НОВЫЕ НАПРАВЛЕНИЯ В РАЗВИТИИ БИОГИДРОМЕТАЛЛУРГИИ Текст научной статьи по специальности «Промышленные биотехнологии»

ГИАБ. Горный информационно-аналитический бюллетень / MIAB. Mining Informational and Analytical Bulletin, 2021;(3-1):56—87 ОРИГИНАЛЬНАЯ СТАТЬЯ / ORIGINAL PAPER

УДК 579.66 DOI: 10.25018/0236_1493_2021_31_0_56

НОВЫЕ НАПРАВЛЕНИЯ В РАЗВИТИИ БИОГИДРОМЕТАЛЛУРГИИ

А. Г. Булаев

Федеральный исследовательский центр «Фундаментальные основы биотехнологии» Российской академии наук, Москва, Россия

Аннотация: Целью данной работы было обобщение данных, опубликованных в научной литературе, о развитии новых биогидрометаллургических подходов, наиболее перспективных с точки зрения практического использования, а также анализ возможности их развития и внедрения. Разработки новых биогидрометаллургических технологий основаны на использовании как известных подходов для переработки новых типов сырья (например, руды и концентратов, содержащих металлы платиновой группы), так и новых принципов, базирующихся на применении различных групп микроорганизмов, которые на данный момент не задействованы в биогидрометаллургических процессах, но способны проводить трансформацию различных минералов, а также взаимодействовать с металлами. Проведенный анализ показывает, что в области разработки и внедрения биогидрометаллургических технологий потенциально возможен значительный прогресс, основанный как на уже используемых подходах (биоокисление сульфидных минералов железо- и сероокисляющими ацидофильными микроорганизмами), так и на разработке технологий, в которых применяются новые группы микроорганизмов (грибы, гетеротрофные бактерии) и разнообразные окислительно-восстановительные процессы, осуществляемые живыми организмами (восстановительное выщелачивание). Это позволяет рассчитывать на дальнейшее расширение использования биогидрометаллургических технологий с целью решений проблем, стоящих перед горно-металлургических комплексом, в частности повышение эффективности переработки некоторых типов сырья и вовлечения в оборот новых источников металлов, в том числе техногенных.

Ключевые слова: биогидрометаллургия, ацидофильные микроорганизмы, сульфидные минералы, упорные руды, биоокисление, грибы, гетеротрофные бактерии, восстановительное выщелачивание.

Благодарность: Работа опубликована при поддержке Министерства науки и высшего образования РФ в рамках Государственного задания.

Для цитирования: Булаев А. Г. Новые направления в развитии биогидрометаллургии // Горный информационно-аналитический бюллетень. — 2021. — № 3-1. — С. 56-87. DOI: 10.25018/0236_1493_2021_31_0_56.

New trends in biohydrometallurgy A. G. Bulaev

The Federal State Institution "Federal Research Centre "Fundamentals of Biotechnology" of the Russian Academy of Sciences", Moscow, Russia,

© А. Г. Булаев. 2021

Abstract: This study generalizes the scientific literature data on new biohydrometallurgical approaches which are considered to be the most promising in terms of application, and analyzes their introduction and advance potential. The new biohydrometallurgical technologies are based on the use of both known processing approaches to new types of raw materials (such as ore and concentrates containing platinum group metals) and new principles of using different microorganisms which are yet unengaged in biohydrometallurgy at the moment but are capable to transform different minerals and to interact with metals. The analysis shows that a significant progress is possible in development and introduction of the biohydrometallurgical technologies in case of using the known processes (bio-oxidation of sulfide minerals by iron-and sulfur- oxidizing acidophilic microorganisms) and by developing technologies with new microorganisms (fungi, heterogeneous bacteria) and various redox processes with living organisms (reductive leaching). This allows anticipating further expansion of the application range of the biohydrometallurgical technologies with a view to meeting current challenges in mining and metallurgy, in particular, improvement of mineral processing efficiency and activation of new sources of metals, including manmade.

Key words: biohydrometallurgy, acidophilic microorganisms, sulfide minerals, rebellious ore, bio-oxidation, fungi, heterotrophic bacteria, reductive leaching.

Acknowledgment: The study was supported by the Ministry of Science and Higher Education of the Russian Federation in the framework of the state contract.

For citation: Bulaev A. G. New trends in biohydrometallurgy. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2021;(3-l):56—87. [In Russ]. DOI: 10.25018/0236_1493_2021_31_0_56.

Введение

Применяемые в настоящее время биогидрометаллургические технологии позволяют эффективно перерабатывать бедные и труднообогатимые руды, упорные сульфидные золотосодержащие концентраты, а в некоторых случаях концентраты цветных металлов [1-8]. Наибольшее распространение получили технологии кучного биовыщелачивания медных руд [4-6, 9] и реакторного выщелачивания упорных золотосодержащих концентратов [1, 2, 8]. Проведение отвального и кучного биовыщелачивания не требует больших капитальных и эксплуатационных затрат, поэтому данные процессы применяются для переработки бедных руд металлов, включая медь, цинк, никель и уран [4, 9-11], а также могут быть использованы для вскрытия трудноо-богатимых упорных золотосодержащих руд [12]. Реакторное биовыщелачивание обеспечивает большую производительность переработки минераль-

ного сырья, но требует значительно больших затрат из-за более сложного аппаратурного оформления, поэтому обычно используется для переработки упорных сульфидных золотосодержащих концентратов [1, 2, 8], но может быть успешно применено и для переработки некондиционных концентратов цветных металлов (кобальта и никеля) [3, 7, 8].

Используемые на практике био-гидрометаллургические технологии основаны на общих принципах, которые известны уже несколько десятилетий благодаря активному изучению как микроорганизмов, используемых в данных технологиях, так и механизмов взаимодействия между минералами и микроорганизмами [1, 5, 6, 8, 13-16]. В основе биогидрометаллургических технологий переработки сульфидных руд и концентратов лежит процесс биоокисления сульфидных минералов, осуществляемый ацидофильными железо- и сероокисляющими микроор-

ганизмами, активными при низких рН среды [1, 5, 6, 8]. При биовыщелачивании сульфидных руд и концентратов цветных металлов происходит выход ионов цветных металлов в жидкую фазу, откуда они могут быть извлечены различными методами, включая цементацию, жидкостную экстракцию или осаждение в виде сульфидов [5, 10, 13]. В случае переработки золотосодержащих руд и концентратов биоокисление золотовмещающих минералов (главным образом пирита и арсенопирита) позволяет вскрывать золото, повышая степень его излечения при дальнейшем цианировании [1, 2].

Несмотря на большое количество исследовательских работ в области биогидрометаллургии сульфидных руд и концентратов, основные их принципы остаются фактически неизменными на протяжении длительного времени. На данный момент биогидрометаллур-гические технологии, используемые для извлечения металлов из сульфидных руд и концентратов, могут рассматриваться как «нишевая технология», которая успешно применяется для переработки только определенных типов сырья и может конкурировать с альтернативными технологиями [6].

Помимо биогидрометаллургических технологий, которые успешно используются на практике, предложено большое количество различных подходов, предлагающих задействовать микроорганизмы для извлечения металлов из разного минерального и вторичного сырья, что делает возможным дальнейшее развитие биогидрометаллургии и повышение ее практической значимости.

Целью данной работы было обобщение данных, опубликованных в научной литературе, о развитии новых биоги-дрометаллургических подходов, наиболее перспективных с точки зрения

практического использования, а также анализ возможности их развития и внедрения.

Нужно отметить, что разработки новых биогидрометаллургических технологий основаны на использовании как известных подходов для переработки новых типов сырья (например, руды и концентратов, содержащих металлы платиновой группы), так и новых принципов, в которых применяются различные группы микроорганизмов, на данный момент не задействованные в биогидрометаллургических процессах, но способные трансформировать различные минералы, а также взаимодействовать с металлами.

