ, одна молекула AgNCfo эквивалентна двумъ молекуламъ KCN, то не трудно расчитать, что въ 1 кб. см. должно содержаться 0,013046 гр. Ag^Os, или 13,046 гр. въ литре (169,89: : 2X65,11). Для очень точныхъ работъ необходимо проверить титръ этого раствора по n/ю раствору NaCl, для практическихъ же целей это излишне.

Если для отбирашя пробъ пользоваться пипеткой на 10 кб. см., то отсчетъ бюретки, разделенный на 10 дастъ содержаше KCN въ растворе въ потому что 1 кб. см. AgNCte эквивалентенъ 0,0i гр. KCN, а растворъ, содержаний въ 10 кб. см. 0.01 гр. —растворъ 0,1 %—ный.

Возвращаясь къ определенно расхода щанистаго кал1я при пер-коляшонной пробе, приведемъ примеръ, который лучше объяснитъ суть способа. Въ таблице XXVI приведены цифры, полученныя при изследованш берикульскаго эфеля, взятаго въ количестве 3 кгр., на основанш которыхъ подсчитанъ расходъ KCN.

ТАБЛИЦА XXVI. 0пред%леже расхода щанистаго калю при перколяцюнной npo6t.

Растворы. Я "н На 10 кб. см. пошло кб. см. раствора AgNO.. Содсржате KCN въ раствор-!». о о — На 10 кб. см. пошло кб. см. раствора AgNOa. Содержаше KCN въ | фнльтоатахъ. Убыло или прибыло KCN гр.

я " ч . го VO !П ай въ 0/ 0/ /о /о- въ гр. а 5 = о D х въ 1 %% |въгр-

» I. . . 1200 2,00 0,2 2,40 1200 1,30 0,130 1,560 - 0,840

II. . . 900 0,50 0,05 0,45 900 0,45 0,045 0,405 - 0,045

Промыв. вода . . 1 900 — — 900 0,05 0,005 0,045 4- 0,045

Всего въ залитыхъ растворам > Всего въсмущеа. фильтрата%ъ . 2,010 1 — 0,840

Такимъ образом!., н< 3 кгр. эфеля израсходовано 0,84 гр. КСЫ или 0.028 % (0,84 : 30), что составляетъ 0,028 пуда или 1,12 фунта на 100 пуд. эфелей. •>

О пределе н1е процентнаго извлечены золота при перколяцш мо-жетъ быть сделано, какъ по хвостамъ, такъ и по растворамъ. Выше было указано, что удобнее и целесообразнее последнее.

При опробованш хвостовъ возникаетъ вопросъ, достаточно ли

они отмыты отъ раствореннаго ужо золота, которое .могло бы остаться въ нихъ вместе съ влагой, ими удерживаемой. Для выяснеж'я этого вопроса былъ сд'Ьланъ слЬдуюпий опытъ. Отъ хвостовъ, после обработки эфелей 1оанновскаго рудника въ перколяторе въ количестве 3 кгр. и послё' высушивания, были отобраны квартовашемъ 750 гр. После измельчешя до—200 отъ этого количества были взяты две навески по 100 гр. каждая для тигельной плавки. Вксъ полученнаго со 100 гр. золота—0,225 мгр. (среднее изъ двухъ определенш), что соответствуем 0,84 золотника на 100 пудовъ.

Отобранные отъ той же порцш 200 гр. были промыты водой посредствомъ взмучивашя и декантацш и после высушивашя такъ же опробованы. Оказалось, что содержаше золота въ промытыхъ хвостахъ такое же, какъ и въ хвостахъ, опробоваиныхъ непосредственно посл-Ь высушивания, т. е., 0,84 зол. въ 100 пуд. (0.225 мгр. въ 100 гр.).

Отсюда слЪдуетъ, что промывка хвостовъ зъ перколяторЬ достаточна, чтобы отмыть все растворившееся золото.

При определенш извлечения по расгворамъ, посл-Ьдше тщательно смешиваются, подкисляются несколькими ко. см. соляной кислоты, для растворешя выделяющаяся обычно СаСОз, затЬмъ отбираются несколько пробъ по 250 или 500 кб. см., въ зависимости отъ содер-жан1я золота, которые и служатъ для определения количества его (и если нужно серебра), перешедшаго въ растворъ. Такъ какъ общш объемъ растворовъ изо'Ьстепъ, то по содержанию золота, скажемъ, въ 250 кб. см. не трудно вычислить сколько золота извлечено изъ всего обработанная въ перколяторе матерьяла. Если же извЬстенъ в-Ьсъ последняя и содержан1е въ немь золота, то легко найти процентное извлечеше.

Примерь. Для определения извлечена изъ эфелей Варваринскаго рудника были взяты отъ смешанныхъ растворовъ двЬ пробы по 100 кб. см., соответствуюиия 1 кгр. эфеля каждая, такъ какъ смешанные растворы были выпарены до 300 кб. см., а въ перколяторъ было нагружено 3 кгр.

Въ 100 кб. см. оказалось: 4,62 мгр. зоЛота по одной пробе и 4,58 мгр.—по другой, а въ среднемъ 4,60 мгр., которые были извлечены изъ 1000 гр. эфелей. Следовательно, со 100 гр. извлекается 0,46 мгр. золота, а со 100 пуд.—1,77 золотника.

Такъ какъ эфеля содержать 8,07 зол. въ 100 пудахъ, то извлече-1 77

ше золота—^=•.100=57.6%, что довольно хорошо согласуется съ опре-

»5,и/

делешемъ извлечешя по хвостамъ, давшимъ 53,8% (въ хвостахъ осталось 1,42 зол. въ 100 пуд.)

XV.

Агитация.

Какъ извьстно, перколящя не есть процессъ универсальный. Его применимость ограничивается только такими золотосодержащими ма-терьялами, которые не требуется измельчать очень тонко, чтобы получить хорошее извлечение, и которые удовлетворительно фильтруютъ. Bet матерьялы. иеотв-Ьчакнще этимъ услов1ямъ должны обрабатываться посредствомъ агитацш—энергичнаго перемешивания мелкоизмельчен-наго матерьяла ила съ растворомъ KON.

Помимо спещальныхъ случаевъ, когда вся руда превращается въ иль, при всякомъ измельчении рудъ наряду съ эфелями получается большее или меньшее количество иловъ, понимая подъ этимъ терми-номъ все, что проходитъ черезъ сито 200. Поэтому въ г лабораторй* приходится изслЬдовать ила столь же часто, какъ и друпе матерьялы.

Къ изслЬдоважю иловъ приложимы, конечно, век o6mie методы, описаше которыхъ составило содержание предыдущихъ главъ. Однако, кроме того, целесообразно испробовать, каково будетъ извлечете золота при обработке даннаго ила приблизительно въ тЬхъ же услов1яхъ, каюя чаще всего встречаются на практике, то-есть при агитацш.

Для испыташй подобнаго рода въ лаборагорш пользуются либо толстостеннымъ стаканомъ, въ когоромъ устанавливается стеклянная мЬталка и въ который по стеклянной трубочке, опущенной по ст енке стакана до самаго дна, проводится сжатый воздухъ, либо-аппарагомъ, изображенным» на рис. 9 и иредставляющимъ собою воспроизведете въ маломъ масштабе агитащоннаго чана Brown—Pachuca.

Существенную часть прибора сосгавляетъ стеклянный сосудъ (четвертная бутыль съ абрезаннымъ дномь и укороченнымъ на половину горлышкомъ), установленный вь штативе. Въ центре сосуда укреплена помощью трехъ стеклянныхъ палочекъ, опирающихся нижними концами въ конусообразную часть сосуда, а верхними закрепленных!, въ крышкЬ, стеклянная же труба, не доходящая внизу на несколько мил-лиметровъ до пробки, закрывающей нижнее отверспе сосуда, а вверху не доходящая до его края. Черезъ нижнюю пробку проходитъ стеклянная трубочка, подводящая въ приборъ сжатый воздухъ.

Въ приборъ вливается около двухъ литровъ раствора KCN, пускается сжатый воздухъ, и, когда установилась правильная циркулящя, начинаюгъ загружать черезъ отверспе въ центре крышки мало по-малу отвешенное количество изслЬдуемаго ила.

Къ сожаленно, въ нашей лабораторш пока еще не имеется компрессора, позволяющая получать дутье требуемой упругости. Упругость дутья водоструйнаго насоса, которымъ мы пользуемся въ настоящее время, не превышаегъ 2 мм. ртутнаго столба. При такой упругости возможно агитировать пульну лишь съ отношешемъ жидкаго кътвердому—8—10 къ 1. При более густой пульпе циркулящя частицъ прекращается.

По окончанш агитации приборъ оставляютъ въ покое до полнаго отстаивашя ила, после чего не представляетъ труда отделить и профильтровать нужное для определешя извлечешя количество раствора-

Ниже приведенъ примерь определешя извлечешя золота по описанному способу (см. стр.81).

XVI.

Концентрация.

При большомъ количестве сульфидовъ въ изследуемомъ матерь-яле целесообразно, отделивъ ихъ отъ остальныхъ компонентовъ руды по способамъ, описаннымъ на странице 14. опробовать ихъ на золото. Если окажется, что съ сульфидами ассоцшрована значительная часть золота, содержащаяся во всемъ матерьяле, если они вообще богаты, то следуетъ выяснить, не является ли необходимой для достижешя достаточно полнаго извлечешя отдельная ихъ обработка.

Для решешя этого вопроса прежде всего нужно выработать, по изложеннымъ выше методамъ, наивыгоднейппя услов1я обработки ма-терьяла въ цЬломъ.

Обработавъ при этихъ услов1яхъ несколько килограммовъ ма-терьяла (въ зависимости отъ содержашя сульфидовъ), определяютъ содержаше золота въ хвостахъ, а затемъ, выделивъ изъ нихъ концентраты, опробуютъ последше. Если окажется, что концентраты содержать еще значительное количество золота, то ясно, что следуетъ найти услов1я, при которыхъ золото изъ концентратовъ извлекается удовлетворительно. Въ такомъ виде задача сводится къ нахождению наивыгоднейшпхъ условии обработки концентратовъ, способъ решения которой въ общемъ виде намъ уже известенъ*

Если окажется, что услов!я, при которыхъ концентраты даютъ хорошее извлечете, отличаются отъ условий, выработанныхъ для остальной части руды, то технически правильнымъ будетъ раздельная обработка, а следовательно, предварительная концентращя. Практику же представляется на выборъ три пз'ти: либо ввести предварительную концентрацпо и отдельную обработку; либо обрабатывать всю руду целикомъ по схеме, выработанной для концентратовъ, обычно более сложной и дорогой; либо, пренебрегая ценностью золота, остающаяся неизвлеченнымъ въ ко^щентратахъ, всю руду обрабатывать по простейшей, установленной для нея въ целомъ. схеме. Какой изъ этихъ путей будетъ самымъ вьигоднымъ—это вопросъ въ лабораторш не разрешимый по причинамъ, указаннымъ выше.

XVII

♦ , |

Оперд%леже расхода цшистаго кал1я.

На странице 61 былъ изложенъ способъ определешя расхода

\

КСК при перколящонной пробЬ. Въ этомъ случай матерьяль обрабатывается всегда въ присутствш щелочи—СаО. При решети же задачи въ общемъ видй обычно опредйляютъ, какъ максимальный расходъ KCN на данный матерьялъ при обработке его безъ прибавлешя щелочи, такъ и расходъ KCN въ присутствии ея, что даетъ результаты, близюе къ гЬмъ, которые следуетъ ожидать на практике.

Разность обеихъ величинъ даегъ возможность судить объ отно-сительномъ количестве поглотителей щанистаго кал1я (еуашайев) въ изследуембмъ матерьяле.

Определешя эти выполняются такимъ образомъ. Отм^риваютъ измерительнымъ цилиндромъ въ 2 сух!я стклянки по 100 кб. см 0,5% раствора КСК. Въ одну изъ нихь прибавляютъ 0,5 гр. едкаго натра и перемешиваютъ до полнаго растворешя его. Затемъ въ каждую стклянку всыпаютъ по 100 гр. матерьял*а, закупоризаюгъ и аги-тируютъ въ течеше 6 часовъ. По истеченш этого времени пробы сни-маютъ, даютъ отстояться, а затемъ декантируютъ прозрачные растворы черезъ сух1е фильтры въ сух!е стаканы. Отъ фильтратовъ отбираютъ для титровашя по 10 кб. см.

Примеръ. 1. Проба безъ щелочи. 100 гр. берикульскихъ эфелей агитировались 1 часъ со 100 кб. см. раствора КС1>[.

На 10 кб. см. раствора ушло 4, 8 кб. см. раствора. AgNO>

растворъ содержитъ 0,48% КСК

На 10 кб. см. фильтрата ушло 3,9 кб. см. раствора. AgNO. №/з;

фильтратъ содержитъ 0,39% KCN Концентрация раствора понизилась на 0,09% „

Или весь растворъ потерялъ 0,09 гр. КСМ, пошедшихъ на 100 гр эфеля. Расходъ щанистаго кал ¡я 0,09X40=3,6 фунта на »00 пудовъ эфеля.

■ 2. Проба со щелочью 100 гр. эфелей; 100 кб. см. 0,48%-го раствора КС1Ч; 0,5 гр. №аОН; агитащя 1 часъ.

На 10 кб. см. фильтрата ушло 4,6 кб. см. раствора AgNO з;

фильтратъ содержитъ 0,46% КСК Концентращя раствора понизилась на 0,02% „

Расходъ щанистаго кал1я 0,02X40=0$ фунта на 100 пудовъ. Такимъ образомъ, при обработке эфелей со щелочью расходъ щанистаго кал1я уменьшается на 3,6—0,8=2,8 фунта на 100 пудовъ, вследств1е того, что щелочь, -реагируя съ поглотителями щанистаго кал1я, пара-лизуетъ вредное действие некоторыхъ изъ нихъ.

Полезный расходъ щелочи. Въ связи съ изложеннымъ различаютъ полезный расходъ щелочи, понимая подъ эгимъ количество ея, эквивалентное тому количеству щанистаго кал1я, которое экономится вслед-

CTBie прибавления щелочи. Въ приведенномъ выше ирим-ЬрЬ полезпымъ расходомъ щелочи будетъ количество СаО, или NaOH эквивалентное 2,8 фунтамъ KCN, т. е., 2,41 фунта СаО или 1,72 ф. NaOH ча 100 пу-довъ эфеля.

Не сл-Ьдуетъ смешивать съ пояезнымь расходомъ щелочи общШ ея расходъ, объ опред-Ьленш котораго подробно было сказано на стр. 46. Конечно, въ большинстве случаевъ общш расходъ щелочи больше, чЪмъ полезный, такъ какъ при обработк-fe какого либо матерьяла щелочь можетъ вступать въ реакцш съ веществами, на щанистый ка«-пй не действующими, или съ веществами, продукты реакцш которыхъ со щелочью являются такими же поглотителями KCN, какъ и оне сами. Напримеръ, FeSOi, со щелочью дающее Fe(OH)2 растворяющейся въ щанистомъ калш.

FeS04 +2^аОП-Каг S04 +Fe(OH), Fe(OH)2 -j-6KCN —KiFe(CN) 6 -¡-2KOH

Для берикульскихъ эфелей общ'й расходъ щелочи составляетъ 16,8 ф. СаО на 100 пудовъ эфеля, тогда какъ полезнымъ расходомъ изъ всего этого количества мы считаемъ 2,41 фунта.

XVIII.

.:J > КИСЛОТНОСТЬ РУДЫ

j •«

Различаюсь свободную кислотность руды, кислотность общую и связанную кислотность, находимую по разности второй и первой.

Свободная кислотность (free acidity) определяется посредствомъ титровашя n./то NaOH въ присутствш фенолъ—фталеина 10—50 кб. см-фильтрата, полученнаго после обработки въ течеше 1 часа 100 гр. матерьяла 100 кб. см. воды. Какъ всегда въ подобныхъ случаяхъ, водную вытяжку отфильтровываютъ черезъ сухой фильтръ въ сухой стаканъ. По количеству кб. см. NaOH, пошедшихъ на усреднеше пробы, расчитываютъ, какое количество Ьдкаго натра или окиси «альц»я нужно, чтобы нейтрализовать свободную кислоту, заключающуюся въ 100 nj'-дахъ изсл Ьдуемаго магерьяла. Сл Ьдуетъ заметить, что для определе-шя свободной кислотности нужно брать навеску отъ только что взя-таго на месте обычно влажнаго матерьяла. либо отъ пробы, сохранявшейся въ хорошо закупоренной стклянк^ такъ какъ высушиваше портить пробу, изменял услов1я. Обычно опредЬ ieHie свободной кислотности делается одновременно съ определешемъ влаги въ матерья-ле, и результаты перечисляются на сухой весь. *)

\ Примерь. На 50 кб. см. фильтрата пошло '2,1 кб. см. n/iu ^аОН

4 2 1

2,1 кб. см. п/ю NaOH содержать-^ = 0,0084 rp. NaOH.

*) Clennell J. Е. The Cyandie Handbook. N. Y. 1910. p. 484.