Новые биогидрометаллургические процессы для переработки сульфидных руд и концентратов

Среди новых биогидрометаллур-гических процессов, разрабатываемых для переработки сульфидных руд и концентратов, возможно выделить несколько наиболее перспективных:

- переработка сульфидных руд, содержащих металлы платиновой группы (МПГ);

- использование гетеротрофных бактерий и грибов для обработки золотосодержащих руд и концентратов двойной упорности;

- использование нейтрофильных и умеренно-ацидофильных микроорганизмов в процессах биоокисления сульфидных руд и концентратов.

Переработка сульфидных руд,

содержащих металлы платиновой

группы (МПГ)

Важным источником МПГ являются медно-никелевые руды, и значительные запасы МПГ связаны с массивными и вкрапленными сульфидными нике-лево-медными рудами (Россия, ЮАР) [17-20]. Традиционно медно-никеле-вые руды перерабатываются путем

обогащения с получением сульфидных концентратов и последующей пироме-таллургической переработкой концентратов. При этом МПГ, как правило, концентрируются сначала в никелевых (главным образом) и медных концентратах, а затем в шламах при электролитическом рафинировании никеля и меди [20]. Из электролитных шлам-мов затем получают концентраты МПГ, из которых МПГ извлекают на стадии аффинажа.

Истощение запасов разрабатываемых месторождений никелевых и медно-никелевых руд, которые можно перерабатывать с помощью традиционных технологий обогащения и металлургии, а также необходимость вовлечения в оборот мелких и техногенных месторождений с бедными и трудно-обогатимыми рудами вынуждает разрабатывать альтернативные подходы, которые могут позволить рентабельно извлекать МПГ и цветные металлы [20-23].

В целом ряде работ было показано, что гидрометаллургические технологии могут рассматриваться как альтернатива используемым подходам для извлечения МПГ [20-28]. При этом некоторые из разрабатываемых подходов предполагают извлечение МПГ в жидкую фазу, а другие предполагают кондиционирование концентратов МПГ с помощью методов гидрометаллургии или использование выщелачивания как предобработки для получения концентратов МПГ. Например, было показано, что аммиачное выщелачивание может быть использовано для предобработки руд, содержащих МПГ, для извлечения меди и никеля, что затем позволяло получать богатые концентраты МПГ [21]. Процесс Panton предполагает использование цианирования, осаждения благородных металлов и автоклавного выщелачивания для полу-

чения богатого концентрата МПГ (до 4000 г/т) [22, 23]. В ряде работ исследовали двустадийные процессы, которые предполагают применение процессов окислительного выщелачивания для извлечения цветных металлов, и последующее цианирование для извлечения МПГ и золота, которое также может присутствовать в рудах [23-27]. Например, было показано, что при автоклавном выщелачивании возможно извлечь из сульфидных концентратов медь и никель, а полученный твердый остаток направить на цианирование [23].

Так как сульфидные руды и концентраты, содержащие никель, могут быть успешно переработаны с помощью биовыщелачивания [7, 10], то группой исследователей из ЮАР были проведены работы по исследованию возможности переработки руд и концентратов, содержащих никель и МПГ, с помощью биогидрометаллургии [24-27]. Результаты данных работ приведены в табл. 1.

Было показано, что процессы биовыщелачивания и последующего цианирования твердого остатка, которые успешно используются для золотосодержащих руд и концентратов [1, 2, 12], могут быть перспективными подходами для извлечения меди, никеля и МПГ [24-27]. В то же время процессы выщелачивания МПГ имеют свои особенности, которые указывают на необходимость дальнейших исследований в данной области. Так как МПГ в рудах могут присутствовать в виде различных минералов (сульфидов, аресенидов, теллуридов), они способны частично переходить в жидкую фазу в процессе биовыщелачивания, что может препятствовать их концентрированию в твердом остатке для последующего цианирования [24]. Кроме того, чтобы добиться высокого извлечения МПГ цианированием,

Таблица 1

Результаты испытаний по биовыщелачиванию и цианированию медно-никелевых руд, содержащих МПГ

Results of tests on bioleaching and cyanidation of copper-nickel ores containing MPG

Объект исследования Обработка Извлечение металлов Ссылка

Сульфидный концентрат, содержание металлов Си - 0,36 %, N - 0,74 %, Со -0,011 %, Fe - 6,7 %, И - 12 г/т, Pd - 8,2 г/т, Яи - 4,4 г/т, ^ - 2,6 г/т Биовыщелачивание в лабораторном перколяторе — 30 сут при 65°С; цианирование — 21 сут при 23°С, 4 г/л цианида Биовыщелачивание: Си - 52 %, N - 95 %, Со - 85 %, Р: - 3,4 %, Pd - 9,2 %, Яи - 19 %, ^ - 38 % Цианирование: Р: - 20,3 %, Pd - 87 %, Яи - 3,4 %, ^ - 46 % 24

Сульфидный концентрат, содержание металлов Си - 2,3 %, N - 3,4 %, Со - 0,1 %, Fe - 16.4 %, И - 21 г/т, Pd - 27 г/т, Яи - 1,5 г/т, ^ - 1,8 г/т, 1г - 0,5 г/т, Аи - 3,8 г/т Биовыщелачивание в лабораторном перколяторе — 88 сут при температурах 65, 70, 75 и 80°С; цианирование в перколяторах — 45 сут при 50°С, 2,6 г/л цианида, цианирование в реакторах — 4 сут при 75°С, 2,6 г/л цианида Биовыщелачивание: 65°С - Си - 91,1 %, N - 98,5 %, Со - 83,5 %; 70°С - Си - 84,7 %, N - 96,9 %, Со - 86,1 %; 75°С - Си - 89,4 %, N - 98 %, Со - 82,7 %; 80°С - Си - 69,9 %, N - 93,0 %, Со - 76,8 % Цианирование в перколяторах: Р: - 32,2 — 34,3 %, Pd - 92,5 — 96,5 %, Аи - 63,4 — 97,5 % Цианирование в реакторах: Р: - 20,4 %, Pd - 36,9 %, Аи - 100 % 25

Сульфидная руда, содержание металлов Си - 0,135 %, N -0,35 %, Со - 0,013 %, Fe - 8,6 %, И - 1,6 г/т, Pd - 2,0 г/т, Яи -0,2 г/т, ^ - 0,2 г/т, Аи - 0,3 г/т Биовыщелачивание в лабораторном перколяторе — 304 сут при 65°С; цианирование — 60 сут при 50°С, 2,6 г/л цианида Биовыщелачивание: Си - 87 %, N - 71 %, Со - 47 % Цианирование: Р: - 54 %, Pd - 90 %, Аи - 86,7 % 26

Сульфидный концентрат, содержание металлов И: - 3,3 г/т, Pd - 1,4 г/т, Яи -0,4 г/т, ^ - 0,2 г/т, 1г -0,1 г/т, Аи - 0,2 г/т Биовыщелачивание в лабораторном перколяторе — 72 сут при 65°С; цианирование — 55 сут при 50°С, 1 и 2 г/л цианида, в присутствии в растворе 1 г/л тиоци-аната и 0,2-0,4 г/л Fe3+ (в виде К3^е[С^6)) Биовыщелачивание: Си ~ 80 %, N ~ 90 % Цианирование: - в присутствии 1 г/л цианида и 1 г/л тиоцианата Р: ~ 42 %, Pd ~ 95 %; - в присутствии 1 г/л цианида, 1 г/л тиоцианата и 0,2 г/л Fe3+ Р: ~ 47 %, Pd ~ 100 %; - в присутствии 1 г/л цианида 0,4 г/л Fe3+ Р: ~ 33 %, Pd ~ 95 % 27

зачастую необходимо использовать высокие концентрации цианида и проводить процесс при высокой температуре [24-27]. В работе [27] было предложено проводить выщелачивание Pt и Pd в растворах цианида в присутствии тиоцианата и ионов Fe3+, что позволило повысить степень извлечения металлов и его скорость.