Следовательно 50 кэ. см. фильтрата нейтрализуютъ 0,0084 rp. NaOH. а 100 „ , „ „ 0,0168 „

Такъ какъ 100 кубическими сантиметрами обрабатывались 100 гр. ¿влажнаго матерьяла, то на нейтрализащю свободной кислотности въ нихъ требуется 0,168 гр. NaOH.

Если матерьялъ содержитъ 13,7% влаги, то свободная кислотность,

0,0168 1ЛП

перечисленная на сухой матерьялъ, соответствуем -jqq_¡37"' '00 =

=0,0195% NaOH. На 100 пудовъ матерьяла это составляетъ 0,0195Х

• 0 79 Sfi 09

Х40=0,79 фунтовъ NaOH или 1,09 фунта СаО.

Въ большинстве случаевъ, однако, реакщя водной вытяжки нейтральная, а изредка—слабо щелочная, какъ, напримеръ, при обработке эфелей рудника Удалого. На 100 кб. см. фильтрата, соответствующая 25 гр. эфелей (100 гр. обрабатывались 400 кб. см. воды) въ этомъ случае пошелъ при титрованш 1 кб. см. ii/ю (точно) H>SO<, следовательно, количество, эквивалентное 0.004 гр. -NaOH. На 100 гр. эфелей это составляетъ 0,004x4—0.016 гр. NaOH или 0,0112 гр. СаО. Свободная же щелочность эфелей равна 0,0i6X40=0,64 фунта NaOH или же 0,45 фунта СаО въ 100 пудахъ.

Общая кислотность (total acidity) руды либо какого нибудъ матерьяла выражается въ количестве фунтовъ NaOH- или СаО, расходу-емыхъ на Ш0 пудовъ. Такимъ образомъ. общая кислотность идентична съ общимъ расходомь щелочи, объ определен!и котораго гов рилось на стр. 46. '• •" "

Связанная кислотность (latent, acidity), какъ уже упоминалось-опредЬляется, какъ разность общей и свободной кислотностей.

XIX. «

Удельный и объемный вЪса.

Съ опредЬлешемъ удельнаго и объемнаго весовъ изследуемыхъ матерьяловъ мы познакомились выше (см. стр. 50,51). Здесь уместно будетъ лишь указать на важность этихъ константъ при проектированы новзго завода или при определены производительности'уже суще-ствующаго. Какъ примЬръ приведемъ указаше A. Clark'a и Е. Lead'а, которые обрабатывали въ Homstake руду съ удельнымъ вес.омъ около 3. Объемъ одной тонны этой руды былъ на 10%\ меньше обычнаго. такъ какъ въ большинстве случаевъ удельный весъ руды колеблется между 2,5 и 2,7. Соответственно сокращешю объема уменьшились и расходы по обработав, ложащ!еся на 1 тонну. Съ другой стороны, большой удельный весь руды вызывалъ рядъ затрудненш, напримеръ. при выносе пульпы изъ ступы и распределен^ ея по шлюзамъ, при тран- ■ спорте пульпы по желобамъ *).

*) Trans. Am Just. Min Eng, Vol. Lll, 1916, p. 3.

XX.

Необходимость вспомогательныхъ операцт.

Въ изложенномъ выше описаны методы изслЬдовашя, приложи-мые въ целомъ ко всЬмъ золотосодержащимъ матерьяламъ.

Для большинства изъ нихъ полученные по этимъ методамъ результаты даютъ возможность выработать рацюнальную схему заводского процесса. Однако въ некоторыхъ случаяхъ приходится сталкиваться съ осложнениями двоякаго рода: во первыхъ, съ чрезмернымъ расходомъ реактивовъ. особенно щанистаго калю; во вторыхъ, съ низ-кимъ извлечешемъ золота. Въ обоихъ случа-яхъ передъ изслЬдователемъ встаетъ дополнительная задача выяснить причины эгихъ осложнений и найти м'Ьры къ устранению ихъ.

Причины большого расхода щанистаго кал1я при обработке какой-либо руды въ присутствш достаточнаго количества щелочи заключаются обычно въ наличш въ руде компонентовъ, растворяющихся въ щанистомъ калш съ образовашемъ комплексовъ, о которыхъ уже упоминалось въ начале главы X (см. стр. 27).

1. Чаще всего такимъ компонентомъ являются соли закиси железа —продуктъ окислешя колчедановъ при продолжительномъ лежанш матерьяла на воздухе, а также при сухомъ дробленш колчеданистыхъ рудъ. Соли закиси железа, обычно сернокислыя, при действш щелочи даютъ гидратъ закиси железа, растворимый въ щанистомъ калш, какъ указано въ уравнении, приведенномъ на странице 66. Очевидно, что въ присутствш въ матерьяле, хотя бы несколькихъ долей процента закиси железа, или ея солей расходъ щанистаго кал1я при его обработке будетъ весьма иеликъ.

Обнаружить закись железа въ матерьяле не трудно путемъ каче-ственнаго анализа фильтрата после обработки матерьяла щанистымъ калгёмъ.

Если оказалось, что закись железа присутствуешь, то въ рукахъ металлурга есть два средства устранить ея вредное вл1ян1е—это предварительная промывка матерьяла водой для удаления растворимыхъ солей и окислеше закиси железа въ окись, гидратъ которой въ щани* стомъ калш не растворимъ. Оба эти средства и долженъ испробовать изслЬдователь въ лабораторш.

Предварительная, промывка водой производится посредствомъ взмучивашя матерьяла съ двойнымъ или тройнымъ количесгвомъ по весу- воды и декантацш отстоявшагося прозрачнаго раствора. После промывки матерьялъ высушивается и по общему методу определяется расходъ на него щанистаго кал1я и щелочи. Если расходъ понизился до нормальныхъ пределовъ, то предварительную промывку следуетъ ввести въ схему процесса, въ противномъ случае следуетъ продолжить изслЬдоваше.

Окислеше закиси железа, на практике достигается либо естествен-нымъ путемъ, оставляя лежать матерьялъ на воздухе, либо тюсредст-вомъ иродувашя черезъ нагрузку,если это илъ, или просасывашя (если это эфель) воздуха. Аналогичный приемъ применяюсь въ лаборатории, аэрируя ила въ агитащснномъ приборе или просасывая воздухъ черезъ влажный матерьялъ, находящийся въ бюхнеровской воронке. Пос,тЬ такой обработки опред^ляютъ расходъ KCN и щелочи.

Какъ прим-Ьръ практическая применения аэращи для окислеШя закиси железа, приведемъ заводъ Homstake Mining С0, где лабораторными опытами было установлено, что одна тонна эфелей поглощаетъ 75 куб. футовъ кислорода. По этой причине черезъ дренированный поел ¡а мокрой .загрузки чаииъ продуваютъ снизу воздухъ подъ давле-шемъ 4 фунтовъ на кв. дм. (21,6 см. Hg.) въ течен1е 16 часовъ. Такую аэращю иовторяютъ еще дважды въ иромежуткахъ между заливкой растворовъ.

2. Присутств1е сернистыхъ или окисленныхъ соединен1й меди въ руде также является причиной траты большого количества KCN, потому что и те и друпя растворяются въ немъ съ образован1емь ком-плексовъ. Если по анализу окажется, что въ руде достаточно меди, чтобы окупить плавку, и если последняя возможна по характеру руды и по местнымъ услов1ямъ, то, конечно, плавку следуетъ предпочесть всемъ прочимъ процессамъ. Въ противному случае, необходимо предварительно, передъ щанировашемъ удалить мбдь, а потомъ уже изъ хвостовъ извлекать золото.

Если медь находится въ видь сернистьихъ соединении, то по-слЬдше можно отделить помощью флотацш или извлечь мЬдь после обжига руды по одному изъ гидрометаллургическихъ способовъ. По-следн1я применяются и въ случае окисленныхъ мЬдныхъ рудъ.

Какъ примеръ, приведемъ обработку убогихъ мЬдистыхъ рудъ, содержащихъ золото, въ Guldfiold' Ь, где руда подвергалась обогаще-нйо на иловыхъ столахъ; полученные концентраты, въ которыхъ заключалась почти вся медь, содержащаяся въ руде, после обжига агитировались въ чанахъ „РасЬиса" съ серной кислотой, а затЬмъ после отдьлешя раствора, въ который перешла м кдь, матерьялъ направлялся для извлечешя золота на иловой заводъ, где обрабатывался вместе съ остальной рудой. Въ последнее время вместо концеии грации на столахъ вводится флотащя;:*).

На Коктасъ-Джартасскомъ руднике въ Семипалатинской области разрабатывались окисленныя мЬдныя руды, изъ которыхъ медь извлекалась серной кислотой на Джелтавскомъ заводе. Хвосты предполагалось щанировать, чтобы извлечь остававшееся въ нихъ золото. По-

*) Trans. Am Jnet. Min. Eng., Vol LI I, 1916, p. 11.

■**) По частному сообщешю горн. инж. Н. С. Пенна.

«

слйднее не было осуществлено, такъ какъ предпр1ят1е вскоре прекратило существоваше *).

Если въ лабораторш представляется необходимость изслЪдовать руды, подобный указаннымъ, то необходимо, въ первую очередь, выработать методы извлечешя мйди, а затймъ ужъ для хвостовъ установить наивыгодн'Ьйиия услов1я обработки щанистымъ кал1емъ: что же касается выработки методовъ извлечешя мйди. то изложеше ихъ не входитъ въ программу настоящей статьи. Укажемъ только, что для рудъ, въ которыхъ м-Ьдь находится въ вид+> сЬрнистыхъ соединены, необходимо испробовать флотацио, посредствомъ которой удается иногда извлечь вмЬстй съ концентратами и золото; для окисленныхъ рудъ пока еще наиболее дешевыми являются гидрометаллургичесше процессы,' применимость которыхъ къ данной руд'Ь и слЬдуетъ выяснить въ лабораторш.

3. Болйе рйдковъ рудахъ присутствуютъ друпе поглотители ща-нистаго кал1я, какъ напримЪръ, мышьякъ (обычно миспикель ГеАвВ \IgS04 **), Л1г(804)з, N1, Со и др.

Вредное в.-ияше нЪкоторыхъ изъ нихъ—М^ЗО, АЬ(80ф парализуется прибазлешемъ щелочи, такъ какъ соотв-Ьтствуюпия гидроокиси безвредны для процесса. Прибольшомъ количеств^ гидроокиси весьма понижаюгь фильтрующую способность, почему иногда слЪдуетъ ввести предварительную промывку матерьяла.

Причины, недостаточнаго извлекешя золота въ большинств-Ь случаевъ заключаются либо въ недостаточно тонкомъ измельченш, необходимомъ, чтобы обнажить частицы золота, либо въ недостатка кислорода, какъ известно, существеннаго фактора въ процессЬ раство-решя золота.

Недостатокъ кислорода вызывается чаще всего присутств1емъ въ руд'Ь сЬрнистыхъ соединены, поглощающихъ кислородъ и превраща-ющихъ КОт въ КОБ. Къ такимъ соединешямъ, въ первую очередь, слЪдуетъ отнести сЬрнистыя щелочи, образующаяся при д-Ьйствы щелочей на сульфиды, особенно минералы, содержание сернистый мышьякъ и сурьму, загЬмъ сульфиды м-Ьди. Пиритъ и марказитъ весьма слабо поддаются разлагающему дЪйствпо щелочей и довольно безвредны сами по себ-Ь.

Предупредить образоваше сЬрнистыхъ щелочей удается прибавле-шемъ либо уксусносвинцовой соли, или глета, что часто практикуется на щанистыхъ заводахъ. Сернистый свинецъ довольно медленно окисляется, а потому и не поглащаетъ кислорода.

Въ большинства случаевъ арсенопиритъ съ трудомъ разлагается щелочами и извлечете золота изъ рудъ, содержащихъ его даже въ

' *) Горн. Жур. 1912, т. III, стр. 137.

**) По нЪкоторымъ, не вполне еще законченнымъ опытамъ вь нашей лабораторш, можно предположить, что МдбО« не вл1яегь на расходъ КСХ.

значительномъ количеств^, не представляетъ труда. Однако, иногда руды оказываются настолько упорными, что для достижешя полнаго извлечешя золота требуется слишкомъ продолжительная обработка. Въ такихъ случаяхъ слЪдуемъ испытать предварительный обжигъ, примЪняющшся также для удалешя сурьмы.

Предварительный обжигъ находить примЪнеше и при теллу-ристыхъ рудахъ, изъ которыхъ золото, хотя и можетъ быть извле* чено, но при весьма продолжительной обработк-fe*).

Какъ о вспомогательной операцш, применяемой къ упорнымъ теллуристымъ рудамъ сл-Ьдуетъ упомянуть о бромощанированш.

Однако и бромощанироваше, и предварительный обжигъ являются настолько редкими въ практик-b щанистаго процесса, что останавливаться на мегодахъ изслЪдовашя рудъ въ случай необходимости ихъ примЪнешя здЪсь не приходится.

Въ слЪдующихъ главахъ читатель найдетъ примеры приложе-шя изложенныхъ методовъ къ изслЬдованно заводскихъ магерьяловъ: хвостовъ отъ амальгамацш и рудъ.

Л XXI.

ИзслЪдоваже эфелей Берикульскаго Рудника.

На рудник-b б-я Берикульская площадь въ лЪтнюю кампанию 19J7 года на эфельномъ завод-fe предположено было переработать отвалъ эфелей, оставшихся отъ работы амальгамащоиной фабрики и не использованныхъ въ прошлые годы.

Задачей изслЪдовашя было:

1. опредЪлеше количества эфелей въ отватЬ;

2. взятье • средней пробы;

3. опредЬлеше содержашя золота и серебра;

4. систематическое изс.тЬдоваше эфелей въ лабораторш съ цЬлью опредЪлешя возможнаго извлечешя и установлешя наивыгод-н-Ьйшихъ условш обработки.

Такимъ образомъ, все изслЪдоваше разд-Ьлялось на двЪ нерав-рыя части: 1) работы на рудник^ и 2) работы въ лабораторш.

Работы на рудник%.

. m ¡ют 1Д1Лс - £52. ( егл?£ rfHattr.q ы«-; » ■п> й :Ш>т< '

\. ОбмЪръ отвала. Какъ видно по чертежу, изображающему схематически видъ отвала сверху и въ поперечномъ разр-Ьз^, отвалъ былъ разбитъ на 7 частей параллельными лишями, проведенными на разстоянш 5 саж., другъ отъ друга. Каждую такую часть можно было

*) Clerenger G. Н. Met & Ch. EDg. Vol XIV, 1916 p. 203.

разсматривать, какъ усечённую пирамиду съ трапецевидными основаниями, объемъ которой выражается формулой:

V = (F -М.+/ТЛ) где F площадь нижней тра.пецш

1) высота пирамиды.

-1 п ЗЖС ri P'rn '

Сумма объемовъ всЬхъ семи частей даетъ искомый объемъ

отвала.

п

Для примера приведемъ вычислеше объема части, отмеченной на чертеж^ римской цифрой П.

Высота этой часгр определяется путемъ умножения средней арие-метической изъ дл ины двухъ соседнихъ откосовъ In и Пи, измерен -ныхъ лентой, на синусъ угла откоса, определенная горнымъ компа-сомъ и оказавшимся равнымъ повсюду 40°. Такимъ образомъ, высота hn равна

hn =. ; Sll 40° = 2>6° f : ^ • 0,64 = 2,46 саж.

Площадь fa верхней трапещи равна полу-сумме параллельн ыхъ сторонъ ац и ащ, помноженной на высоту, т. е., на разстояше между отдельными лишями, разграничивающими соседшя части отвала, равное 5 саж.

а„ -И а,„. ; 4,40 -J- 4,20- . tii — -^---• о — -2--- = 21.50 кв. сж.

Площадь нижней трапещи Fri определяется по формуле: а„ + lri Cos 40° + am Ч- 1ш Cos 40°

F„ - —----------2 ------------5 =

4,40 + 60. 0,77 -|-^4,20 2.90. 0,77 5 ^ rb ^

По этимъ даннымъ вычисляемъ объемъ части отвала

_ о л р.

V,, — (21.50 + 32.08 + V*21;50.32;08) ■ ' = 65,48 куб. саж.

Суммируя объемы остальныхъ частей отвала, найденные такимъ же образомъ, находимъ, что объемъ всего отвала равенъ 306,47 куб. саж. или 2976,9 куб, метра.

Весь 1 литра воздушно-сухого эфеля, определенный посредствомъ прибора, изображенная на рис. 6, равенъ 1,252 кгр.

Отсюда, вЬсъ отвала равенъ 2976,9X1,252 = 3727,1 тонны или 227,271 луд; въ круглыхъ цифрах,ъ—230 тысячъ нудовъ.

2. Для взятия средней пробы было намечено 6 мвстъ на верху отвала, по средине каждой изъ 6 линш, разбивающихъ его на участки и 10 месть на равныхъ разстояшяхъ другъ огъ друга по лиши, идущей по средине откоса. На рис. 10 места, где взяты были пробы, обозначены кружками.

Такъ какъ отбирать пробу приходилось зимой, когда смерзшшся эфель представлялъ весьма твердую, съ трудомъ поддающуюся кайл-Ь массу, то пришлось ограничиться указанными 16-тыо пунктами, въ которыхъ помощью ручного бура были выбиты скважины. Къ сожа-л-Ьш'ю, послЪдш'я были сделаны слишкомъ глубокими, такъ что даже два динамитныхъ патрона не смогли пробить верхний слой. Помощью лома и кайлы удалось пробить шурфы до той глубины, гдЬ дЬйств1емъ взрыва эфель былъ достаточно разрушенъ.