Переработка золотосодержащих руд и концентратов двойной упорности

Золотосульфидные руды двойной упорности, которые характеризуются присутствием сорбционно активного рассеянного углеродистого вещества (РУВ), могут рассматриваться как важный источник драгоценных металлов, так как значительная часть запасов золота содержатся в таких рудах [28-30]. Проблемой для переработки золотосульфидных руд и концентратов двойной упорности является сорб-ционная активность содержащегося в них углистого вещества, что приводит к сорбции растворенного золота при проведении цианирования (явление «прег-роббинга»). Необходимо отметить, что углистое вещество, содержащееся в золотосульфидных рудах, может быть различной природы (керогены, битумены, графиты) и различаться по своей сорбционной активности, а сами руды могут характеризоваться различным содержанием РУВ [28-33]. При переработке золо-тосульфидных концентратов двойной упорности окисление сульфидных золотовмещающих минералов может не обеспечить высокой степени извлечения золота. Например, в работе [32] проводили исследования по биоокислению золотомышьякового концентрата двойной упорности. Было показано, что несмотря на окисление около 90 % сульфидной серы, извлечение золота цианированием из биокека не превысило 39 %. Поэтому переработка золо-

тосульфидных концентратов с высокой сорбционной активностью углистого вещества может представлять собой технологическую проблему. Для того, чтобы решить задачу переработки руд и концентратов, содержащих РУВ, в том числе двойной упорности, был предложен целый ряд методов [28-31, 34-37]:

- применение методов CIL и RIL для проведения выщелачивания золота, что позволяет повысить степень его извлечения в случае, если сорбцион-ная активность используемого угля или смолы значительно превышает сорбци-онную емкость РУВ [29];

- применение органических ПАВ, которые пассивируют РУВ и снижают его сорбционную активность. Необходимо отметить, что данный метод, применяемый с 20-х годов XX столетия, не во всех случаях позволяет добиться значительного увеличения степени извлечения золота [30];

- применение процессов, позволяющих проводить деструкцию углистого вещества, включая обжиг, автоклавное окисление, хлоринацию, redox-процесс, обработку горячими щелочными растворами. Перечисленные методы в некоторых случаях могут в значительной степени повысить степень извлечения золота из концентратов двойной упорности, однако не во всех случаях. Например, автоклавное окисление в некоторых случаях не снижает, а даже повышает сорбционную активность РУВ, обжиг не всегда может быть использован в случае концентратов с высоким содержанием мышьяка [29-35];

- использование альтернативных реагентов для выщелачивания золота (тиосульфатное выщелачивание), применение тиосульфатного выщелачивания показывает, что данный метод позволяет успешно преодолевать про-

блемы, связанные с «прег-роббингом», но он получил ограниченное распространение, очевидно, из-за высокого расхода реагентов [29, 36];

- обезуглероживание концентратов на этапе обогащения может успешно проводиться в силу высокой гидро-фобности РУВ, однако данный метод применяется только в определенных случаях, так как из-за особенностей распределения золота в некоторых рудах это может приводить к его потерям при углеродной флотации [31].

Таким образом, опыт переработки руд и концентратов, содержащих РУВ, показывает, что целый ряд методов может быть использован для извлечения золота из такого сырья. При этом каждый из них имеет ряд ограничений и не может быть рассмотрен как универсальный, применимый ко всем типам РУВ и ко всем рудам и концентратам в силу технологических и экономических причин.

Применяемые на практике био-гидрометаллургические технологии фактически не позволяют решить проблему переработки руд и концентратов, содержащих РУВ с высокой сорбци-онной активностью. При этом велись исследования, направленные на применение микроорганизмов для пассивации поверхности РУВ, так как было показано, что в процессе инкубации концентратов, содержащих РУВ, с микробными суспензиями происходило снижение сорбционной активности, что позволяло увеличить степень извлечения золота [28, 29, 38]. Нужно отметить, что данные разработки не были доведены до практического использования. В настоящее время компания Outotec, которая владеет правами на технологию биоокисления золотосодержащих сульфидных концентратов BIOX, предлагает совместно использовать для концентратов двойной упор-

ности технологии BIOX и HiTeCC [35, 37], так как показано, что само биоокисление не способно снизить сорб-ционную активность углистого вещества. Технология HiTeCC предполагает обработку хвостов цианирования био-кека щелочным раствором при температуре 50-80^ для десорбции золота и сорбцию золота из раствора на активированный уголь. Технологию предполагается использовать для повышения извлечения золота при переработке с помощью биоокисления концентратов двойной упорности. В настоящее время она внедрена на двух фабриках, работающих по технологии BIOX [35, 37]. Таким образом, на данный момент технологии, используемые на практике, предполагают применение дополнительных процессов в случае переработки золотосульфидных концентратов с РУВ высокой сорбционной активности, тогда как существующие биоги-дрометаллургические технологии сами по себе очевидно не способны решить проблему «прег-роббинга».

Перспективным может быть использование для переработки руд и концентратов двойной упорности микроорганизмов (грибов и некоторых гетеротрофных бактерий), которые способны к деструкции РУВ. Был проведен целый ряд исследований, которые показали, что применение разных гетеротрофных микроорганизмов, метаболизм которых отличается от метаболизма микроорганизмов, применяемых для биоокисления сульфидных руд и концентратов, может позволить снизить сорбционную активность перерабатываемых руд и концентратов [39, 40]. Результаты лабораторных испытаний по переработке золотосодержащих концентратов с помощью культур гетеротрофных бактерий и грибов представлены в таблице 2. Было показано, что обработка с помощью гетеротроф-

Таблица 2

Результаты испытаний по обработке упорных сульфидных концентратов с помощью гетеротрофных микроорганизмов

Test results for the treatment of persistent sulfide concentrates with heterotrophic microorganisms

Объект исследования Обработка Извлечение золота Ссылка

Пирит-арсе-нопиритный золотосодержащий концентрат двойной упорности На первой стадии -биоокисление смешанной культурой ацидофильных микроорганизмов при 42°0 в течение 5 сут, плотность пульпы 20 %; на второй стадии - обработка гетеротрофной бактерией Биерготусез зегопИ при 23 и 45°0 в течении 14 и 56 сут, плотность пульпы 20 %; цианирование - 24 ч Из биокека после первой стадии - 81 %; Из биокека после двустадийной обработки -94,7 % 41

Пирит-арсе-нопиритный золотосодержащий концентрат двойной упорности На первой стадии -биоокисление смешанной культурой ацидофильных микроорганизмов; на второй стадии -инкубация концентрата и биокеа с биомассой гриба Pha.nerocha.ete chryзoзporium при 37°0 в течение 21 сут, плотность пульпы 30 %; цианирование - 24 ч Из концентрата - 41 %; из биокека после первой стадии - 81 %; из концентрата после инкубации в присутствии Р. chryзoзporium - 78 %; после двустадийной обработки -94 % 42

Пирит-арсено-пиритный золотосодержащий концентрат Инкубация концентрата при 37°0 в течение 24 и 72 ч, плотность пульпы 15 % в присутствии пероксида водорода, бесклеточного экстракта и биомассы гриба Р. ^гузозропит Из концентрата - 41 %; из концентрата после 24 ч обработки пероксидом водорода - 55 %, после 24 ч обработки бесклеточным экстрактом - 64 %; после 72 ч обработки биомассой Р. chryзoзporium - 61 %; после 72 ч обработки бесклеточным экстрактом - 66 % 43

Пирит-арсе-нопиритный золотосодержащий концентрат двойной упорности Биоокисление культурой ацидофильной археи Ас1й1апиз Ьпег1еу1 при 70°0 в течение 14 сут, плотность пульпы 5 %; обработка бесклеточным экстрактом гриба Р. chryзoзporium при 30°0 в течение 3 сут, плотность пульпы 5 %; отмывка биокеков 1И NaOH 24 ч; цианирование - 24 ч Из концентрата - 25 %; после биоокисления ацидофильной археей - 77 %, после обработки экстрактом Р. chryзoзporium - 38 %, после двустадийной обработки -75 % После отмывки 1И NaOH из концентрата - 34 %; после биоокисления ацидофильной археей - 74 %, после обработки экстрактом Р. chryзoзporium - 79 %, после двустадийной обработки - 92 % 44

ных бактерий и грибов может повысить степень извлечения золота из концентратов двойной упорности благодаря деструкции углистого вещества [41, 42]. Результаты проведенных испытаний показывают, что обработка сульфидных концентратов с помощью культур грибов Р. сИгузозропит, которые способны проводить деструкцию лигнина, может обеспечить достаточно значительное увеличение степени извлечения золота при относительно небольшом времени пребывания (24-72 ч).

Несмотря на то, что грибы не способны окислять железо и соединения серы для получения энергии для жизнедеятельности, при инкубации сульфидных концентратов с биомассой гриба Р. сИгузозрог'шт происходило окисление сульфидных минералов [43], что приводило к увеличению степени извлечения золота цианированием. Поэтому были проведены исследования механизмов взаимодействия гетеротрофных организмов с углистым веществом и сульфидными минералами концентратов.

Было показано, что деструкция сульфидных минералов и углеродистого вещества может быть успешно проведена с помощью возбудителя так называемой «белой гнили» - гриба Р. сИгузозрог'шт [39-44]. Метаболизм данного гриба детально изучался как из-за его биотехнологического потенциала, так и из-за потенциального вреда, который могут наносить возбудители белой гнили, разлагающие лигнин -компонент древесины [45-47]. Сейчас микроорганизмы, способные к трансформации лигнина, рассматриваются как важные объекты для биотехнологии, так как отходы, содержащие лигнин, образуются в значительном количестве при переработке древесины, например, на целлюлозно-бумажных и гидролизных производствах [45-47].

Содержащие лигнин отходы могут применяться для производства сорбентов, строительных материалов, пластиков, органических кислот, биотоплива удобрений и кормов. Для переработки таких отходов разработаны различные подходы, основанные на трансформации лигнина, в том числе с помощью химических и биохимических процессов. Биохимическая трансформация лигнина может использоваться для разложения отходов, содержащих лигнин, производства из лигнина кормов, а также получения различных низкомолекулярных соединений [45-47]. Ферменты, которые вовлечены в деструки-цию лигнина, и механизмы их действия хорошо изучены. Показано, что в разрушении лигнина учувствуют такие ферменты как лакказа, лигнинпероксидаза, Мп-пероксидаза. Лигнинолитические грибы, в том числе Р. сИгузозрог'шт, способны продуцировать внеклеточные ферменты и пероксид водорода благодаря активности глиоксаль-оксидазы [45, 46]. Благодаря наличию ферментов, участвующих в разрушении лигнина, и продуцированию пероксида водорода, лигнинолитические грибы стоит рассматривать как организмы, которые могут применяться для деструкции различных ароматических соединений, содержащихся в отходах, включая пластики, красители и пестициды [45, 46].

Изучение механизмов деструкции сульфидных минералов и углистого вещества лигнинолитическими грибами приводит к заключению, что данные процессы происходят благодаря активности ферментов, осуществляющих декструкцию лигнина, в том числе, продуцирующих перок-сид водорода [39-44, 47-52]. В работе [48] было исследовано влияние инкубации различных типов углистого вещества в присутствии биомассы Р. сИгузозрогит, полученной при росте

на различных субстратах, на сорцион-ную активность в отношении золота. Было показано, что в наиболее значительной степени снижалась сорбцион-ная активность антрацита. При этом сорбционная активность снижалась биомассой, выращенной на всех исследуемых субстратах (глюкоза, отруби, пшено), но наиболее значительно она снижалась при инкубации с биомассой, выращенной на среде, содержащей отруби (т. е. субстрат, богатый лигнином). Вероятно, наибольшая активность гриба, выращенного на среде с субстратом, богатым лигнином, может быть обусловлено адаптацией ферментативных систем гриба к разложению лигнина при росте на соответствующей среде. В работе [49] были проведены модельные эксперименты по изучению влияния обработки активированного угля с помощью бесклеточной среды гриба Р. chryзoзporium на сорбцион-ную емкость по отношению к комплексу Au(CN)2-. Было установлено, что инкубация угля в среде, из которой были предварительно удалены клетки гриба, в течение 14 сут позволило почти в 4 раза снизить сорбцион-ную активность угля. При этом были показаны изменения химического состава поверхности угля после инкубации. Таким образом установлено, что в трансформации углистого вещества принимают участие и внеклеточные ферменты, продуцируемые грибом. Схожие результаты были получены в работе [44], где обработка бесклеточным экстрактом приводила к увеличению извлечения золота цианированием благодаря деструкции РУВ. В работе [50] исследовали процесс разрушения углистого вещества из золотосодержащей руды в процессе инкубации в присутствии Р. chryзoзporium. Было продемонстрировано, что в экспериментах было разрушено около 34 % угля за 14

дней инкубации (по массе). Показано, что в процессе инкубации в среде возрастала активность ферментов лакказы, лигнинпероксидазы и Mn-пероксидазы. Также выявлено, что добавление исследуемого углистого вещества в пульпу приводило к снижению извлечения золота из руды (с 92 до 48 %), тогда как внесение обработанного углистого вещества привело к снижению степени извлечения только до 61 %. Помимо воздействия ферментативных систем гриба Р. chryзoзporium на углистое вещество они также могут способствовать окислению сульфидных минералов [43-44, 51, 52]. В работе [51] исследовали процесс деструкции пирита, арсенопирита и сульфидного концентрата грибом Р. chryзoзporium при pH 4,0. Было показано, что за 14 сут было окислено 15 и 35 % сульфидной серы в пирите и арсенопи-рите соответственно. За 21 сут также было окислено 57 % сульфидной серы в пирит-арсенопиритном сульфидном концентрате. При этом выход компонентов минералов (железа, мышьяка, серы) в жидкую фазу было низким (1-2 % Fe, 6-7 % As и 5-10 % серы). Это объясняется образованием вторичных осадков на поверхности минералов из-за достаточно высокого pH среды (~4,0). В работе [52] исследовали трансформацию пирита грибом Р. chryзoзporium при pH 3,9-5,0. В процессе инкубации за 21 сут было растворено 18 и 33 % железа и серы соответственно, что значительно превосходило значения, полученные в стерильном контроле. Авторы предполагают, что деструкция пирита была обусловлена, главным образом, взаимодействием минерала с пероксидом водорода, который образовался в результате активности ферментативных систем гриба, а растворение железа при достаточно высоком pH было обусловлено образо-

ванием органических кислот, которые могли образовывать растворимые комплексы с ионами железа. Полученные в модельных экспериментах результаты были подтверждены при проведении лабораторных испытаний [42, 43], которые продемонстрировали, что сходные результаты по окислению минералов сульфидного концентрата были получены при его инкубации в присутствии биомассы Р. сИгузозрогьит, бесклеточного экстракта, а также пероксида водорода.

Таким образом, результаты проведенных исследований показывают, что переработка золотосульфидных концентратов, в том числе концентратов двойной упорности, содержащих РУВ с высокой сорбционной активностью, возможна с применением новых биотехнологических подходов, основанных на активности ферментативных систем лигнинолитических грибов, которые могут разрушать как сульфидные минералы, так и углистое вещество. При этом практическое использование таких технологий возможно только при проведении дальнейших исследований, а именно лабораторных испытаний в условиях, соответствующих требованиям, применяемым к промышленным процессам (высокая плотность пульпы, время пребывания, сравнимое с применяемыми биотехнологическими процессами переработки золотосульфидных концентратов (5-6 сут)). Важной задачей, которую необходимо решить, является разработка подходов для получения достаточного количества грибной биомассы или ферментативных препаратов с необходимой активностью, а также утилизации больших количеств грибной биомассы после проведения био-гидрометаллургических процессов.