Изъ каждаго Шурфа было взято по одной тачк-Ь эфеля (по 8—10 пуд.); въ общей сложности в-ЬСъ пробы составлялъ около 100 пудовъ.

Проба была расположена въ видЬ кольцевого слоя на заметенной площадк-Ь. Путемъ перелопачивашя и разбиван1я молотомъ смерзшихся . кусковъ, проба' была измельчена, а зат-Ьмъ дважды сквартована посл-Ь ссыпашя на конусъ. Отъ конечной пробы, вЬсом-, около 10 пудовъ, было отобрано около 1 пуда для опредЬлешя влажности, а остальная масса посл-Ь высушивания была запакована въ плотный ящикъ и отправлена въ лабораторш.

При отбиранш пробы задолжались въ течеше всего дня (10 час.) 7 челов-Ькъ рабочихъ и 1 нарядчикъ.

Посл-Ь оттаивашя въ комнагЬ при обычной температур-Ь, взятая для опред-Ьлешя влажности проба была просЬяна черезъ грубое сито; помощью дЬлешя на квадраты было отобрано 500 гр., высушенныхъ на сковород-Ь до полнаго удалешя влаги. Оказалось, что посл-Ь высушивашя навЬска потеряла 70.5 гр. Следовательно, влажность эфеля

И 10; !

И ю-

Работы въ лабораторю.

1. Отъ привезенной въ лаборатор1ю пробы было отобрано около 10 кгр. во: душно сухого эфеля, которые были пропущены черезъ сито съ отверспемъ въ 1 мм. На сигЬ осталось всего лишь 0,8% по вЪсу матер1ала, состоявшего изъ щепокъ, мелкихъ камешковъ и проч., со-ставлявшихъ случайныя прим-Ьси, которыми можно было поэтому пренебречь. Ситовой анализъ эфеля приведена въ табл. XXVII.

Посредствомъ делителя Лопев'а отъ прос^янныхъ 10 кгр. было отобрано около одного кгр., измельченная зат-Ьмъ до.-^бО и послу-жившаго для опредЬлешя содержашя золота и серебра тигельной плав-

»V

кои.

ТАБЛИЦА ХХУН. Ситовой анализъ берикульскаго эфеля.

Классы 1 о

-{-40 7,45

+50 8,30

4-60 9,90

4-70 7.20

+80 7,00

+90 7,60

+ 100 3,40

+120 6,90

+150 6,15!

+ 200 8,20

-200 26,00

Просыпка 1,80

Какъ среднее изъ 5 опред-Ьлешй, содержаше золота въ эфелб установлено въ 3,69 золот., серебра 4,85 золоти, въ 100 пуд.

Отношеше серебра къ золоту въ эфелЬ равно 1,3 : 1 ичи проба золота—432, считая серебро и золото безъ лигатуры.

2. Дальнейшее изсл-Ьдоваше значительно упрощалось гЬмъ, что при услов1яхъ, имеющихся на руднике, совершенно' исключались возможности какой-либо дополнительной классификацш матерьяла, какого либо дальнейшая измельчешя, концентрацш и проч.; заранее было установлено, что эфеля такъ или иначе, но въ томъ же видЬ, какъ они находится въ отвалЬ, будутъ обрабатываться на имеющемся эфельномъ заводе. Такимъ образомъ, задача сводилась къ а) нахож-дешю максимальная извлечешя, Ь) выяснение наивыгоднЬйшихъ-усло-В!Й обработки, с) опредЪлешю извлечешя помощью перколяцш, с1) установлена расхода реактивовъ, е) сводке результатовъ изследовашя.

a. Максимальное извлечете. Пробы агитировались 48 час. Было • взято по 250 гр. эфеля, 250 ко. см. 0,3% раствора кем, 0,3 гр. СаО и

0,3 гр. перекиси бар1я.

Извлечете золота—70,20%—2,59 зол. со 100 пуд. серебра—53,33%—-2,59 „ , „

b. Наивыгоднейшая крепость раствора. Результаты были приведены на стр. 86 въ табл. XV, изъ цифръ которой слЪдуетъ, что наивыгоднейшая крепость раствора—0,1%.

Необходимая продолжительность обработки определялась по-средствомъ агитацш пробъ по 300 гр. съ 300 кб. ели. 0,2% раствора КСХ въ течете 1—36 часовъ. Результаты приведены въ таблице XXVIII.

ТАБЛИЦА XXVIII. ОпредЬлеше продолжительности обработки.

к

Продолжительность Содержание КСК въ растворЪ въ % Расходъ КСК Извлечете

агитацж въ час. до обработки 1 послЪ обработки фун. на 100 п. въ %%. ■

1 0,2 0,175 1,0 60,39

6 0,2 0,12 3,2 73,99

12 0,2 0,08 4,8 71,55

18 0,2 0,16 1.6 72,91

24 0,2 0,08 4,8 72,91

36 0,2 0,08 4,8 72,91

Какъ видно изъ цифръ последняя столбца, извлечете заканчивается въ течете б часовъ.

с. Перколяцюнная проба. Въ перколяторъ загружалось 3 кгр. эфеля, смешанная съ 6 гр. СаО. Первый растворъ въ количестве 1200 кб. см. (40% по в-Ьсу эфеля) оставлялся въ контакте съ нагрузкой 12 час. После 12 час. аэрацш залито 900 кб. см. (30%) второго раствора, находившаяся въ контакте съ эфелемъ 12 час. Затемъ было прилито столько промывной воды, чтобы получить полныя количества обоихъ растворовъ и еще 900 кб. см. (30 %) промывной воды. На стр. 61 въ табл. XXVI приведены были результаты титровашя растворовъ до и после обработки и подсчитанъ расходъ К(Ж, ока-завпиися равнымъ 1,12 фунта на 100 пудовъ.

Попутно были определены: скорость перколяцш, оказавшаяся равной I1/*" въ часъ и количество влаги въ хвостахъ после дрени-ровашя перваго раствора—31% (Изъ 1200 кб. см. 1-го раствора сош-

осп . /1200—260 „ „Л ло 260 кб. см.^— 3000 31/

Въ результате обработки изъ эфеля было извлечено 2,73 зол. золота и 2,36 з. серебра со 100 п., или 74;0% золота и 48.7°;^ серебра.

(1. Расходъ реактивовъ. Расходъ цьанистаго калья, определенный при перколяцюнной пробе, оказался равнымъ 1,12 ф. на 100 пуд. При обработке эфеля въ присутствш 0,5 гр. КаОН расходъ КСК равенъ 0,8 ф. на 100 пуд. (концентращя раствора до обработки 0,48%, после обработки 0,46 %).

Расходъ щеМчи. 100 гр. эфеля-{-1С0 кб. см. 1,59% раствора МаОН. Концентращя раствора после обработки 1,30 %.

Расходъ 1,59—1,30—0,29% или II, 6 ф. ХаОН на 100 пудовъ эфеля, что эквивалентно 16,3 ф. СаО.

Реакщя эфеля оказалась нейтральной.

Въ виду того, что расходъ щелочи оказался высокимъ, была испробована предварительная промывка эфеля водой. Посл Ь промывки проба эфеля была высушена и затемъ быль опред1;ленъ расходъ щелочи и щанистаго кал1я.

Расходъ КСК после промывки —0,8 ф. на 100 п. Расходъ ХаОН после промывки 10,4 ф. на 100 пуд., что эквивалентно 14,6 ф. СаО. Промывка даетъ небольшую экономно въ реактивахъ, а потому не имеетъ смысла ее вводить, какъ предварительную операцпо.

Причиной большого количества расходуемой щелочи является, повидимому, А1г(804)з, переходящш въ заметныхъ колнчествахъ въ растворъ при обработке эфелей водой.

е. Сводка результатовъ изслъдовамя. 1. По обмерамъ объемъ. эфельнаго отвала нужно принять въ 306,5 куб. саж.

2. Содержание влаги въ эфеле 14, 2%.

3. Объемный весъ воздушно—сухого эфеля равенъ 1,252 кгр. (весъ 1 литра).

4. Весъ эфеля въ отвале (безъ влаги) въ круглыхъ • цнфрахъ 230,000 нудовъ (приблизительная точность этой? цифры 15%),

5. Содержаше въ средней пробе золота 3,69 золоти, въ 100 пуд,, а серебра 4,85 золоти.

6. Общее содержаше въ отвале (230,000 луд.) золота—2 п. 8 ф, 39 з. и серебра—2 п..25 ф. 75 з.

7. При концентрацш щанистаго. калш въ 0,1% извлекается 73,5% золота, цифра близкая къ наибольшему извлечению изъ полученныхъ при изследованш; поэтому обычная для перваго раствора крепость въ 0,2°jQ KCN представляется вполне достаточной.

8. При крепости раствора 0,2% раствореше золота заканчивается въ 6 часовъ, что могло бы считаться достаточной продолжи-

г

тельностью обработки.

9. При обработке эфеля въ лабораторномъ перколяторе извлекается 74% золота и 48,7% серебра—цифры извлечешя, максималь-ныя изъ всехъ полученныхъ при изследованш. На практике следу-етъ ожидать такого же извлечешя, быть можетъ съ некоторыми от-клонешями въ большую сторону.

10. При указанномъ (въ 9) извлеченш общее количество золота, могущее быть извлеченнымъ изъ отвала, составитъ 1 п. 25 ф. 39 з. и 1 п. 16 ф. 52 з. серебра.

11. Слитки полученнаго лигатурнаго золота будутъ содержать 53,6% Au и 46,4% Ag, если не учитывать лигатуры* принявъ сумму серебра и золота за 100.

12. На обработку эфелей потребуется 1,2 ф. KCN или 0.92 ф. NaCN на 100 пудовъ (принимаемъ величину расхода KCN, полученную при перколящонной пробе), а всего около 72 п. KCN или 53 п. NaCN.

13. На 100 пуд. эфелей потребуется, вместе съ темъ, 16, 8 ф. СаО, а всего 966 пуд.

14. Предварительная промывка водой не даетъ особыхъ резуль-татовъ въ смысле экономш щанистаго кал1я или извести.

15. По лабораторнымъ даннымъ скорость перколяцш определяется въ l'A" въ часъ. При глубине чана 2 арш. 6 верш, слой перко-лирующаго эфеля будетъ около 6 футовъ. По таблице XXIII MacFar-ren'a (см. стр. 54) для 6-ти футового слоя при скорости перколяцш 1,2" въ часъ на прохождение растворовъ требуется 96 часовъ или 4 сутокъ, при отношенш веса растворовъ къ весу нагрузки 1:1. Такъ какъ эфель задерживаетъ около 30% влаги после дренировашя, то количество растворовъ придется увеличить противъ веса нагрузки до 1% количества. Тогда на прохождение растворовъ потребуется 96.1,5=144

часа или б сутокъ. Считая на нагрузку и выгрузку 1 сутки, получаемъ для оборота одного чана 7 дней.

16. Небольшая скорость перколяцш объясняется присутств1емъ въ эфел-ь значительная количества—до 26%—иловъ, какъ видно изъ таблицы XXVII.

При изученш классовъ подъ микроскопомъ оказалось, что и круп-ныя и мелк1я частицы кристалличны, а потому эфель, несмотря на большое содержаше посл-Ьднихъ, все же фильтруетъ бол"Ь6 или менее удовлетворительно.

Къ сожаление, не оказалось возможнымъ сопоставить все полученные въ лабораторш результаты съ итогами летней кампанш эфель-наго завода на Берикульскомъ руднике, такъ какъ, наряду съ обработкой эфелей изъ отвала, въ чанахъ перерабатывались и св-Ьж1е эфеля самаго разнообразная характера. Последнее объяснялось темь, что въ течеше всего лета 1917 года фабрика работала почти исключительно на старательской руде.

Въ табл. XXIX приведены результаты летней кампанш эфельнаго завода.

ТАБЛИЦА XXIX. Результаты кампанш эфельнаго завода.

Обработано эфелей........ 452 ООО пуд.

Получено лигатурн. золота 5 пуд. 10 ф. 07 зол.

„ чистаго » ? » 35 „ 90 »

и Я » со 100 пуд. 2 24 я

я я серебра я я 1 пуд. 32 ф. 29 *

я я „ со 100 1 53 я

Проба золота (безъ лигатуры) . . . . 583,2

Израсходовано КаСЫ...... 182.5 пуд.

на 100 пуд. . . 1,61 ф.

1,61 ф. КаСИ эквивал. КСК . . . 3,14 ф.

Израсходовано ЫаОН ..... 169 пуд.

169 п. ШОН эквивалентны СаО . . . 27М п

Израсходовано СаО ....... 1950,0 п

„ всея щелочи въ СаО 2224,4 V

щелочи СаО на 100 пуд. 19, 8 ф. XXII.

Изсл-Ьдоваже шламовъ (оанновскаго рудника.

Более сложную задачу представляло изследоваше шламовъ 1оанновскаго рудника. Въ этомъ случай предстояло найти, независимо огь имевшаяся на лицо оборудовашя, наиболее рацюнальные способы извлечения золота изъ получаемыхъ на амальгамащонной фабрике шламовъ.

Въ лабораторйо была доставлена проба шламовъ весомъ около 8 пудовъ, отъ которой последовательнымъ сокращешемъ было отобрано для дальнейшихъ работъ около 1,5 кгр.

Химическш анализъ шламовъ оказался таковымъ:

8Ю2 —86,4%; Ке—-3,53%; 8-0,39%; СаО—2,21%; СО, —1,72%.

Соответственно этому анализу, минералогическш составъ шламовъ представляется въ сл-Ьдугощемъ видЬ:

&02 —86,4%; КегОз—3,89%; РеЯг- 1,74%;СаСОз—3,93%.

Такимъ образомъ, шламы представляютъ собой почти чистый кварцъ съ небольшими примесями известняка и пирита и съ примЬсью-окиси железа, являющейся отчасти продуктомъ окисления пирита, отчасти же— окислешя частицъ железа—результатъ износа измельчигель-ныхъ механизмовъ—дробилки и бЬгуновъ.

Ситовой анализъ шламовъ представленъ на таблице XXX.

.-'вядо что уд^бн ,сгиеи сгх^т ¿яннд^ «гмомэиг.хлнфй кн кд.баке опви

ТАБЛИЦА XXX. Ситовой анализъ шламовъ 1оанновскаго рудника.

Классы /о-

+60 12,12

Н-80 9,66

+100 11,00

+120 10,86

+150 7,03

+200 14,27

200 32,73

Просыпка 2,33

Изучс^е классовъ подъ микроскопомъ показало, что минералогическш составъ, приведенный выше, соответствуем действительности, такъ какъ въ поле зр'Ьшя микроскопа попадались изредка и пиритъ съ характерной штриховатостью на плоскостяхъ, и известнакъ. выделявший при прибавлены разбавленной соляной кислоты пузырьки углекислаго газа,- и частицы кварца.' сильно окрашенныя въ бурый цв-Ьтъ окислами желЬза.

Классъ- 200 представлялся подъ микроскопомъ состоящимь изъ кристаллическихъ частицъ, что указывало на возможность хорошей фильтрующей способности.

Для онредълешм. средняго содержания золота были проплавлены несколько пробъ, давшихъ въ среднемъ содержание золота 6.34 золот. въ 100 пудахъ и серебра 4,93 зол. Проба золота—563.

Данныя приведеннаго выше ситового анализа показываюгь, что содержание иловъ. понимая подъ последними продукть -200, весьма значительно. Поэтому въ дальнейннемъ предстояло выяснить наивыгод-нейппя услов1я обработки для неклассифицированная матерьяла и отдельно для эфелей и иловъ. Последнее было особенно важно, такъ какъ въ илахъ, какъ видно изъ цифръ последняя столбца таблицнд XXXI, содержится половина всего золота, заключающаяся въ матерьяле.

ТАБЛИЦА XXXI. Фиксирована золота по классамъ.

КЛАССЫ.

+ • 60 + 80 + 100 + 120 -+- 150 + 200 — 200 Лросыпка Всего.

Количество.

въ гр.

ВЪ % %

Содержаше | Общее колич. || РаспредЬлете золота въ 100 п. золота въ и золота по золотниковъ. классЪ золоти, и классамъ въ%.

РО

181,83 145,00 16-5,00 162,90 | 105,40 1 214,00 ; 491,00 34,77 | 1500,00 ,

12,12 9,66 11,00 10,86 7,03 14,27 32,72 2,33 100,00

ГТ ГТ"}С 5,490 П^П» ЭШЗРЯГЛ 0,666 9,5

5,340 0,516 7,4

5,375 0,591 8,5

4,839 0,523 7,6

5,183 0,364 5,3

5,868 0,795 11,7

10,550 3,455 , лч Ч 50,00

6,34 ,, 6,910 _ 100,0

Для получешя исходныхъ матерьяловъ для изслЬдовашя б кгр., отобранныхъ отъ общей пробы, были тщательно промыты на сите 200. Оставшееся на сите наследовалось отдельно, какъ эфель, прошедшее отдельно, какъ илъ.

Максимальное извлечен1е для всЬхъ трехъ продуктовъ определялось посредствомъ >48-ми часовой агитацш пробъ съ 0,3% растворомъ КСК въ присутствии СаО и перекиси бар1я. Результаты, приведенные въ таблице XXXII, показываютъ, что все три продукта могутъ дать хорошее извлечете.

ТАБЛИЦА XXXII. ОпредЬлеже максимальна™ извлечетя.

ислъдовался ма- терьялъ. Соде ржа ше золо-| та зол. въ 100 нуд. 1 извлечена золота.

| золоти, со 100 11.

иеклассифиц. эфель (V-} 604-200) илъ ( 200) Н аивыгодшыии1я 6.34 6,31 6,53 8.35 «чл t условия обр а бон • -ж ':ьн 6,05 6,05 5 34 8,02 гки. 1. Крепост 95,45 95,45 81,76 96,10 ь раствора, до-

статочная для достижения удовлетворительная извлёчешя, определялась агитащей ряда пробъ изъ всехъ трехъ продуктовъ въ присут-ствш 0,3 гр. СаО, съ растворами КСХ различной крепости. Результаты сведены въ таблице XXXIII.

ТАБЛИЦА XXXIII. ОпредЬлеше наивыгоднЪйшей кр%пости раствора.

{^онцентращя КСХ зъ % Извлеч. въ % изъ пеклассиф. « , » эфеля

%

* , я ила

0,31 0,21 0,10 0,05

93,93 92,42 93,93 —

80,88 79,41 77,94 76.47

95,49 91.21 91,00 88,53

Изъ приведенныхъ цифръ слЬдуетъ, что въ обоихъ послкдпихъ матерьялахъ наибольшее извлечете получается при 0,31%-номъ растворе, но, такъ какъ съ увеличешемъ концентрацш КСК растетъ рас-ходъ его, то пришлось бы для эфеля ограничиться крепостью въ 0,2%, а для иловъ 0,1% или даже 0,05%. Для неклассифицированная матерьяла увеличеше крепости раствора не влечетъ увеличешя количества извлеченная золота, почему обычная для практики крепость раствора въ 0,2% представляется вполне достаточной.

2. Наивыгоднейшей продолжительностью обработки для неклассиф. матерьяла и для эфеля оказались 24 часа, для ила же достаточно 6 ча-совъ, какъ видно изъ цифръ таблицы XXXIV. Способъ опредЬлешя изложенъ на стр. 44.

ТАБЛИЦА XXXIV. ОпредЬлеже наивыгоднЬйшей продолжительности обработки.

Продолжительность агитацш въ час. 6 12 18 24 36

Извлечете въ %% изъ неклассифиц. — 86,36 87,87 92,42 92,42

„ „ , эфеля — 66,17 74,23 79,41 —

„ „ „ ила 92,87 92,87 — 94,71 92,81

3: Наивыгоднейшее отношеше жидкая къ твердому, какъ еле-дуетъ изъ. данныхъ, приведенныхъ въ таблице XXXV, для иловъ равно 2:1, а для неклассифицированнаго матерьяла—1:1. Для эфелей отношеше не определялось, такъ какъ, въ общемъ, эта константа въ данномъ случае не вл1яетъ особенно на извлечете, и результаты опре-делешя получились бы сходными съ результатами, найденными для неклассифицированнаго матерьяла.

ТАБЛИЦА XXXV. ОпредЬлеже наивыгоднЬйшаго отношежя жидкаго къ твердому.

Отношеше жидкаго къ твердому 1:1 1:17а 2:1

Извлечете въ %% для неклассифиц. 92,42 84,28 84,84 , , „ ила 91,29 92,87 95,49

Расходъ реактивовъ. Расходъ КСЫ безъ прибавления щелочи на неклассиф. матерьялъ 2,4 фун. на 100 пуд. (0,42—0,36=0,06% или 0,06X40=2,4 фун. на 100 пуд).

Расходъ ЖСМ въ присутствии щелочи 0,6 фун. на 100 пуд. (0,42-0,405=0,015% или 0,015X40=0,6 фунт.).

Полезный расходъ щелочи 1,11 фун. ИаОН на 100 пуд.

(2'465°и ' 40=1 0 ИЛИ °'78 ФуН' Са°"

Общш расходь щелочи (общая кислотность) 3,2 фун. жЧ;ЮН на 100 пуд. (1,96-1,88=0,08% или 0,08X40=3,2 фун.) или 2,24 фун. СаО.

Свободной кислотности или щелочности нетъ; реакщя водной вытяжки нейтральная.

Расходъ реактивовъ на неклассифицированный матерьялъ не превышаем нормально допустимая, такъ что никакихъ вспомогатель-ныхъ операцШ не требуется. Очевидно, что те же результаты прило-жимы и къ продуктамъ классификац1и, т. е., къ иламъ и къ эфелю.

Перколяцюнная проба была поставлена параллельно съ неклас-сифицированнымъ матерьяломъ и съ эфелями. Въ обоихъ слу тяхъ было взято по 3 кгр. Количества залитыхъ растворовъ, крепость ихъ до и после обработки обоихъ матеньяловъ, приведены въ таблице XXXVI.

Для неклассифицированнаго матерьяла извлечение оказалось 86,1%, а для классифицированная 80,3%. Въ первомъ случае въ хвостахъ остались изъ 6,34—0,88 золот. въ 100 пуд., во второмъ изъ 6,53—1,29, Последняя цифра свидетельствуем о томъ, что измельчеше эфелей не вполне достаточное.

Скорость перколяцш даже для неклассифицированная матерьяла: оказалась вполне удовлетворительной, а именно 2,2" въ часъ.

Агитащя иловъ. Въ лабораторный пневматическш агитаторъ, изображенный на рис. 9, загружалось 200 гр. ила, агитировавшаяся-съ 9-ти кратнымъ по весу количествомъ 0,32% раствора КСЫ въ течение 12 часовъ. Извлечете, определенное по раствору, оказалось 93,1%, и изъ 8,35 зол. въ 100 пудахъ въ хвостахъ осталось лишь. 0,58 зол. При агитацюнной пробе крепость раствора была несколько ' увеличенна противъ наивыгоднейшей, такъ какъ при аэрацш неболь-шихъ объемовъ растворовъ, содержание КС^Т въ нихъ быстро падаетъ; Несколько увеличена и продолжительность обработки.

Выводы. На основании иолученныхъ результатовъ можно сделать заключеше о томъ, необходима ли раздельная обработка иловъ и эфелей.

Мы видели, что въ Хвостахъ ом обработки въ перколяторе не-'\ ксассифицированнаго матерьяла остается 0,88 зол. въ 100 пуд.

При раздельной обработке тЬхъ же 100 пуд , состоянцихъ изъ 66,5 пуд. эфелей и 35,5 ) уд. ила (согласно ситовому анализу ръ поправкой на просыпку) вънихъ останется 0,86-}-

-)-0,19=3,0о золоти., т. е., несколько ботьше, чемъ при совместной обработке. Такимъ образомъ, классификац:^ не нужна и весь матерьялъ целикомъ можеТъ быть обработаиъ въ перколяшонныхъ чанахъ.

Если ввести добавочное измельчёше для эфелей, то извлечете повысилось бы на 93,1—86,1=7,0%, или на 0,88—0,58=0,30,золоти, со 100 пудовъ матерьяла. Окупили ли бы эти 0,3 золоти, стоимость измельчения 66,5 пуд. эфелей и какая при эгомъ получилась бы матёрьяль-ная выгода—решить -можно, лишь, имея подъ руками все данныя экономическая и техническая характера.

ТАБЛИЦА XXXVI Растворы и содержаже въ нихъ KCN до и послЪ обработни.

г • Л г г ~ Ц ' : •' £ IÖ > " :

Порядокъ заливки I ЗАЛИТО. Содержаше KCN въ растворахъ. Спущено Содержаше KCN въ фильтратахъ. Прибыло или

растворовъ. кб. см. % по в Ьсу матер1ала. въ %%. въ гр 1 кб. см. :• си въ %%. с. ... въ гр. убыло KCN гр.

Н с класс и ф И Ц и р О В а Н Н Ы й м а т е р i a - •■ с" Л Ъ. 5 ЗС "го. <4 сЗ

I (контакт* *ъ мате-р1аломъ 24 ч.)..... 1440 48 0,205 2.95 .-о ! 1 1440 0.165 F " "r — V 2,37 - 0,58

(Аэрашя ч.) . . . — л о— 2 — s а s 4 — а

11 (контакт!» съ мате-р)"аломъ 4 ч.) ..... 1080 36 л 0,052 0.56- 1100 0,047 0,51 -0,05

Ill промыьн. вода . . 1080 36 1015 0,0028 0,03 + 0,03

IV промыви. вода . . 1080 36 — — ; Н. ^ 5

всего въ растворахъ 3.S4- f ^ кС ~1Л всего въ фильтратахъ 2.01 - 0,60 (0,8 ф. на 100 п.)

- - Э ф е л ь (2 -f 60 + 200). ? £ 2 ?■ о1 2 ü ° **'

1 (контактъ съ мате-р!аломъ 24 ч.)..... 1440 48 0,205 2 2 2,95 1440 0,175 2,52 -0,43

(Аэрашя 12 ч.) ... — ь» 1 я — "Т — „ —

II (контактъ съ мате-р1аломъ 4 ч.)..... 1080 36 0,052 0,56 1080 0.047 Г\ С' 0,51 -0,05

III промыви: вода . . 1080 36 — ) 1113. 0,004 0,04 + 0,04

IV промыви. вода . . 1080 1 36 всего въ растворахъ 3,51 всего въ фильтратахъ 3,07 0,44 (0,59ф. на 100 н.

>83 XXIII.

ИзслЬдоваже рудъ Хотимской жилы на рудникЬ „6-ая Берикульская площадь".

Рудникъ „6-ая Берикульская площадь" находится въ Маршнскомъ уЬздЬ Томской губернш въ 70 верстахъ къ югу отъ станцш Тяжинъ Томск, ж. д.

Среди многочисленныхъ жил ь на этомъ рудник^ Хотимская жила давно привлекала внимание владельцевъ рудника, какъ но своей значительной мощности, такъ и золотоносности. Изъ статьи П. П. Гуд-кова*), посвященной описанно рудника „6-ая Берикульская площадь", мы заимствуемъ некоторый данныя, касаюнщяся Хотимской жилы.

Жила залегаегъ въ контакте известняка съ порфиритомъ. Въ жильной массе главную роль играетъ круинокристаллическш каль-цитъ; кварцъ же содержится въ отдел ьныхъ ноздреватыхъ кускахъ только въ разрушенной части жилы, вблизи ея обнажешя на увале. Изъ рудныхъ минераловъ въ жиле доминирующее значение принадлежим пириту, образующему иногда почти сплошныя Скоплешя во всю мощность жилы; мышьяковый колчеданъ почти совершенно отсутствуем.

Не смотря на свой составъ (почти изъ одного пирита), Хотимская жила отличалась довольно значительным ь содержашемъ золота, а именно: въ разрушенной части содержала отъ 20 до 40 зол. на 100 пуд., а въ колчеданистой части давала 2—3 зол. механическаго и 5 6 золотниковъ химическаго зотота, между тьмъ, какъ въ другихъ жилахъ на томъ же руднике пиритъ, повидимому, золота почти не содержим.

Целью настоящая изсл Ьдовашя были возможно более точное опредЬлеше средняя содержашя золота въ рудахъ Хотимской жилы и установление способа извлечения изъ нихъ золота, технически и экономически целесообразная въ услов1яхь Берикульская рудника.

Особенное внимание было обращено на получение правильной средней пробы. Задача эта значительно облегчалась, благодаря сильно развитымъ подземнымъ выработкамъ, дававшимъ воздшжность отобрать пробы почти по всему иадешю жилы,.

Средняя проба. Изъ пятнадцати забоевь, расположение которыхъ указано въ табл. XXXVII, были взяты отдельныя пробы попеременно, то ближе къ лежачему (известняку), то ближе къ висячему боку (порфириту).

При этомъ забирался, главнымъ образомъ, матер!алъ самой жилы, но, кроме того, были также отобраны отдЬльныя пробы отъ бо-ковыхъ породъ. Изъ каждая забоя было полученю 30 40 иуд. руды, и общш весь первой пробы составилъ около 500 пуд. штуфной руды съ небольшимъ количествомъ мелочи.

*) ИзлЬсш Томскаго Тсхнологичсскаго Института т. XXI, 1911, № 1.

ТАБЛИЦА XXXVII. Расположена забоевъ при опробоваши Хотимской жилы. . 0, ш а.

№ забоя. Расположен1е забоя. Преобладание въ пробЪ минералы

15 Въ Хотимской штольнЪ на 18 саж. выше русла Сухого Бери-куля.........о , Исключительно пиритъ; преобладаетъ пиритъ II. _ а, я СЛ ж , и С-

14 То же....... Пирнгъ съ вкрапленностями мЪднаю колчедана. я \

13 Въ возстающемъ штрек-Ь, соединяющемъ Развановскую съ Петропавловской жилой ....... ••2' у Ъ * * » с с £ • ¡1 о ± с. ~ Пнритъ съ включешями цинковой обманки. Сй О-

12 Въ иодход% жилы № 4 къ контакту . Исключительно пиритъ. 2 00

и * Въ Нижн. Петропавловской штольнЪ близъ Рачвановской жилы То же. 2с. г

10 Начало возстающаго штрека у Петропавловской жилы т- и - То же. X •V 1 X

9 Въ лежачемъ боку блпзъ известняка . • • • Пиритъ съ включениями цинковой обманки. ■3 .к >< вклю-

8 7- Въ висячемъ боку близъ порфирита . Въ концЬ гезенка № 3 въ жилЪ N$4 • Пиритъ и миспикель: пребб.гадаетъ миспнкель; въ вндЬ ченМ цинк вая обманка и свинцовый блескъ. Пиритъ съ значительной иримЪсью цинковой обмакка,

6 На 2 сажени ниже третьяго западнаго откаточнаго штрека и на 22 саж. ниже базы....... . ч С; - эт __ — г> . Пиритъ. *•

5 Въ лежачемъ боку жилы Я» 4 Пиритъ съ редкими включешями цинковой обманки.

4 3 То же........ То же..... у известняка. То же. ~ * . - : ? = ~ г Исключительно пиритъ. 1. -Ж. V, г<

2 То же........ - • То же. 1 : - Г* .1С У.

1 Близъ висячаго бока жилы № 4 м С' ® С кс V ** О Ж . 1 Пиритъ съ рЪдкими включениями цинковой обманки. ■ - - ' ' г. 11 о

На 8 саж. ниже забоя № I работы прекращаются. »

Сокращеме первой пробы. Для лабораторныхъ изел-Ьдованш достаточно было им-Ьть 6-8 пуд. руды. Поэтому первая проба была подвергнута сокращешю. Вся руда была пропущена черезъ дробилку Blake 410X310 мм. со щелью въ 25 мм., после чего руда поступала по наклонному желобу въ валки 890X^90 мтй.', установленные на прозоръ въ 6-мм. Измельченная такимъ образомъ руда была дважды скварто-вана, причемъ перемешиваше руды совершалось сбрасыва?'пемъ на конусъ вокругь желЬзнаго стержня, какъ оси конуса. Сокращенная проба, составлявшая '/* отъ первоначальна^количества руды, измельчалась въ валках-ii, ус^ановленныхъ на прозоръ въ 2 мм. до тЬхъ поръ, пока вся проба не пре шла черезъ сито съ отверст]'ями въ 4 мм. Измельченная' проба была сокращена последовательны мъ квар-товашемъ до 17х/.2 пуд., изъ которыхъ фракщями были отобраны две лабораторныхъ пробы по 3 пуда. Остатокъ пробы оставленъ на руд. нике. Степень измельчешя последней лабораторной пробы характеризуется ситовымъ анализомъ, прмведеннымъ въ табл. XXXVII!.

ТАБЛИЦА XXXViil Ситовой анализъ 1000 гр. руды.

'HbtbVibn 'I, [j'iBlI •./q rivi

Hqn ftSliNKORT 1 >o;i yooqn rfr •!•. JTD d'KoqoTB о ИОН ДОТ" i ilMD9t»l rlll 'IA k

o k aq.sn «га ao -ори fO^ .ttfiqrwT

* гч; ;

.'»OHIIRKiiX^ ,ei"Ji "I

-яетэоэ ибооп

О«* . .'-,6 Кллссьц

a, I . -

¿Количество.

У ' 4 I

-I- 3 мм. (сито 11)

re 0 . . M.O .

+ 2, . (снто III)

-fO.re. (сито IV)

■

-I- 40

iff) \i.O iH ГП ,50( р В'ф..1бв-'1П A iHKftjpe^On :,|i! !.■ <r ••MfcN li'OOriOOfl

VP-. 0!

-a.

о/

/0 •

87 24 I 170 • 2-22' '21

IIHT

41' 4,1

O-l

,('■• ¡>40*

¿ ,«r&0 lOpr «ГННРН

i ^

sqnu'ip опжом Г»

f Mi <. 1 i VHOHi'i.

4-120 .f

'4 150

USE! >IV H vq< .-¡■-,200 .

— 200

/ A ' ' Л 1

)IU

Сумма.

i rki

и a

76q

8.7 24,2 17,0 22,-2 "2,1

з;4

,атЛн ид • № ; ч

RIOT jtt

'f^inavH"

у

.7,6 .