Использование нейтрофильных и умеренно-ацидофильных микроор-

ганизмов в процессах биоокисления сульфидных руд и концентратов

Используемые в данный момент биогидрометаллургические технологии основаны на окислении сульфидных минералов при низких рН ацидофильными микроорганизмами [5, 6]. Необходимо отметить, что процессы биоокисления сульфидных минералов ацидофильными микроорганизмами приводят к закислению среды из-за образования серной кислоты. При этом ионы железа Ре3+, которые получаются при биоокислении сульфидных концентратов, малорастворимы при нейтральных рН и образуют различные соединения (оксиды, гидроксиды, гидроксисульфаты) [53]. При низких рН ионы железа Ре3+ хорошо растворимы, поэтому при низких рН они накапливаются в среде, создавая высокий окислительно-восстановительный потенциал, что приводит к окислению сульфидных минералов в результате взаимодействия, в том числе, с катионами Ре3+ [5, 6, 15]. Таким образом, низкий рН и активность ацидофильных железо- и сероокисляющих микроорганизмов создает благоприятные условия для окисления сульфидных минералов, что делает возможным применение ацидофильных микроорганизмов в биогидрометаллургии. Процессы деструкции сульфидных минералов при нейтральных значениях рН изучены в меньшей степени, однако ряд исследователей полагает, что они могут иметь значение как для процессов выветривания сульфидных минералов, происходящих без вмешательства человека в природных и техногенных экосистемах, так и для применения на практике [54-68]. В природных и техногенный экосистемах (отвалы, шахты, карьеры, хвостохранилища) в результате спонтанного окисления сульфидных минералов, в том числе биологического,

формируются сточные воды, которые характеризуются низким pH, высокими концентрациям сульфатов и металлов (в англоязычной литературе - acid mine drainage и acid rock drainage) [60]. При этом многие руды, содержащие сульфидные минералы, характеризуются высоким содержанием карбонатов, что приводит к формированию нейтральных сточных вод, несмотря на окисление сульфидных минералов, следствием чего является возникновение серной кислоты [60]. В ряде работ показано, что при значениях pH среды, близким к нейтральным, происходит биоокисление сульфидных минералов с участием как ацидофильных, так и нейтрофильных микроорганизмов, а также некоторых грибов-макрофитов [54-59]. В экспериментах в работах [54-56] было показано, что в нейтральной среде происходило биоокисление пирита ацидофильной бактерией Acidithiobacillus ferrooxidans, которая известна с 50-х годов ХХ века как один из доминирующих микроорганизмов, участвующих в биоокислении сульфидных минералов [5]. При этом подчеркивается, что при нейтральных pH происходит колонизация поверхности пирита ацидофильными бактериями, что приводит к образованию микроокружения с условиями, благоприятными для аци-дофилов и окисления пирита. Авторы работы [54] полагают, что колонизация пирита ацидофильными бактериями при нейтральных pH среды является критическим начальным этапом в формировании кислых сточных вод. Окисление пирита при нейтральных pH среды может происходить и в присутствии пероксида водорода [56], который может формироваться под воздействием ферментов различных микроорганизмов, в том числе грибов [45, 46]. В работе [57] исследовали окисление пирита в нейтральной

среде накопительными культурами бактерий, которые использовали пирит в качестве единственного источника энергии, окисляя железо и серу. Окисление пирита в присутствии микроорганизмов происходило быстрее, чем в стерильном контроле. В работе [62] исследовали процесс биовыщелачивания халькозина сероокисляющей ней-трофильной бактерией HalothioЬacilluз пeapolitaпuз и неидентифицирован-ными штаммами бактерий со сходными физиологическими свойствами при pH 7,5. Было установлено, что скорость выщелачивания меди возрастала в присутствии бактерий примерно в 6 раз по сравнению с контролем. Таким образом, показано, что биоокисление сульфидных минералов может происходить при нейтральных значениях pH среды как в результате активности ацидофильных железо- и сероокисляющих микроорганизмов, так и при воздействии метаболитов, которые способны образовываться в результате активности других групп организмов, для которых окисление сульфидных минералов не является способом получения энергии для жизнедеятельности, а также осуществляться нейтрофильными серо- и железоокисляющими микроорганизмами. В ряде работ исследовали применение процесса биоокисления сульфидных минералов при нейтральных и слабокислых значениях pH для переработки различных сульфидных руд, концентратов и хвостов цианирования [63-68] (табл. 3).

Результаты проведенных работ показывают, что биовыщелачивание с помощью нейтрофильных и умеренно-ацидофильных микроорганизмов при pH выше 3 позволяет увеличить извлечение золота и серебра цианированием в случае предобработки сульфидных руд и извлекать цветные металлы в раствор в процессе биовыщелачива-

Таблица 3

Результаты испытаний по переработке сульфидных руд, концентратов и хвостов цианирования с помощью нейтрофильных и умеренно-ацидофильных микроорганизмов Results of tests on processing of sulfide ores, concentrates and cyanidation tailings using neutrophilic and moderately acidophilic microorganisms

Объект исследования Обработка Извлечение металлов Ссылка

Медно- порфировая руда Биовыщелачивание с помощью миксотрофной бактерии, окисляющей серу и железо при 28°C, начальном pH 3 в течение 28 сут, в некоторых вариантах эксперимента добавляли к руде пирит, серу и NaCL В стерильном контроле ~20 % Си, в эксперименте без внесения пирита и серы ~ 60 % Си, в экспериментах с добавлением пирита и серы в среду - 80-90 % Си 63

Золотосульфид-ные концентраты с содержанием: 1. 20 % сульфидной серы и 7 г/т Аи; 2.5 % сульфидной серы и 2,5 г/т Аи, для концентрата 2 был продемонстрирован «прег-роббинг» Биоокисление при комнатной температуре при плотности пульпы 20 % в течение 14 сут с использованием двух культур умеренно ацидофильных миксотрофных бактерий SKC-1 и SKC-2, окисляющих серу и железо, а также с помощью штамма ацидофильной бактерии A. ferrooxidans, цианирование 48 ч, 1 г/л цианида 1 концентрат: без биоокисления - 73 % Аи, после биоокисления SKC-1 -68 %, SKC-2 - 91 %, Л. feггooxidanз - 72 % Аи; 2 концентрат: без биоокисления - 48 % Аи, после биоокисления SKC-1 -63 %, SKC-2 - 51 %, А. feггooxidanз - 55 % Аи. 64

Сульфидный концентрат, содержащий пирит, пирротин, пентландит и халькопирит, Со - 0,2 %, N - 13,2 % и Си -7,8 % На первой стадии - биовыщелачивание с помощью гетеротрофной бактерии Bacillus megaterium при 35°C с начальным pH 6 в течение 10 сут, на второй стадии -кислотное выщелачивание с 4M серной кислотой при 90°C 10 ч. Выщелачивание в стерильной среде при 35°C с начальным pH 4,7 в течение 5 — 10 сут. Кислотное выщелачивание с 4M серной кислотой при 90°C 10 ч. Плотность пульпы во всех экспериментах на первой стадии - 2 %, при высокотемпературном выщелачивании - Т : Ж 1 : 6 Биовыщелачивание 5 сут: Со -38 %, N - 45 % и Си - 3,6 %; в стерильном контроле 10 сут: Со - 1 %, N - 3 % и Си -ниже порога определения; кислотное выщелачивание с 4М серной кислотой при 90°С 10 ч: Со - 30 %, N - 41 % и Си - 43 %; двустадийное выщелачивание (биовыщелачивание 7 сут-выщелачивание 4М серной кислотой при 90°С 6 ч): Со -61 %, N - 76 % и Си - 40 %; двустадийное выщелачивание (выщелачивание 4М серной кислотой при 90°С 6 ч — биовыщелачивание 7 сут) : Со - 37 %, N - 48 % и Си - 37 % 65

Окончание табл. 3

Объект исследования Обработка Извлечение металлов Ссылка

Сульфидный концентрат, содержащий пирит, пирротин, пентландит и халькопирит, Со - 0,2 %, N - 13,2 % и Си - 7,8 % Биовыщелачивание с помощью гетеротрофной бактерии Bacillus megaterium при 35°C с начальным pH 6 в течение 7 сут, плотность пульпы - 2 % Со - 38 %, N - 44 %, в контроле извлечение металлов менее 1 % 66

Хвосты цианирования, содержание пирита - 1,7 %, 0,5 г/т Au, 18 г/т Ag Биоокисление при комнатной температуре при плотности пульпы 5 % в течение 5 сут с использованием культуры сероокисляющей бактерии с начальным pH ~ 5 в присутствии сульфата железа (II) и пирита, цианирование 24 ч, 1 г/л цианида Из концентрата без биоокисления: Au - 18 %, Ag - 81 %; в присутствии пирита (2-7 г/л) Au - 13-14 % , Ag - 87-91 %; в присутствии сульфата железа (II) (5-15 г/л) Au - 17-21 %, Ag - 67-99 % 67

Сульфидный концентрат: Pb -38 %, Си - 5,5 %, Zn - 5,2 %, Fe -8,7 %, S - 8 % Биовыщелачивание умеренно ацидофильной миксотрофной бактерией SKC-2 (р. Citrobacter) в присутствии разных концентраций FeCL3 (5, 15, 25 г/л), 30 и 50 г/л NaCL и 10, 20, 30 г/л мелассы при плотности пульпы 2 и 5 % при начальном pH 4 в течение 7 сут при 25°C В оптимальных условиях(плотность пульпы - 2 %, 5 г/л FeCLз, 50 г/л №С1, 20 г/л мелассы) 23 % Pb, извлечение в контроле в 3-3,5 раза ниже 68

ния. При этом данные процессы могут осуществляться микроорганизмами, которые как окисляют серу и железо, так и используют органические вещества в качестве питательного субстрата. Полученные результаты указывают на перспективность применения микроорганизмов, активных при относительно высоких значениях pH, в том числе нейтрофилов, для переработки сульфидных руд, особенно тех, которые отличаются высоким содержанием карбоната, для того, чтобы избежать слишком высокого расхода серной кислоты для создания условий, благоприятных для ацидофильных микроорганизмов, а также образования про-

дуктивных растворов с низким pH, что позволит снизить потенциальную опасность для окружающей среды. Тем не менее, несмотря на потенциальную перспективность рассмотренного подхода, для обоснования возможности его применения на практике необходимо проведение дальнейших испытаний в условиях, соответствующих условиям промышленных процессов (продолжительность, плотность пульпы), чтобы сравнить технико-экономические показатели новых процессов с применяемыми в промышленности.

Обобщение результатов исследований по разработке новых био-гидрометаллургических процессов

для переработки сульфидных руд и концентратов показывает, что существует сразу несколько перспективных направлений развития биогидрометаллургии сульфидных руд и концентратов, которые могут расширить область применения биогидрометаллургии и модифицировать уже существующие процессы на основе применения новых групп микроорганизмов.

Новые биогидрометаллургические процессы для переработки несульфидных руд - биотехнологии переработки латеритных руд никеля

Помимо биогидрометаллургических процессов для переработки сульфидных руд и концентратов ведутся разработки биогидрометаллургических технологий для переработки несульфидных руд. Одним из наиболее перспективных направлений в данном случае является разработка биотехнологий для переработки латеритных руд никеля, которые отличаются по своим принципам от подходов для переработки сульфидных руд и концентратов. Перспективность разработки таких технологий обусловлена как большим значением латеритных руд для металлургии, так и существующими проблемами их переработки.

В настоящее время большая часть никеля добывается из сульфидных руд, тогда как большая часть запасов никеля (по разным данным 60 — 70 %) сосредоточена в латеритных (силикатных или окисленных) рудах [69-76]. С начала и до середины XX столетия доля латеритных руд в добыче никеля оставалась незначительной из-за технологических сложностей их переработки (5-10 %). Однако с 1950-х г. она начала постепенно расти, и в настоящий момент переработка латеритных руд составляет 30-40 % от мировой

добычи никеля. Согласно прогнозам, она будет увеличиваться в дальнейшем, и в перспективе доля никеля, извлекаемого из латеритных руд, может составить около 70 % [69-76].

Увеличение значения латеритных руд в производстве никеля связано, прежде всего, с прогрессом в области технологий их переработки. Фактором, который сдерживает наращивание объемов переработки латеритных руд для получения никеля, является относительно высокая себестоимость их переработки и относительно низкое содержание никеля во многих месторождениях, а также невозможность получения богатых никелевых концентратов из латеритных руд [69-72]. Для переработки латеритных никелевых руд разработаны как пиро-, так и гидрометаллургические технологии, а также комбинированные процессы (Сагоп процесс). Необходимо отметить, что месторождения латеритных руд характеризуются определенной зональностью, и руды подразделяют на железистые (лимонитовые), которые располагаются в верхнем слое, подвергающемуся процессам выветривания, и сапролитовые, которые располагаются в нижнем слое, а также смешанные. Железистые (или лимонитовые) и сапролитовые руды различаются минеральным составом, что определяет необходимость применения различных технологий для их переработки.

В сапролитовых рудах никель содержится в силикатах, в которых он изоморфно замещает магний и железо (гарниерит) [71], они отличаются относительно высоким содержанием никеля (~2 %) и успешно подвергается переработке с помощью пирометаллурги-ческих технологий [71-74]. Пироме-таллургическая переработка позволяет достигать высокой степени извлечения никеля, но требует для переработки

сырья с достаточно высоким содержанием металла и определенным минеральным составом. Необходимо отметить, что с помощью пирометаллургии перерабатывается большая часть лате-ритных руд, однако ее применение требует наличия сырья необходимого качества [71-74].

Для переработки лимонитовых и смешанных руд, которые отличаются по минеральному составу и характеризуются более низким содержанием никеля и более высоким содержанием железа, требуются другие подходы [71, 72, 74-76]. Лимонитовые руды содержат смесь гидроксидов железа, при этом никель может замещать железо в таких минералах, как гетит. Для переработки лимонитровых и смешанных руд разработан целый ряд процессов, каждый из которых обладает своими преимуществами и недостатками. С середины XX века используется комбинированный процесс восстановительного обжига руды / аммиачно-карбонатного выщелачивания (Сагоп процесс), который позволяет перерабатывать лимонитовые руды. Его недостатком является высокие энергозатраты и низкая степень извлечения металла [70-72]. Ряд технологий основан на принципе кислотного выщелачивания лимонитовых руд. Успешно применяемой технологией является автоклавное выщелачивание, которое обеспечивает, по сравнению с другими гидрометаллургическими методами, более высокую степень извлечения никеля из лимонитовых руд, и поэтому является наиболее распространённой гидрометаллургической технологией, применяемой для их переработки. К недостаткам данной технологии является высокая стоимость оборудования, его износ при высоких температурах и давлении и большой расход серной кислоты [71, 72, 74, 75].

Чтобы избежать недостатков технологии автоклавного выщелачивания, разработаны также процессы атмосферного выщелачивания лимонитовых руд, которые характеризуются более простым аппаратурным оформлением, но при этом и меньшей производительностью, и большим расходом серной кислоты, чем автоклавное выщелачивание. Вероятно, что именно из-за меньшей производительности атмосферное выщелачивание не получило широкого распространения для переработки лимонитовых руд (в литературе есть данные о двух примерах внедрения в КНР) [72, 74-76]. Технологией, которая позволяет снизить как капитальные, так и эксплуатационные затраты по сравнению с автоклавным и атмосферным выщелачиванием, является кучное сернокислотное выщелачивание лимонитовых руд. Кучное выщелачивание характеризуется низкой скоростью и низкой степенью извлечения никеля, однако из-за низких затрат может успешно применяться для руд с низким содержанием никеля [72, 74]. Таким образом, для переработки лимо-нитовых руд разработан и используется целый ряд подходов, но каждый из них характеризуются определенными недостатками (высокая себестоимость или низкая скорость выщелачивания).