1DO0 rp

-!-

j.cfifiT

Honqsn л jae ггмнни qo о П НГПиДНи'ХО

; оьлЛэтенод, 1ЖОМ s;;/' .-ч,: юун ии н РЧГ.^П

£H .H «fruDiwn ,17 ,H.IV/q ОЯТ0

аяэм&н wqsrrj

TJ • "О.

jiwiG iO я1пв»ЫЯ я

Эту степень измельчены надо признать достаточной и соответствующей следующему правилу К. ШсЬаЫв'а*), выведенному имъ изъ данныхъ практики: для каждой данной руды количество последней, отобранное въ качеств!; пробы, должно быть пропорщально квадрату Д1аметра наибольшаго куска, или вЬса пробы при посл-Ьдовательномъ сокращены должны относиться, какъ квадраты д1аметровъ иаиболь-шихъ кусковъ. На основанш этого правила ШсИагсЬз составилъ следующую таблицу— см. табл. XXXIX.

ТАБЛИЦА XXXIX. Таблица Ричардса.

ВЪсъ первой пробы Руды со среднимъ

въ англ. фунт. содержашемъ.

Величина наибольшаго куска въ м.м. отъ до

20000 . .... 76,2 . . 50,8

10000 . .... 53,9 . . 35,9

5000 . .... 38,1х 25,4

2000 . .... 24,1 , • 16,1

1000 . . . 17,0 . . 11,4

500 . . 12,0 . . 8,0

200 . .... 7,6 . . 5,1

100 . .... 5,4 . . 3,6

50 . .... 3,8 • 2,5

20 . .... 2,4 . . 1,6

10 . .... 1,7 . . 1,1

5 . .... 1,2 . . 0,8

2 .... 0,76 . . 0,51

i .... 0,54 . . 0,36

0,5 . , . . . . 0.35 . . 0,25

0,2 . .... 0,24 . . 0,16

0,1 . .....0,17 . .0,11

Въ первомъ вертикальномъ столбце таблицы Ricliards'a показанъ весъ первой пробы, во второмъ столбце—величина кусковъ для рудъ со среднимъ содержашемъ золота. При пользованш таблицей при окращенш пробы нетъ, понятно, надобности измельчать пробу последовательно до всехъ величинъ кусковъ, указанныхъ во второмъ столбце. Руда можетъ быть измельчена до любой, практически выгодной величины кусковъ и тогда можно отобрать для пробы лишь количество, соответствующее данному размеру и указанное въ первомъ г столбце и, наоборотъ, если для пробы желательно отобрать количество руды, указанное въ первомъ столбце, то вся руда должна быть сперва измельчена до соответствующей величины кусковъ, указанной во второмъ столбце. Такъ, напр., если весъ первой пробы состав-

*) R. Richarde Ore Dressing Yol. II, стр. .

ляетъ 20000 англ. фунтовъ (около 500 пуд.) и максимальная величина кусковъ руды равна 76 мм., то при измельченш всей руды до 3,6— 5,4 мм. можно сразу сократить пробу до 100 фунт, (около 3 пуд.), что и было сд-Ьлано при сокращенш пробы изслЪдованной руды.

На обогатительныхъ фабрикахъ и заводахъ въ Америк^ при оп-робованш о;-ыкновенныхъ золотосодержащихъ рудъ пользуются следующей таблицей, составленной по даннымъ практики *)—см. табл. ХЬ.

ТАБЛИЦА ХЬ. Наименьшш в%съ пробы для рудъ различныхъ степеней измельчежя.

Уг

При измельченш руды до 2 дм. 1х/2 . 1

3А

V.

V«

'/к

»/8

6 отверстш въ 1 лин. дм.

я » » я *

1 О

1 ° ' п л п п п

30 „ Л * I) я

50 _ „ „ _ _

Mr,. aril HijMOMOH

• i.jfto

Наименьший в-Ьсъ пробы фунт. 10000 5000 2000 1000 400 300 200 100 75 50 25 10 4 1

Содержаше золота и серебра въ средней пробгъ. Половина пробы вЪсомъ 3 пуд. была измельчена въ шаровой мельницЬ, просеяна че-резъ сито съ отверспями въ 0,75 мм. и сокращена помонйю автоматическая пробоотбирателя Вгацп'а до 16 кгр. Ситовой анализъ этой пробы приведенъ въ табл. ХЫ.

ТАБЛИЦА XLI.

Классы . . 1 1 AA • • /0 . . 56,2

+100 . .

+ 150 . . . . . 8,6

+200 . . , . . . 4,0

- 200 . . . . . 30,00

Сумма . . . 98,8

*) J. B. Woodbridge. Ore sampling conditions in the West. Technical Paper 86, Bureau of Mines U. S. A. Washington 1916.

D. W. Brnntou. Theorie and practice of ore sampling. Trans A. 1. M. /E. toI. 25,1897,

Изъ 16 кгр. фракцюннымъ дйлешемъ были отобраны три пробы-

г г г

1 кгр. для анализозъ, 10 „ , амальгамацш, 5 „ шанировашя.

Последняя фракщя въ 5 кгр. подверглась тонкому размолу въ шаровой мельнице. Ситовой анализъ измельченнаго матер1ала былъ следующий—ей. табл. XL.11

' г.дв- • , ТАБЛИЦА. ХЫ!

мчит

о/ 10

Классы . .

.яшгмпои'ен М0Н9П9Т0 «гхьнннг^ШЙ^ КЛЛ и^одп ОДЙт. йнидоммвН АД1М1\ЗЛТ

+150 . «... 4,7

—200..... 86,8

; Сумма 100,0 *)

Въ этомъ мате^але было определено содержание золота и сере бра помощпо тигельной пробы, какъ съ предварительнымъ обжигомъ л такъ и безъ обжига. Результаты тигельныхъ пробъ приведены въ табл. Х1Л11.

(ДЦ. _ ... в.

ТАБЛИЦА ХЫИ. Результаты тигельныхъ пробъ.

№ пробы.

. I г,В ' (I. О

оге ленквна йоз

Мгр золота въ 100 гр.

руды. -

8$

»' и

I

Мгр. серебра въ 100 гр.

.ПримЪчаше. ______ '

руды.

I

2,2

2,3

40'ЧИ ,;; _ 2,3 .1! г

2 35 ' ^

6 7

г0

.<\ЛЛ 31 ОД В'ПИ!

2,-20 2,27

А_'

Среднее.

—

»V

2,28

3,99

3,4=1 .') Л

а а :. ^г?1тэа ^то .;■;> пЯ яг л< г.ерт-; помоги:

■ • Т. » •• ■ ;

Си

|0

• 1 к

Л

V |1 X

а. сс

» о

2. £

& 56

О ■

г« °

ОИВДЭЭРН Г

■■¡лИ

3,70

-

Среднее.

2,30 ,

2,40

■ 'I

2,35

'/.У/^

х

X о

о *

т <и О

яччиН /

1 мгр. Аи. въ 100 гр. руды 3,84 золот. въ 100 пуд.

_ .8101 поГцаМаеУ? А >. . ) и>

*) Въ даАнЪЙшемъ въ результаты ситовыгь анялизовъ была введена поправка на просыпку, которая распределялась пропорц!онально классамъ+150,-|-200 и—200.

Среднее содержаше изъ семи пробъ: Аи= 8,76 зол. (съ обжигомъ) „ „ двухъ „ Аи— 9,02 „ (безъ обжига)

Аё=14,21 „

Такъ какъ въ дальнейшем!. опробовашё производилось лишь съ прим-Ьнешемъ обжига руды до тигельной плавки, то при всЬхъ расче-тахъ для средпяго содержашя приняты слЬдуюиия величины:

золота— 8.76 зол. въ 100 пуд. серебра 14,21 „ „ и Проба золота ... 381,4 Химическш и минералогически), состацъ руби. Для установлешя способа обработки руды и выяснешя гЬхъ затр^ненш, который могли бы встретиться при этомъ, необходимо было знать полный химическш и минералогическш составъ руды, а также содержаше золота, какъ въ отдельныхъ минералахъ, входившихъ въ составъ руды, такъ и въ сопутствующей породе. , »

Количественный анализъ руды далъ следукище результаты:

чээ

-'Ч

•АЧ»'

01 а

1ЛН0!

>9.

сГВ

гГШ

•А/

001

30, Ш. явне дТ.Сб

Те

Б

7п Си РЬ Мл А* СаО М%0 СОз

8102

.и/, сумма

32,30% 37,52 „ 2.56 „ 0,10, следы 0,20 „ 0,11 я 4,73 . 1,66 . 5.40 . 13,22 , 97,80

■'0.

Ращональный минералогический сосТавъ руды, расчитанный по: даннымъ количественнаго анализа, представляется въ следующемъ виде

пирита . . . 69,39%'

цинковой обманки (Епв) 3,86 „ медн. колчед. (СиРеЯг) 0,29 „ мисгшкеля (Ее АбБ) . 0,22 „ известняка (Са СО») . 8,44 магнезита (М$ СОз) . 3.47 кварца (81 Ог) . . . 13;22

еГЭ«Фн

■ГПЫО

;а N

Я Б

• О?)

г

впэоф»' огемоп. вея г а

ано;

Щ]

1 1" 1^-Н

сумма ...... 98,89 ,

Изъ рудныхъ минераловъ въ жиле преобладаетъ пиритъ, второе место занимает^ цинковая обманка, количество которой весьма не велико. Миспикель, свинцовый блескъ и медный колчеданъ встречаются, какъ случайный примеси.

Сколько-нйбудь заметное скоплеше этихъ минераловъ было встречено въ забояхъ № 8 и № 14, какъ это видно изъ табл. XXXVII.

Изъ первой общей пробы штуфной руды были отобраны отдельные куски, въ которыхъ цреобладалъ тотъ или иной минералъ. Путемъ постепеннаго измельчешя и сортировки помощио ситъ отдельные минералы были изолированы и отобраны въ количествахъ отъ 100 до 1000 гр. Все минералы были измельчены до сита—150 и подвергнуты опробование и количественному анализу. Въ массе 'руды легко было отличить две разновидности пирита.

Одна разновидность—пиритъ 1 -съ яснымъ серебристымъ бле-скомъ, другая—пиритъ И—несколько разрушенный, мелкокристаллический съ шпейзово-жщтой- побежалост1ю.

Составъ и содержаше отдельныхъ минералпвъ приведены въ ни-жеследующемъ:

Пиритъ I Пиритъ II

Fe . . . 43,54%.......... 44,52%

S . . . 48,60,, . . ...... 49,40 „

Аи . . . 14,22 золотил ,ЛА 4,84 золотн.

■ въ 100 ПУД- 28,19 .

Ag

2,67

Цинковая обманка.

| въ 100 пуд.

Свинцовый блескъ

Zu . . . 56,0 %

S . . . 32,57 „

Fe . . . 8,23 „

Au . . 0,70 золотн.

Ag . . • 5,38

въ 100 п.

РЬ. S .. Аи. Ag-

• 64,72% . 15,03 „ . 13,24 зол. .692,90 „

въ 100 пуд.

Миспикель

Медный колчеданъ

Fe . As . S . Au . Ag-

. 34,50% - Cu.

. 42,17 „ Fe

. 21,22 „ Au.

. 12,06 золоти. 1 Ag.

. 10,98 „ ] ВЪ 1Ш

Кварцъ почти чистая SiOal золота и

Известнякъ „ w СаСОз) серебра нетъ

.29,92% .31,66 „ знакъ

53,76 зол. въ 100

пуд.

Удельный вгьсъ руды. Проба была измельчена до сита—200. Уд. весь былъ определевъ въ керосине въ приборъ Шумана. Керосинъ былъ примЬненъвъвиду того, что при измельчеши руды, какъ показали даль-нейнля изследовашя образуется сернокислая закись желкза, которая при смачиван1и руды водой реагируетъ съ известнякомъ, заключающимся въ руде, и даетъ гипсъ, растворимый въ воде.

Уд. весь при 15,9°—-3,953.

По даннымъ анализа мы можемъ охарактеризовать изследован-ную руду, какъ золотосодержащш пиритъ съ незначительными вклю-чешями цинковой обманки, миспикеля, меднаго колчедана и свинцо-ваго блеска. Золото ассоцшровано только съ сульфидами и въ пустой породе отсутствуетъ. Единственнымъ цЬннымъ въ экономическомъ

отношенш металломъ въ рудЪ является золото. По содержание серебра руда принадлежим къ категории весьма убогихъ.

Общей зам1ьчан1я. Изсл^дованная руда представляем пиритъ со среднимъ содержанпемъ золота и цЪлню всЪхъ способовъ обработки руды, технически и экономически осуществимыхъ въ услов1яхъ Бери-кульскаго рудника, является возможно болЪе совершенное извлечение золота.

Химическш и минералогическш составь руды и мЪстныя услов1я исключаютъ возможность прим+шешя къ данной рудЪ способовъ плавки, хлоринацш и амальгамацш. *

Для плавки въ рудЪ нЪтъ коллекторовъ благородныхъ металловъ каковыми являются мЬдь или свинецъ. Ни на рудник^, ни въ бли-жайшихъ окрестностяхъ н-Ьтъ сколько-нибудь извЪстныхъ мЬсторож-денш мЪдныхъ или свинцовыхъ рудъ *). КромЪ того, на рудникЪ не имеется подходящаго минеральнаго топлива, а доставка такового въ виду отсутств!я жел. дороги весьма затруднительна. Сравнительно малое содержаше золота, низкопробность посл-Ьдняго (избытокъ серебра), большое содержаше известняка и магнезита, отсутств1е дешева го топлива и дороговизна хлоринацш совершенно исключаютъ экономическую возможность примЪнешя этого процесса для извлечения золота изъ изслЪдованной руды.

Ассощащя золота исключительно съ сульфидами и высокш уд. в-Ьсъ руды предрЪшаютъ вопросъ о неприменимости амальгамацш, какъ главнаго процесса извлечешя золота. При обыкновенной амальгамацш, напр., въ чаш-Ь, помимо весьма малаго процента извлечешя золота, неизбежны заиливаше шлюзовъ и большая потеря ртути вс.тЬд-ств1е распылешя и пемзовашя последней.

Несмотря на очевидную непринодность амальгамацш, какъ основного процесса по извлечение золота изъ данной руды, необходимо было все же произвести экспериментальную проверку этого предпо-ложешя для того, чтобы выяснить, необходима ли адоальгамащя хотя бы, какъ вспомогательная или промежуточная стад1я въ процесс^ извлечешя золота. Съ этой цЬлпо бн>нли произведены опыты амальгама-щи на рудник-Ь и въ лабораторш.

Амальгамащя.

Амальгамац1я на рудникгъ. Изъ средней пробы руды, измельченной въ валкахъ, 450 пуд. были подвергнуты амальгамацш въ одной изъ бЪгунныхъ чашъ на фабрик^.

Главные размЬры чаши и бЪгуновъ.

Наружный нижнш д1аметръ чаши . . 9'8"

верхнш „ . 12'5"

*) Осмотренные нами лЬтомъ 1917 г. выходы мЪди на л-Ьвомъ берегу р. Кундата, около 15 верстъ выше впадешя его въ р. Шю и въ 20 верстахъ отъ рудника представля-ютъ небольшой прожилокъ окрашеннаго м+,цной зеленью и синью кварца среди разру-шенныхг сь-внпэвг-

/

I Ч

Высота чаши . . . . . 2'И'

Разстояше между осями жернововъ . . 9". •

Д1аметръ бандажа . 4'9''

Толщина „ . (сильно изношенъ) 2''

Ширина „ • . . Uoi ,.

Высота порога . . . . 12'/./' ,

Длина сЪтки . " . ... . 2'2" в>о&ое

Ширина „ ..... 9".

Число отверспй в^ clpTKt . . г_ . 3400

Д1аметръ отверсля . мм.

Число оборотовъ б;Ьгунов> въ минуту . 14

* 'MR I

Шлюзъ. Неподвижный шлюзъ собранъ изъ мЪдныхъ амальгами-;роваиныхъ л исто в ъ. Ширина шлюза—2'2"т длина —1 /8", уклонъ— 5°.

Въ нижесл Ьдующемъ приведены детали и результаты опытной амальгамаши. .<■ ■ ■ .■>

пгпцчэ • п) О'ИШДсЬ'.ЭС:! ¿"30 • ioqiu*€WH Т 'if 51НВЖ j'.r>3 WW

Обработало руды . . . н <> 450 пуд.

Продолжительность опыта . . . 1J час. (

Въ часъ загружалось .... 45 ИУД-

На 100 'пуд. руды 'задавалось извести . . 22 фун.

Отношеше жидкаго къ твердому , . 20:1

На натирку листовъ затрачено ртути . . 800 гр.

Отжато изъ амальгамы . . . . 54-0 „

Потеря ртути . ... . 260

Получено,сухой амальгамы . . . 56

Отпарено золота . . . . 21,5 гр.—5 золоти.