Для того чтобы преодолеть недостатки подходов, основанных на сернокислотном выщелачивании, разработаны биотехнологические методы, которые базируются на принципиально разных процессах, осуществляемых микроорганизмами [72, 75, 76-78].

Давно известным подходом является использование грибов и гетеротрофных бактерий, которые способны выщелачивать металлы из несульфидных руд благодаря образованию органических кислот. Образуемые органические кислоты (прежде всего лимонная) способствуют

растворению металлов как из-за снижения pH среды, так и благодаря формированию комплексных соединений с металлами [75, 76]. Необходимо отметить, что разработки подходов, основанных на данном принципе, ведутся уже несколько десятилетий, однако еще не были применены на практике [75, 76]. Очевидно, что эффективность применения гететротрофных микроорганизмов для выщелачивания латеритных руд ограничивается сразу несколькими факторами, включая необходимость применения богатых питательных сред для наращивания биомассы грибов или гетеротрофных бактерий, низкая устойчивость данных микроорганизмов к ионам цветных металлов, а также относительно невысокие концентрации органических кислот, которые образуются в среде роста. Например, в работе [79] проводили сравнительные исследования по извлечению никеля и кобальта из нескольких проб лате-ритных руд с помощью растворов лимонной кислоты, а также в процессе выщелачивания грибами Aspergillus niger и Penicillium funiculosum. Было показано, что применения растворов лимонной кислоты с высокими концентрациями лимонной кислоты (0,5 — 0,6 М) позволяло достичь высокой степени извлечения никеля и кобальта. Использование культур грибов позволило извлечь в несколько раз меньше металлов из руд (таблица 4), что объясняется невысокими концентрациями органических кислот в среде при росте грибов в присутствии руд. Таким образом, в данном случае применение биовыщелачивание не позволило достичь высокой эффективности извлечения металлов, а более перспективным представляется применение растворов кислот. В работе [80] (таблица 4) исследовали возможность применения двустадийного процесса для выщела-

чивания латеритной руды. На первой стадии на питательных средах выращивали культуры грибов и бактерий, а затем использовали полученную культуральную жидкость, из которой удаляли клетки микроорганизмов, для выщелачивания латеритной руды при температуре 90°C. Было показано, что эффективность данного процесса была достаточно высокой и превосходила эффективность выщелачивания раствором серной кислоты в тех же условиях. Культуральные жидкости разных организмов при этом различались между собой по эффективности выщелачивания, вероятно, из-за различных соотношений содержания образуемых метаболитов (лимонная и глю-коновая кислоты).

Таким образом, результаты работы [80] показывают, что известные подходы к биовыщелачиванию латеритных руд, известные уже несколько десятилетий, могут быть использованы для создания комбинированного процесса, что позволяет повысить эффективность извлечения металлов. Тем не менее, возможность практического применения предложенного способа остается под вопросом.

Второй способ, который предлагается использовать для биотехнологической переработки латеритных руд, основан на восстановительном биовыщелачивании минералов железа (Ferredox процесс) и разработан группой британских исследователей в первом десятилетии XXI века [77, 78, 81-87]. Данный процесс может осуществляться благодаря способности ацидофильных организмов к восстановлению железа (III) с целью получения энергии. Известно, что многие факультативно аэробные микроорганизмы, включая A. ferrooxidans, которые окисляют железо и серу, восстанавливая кислород в аэробных

Таблица 4

Результаты испытаний по извлечению металлов из лимонитовых руд продуцентами органических кислот

Results of tests on the extraction of metals from limonite ores by producers of organic acids

Объект исследования Обработка Извлечение металлов Ссылка

4 пробы латеритных руд: лимонитовая: N - 1,53 %, Со -0,2 %; нонтрони-товая: N - 2,57 %, Со - 0,14 %; сапролитовая руда 1: N - 3,9 %, Со - 0,12 %; сапролитовая руда 2: Ж -2,7 %, Со - 0,06 % Химическое выщелачивание 0,5 М и 0,6 М лимонной кислотой 10 и 21 сут соответственно, плотность пульпы 10 % Биовыщелачивание штаммами грибов Aspergillus niger, Penicillium funiculosum и при 30°C 21 сут, плотность пульпы 10 % Химическое выщелачивание: 0,5 М лимонной кислотой лимонитовая руда: Ж - 16 %, Со -71 %; нонтронитовая: Ж - 3,2 %, Со - 2,8 %; сапролитовая руда 1: Ж - 40 %, Со - 46 %; сапролитовая руда 2: N - 46 %, Со - 62 %; 0,6 М лимонной кислотой лимонитовая руда: Ж - 19 %, Со -67 %; нонтронитовая: Ж - 5 %, Со - 14 %; сапролитовая руда 1: Ж - 29 %, Со - 45 %; сапролитовая руда 2: N - 80 %, Со - 42 %. Биовыщелачивание: A. niger лимонитовая руда: N - 2,7 %, Со - 15 %; нонтрони-товая: N - 2,4 %, Со - 12,8 %; сапролитовая руда 1: Ж - 1,6 %, Со - 2,5 %; сапролитовая руда 2: N - 34,5 %, Со - 25 %; P. funiculosum лимонитовая руда: N - 7,7 %, Со - 48 %; нонтронитовая: N - 1,6 %, Со - 15 %; сапролитовая руда 1: Ж - 5,8 %, Со - 6 %; сапролитовая руда 2: N - 10,5 %, Со - 12 %. 79

Латеритная руда, содержание N - 1,74 %, Со - 0,14 % и Fe -40,83 % Выщелачивание в среде роста грибов Aspergil-lus niger и Penicillum bilaji и бактерий Pseudomonas putida и Pseudomonas koreen-sis при начальном pH 0,5 при 90°C, плотность пульпы 4 %, продолжительность 180 мин, контроль -выщелачивание H2SO4 A. niger: N ~ 55 %, Со ~ 50 %; ^ Ы^Г: N ~ 50 %, Со ~ 60 %; ^ putida: N ~ 90 %, Со ~ 70 %; ^ koreensis: N ~ 80 %, Со ~ 55 %; контроль: Ж ~ 25 — 30 %, Со ~ 25-30 %; 80

условиях, в анаэробных условиях переключаются на восстановление ионов Ре3+, сопрягая данный процесс с окислением серы. Ионы Ре3+ в данном случае используются как акцептор

электронов для дыхания, что позволяет микроорганизмам осуществлять окисление восстановленных соединений серы, получая энергию для жизнедеятельности [53]. Восстановлению могут

подвергаться как ионы Fe3+ в растворе, так и входящие в состав разных минералов железа (III), что сопряжено с растворением данных минералов (например, гетита) в процессе восстановления железа [53, 77, 78]:

6FeOOH + S0 + 10H+ ^ 6Fe2+ + + SO42- + 8H2O.