Получено чистаго золота - . 4 „

>;.:' ..<.:<. д. I ,. 1 ¡г f,i м > ч > •: ; • H'j: >')..•<-. . o'iou

Ш.цозы сильно, заиливало, листы зеленели и наблюдалось значительное распылеше ртути. Изъ данныхъ. ироизведеннапксщыта слЪ-

т. ВТО пп1^т1;/ж9МО({п;вм» »ейаг.зтв'юмопзя «г*»* иб 1, потеря ртути составила 360 гр. или 61 золот., что на 100 пуд. дало 13,6 золот. Нормальной потерей ртути при внешней амальгама-цш считается 2 -5 золоти, на 100 пуд;

2? при содержали золота въ рудЬ 8,83 золоти, (см. tYp. 93) процентное извле'чеше золота при опыгЬ составило 10%.

Во время опытной амальгамацш каждые 1/2 часа брались'пробы шламовъ передъ головнымъ лйСтомъ шлюзовъ по всей ширина сЪтки и въ карман-fe за послЬднимъ листомъ по всей тнрин'Ь посл-Ьдняго. Пробы собрались въ отдельные сосуды, отстоявшаяся прозрачная вода сливалась сифономъ, пробы отжимались и высушивались до полнаго удалешя »лаги.

ТАБЛИЦА XIJV. Ситовой анализъ шламовъ по BbixoAt изъ чаши

Классы %

r,. * ,л 4- 100 ,. 17,5

-f- 150 21,5.

+ 200 15.0

— 200 45,5 ' . ■

сумма 100 %

Содержание золота въ шламахъ оказалось равнымъ 8,83 золоти, въ 100 пуд.; содержаше золота въ хвостахъ отъ амальгамацш — 8,06 зол. въ 100 пуд. Следовательно, процентное извлечете золота составляло 8>7%. *

Из$лечеше-дф хвостамъ оказалось на Т.3% меньше, ч-Ьмъ по количеству полученнаго изъ амальгамы зелота. Это объясняется трудности получешя правильной средней пробы хвостовъ. Въ виду малаго-наклона шлюзовъ, высокаго уд. вЪса руды, большой разницы въ уд в'Ьсахъ отдвльныхъ компонентовъ руды, слишкомъ большой высоты порога происходила классификашя шламовъ по величине зерна и отд-Ьль-нымъ минераламъ, какъ частно въ самой чаше, такъ, главнымъ обра-зомъ, на ш^юзахъ, имевшихъ весьма большую длину въ 16'8". Поэтому въ данномъ случай для подсчета извлечения представляется более правильнымъ исходитъ изъ средняго содержания золота въ руде до амальгамацш и количества полученнаго при амальгамацш золота. Во всякомъ случай, опытная амальгамащя въ чашЬ доказала полную нецелесообразность этого процесса для обработки данной руды.

Лабораторные опыты, амальгамации Для проверки результатовъ опытной амальгамацш на фабрик!» были произведены лабораторные опыты амальгамацш, при которыхъ возможно было изменять услов1я' работы. , .

10 кгр. средней пробы ситового анализа, приведеннаго на стр. 85 были измельчены въ шаровой мельнице и подвергнуты амальгамацш на лабораторномъ шлюзе и въ шаровой мельнице. Отъ измельченной руды до амальгамацш была отобрана проба дня ситового анализа и фиксировашя золота по классамъ, результаты чего приведены въ таблице XLV на стр. 94.

Амальгамащя на шлюз-fe. Пульпа изъ 2 кгр. руды, 24 кгр. воды, 20 гр. С;Ю перемешивалась въ агитаторе и была пропущена по листу 10 разъ; хвосты дважды отмыты отъ ртути, высушены и опробованы.

Проамальгамировано руды...... 2000 гр.

Отмыто хвостовъ ... ... г- • 1710 „

Потрряно руды........290 гр.=14,5°/0

Содержание золота въ 100 пуд. хвостовъ—7,68 золотн. Процентное извлечен1е......12,3%

ТАБЛИЦА XLV. Ситовой анализъ руды и фиксирована золота по нлассамъ.

Классы. /о .. . ..... - Содержаже золотя въ 100 пуд. кажд. класса. Количество золота во всемъ классЬ.

■ • 1

-ь 100 14,4 001 9,21 И 1,33

-+-150 12.1 ЮМ 7,68 0,93

+ 200 9,0 'ЯЙТООЯХ dt 0£ 'J! 5,95 0,53

- 200 -64,5 • 9,41 1 6,10

сумма ! 100 % . La рплт-.'ji» 1 8.76 1 8,89 1' •' '!'■ pihoh'

■ «« jrn iJMHHi?« lÄm-irciö м"«>п £огЫ :v 'Лг.яоэим ,<гаоео»лщ ЛИ*

-Iii- » ^ Т ' в

Амалыамащя въ шаровой мельнице. Въ мельницу было загружено 2000 пр. руды ток же степени измельчешя, что и для предыдущего опыта, 500 см. воды 10 гр. СаО, 205 гр. ртути, что составляло 10,2% по вЬсу руды. Продолжительность амальгамащи—2 часа. Руда была отмыта отъ ртути, значительная часть которой спемзовалась.

Отмыто ртути .........186 гр.

Потеряно „ .........19 гр. 9%

Весь высушенныхъ хвостовъ .... 1940 гр.

Потеряно рулы . . .......60 ,, или 3%

Содержание золота въ 100 и. хвостовъ 6,72 золоти. Процентное извлечение золота . . 23,3%

Въ виду весьма малаго извлечения золота фиксироваше послЬд-няго по классамъ въ хвостахъ не было произведено.

ч • 1 ^ I |

Сопоставляя результаты вс'кхъ опытовъ амальгамацш, мы полу-чаемъ следующее:

Процентное извлечете золота при амальгамании на фабрике- 10,0%

„ шлюзе —12,3,, „ ' • п „ „въ шаров. мельницЬ—23,3„

Отсюда слЪдуетъ, что для данной руды амальгамац1я въ качестве даже вспомогательнагд или иромежуточиаго процесса Является совершенно не целесообразной и не должна быть применен? въ процессе обработки руды.

Ц1анироваме.

Изъ возможных ь вар1антовъ ц 1!:.стаю процесса были испытаны перколяцюнный и иловой съ применешемъ механической иагташ'и.

Ситовой анализъ и распредЬлеше золота по классамъ въ мате-р1але, пошедшемъ на амальгамацйо (см. табл. XLV), не даютъ еще доста-точныхъ основангй для решешя вопроса о пригодности или непригодности перколящоннаго способа для данной руды. Но, исходя" изъ того факта, что золото въ руде ассоциировано лишь съ сульфидами, которые дадутъ при любомъ способе измельчешя весьма большое количество ила, можно было заран-fee сказать, что перколящонный спо-собъ для данной руды въ экономическомъ отношенш непригоденъ.

Микроскопическое изучеше отдЬльныхъ классовъ ситового анализа показало, что въ матер1алЬ много некристаллическаго ила, который инкрустировалъ более крупный кристалличесюя частицы, какъ породы, такъ и сульфидовъ. Это обещало малую скорость перколяцш, следовательно, большую продолжительность процесса при низкомъ извлеченш золота.

Лабораторные опыты должны были выяснить скорость перколяцш, процентное извлечеше золота и расходъ щанистаго кал1я.

Для опытовъ щанировашя имелись четыре степени измельчешя руды отмеченные, какъ руда I, II, III и IV. Эти матер1алы были получены путемъ измельчешя отд-Ьльныхъ порцш средней пробы въ шаровой мельниц^ въ продолжеше различныхъ промежутковъ времени, отъ 3 до 12 часовъ.

Ситовые анализы указанныхъ выше степеней измельчешя приведены въ табл. XLVI.

ТАБЛИЦА XLVI. Ситовые анализы.

Классы. Руда 1. Руда II. Руда III 1 Руда IV.

в ъ про ц е н т а х ъ. «

-+• 100 56.2 14,4 0,8 1,2

+ 150 8,6 Г2,1 4,4 1,7

4- 200 4,0 9,2 9,2 4,0

- 200 1 31,2 65,5 85,6 УЗД

<— 100,0 \ , ... 100,0 100,0 100,0

/7ерколяц1я. Для перколящоннаго способа была взята руда I, какъ обещавшая наибольшую скорость перколяцш. Въ лабораторный перколяторъ были загружены 3000 гр. руды, перемешанной съ 15 гр. СаО (0,5°/0 по вЬсу руды) и заливались растворы щанистаго кал ¡я и вода въ порядке и количествахъ, показа с ныхъ въ табл. ХЬУП.

ТАБЛИЦА XLVII.

Залито раствора кб. см. | KCN ¡ни.; 1 KCN Ла&Н Получено раствора ЭЭВ ■•!d , кб. см. г. .) KCN 0/ ¡3 KCN гр.

I 1100 0,33 3,63 I 1100 0,14 1,54

II 1100 0,14 1,54 II 1100 0.105 1,155

О о И , £ Г. М 1;., >i'Ni г. . > VM'J/i'»:.

III 1000 0 111 1000 0,013 0,13

1 IV 500 0 0 — —

Всего 3700 — 5,17 H'i.||Jf: 11. 3200 — 2,83

Общее количество растворовъ на 3000 гр. руды составляло 3700 кб. см! или 123,3% по весу руды.

Расходъ KGN .......... 5,17—2,83=2,34 гр.

на 100 гр. руды . . 2,34:30 =0,078 „ „ 100 пуд. „ . . 0,073 п.=3,12 фунг<

v 3700-3200

Хвосты удержали влаги . . . -—- =17%

oU

Скорость перколяцш была......0,5—0,6" въ часъ.

Извлечено золота по растворамъ ..... 2,42 зол. со 100 пуд.

серебра „ ...... 0,36 , „ .

Процентное извлечете золота ......27,6% „ » „ „

Весьма малая скорость перколяцш, ■ лежащая ниже экономическая минимума, допускающаго примкнете перколяцш и составляющего 1 %—2 дюйма въ часъ, очень незначительное извлечете золота подтверждаютъ сделанное выше a priori предположеше о непригодность перколящоннаго способа для обработки изсл-Ьдуемой руды.

Иловой процессъ Вторымъ вар1антомъ щанировашя, испытаннымъ въ лабораторш былъ иловой процессъ съ прим'Ьнешемъ йгитацш.

Лабораторные опыты долл<ны были выяснить:

1, максимальное извлечете золота,

2, наименьшую продолжительность процесса,

3, наивыгоднейшую степень измельчешя и

4, расходъ щанцстаго кал1я на обработу руды.

Максимальное извлечение было определено для руды III. Три навески руды по 250 гр.4-500 кб. см. раствора KCi4 (0,5% KCN)-f-0,5 Гр. СаО-)-0,5 гр. перекиси бар1я агитировались въ бугыляхъ въ продол-жен1е 48 часовъ. Извлечеше золота и серебра было определено по растворамъ и были получены следующие результаты:

среднее максимальное извлечете золота со 100 пуд,—7,95 зол.

серебра „ „ . 7,45 „ Следовательно, максимальное процентное извлечше оказалось •равньшъ:

7 4е» •

' 1ПП 1_ пп "7СО/ • . , ( )

для золота 100 м 90.76%'

XIJX -IVÖET ста инэ№пп ааотипо нхнте и

\

для серебра

7,45

Г ti Г. /6Э

100 = 52.43%.

г 14,21 ----

Такимъ образомъ, 90,76% есть лабораторный максимумъ извле-, чен1я для степени измельчеш'я III и продолжительности агитацш въ 48 часовъ.

СлЪдующш вопрось о наименьшей продолжительности обработка былъ решенъ путемъ ряда аналогичных!» опытовъ, при которыхъ продолжительность агитацш варшровала отъ i до' 84 час., все же проч1я услов)'я оставались тождественными,, а именно: . .

количество руды отъ 250 до 600 гр.

количество' раствора K.CN „ 500 r 12001 ко. см. крепость „ , „ 0,49 „ 0,51% отношеше жидкаго и твердому . . 2:1 количество1 CäO. . . . .' . 0,2% по1 весу руды перекиси бар1я . . . цЕ ... 0,2 « » Результаты этой, серш опытовъ приведены въ табл. XLVIIf.

- <■: ' IT IQ а

ТАБЛИЦА XLV1H. Продолжительность обработки.

Продолжит, агиташи час.

. |по.» (' ic.ö\

Расхо.чь Извлечешё золота.

Г(7.Э

KCN

Извлечен^ серебра.

И

ftn. 100. п. ¡i ;iXH,"C° % °ГЬ ЗОЛ?";золотн. со 100, и.

1 100 пуд, та въ рудъ.

1 3 6 •12 24 48 84

вшЙ&л LaHSu

t

14,4 7,41

• 1Д8 * 7.Q8

24,0 7,95

26.8 /КОМ WM 7,49

27,76 , 7,95

32,0 I 7,84

% отт, серебра въ рудЪ.

83,22 ¡ 4,34

84.6 | 4,92

87.7 ,н|„ 8.Ю

90,76 ' t 7,95

¡) Г.8 . * т вйимчи 85,62

I'<

30.54

. . <it

34,64 57,0

58,95 H'I

BF i ö

г

Опыты показываютъ, что:

inf<1( i-.!1;'. •¡Häroiuicj; л-.г.!; 90,76 . , 7,45 ■ 52,43

I 18,30

In q ■■(.■ ..

боэ ОТ оГМ^ Р ЭШ Г.ГГ yj)

89,50

го ь

58,-10

iPT9V I'.tf П О

1, руда весьма легко отдаёть "золото раствору шанйетаго кал1я,

2, агитацш въ продолжеше 6 часовъ даетъ извлечете, близкоэ къ максимальному,

\

3, посл-Ь 12-и часовой агитацш извлечете золота не возрастаетъ.

Отсюда следуетъ, что на практике въ заводскомъ масштабе при достаточной аэрацш можно ожидать максимума извлечешя после 6—8 часовой агитацш.

Наивыгоднгьшиая степень измельчешя. Для выяснешя этого усло-в1я былъ произведенъ рядъ опытовъ съ рудой пяти степеней измельчешя. Результаты этихъ опытовъ приведены въ табл. ХЫХ.

ТАБЛИЦА XLIX. Наивыгодн%йшая степень измельчешя.

и Классы. Руда I. Руда V. || шламы изъ | чаши. II Руда •1 Руда III. 1 Руда IV.

: ■ ^ 'V ■ . V; 1\ :< В Ъ П Р О Ц Е Н Т А X Ъ.

'3 га ? 1 + 100 56,2 17,5 14,4 0,8 1,2

га X н + 150 8,6 21,5 12,1 4,4 1,7

и о S X 4 200 4,0 15,0 9,0 9,2 4,0

QJ н X £ - 200 31,2 45,5 . 1 65,5 85,6 93,1

Ч О 2 И 3 В Л Е Ч Е Н I Е С О 100 П У Д О В Ъ.

о. С 1 Зол. /о Зол. 0/ /о Зол. % Зол. % Зол. /о

1 . - — — — 6,91 78,9 7,29 83,22 —

3 — — — — 7,22 82,42 7,41 84,60 — —

6 . — — 6,91 78,51 7,53 85,96 7,68 87,70 — — .

8 — — 6,91 78,51 — — — — ... —

12 ...... — — — — 7,99 91,22 7,95 90,76 — —

; 24 6,14 70,1 6,7 76,2 7,99 83,34 7,49 85,62 7,70 87,90

48 - — — — 7,53 85,96 7,95 90,76 — •—

Если допустить, что извлечете при 24 часовой агитацш для руды III получилось лишь случайно* ниже извлечешя для той же руды при * 6 и 48 часахъ агитацш, т. е., 85,96%, то, сопоставляя цифры процент-наго извлечешя для пяти степеней измельчешя, мы можемъ заключит^ что извлечете возрастаетъ съ увеличешемъ количества класса—200, и степени измельчения III и IV даютъ почти одинаковое извлечете. Отсюда следуетъ, что при работе въ заводскомъ масштабе нетъ надобности измельчать больше, чЬмъ то соответствуем степени измельчешя, лежащей между II и III, т. е., количество матерьяла—200 въ измельченной руде можетъ изменяться въ пределахъ отъ 70 до 85% безъ значительной разницы въ процентномъ извлечении.

Другимъ методомъ для определения наиболее выгодной степени -измельчещя руды для щанировашя является фиксироваше золота по классамъ до и посл'Ь щанировашя. Въ виду того, что послЪ агитацш даже въ продолжеше 6 часовъ количество золота, остающагося въ хвостахъ, слишкомъ мало и не превышаетъ 1—золоти, въ 100 п., то для фиксировашя золота по классамъ была произведена агитащя руды II въ течете лишь 3 часовъ. Результаты, полученные при этсмъ приведены въ таблица Ъ.

ТАБЛИЦА L. Фиксирование золота по классамъ.

Содержаше золота въ 100 пуд. класса.

Извлечете золота со 100 пуд.

КЛАССЫ. До ц(аниров. ПослЪ uiaiinp. каждаго класса.

• Золоти. 1 Золоти. Золотник. / 0/ /о

+ 100 ... . 9,21 9,21 0 0

+ 150. ... . 7,68 2,41 5.25 68,36

+ 200 .... 5,95 2,30 3,65. 61,34

— 200 .... • 9,41 \ 1,15 8,26 87,78

Фиксироваше золота по классамъ въ хвостахъ отъ щанировашя показываем, что наибе тьшее извлечете даем классъ—>¿00, что и можно было обкидать.

Отношение отдгъльныхъ минераловъ, входящихъ въ составь руды при niaHupoeaniu. Весьма важйымъ представлялся вопросъ о роли от-дЬльныхъ минераловъ. входящихъ въ составъ руды при щанированш въ смысл Ь извлечения изъ нихъ золота и граты щанистаго кал1я при процесс^. \

Для этого были произведены опыты щанировашя этихъ минераловъ, измельченныхъ до—150 отверстш и взятыхъ въ количествахъ огъ 50 до 250 гр. Опыты производились путемь агитацш матер1ала съ ра-створомъ щанистаго кал!я кр-епостпо 0,4—0,5% при отношении жидкаго къ твердому 2:1 въ ирисутствш СаО въ количестве 0,2% по вЪсу ма-тер1ала, въ продолжен1е 24 часовъ. Результаты опытовъ приведены въ таблиц-е LI. (См. стр. 100).

Цинковая обманка, какъ весьма бедная золотомъ. не изел-едова-лась. Наиболее упорнымъ оказался миспикель, давшш извлечешя всен о лишь 25%. Необходимо отметить небольшой расходъ KCN на обработку отдЪльныхъ сульфидовъ по сравненпо съ расходомъ того же реактива на обработку руды. Причины этого явлешя будутъ выяснены въ дальнейшем^

Такъ какъ въ рудъ преобладаетъ пиритъ, который по произзе-

1ЭТЭ

> и дот и

ТАБЛИЦА Ы. Ц1акирован1е минераловъ.

п б топов эшвадп МИНЕРАЛЫ. л «:-01С(л;"1;; .. . п 001 .та итог. Содержаше золота въ 100 п. 1тош>е иытз'. золоти. Извлечете золота. о <':! I' К". г . и м' I 11. -.1 Ч Расходъ КСХ • фунт, на 100 пуд.

Золоти, со 100 пуд. %

( шит.1: :г. f-.ii • '.1ны.< Пиритъ I . . . 4,22 '3,84 91 4

Пиритъ II . . 4,84 4,61 95,3 7,2

Свинц. блескъ . 13,24 9,22 70 4

Миспикель . . . 12,06 3,10 25 ' 0,8

;!Г.1

деннымъ опытамъ далъ извлечете въ 91--95%, то это позволястъ заключить, что извлечете золота изъ руды въ заводскомъ масштабе будетъ не ниже 91%.

Расходъ щанистаго калЬг на обработку руды. При лаборатор-ныхъ опытахъ расходъ щанистаго кал1я оказался весьма большимъ Исключение составляетъ руда V или шламы изъ чаши до амальгамацш, произведенной на фабрике.

Результаты оцытовъ по оперделешю расходъ KCN приведены въ таблице Ы1.

ТАБЛИЦА Ш. Расходъ щанистаго калт.

Продолжит, аппацш час.

§ § 2

6 Ч

в г> с.

« п

X о и

а. ге

С- Ц »

НБНОф

1ГН

1 Ч 3 0,2 0,2

6 0,2

:,8 . 0,2

12 V ■ 1 Т ■. 1 0,2

■я 0,2

24 —

8 11 1.1-.•>1.1 0,3

8 0,6

> 8 1 " 0,8

24 0,3

Руда 1. I Руда II.

Руда III. Руда IV. Руда V (шламы)

Расходъ КСК въ фунтахъ на 100 пуд. руды

аънот.;/;

Н1аГ]01<

4,8

• ЙВЩЬ

■у/

Д'{0 Ш1-. /

Г<1 ГМОКП

4,8 10,8 пп «1:

5,6 14.8 -

8,8 17,6 — 3,2

I 1, , ■ ' — ' ' — 3,44

.10,4 24,0 -1 ^"

14,8 26,8 32*8 2,4

25,6 33,6 36,8 —

_ _ _ 3,2

ИГ ГО! ¡о: / у<\.

. А: -ъ ■• н ! ; 2,8

• С11 ЩУ Г Я; ( О' Н Н , луз 2,8

: - .К < НИЯИИЧ! | О

— 2,4

- '•! .ЛС 5(}П ¡и-; <ГЯ .1 I а л I. Г

Изъ табл. LU мы видимъ, что расходъ KCN возрастаетъ. какъ съ продолжительности агитацш руды съ растворомъ KCN, такъ и съ уменьшешемъ величины зерна руды. Такъ, напр., при агитащи руды въ течете одного часа расходъ KCN составлялъ 48 фунта, при 24-часовой агитащи той же руды онъ достигъ 14,8 фун. на 100 пуд. Вл1я-Hie степени измельчешя ясно усматривается изъ сравнешя расхода KCN для рудъ различныхъ степеней измельчешя при 24 часовой агитащи и одинаковыхъ прочихъ услов1яхъ. При зтомъ расходъ KCN съ 4,8 фун. для руды I возросъ до 32.8 фунт, для руды IV. Очевидно, что при измельченш руды имЪло м-Ьсто образоваше веществъ, разру-шающихъ KCN или реагирующихъ съ. посл'Ьднимъ. Для выяснешя вопроса были произведены водныя вытяжки руды различной степени измельчешя. Въ этихъ вытяжкахъ были найдены лишь SOs и СаО соединешя железа, какъ окисныя, такъ и закисныя, совершенно отсутствовали. Въ руд-fe свежей добычи не было ни гипса, ни другихъ растворимыхъ въ вод-fe сульфатовъ. Это приводило къ выводу, что при измельченш руды преобладающ^ въ ней сульфидъ—пиритъ окисляется. Фактъ этотъ извЪстенъ въ литератур-fe и неоднократно наблюдался и въ нашей лабораторш. Такъ, въ стать-fe „The exact determina tron of sulphur in pyrite and marcasite" E. Allen и J. Johnston *) говорятъ, что для точнаго опред-Ьлешя cfepbi въ пири-rfe, послЪднш долженъ измельчаться лишь грубо, приблизительно, до 20 отверстш въ лин. дюйм-fe, такъ какъ при тонкомъ измельченш пирита въ агатовой ступ-k-fe ясно ощущается запахъ выд-Ьляющагося серниста го газа, что, понятно, понижаешь результаты опред-Ьлешя cfepbi. Въ водной вытяжк-fe измельченнаго пирита авторами указанной выше статьи были найдены Fe и SOa, и количества посл-Ьднихъ точно отвечали формул-fe FeSO*. Для предотвращешя окислешя FeSO< при промыванш Allen и Johnston вели промываше въ атмосфер-fe углекислоты прокипяченной водой, охлажденной въ углекислот-fe-, и получили ¡угЬдуюния результаты.

Продолжительность измельчешя 1 часъ.

Haetcua Fe въ эквнлентное •,'« окислив-

иирита фильтратЪ количество FeSi шагося иирита

4,11 гр. 0,0042 . 0,U090 гр. 0,22> j

5,77'. 0,0059 „ 0,0125 „ 0,22 р J

Продолжительность измельчешя 6 часовъ.

4,21 . 0,0211 . 0,0451 „ 1,07 „

6,13 „ 0,0317 . 0.0679 , 1,11 ,

Соляная кислота, какъ известно, не дЪйствуетъ на чистый пиритъ ни на холоду, ни при нагрЪванш и ею пользуются для очистки пирита. При выщелачиванш же измельченнаго пирита 20% соляной кислотой

Allen и Johnston нашли въ фильтрат-fe лишь закись железа, окись желЪза

___ •••'■"'. . « ' •«< <•'

*) Journ. Jüdustr. Eng. Chemistry, Vol 2, (1910), стр. 197.

отсутствовала. Век эти факты локазываютъ, что йОг и Б'еБО^ являются единственными продуктами окислешя пирита при его измельчеши, и пропессъ можетъ быть выраженъ реакщей:

Ге82 -¡-302 —Бе804 +Й02

Аналогичные опыты были произведены въ нашей лабораторш съ чистымъ прокипяченнымъ въ 20°/'0 соляной кислот^ Карабашскимъ пи-ритомъ*). Отъ очищеннаго пирита были отобраны 4 нав Ьски по одному грамму; дв-Ь изъ нихъ были тонко измельчены въ агатовой ступкЪ ВсЬ нав-Ьски нагревались съ разбавленной соляной кислотой (1:5) на водяной банЪ, промывались водой и въ полученныхъ фильтратахъ определены Ке и Й. Опред'Ьлешя дали сл-Ьдуюибе результаты'.

Ге Б

ГеБг не измельченный не оказалось

„ измельченный 4,2 мгр. 0,6 мгр.

Т'Ь же наблюдешя, окислеше и образован!е КеБ04, были сд Ьланы при измельченш пиротита, м-Ьднаго колчедана, жел-Ьзосодержащей цинковой обманки, и можно принять за правило, что всЬ сульфиды, въ составъ которыхъ входитъ сернистое железо, при измельченш частично окисляются и даютъ Ее80, .

Очевидно, что тЬ же явлешя имЬли м-Ьсто при изслЬдованной руд%, и количество КеБ04 въ посл едней должно было возрастать съ уменьшешемъ величины зерна и увеличешемъ продолжительности пз-мельчешя. Для выяснения количественной стороны вопроса были произведены холодный и горяч ¡я водныя вытяжки руды различныхъ степеней измепьчешя и въ полученныхъ растворахъ определены 80з и СаО. Въ растворахъ не оказалось совершенно железа. Это объясняется Т'Ьмъ, что при смачиваши измельченной руды водой, находивнпеся въ руд-Ь СаС03 и М§С03 реагировали съ Ге80* съ образовашемъ СавО^ иРе(ОН)2; гидратъ же закиси железа въ водЪ не растворимъ.

Водныя вытяжки производились сл'кдующимъ образомъ; 25 гр. руды взбалтывались съ 400 кб. см. холодной воды въ течеше 10—12 час. См'Ьсь профильтровывалась черезъ плотный фильтръ и въ отдЪль-ныхъ порщяхъ фильтрата, по 50 кб. см., что отвечало 5 гр. руды, определялось содержаше803 и СаО. При определен 1 и 803 растворъ предварительно окислялся бромомъ, такъ какъ въ немъ былъ обнару-женъ сЪрноватистокислый кальций (Са8г03), образовавш1йся при измельченш руды изъ кальцита, БО, и сЬры пирита въ присутствш воздуха.

Для получен1я горячей водной вытяжки 25 гр. руды кипятились съ водой въ течеше г/а часа въ мерной колбы на 250 кб. см. По ох-лажденш содержимое колбы доводилось до м1>тки и въ отдЬльныхъ

*) Сь Кар»башскаго завода близь Кыштыма на УралЪ.

пробахъ по 100 ко. см. фильтрата (=10 гр. руды) определялось со держашя S03 и СаО.

Результаты определенш приведены въ таблице LIII.

ТАБЛИЦА LUI. Содержаше SOs и СаО въ измельченной руде.

Руда № % so». % СаО. % so,. % СаО. Эквивалснтъ SO» по СаО %■

По водн. холодной вытяжкЪ. По^горячей ВОДН. ВЫТЯЖК'Ь.

I ■ 0,355 — 0,357 0,284 0,405

и 0,579 0,583 0,388 0,553

и, I 0,635 — 0,915 0,672 0,959

IV 0,726 -- 0,947 0,546 0,779

Шламы V 0,445 0,296 -- — ' — '

— — требуютъ теорет. | ~ — -и-

— — 0,428 % SO». | - —

Количества БОз, выщелочеиныя горячей водой, не соответствовали количествамъ СаО въ тЬхь же растворахъ. Это объясняется темъ, что въ растворы, кроме СаЯСи, переходила также часть СаСОз и ^^БО*, количества которыхъ не определялись.

Сопоставляя расходъ КС^Т на 100 пуд. руды съ содержашемъ въ ней 803, получаемъ цифры таблицы ЫУ.

ТАБЛИЦА LIV- Расходъ KCN въ фунт, на 100 пуд. руды.

(Агитащя—24 часа).

Руда. Содержаше SO» Продукта—200 Расходъ KCN фунт./100 пуд.

/0 О/ /о- 1 При 0, 2% СаО. безъ СаО.

1 0,357 31,2 4,8 15,6

11 0,583 ; 0,915 65,5 / • 14,8 25,6

111 85,6 26,8 33,6

IV 0,947 93,1 « 32,8 36,8

Шламы V 0,445 45,5 2,4 —

Трата KCN возрастаетъ, следовательно, прямо пропорщонально ко личеству SO3 въ руде; количество же 80з возрастаетъ съ уменьшешем-величины зерна, какъ то показывгютъ цифры столбца „%—200", где количество продукта- 200 принято, какъ показатель степени измельче-*шя. Эти соотношешя еще нагляднее видны изъ следующей д'шграммы 6 Шламы изъ чаши представляютъ исключеше. При содержанш въ нихъ 0,445° 0 80з расходъ КСХ на 100 пуд шламовъ составляетъ всего лишь 2,4 фун. Это доказываетъ, что соединешями, разрушающими. KCN и вызывающими значительный расходъ его, являются не сульфатъ CaS04 и MgSOi, а основаше, которое было связано съ SO3, т. е., закись железа. Количество SO,s въ водныхъ вытяжкахъ руды является косвен-нымъ показателемъ соответствуюшаго количества закиснаго железа, образовавшагося при окисленш руды благодаря измельченно.

Въ птламахъ все закисиое железо перешло въ окйсное, нейтральное По отношешю къ КСХ, тогда какъ въ руде, измельченной въ су-хомъ виде въ лабораторш все железо находилось въ ви.че сернокис! 1лой закиси, реагирующей съ KCN по уоавнешю:

FeS04-f6KCN=K4F6(CN)e-fK2S04. Для опредЬлешя количества сернокислой закиси железа, образующейся при измельченш руды, были произведены вытяжки съ 2% cor ляной кислотой на холоду пробъ, огобранныхъ отъ некоторыхъ степеней измельчешя руды. В ь .солянокислыхъ растворахъ качественный анализъ пока аз дъ лишь, закисное железо, 80з, СаО и MgO и следы оки-.снаго железа,.Количественное определите железа въ солянокислыхъ вытяжкахъ дало слЬдуюпие результаты: t

рУДа %Fe

I 1,31 1 fr

II 1,66

IV 2,21 ' .....ьла.м

шламьг V 1,16

Какъ вндимъ, количество., растворима го железа возрастаетъ съ уменьшешемъ. величины зерна руды. Въ солянокислой вытяжке отъ t шламовъ все железо находилось въ бкиснбЙ форме. При измельчен!и 1 руды въ чаше съ избыткомъ воды пиритъ окислялся въ FeSOi; эта-соль, благодаря окислительному действ; ю воздуха въ ирису .с: вы ще , лочи Са(ОН)* перешла нацело въ Fe(OH)3, нейтральный по отноше-нш къ ICCN.

Аналогичный изслъдовашя были произведены съ пиритомъ I, ото-браниымъ въ чистомъ виде. 'В .

Холодныя и горяч ¡я водный вытяжки измельченнаго ао—150 от-верстш пирита показывали ^ейтраль'ную резкщю, присутсте SOs. СаО и полное отсутств1е соединенГй железа. Въ сочянокислой вытяжке нал ходились лишь SOs, СаО и закисное железо.

По анализу горячей водной вытяжки содержа Hie SOs въ измель-

/

ченномъ пирите оказалось равнымъ 0,165%; количество закиснаго железа по анализу солянокислой вытяжки составляло 1,34%. Столь малое содержаше БОз въ пирите обусловливало незначительный расходъ KCN, составлявшш 4 фун. на 100 пуд. пирита, и объясняется, во 1-хъ, темъ. что пиритъ былъ измельченъ лишь до 450 отверспй и. feo 2-хъ, темъ, что продолжительность измельчещя, производившегося въ дисковой мельниц^ bí виду небольшого количества матер1ала (1000 гр.) не превышала 15-di20 минутъ, тогда какъ измельчеше руды въ шаровой мельнице продолжалось для получешя различныхъ степеней измель-чешя отъ 12 до 24 час. •: , ,q

Количество жё окисляюгЦагося пирита пропорцюналыю продолжительности измельчешя. 'ноп эн -ЛГЛйГ Noaoqsm <га идоа дрн £ сгэ лнг.еh«jк$м$н I мдуп nJd с цтило

При измельченщ руды вь шаровой мельнице наблюдалось обра-

зоваще въ ней вакуума, что указываетъ на интенсивное поглощеше ки: слорода, благодаря окислению пирита, изъ того объема воздуха, который находился въ герметически закрытой мельнице.

Произведенныя изследовашя и наблюдешя доказываютъ, что из-мельчеше колчеданистыхъ рудъ, богатыхъ сульфидами железа, связано со значительн'ымъ окислешемъ последнихъ въ сернокислую закись железа. Последняя частью окисляется въ сернокислую окись железа, либо реагируетъ при смачиванш руды водою съ основашями, какъ Са GOs и MgCOe, находящимися въ руде. При обработке измельченной руды растворомъ KCN сульфаты железа даютъ съ KCN. либо комплексный соединения, либо гидратъ окиси железа. Въ случае FeSO< мы имеемъ:

i ' не-. iC-UiB',1. i/' i'OOu*: 1

6 KCN+FeS04=K4Fe(CN)e-fKaS04,

>« • • eqiHiH ■я'нэнкдэо^ -я(НО)9Ч «ra Bt«rivm ímúa n

въ случае Fe2(S04)3:

Fea(S04)s+6 KCN+3H20=2Fe(0H)3+3K2 SÓ«-f6 HCN Все эти реакцш вызываютъ весьма значительную трату KCN.

Прибавленге извести понижаетъ расходъ KCN, такъ какъ известь нейтрализуетъ свободную ОДЮ« и переводитъ Гег(804)з въ индифферентный по отношенпо къ KCN гидратъ Fe(OH)e; но известь не обез-вреживаетъ FeSO*, такъ какъ Ее£Ю* и Fe(OH)a реагируютъ одинако-вымъ образомъ съ KCN. : .,,

Предварительная промывка измельченной руды, связанная съ уда-лещемъ FeSCU можетъ несколько понизить расходъ KCN, какъ это видно изъ следующего опыта. Руда II и. 111 промывались теплой водой до исчезновен!я въ промывныхъ водахъ реакцш на SOs. Промытыя руды были высушены и агитировались съ растворомъ KCN въ течеше 24 часовъ безъ пхелочй и со щелочью. Расходъ KCN оказался при этомъ следующимъ:

Расходъ KCN въ фунт, на 100 пуд. до промывки послЪ промывки.

Руда II безъ СаО ......... 25,6 16,0

Руда II съ 0,2% СаО....... 14,8 8,0

Руда III безъ СаО . ........ 33,6 28,8

Руда III съ 0,2% СаО......... 26,8 12,8

Расходъ KCN и посл-fe промывки руды водою оказался еще весьма значительнымъ, чго объясняется недостаточнымъ окислешемъ FeSOi и отсутств1емъ свободной щелочи, необходимой для разложешя сульфа-товъ желЬза.

Окислен1е сульфидовъ желЬза происходить, какъ при сухомь, такъ и мокромъ измельченш руды и мокрое измельчеше само по себЪ не понижаетъ траты KCN. Это можно заключить изъ слЪдующаго опыта: 2 кгр. руды 1 измельчались съ 2 кгр. воды въ шаровой мель-ниц-Ь въ течение 12 часовъ. Сиговой анализъ измельченной руды далъ 100% продукта—200. Измельченная руда была отфильтрована, просушена, но не промыта. Пробы руды агитировались съ растворомъ KCN въ течеше 24 час. со щелочью и безъ щелочи. Расходъ KCN оказался при этомъ весьма большими, а именно:

на руду I до измельчена........4,8 ф. на 100 п.

, . ! отъ мокраго измельчешя со щелочью 30,8 „ „ „ , п » п и и » безъ „ 34.4 ш п » »

Въ измельченной рудЬ по анааизу солянокислой вытяжки оказалось 2,66% желЬза въ закисномъ видЬ, что и обусловило столь большой расходъ KCN.

Такимъ образомъ, для возможнаго уменьшеш'я траты KCN на обработку данной руды, помимо мокраго измельчешя, необходимо интенсивное окислеше или аэращя пульпы въ присутствш щелочи для перевода всЪхъ солей железа въ Ре(ОН)з—соединеше нейтральное по

отношение къ KCN *).

ч'' -' г rfHOKiSi: CsHi - flUji Въ виду всего изложеннаго точный расходъ KCN яа обработку

данной руды, какъ зависяпщй отъ условш и степени измельчешя руды, можетъ быть установленъ лишь при работЬ на заводЪ. Или измельченную лабораторную пробу необходимо подвергнуть предварительно аэрацш въ присутствш избытка воды и щелочи, загЬмь пробу промыть водой и производить дальн-Ьйппя операщи съ высушеннымъ матерналомъ.

*) Сомоставлеше результатовъ мокраго измельчения въ лабораторной шаровой мсльницЪ и въ чангЬ на фабрпкЪ показываетъ, что въ послЪднемъ случай продукгь содержите меньше поглотителей КСЧ, чЪмъ въ первомъ. Это и понятно. Въ шаровой мельннцЬ къ концу измельчешя образовался значительный вакуумъ, т. е., почти весь кисло|юдъ былъ иснользованъ и дальнейшего окислешя закиснаго железа въ окисное быть не мОгло; на фабрихЬ же при измельченш въ открытой чашЪ въ присутствш из-бытк;1 воздуха закиснос желЪзо окислялось въ окисное, которое переводилось известыо ьъ безвредный гидрате окиси.

Результаты лабораторныхъ изслЪдованш показываютъ, что при заводской обработка руду не слЪдуетъ измельчать въ растворе KCN, а последшй прибавлять къ пульпе лишь посл-h достаточной аэрацш въ присутствш щелочи.

Заключеже.

Результаты лабораторнаго изследовашя руды Хотимской жилы и учетъ м'Ьстиыхъ услов1й позволяютъ сделать следуюгще выводы относительно наиболее ращональной схемы обработки руды въ заводскомъ масштабе.

Процессъ иловой. Двгъ cmadiu Ороблешн. Руда после предварительная грохочешя (2") поступаетъ въ дробилку, напр.. Blake или Gates, где совершается первая стад1я грубаго дроблешя до 1 1'/•/'• Далее руда подается къ валкамъ, где измельчается до 1 въ

присутствш воды и извести.

Двгъ cmadiu измельчения. Изъ подъ валковъ руда поступаетъ въ коническую мельницу Hardinge. Продуктъ мельницы подается на гидра-влическж классификаторъ Дорра, откуда ила отводятся въ уплотнитель Дорра, а пески перемалываются въ трубчатой мельнице или второй мельнице Hardinge для тонкаго размола. Отсюда матер1алъ поступаетъ въ классификаторъ Дорра. Верхнш продуктъ изъ классификатора отводится въ уплотнитель, а нижнш возвращается въ трубчатую мельницу. Этимъ создается замкнутый циклъ и въ уплотнитель должен ь поступать матер1алъ, содержащей не менее 70% продукта—200.

Иловой завобъ. Ила поступаютъ въ уплотнитель Дорра для пред-варительнаго удалешя избытка воды, которая возвращается къ валкамъ. Уплотненный илъ подается въ чань-коллекторъ, куда добавляется требуемое количество шанистаго кал1я въ виде подкрепленнаго раствора отъ осаждешя золота. Изъ коллектора пульпа поступаетъ последовательно въ два или три агитатора Дорра, где происходитъ раствореше золота при агитацш въ течеше 8—12 часовъ. Изъ агитаторовъ пульпа направляется во второй котлекторъ, питающш механическ1е фильтры или, напр., фильтръ-прессъ МегШ'я. где производится отделен1е золотого раствора и промывка хвостовъ. Золотой растворъ поступаетъ въ фильтровальный чанъ и далее на осаждеше цинковой пылью въ прессе МегШ'я. Обе^золоченный растворъ возвращается въ первый коллекторъ до агитаторовъ Дорра. Осадки поступаютъ въ лаборатор1ю.

Такимъ образомъ, схема обработки включаетъ следующш операщи:

1. Дроблеше въ двухъ стад1яхъ:

а. грубое въ дробилке типа Blake или (iates, в,среднее въ валкахъ.

2. Измельчеше въ двухъ Стад1яхъ:

а, предварительное въ мельнице Hardinge в, окончательное въ трубчатой мельнице или мельнице Hardinge.

3. Классификащя пульпы при аамкнутомъ цнклЪ.

4. Уплотнеже пульпы

5. Агитащя л„ Г» >•«

6. Фильтроваше „ н> »;

7. Осаждеше золота.

8. Обработка осадковъ.

На габлицЬ ЬУ показана ностЬдовательность операций; на таблиц Ь

схема операцш съ указашемъ цЪпи аппаратовь.

Составъ и характеръ руды Хотимской жилы, на ряду со сделанными цри лабораторномъ изслЪдованш наблюден1ями позволяютъ, въ Дополнеше къ данной схем-Ь, привести некоторый соображешя объ условшхъ и возможныхъ результатахъ работы въ заводскомъ масштаб^.

Преобладаше въ состав^ руды такихъ хрупкихъ минераловъ, какъ пнритъ и цинковая обманка, составляющихъ вЪ суммЪ 74°/0 и кальцита съ магнезитомъ, на долю которыхъ приходятся 13°/0, обезпе-чигъ большую производительность дробящихъ и измельчающихъ ма-шинъ при сравнительно небольшой затрат^ силы. Въ виду этого же обстоятельства вторую стад1ю измельчешя можно производить не въ трубчатой мельниц-Ь, а въ конической мельницЬ HarcГшge<a. работающей на гальк-Ь. Преимущества мельницы НапШ^е'а передъ трубчатой менышя стоимость, громоздкость и расходъ силы при . достаточно большой производительности.

Такъ какъ наилучшее результаты при тонкомъ размолЪ достигаются при возможно меньшемъ содержаши воцы въ пульпЪ (40—50%), то дополнительное количество воды, требуемой для кдассификацш, необходимо будетъ прибавить къ продукту при выход Ь его изъ мельницы

Измельчеше слЪдуетъ производить въ водЪ, а не въ растворЪ щанистаго кал1я, такъ какъ этимъ будетъ избЪгнутъ слишкомъ большой расходъ КСК какъ это показали лабораторные опыты. Приба-влеше должно производиться въ коллектора посл-Ь уплотнешя иловъ.

Легкость, съ которой руда отдаетъ золото раствору КСХ д'Ьлаетъ излишнимъ продолжительный контактъ руды съ раствиромъ. Агитащя въ коллектор-Ь и агцтаторахъ Дорра обезпечитъ максимумъ извлечения.

Мало затрудненш представртъ уплотнение руды, такъ какъ ея высокш уд. вЪсъ обусловить довольно, быстрое осЬдаше иловъ и малое содержаше влаги въ уплотненномъ п^одукгЬ.

Тотъ же высокш уд. вЪсъ руды исключаетъ возможность примЪ-нешя рамовыхъ вакуумъ фильтровъ для отдЪлешя раствора отъ ила. Быстрое разслаиваше пульпы, неравномерное наращивание кэковъ и плохая промывка—таковы неизб/Ьжныя посл,Ьдств1я прим-Ьнешя рамовыхъ вакуумъ-фильтровъ для данной руды. БолЪе ращональными явпяются механичесюе фильтры тина ОПуег'а или фильтръ-прессъ

МегШ'я съ автоматической выгрузкой хвостовъ. Осаждеше золота не представить затруднешй. благодаря чистоте растворовъ. Предпочтительнее пользоваться для осаждешя цинковой пьшю, такъ какъ ра-сходъ цинка при этомъ меньше, чемъ при цинковой стружке и, кроме того, золото быстрее реализуется, что особенно важно при сравнительно небольшомъ масштабе производства и значительныхъ затратахъ на оборудоваше рудника и завода.

•уУ.'-н- Ь ' тминнотзод от вэатнат.о? ;эо онэок'/э Фтеэи йоте нмгг.н

'•'•"О', _ !<!<;. И • ¡.,

Выводы.

О • \ \ м > ' Ч )

1. Руда Хотимской жилы представляетъ собою золотосодержалцй пиритъ, количество котораго въ массе руды составляетъ 70% при 26% породы, состоящей изъ кварца, кальцита и магнезита. Золото ассоцшровано съ пиритомъ и другими сульфидами, находящимися въ руде въ весьма незначительныхъ количествахъ.

Среднее содержаше въ 100 пуд. руды: золота 8,76 зол.

серебра 14,21 „

Въ сопутствующей породе золото отсутствуетъ.

2. Наиболее ращональнымъ процессомъ для извлечешя золота изъ руды въ техническомъ и экономическомъ отношешяхъ является полный иловой процессъ съ прим Ьнешемъ механической агитацш иловой пульпы.

3. Процентное извлечете золота по лабораторнымъ изследовашямъ составить на практике не менее 91%. Извлечете серебра, имеющего лишь второстепенное значеше, можетъ достигнуть 50—60%.

4. Легкость, съ которой руда отдаетъ золото раствору щанистаго кал1я исключаетъ возможность встретить кашя-либо особыя затрудне-шя при осуществлении процесса на практике. Расходъ щанистаго ка-л1я на обработку руды можетъ быть установленъ лишь на практике при работе въ заводскихъ услов1яхъ, но согласно лабораторныхъ дан-ныхъ расходъ щанистаго кал1я не превысить 3--5 фунт, на 100 пуд: руды.

5. На основанш данныхъ лабораторнаго изследовашя руды предложена схема процесса наиболее целесообразнаго въ услов1яхъ Бери-кульскаго рудника.

Настоящая статья посвящается памяти покойнаго профессора Том-скаго Технологическаго Института Льва Львовича То ее. Левъ Льво-вичъ былъ выдающимся знатокомъ теорш и практики золотого дела, вообще, и въ особенности, въ Россш и естественно, что его внимаше привлекали изследовашя золотосодержащихъ рудъ, ведунцяся въ Металлургической Лабораторш I нашего Института. Возможности осуще-

ствлешя этихъ изсл'Ьдованш мы въ значительной м'ЬрЬ обязаны помощи Льва Львовича, который оказывалъ намъ сод-Ьйстне, какъ своими обширными знашями, такь' и нравственной поддержкой. Благодаря личному ходатайству Льва Львовича лаборатор1я получила необходимыя средства на первоначальное оборудоваше.

Создан1е при Томскомь Технологическомъ Институт-fe образцовой лабораторш по золотому дЬлу было всегдашней мечтой Льва Львовича и,-если этой мечт-fe суждено осуществиться, то достойнымъ увЪков-Ьче-шемъ памяти почившаго было бы присвоеше этой лабораторш имени профессора Льва Львовича То в е.

i:tlif^Kq9ÄOOO'OROfc ОКЧЗОЭ ГТ!>.ЧП.аВТЭД qîl ЫГ.НЖ ÎiO/IJKHTOX ; ,у.Ч I Hqi; а\°0Т dT9R1'твтэоэ HÄ'{q 4ddcoî сгн oißqoTO» оатэфгмг.ом :dTitqu:

Я-варь 1918 г.

¿fü ГПНМНШРИОХЕН .НК$АИф<ту^ ll''H'i 'У1- H «ГМОТЯП/.И ГО OHSaOqMOIO^Dß Г. ¡омскъ.

ду.'- .л/ч 001 4inRMoq»Aöt) isrejwqO

,КОв/дТ.8 Г) )Г-Оё:

„ Ii',M ' ßqösqsD «гтэуатэтрто .ото; : ciftoqhii »шо((яглу\о <г8

«ген %'■ опое вЬдоэ&вея вг.д ячою ' ц «» и<а.ви щ. q оА г.оОивН*

ЙИНГчОП R3T4 Rr.fi R d'/RIHanjOHTO «Г1фИ5ЭН1Ш0НШе N оМОЮЭНЯЫХЭТ ri fi ИД'/<| чннпуп йоаогл? ipfjTMiE н'.' 'vDi'Niif.' <r.. j i оь ' m : n rfj i ■ ospoqii ояолк ЛЮНваОД^М.» ifMWHqOTÇquÔfa. '>j! [ OJ.O' 'ИНЭР'Ч-тн 90HTH9Iloqn M

Чн» ')C dTyH INTDOL rl ; )ЖО»1 Olli I .M, ••»ННМП'ЭТОО»;:'! dtUHi CTBTDHHßlJi vqOSiOr.J ОТОПОК f. ' l. ГО f Г V< t'ioqo i )И n .dl > 1ПЭ1 I •>i ' ■ : r : ,/• . . - .• i ,.

г.я 018Т5ЧЧЫа1 ILO/'/1 rl îfblHTïJ , П . >>ЭЭЗДО<|П HfltSlUi '.•«(: '10 НГ|П

о ib.HCl' an diu яг. н9г*а.'»н«т:> ати< . жом ндод .. . -о .и riiv -keje .rxuiiqoTRqodsr. оюетоэ ou .ггхюнопз^ rf/няэдоав! , тооь-q nqii •дуг 001 ".Ii И уф i. f rTllOI!H9qtl •»•: vir.,.И •> f ;!MRÎJI f,OX5ßq ПШН

AOqn мнваод«!rd'cn on ;tqoôfci сЮмнн.чд шн аонао «H .<"

-ijqytl .ГХРШОГ-Зу H1« ОТРЬ Г/v ' '05';Г ii ff'rOor|f!H SDOOJJOqii .У )X5 BJo/fOf

.ßwHHfiyq 0TßJf3-:av>i

MOT BqODVijJlf.rqri ОТВ^ЙОИОП HTRWIlll Ю: ¿S4RV JOi IM КТЗ lüjJJK rDßl i

•Ofldl'. пэ! • T w. oräV. «« \ ii ;iN ¡y-.ij ,, .'oaxjHX' T „•

• oio.Tor.of. MHM'Mi.qiJ н niuc^T ггмоиотсне рзмндкявдыя .rr.tiö ^¡нймнна oif) o,tij онноотээтзэ г оэоЧ m нтэоняэдоэс» тв,н :лпдоов -f>M t DRiill^Jk э , I <r rnR/Kqe. ODOTür.Ot. RlHßeoil.+r.Of • ir.BMSr.HMqn -эд!^-" о»пэонжом£о8i.B.\('t . ïmII oi iUji H 1 : qoTsqoôfil. . »изэ^н'чх» .ri

■ OSfWotp 'ilj чкопмоу 1 ™d

о ь/

/CPMMVWTW йюуогкоууь è >"d

ынихяеыц уди енизогэок ¿ g дялаэяу