Было предложено использовать данный процесс для выщелачивания лимонитовых руд [77, 78]. Результаты испытаний по восстановительному выщелачиванию приведены в табл. 5. Как было показано целым рядом работ [81-87], восстановительное выщелачивание позволяет извлекать никель и кобальт, а также другие металлы (медь [83]) из лимонитовых руд. При этом эффективность восстановительного выщелачивания превосходит

как сернокислотное выщелачивание, так и биовыщелачивание, основанное на процессе генерации серной кислоты в процессе аэробного биоокисления серы теми же микроорганизмами. Процесс восстановительного выщелачивания может применяться как для относительно бедных руд, так и для доизвлечения металлов из хвостов аммиачно-карбонатного выщелачивания [84] и шлаков [87]. В отличие от применения гетеротрофных бактерий и грибов, Ferredox процесс основан на использовании ацидофильных бактерий, включая А. ferrooxidans, которые устойчивы к высоким концентрациям ионов тяжелых металлов в среде, и поэтому могут быть физиологически активны при осуществлении процессов биовыщелачивания. Кроме того, осуществление Ferredox процесса не тре-

Таблица 5

Результаты испытаний по извлечению металлов из лимонитовых руд с помощью восстановительного биовыщелачивания

Results of tests for the extraction of metals from limonite ores using reductive bioleaching

Объект исследования Обработка Извлечение металлов Ссылка

Латеритная руда, содержащая кварц, гетит и силикаты магния, содержание Ж - 0,4 %, Со - 0,04 %, Мд - 0,13 %, Сг -0,27 % и Ре - 7 % Биовыщелачивание культурой Acidithioacillus ferrooxidans при 30°С и рН 1,8 в течение 30 сут. В среду вносили элементарную серу (2,5 %). Плотность пульпы 5,6 %. Выщелачивание в анаэробных условиях, в аэробных условиях, в анаэробных условиях в присутствии лимонной кислоты (5 мМ) Извлечение Ж: в анаэробных условиях ~75 %, в аэробных условиях ~ 10 %, в анаэробных условиях в присутствии лимонной кислоты ~ 80 % 81, 82

Латеритная руда, гетит, силикаты магния, кварц, хризоколлу, содержание Си - 0,8 %, Ре - 27 % Анаэробной биовыщелачивание культурой А. ferrooxidans при 30°С и рН 1,8 в течение 30 сут. В среду вносили элементарную серу (2,5 %). Плотность пульпы 2,5 %. Кислотное выщелачивание в аналогичных условиях. Извлечение Си: биовыщелачивание в анаэробных условиях ~78 %, в стерильном контроле ~40 % 83

Окончание табл. 5

Объект исследования Обработка Извлечение металлов Ссылка

Хвосты аммиачно-карбонатного выщелачивания латеритной руды, содержания Ж -0,37 %, Со - 0,077 % и Fe - 40 % Биовыщелачивание культурами ацидофильных микроорганизмов: A. thiooxidans в аэробных условиях, консорциумом A. thiooxidans и A. ferrooxi-dans в аэробных условиях, консорциумом A. thiooxidans и A. ferrooxidans в аэробных условиях/анаэробных условиях, чистой культурой A. ferrooxidans в анаэробных условиях при 30°C и начальном pH 0,8 в течение 12 сут. В среду вносили элементарную серу (1 %). Плотность пульпы 10 %. А. thiooxidans в аэробных условиях: N - 55 %, Со - 46 %; консорциумом А. Моо-xidans и А. ferrooxidans в аэробных условиях: N - 56 %, Со- 60 %; консорциумом А. xidans и А. ferrooxidans в аэробных условиях/ анаэробных условиях: N - 53 %, Со- 58 %; чистой культурой А. ferrooxidans в анаэробных условиях: N - 58 %, Со- 66 %; контроль: N - 20 %, Со- 16 % 84

Образцы латеритных руд, содержащие N - 1,0-1,54 %Дп - 0,03-0,04 %, Со - 0,07-0,19 % и Fe -16,7-31 % Биовыщелачивание микробным консорциумом A. ferrooxidans, A. ferriphilus, A. ferridurans, Acidibacillus sulfuroxidans, Sthermosulfidoo-xidans, S. acidophilus в анаэробных и аэробных условиях при 35°C и начальном pH 1,8 в течение 25 сут. В среду вносили элементарную серу (1 %). Плотность пульпы 10 %. В анэробных условиях из руды 1: N ~ 70 %, Со ~ 100 %; из руды 2: N ~ 55 %, Со ~ 90 %; из руды 3: Ж ~ 40 %, Со ~ 90 %. В аэробных условиях из руды 1: N ~ 20 %, Со ~ 70 %; из руды 2: N ~ 30 %, Со ~ 25 %; из руды 3: Ж ~ 30 %, Со ~ 50 %. 85

Проба латеритной руды. Содержание: пыль - Fe - 44,5 %, N - 0,9 %, Со - 0,1 %; Биовыщелачивание штаммом A. ferrooxidans в анаэробных условиях, A. thiooxidans в аэробных условиях при 30°C при начальном pH 0,8 в течение 30 сут. В среду вносили элементарную серу (1 %). Плотность пульпы 5 %. Аэробное выщелачивание А. thiooxidans Ж - 16 %, Со - 85 %; анаэробное выщелачивание А. ferrooxidans Ж - 16 %, Со - 78 %; 86

Пробы пыли, шлака, 3 пробы латеритных руд. Содержание: пыль - Fe - 18,2 %, N - 1,1 %, Со - 0,06 %; шлак - Fe - 28,1 %, N - 0,1 %, Со - 0,00097 % ; руда 1 - Fe - 16 %, N -1,0 %, Со - 0,0334 %; руда 2 - Fe - 34,6 %, N - 0,82 %, Со -0,0516 %; руда 3 - Fe - 21,5 %, N - 0,56 %, Со - 0,0274 % . Биовыщелачивание микробным консорциумом A. ferrooxidans, A. ferriphilus, A. ferridurans, S. thermosul-fidooxidans при 35°C и pH 1,5 в течение 30 сут. В среду вносили элементарную серу. Плотность пульпы 5 %. Пыль - N - 53 %, Со - 41 %; шлак - N - 43 %, Со - 54 %; руда 1 - N - 39 %, Со - 73 %; руда 2 -N - 40 %, Со - 37 %; руда 3 - N - 49 %, Со - 68 % . 87

бует применения богатых органических сред, что может удешевить процесс по сравнению с использованием гетеротрофных микроорганизмов. Несмотря на это, недостатком процесса является необходимость введения дополнительной стадии для наращивания активной культуры ацидофильных микроорганизмов в аэробных условиях, а также применение дополнительных реагентов (элементарной серы) для осуществления восстановительных реакций на стадии выщелачивания. Вопросом является и создание анаэробных условий в реакторах биовыщелачивания при осуществлении процесса в промышленном масштабе. Тем не менее, проведение дальнейших исследований по применению процесса Ferredox для переработки различных руд представляется перспективным, так продемонстрирована высокая эффективность процесса по сравнению с сернокислотным выщелачиванием и возможность его применения для относительно бедных руд, которые нерационально перерабатывать другими существующими способами, таким как автоклавное или атмосферное выщелачивание.

Таким образом, анализ имеющихся данных позволяет надеяться на достижение прогресса в области биогидроме-таллургической переработки не только

сульфидных, но и силикатных руд, подходы для переработки которых продолжают разрабатываться.

Заключение

Проведенный анализ представленных в литературе данных показывает, что в области разработки и внедрения биогидрометаллургических технологий потенциально возможен серьезный прогресс, основанный на использовании как уже известных и используемых подходов (биоокисление сульфидных минералов железо-и сероокисляющими ацидофильными микроорганизмами), так и на разработке технологий, основанных на использовании новых групп микроорганизмов (грибов, гетеротрофных бактерий) и разнообразных окислительно-восстановительных процессах, осуществляемых живыми организмами (восстановительное выщелачивание). Это позволяет рассчитывать на дальнейшее расширение использования биогидрометаллургических технологий с целью решений проблем, стоящих перед горно-металлургических комплексом, в частности повышения эффективности переработки некоторых типов сырья и вовлечения в оборот новых источников металлов, в том числе техногенных.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. van Aswegen P. C., van Niekerk J., Olivier W. The BIOXTM process for the treatment of refractory gold concentrate // Biomining / Eds. Rawlings D. E., Johnson B. D. BerLinHeideLberg, Springer VerLag, 2007, P. 1-35.

2. Совмен В. К., Гуськов В. Н., Белый А. В., Кузина З. П., Дроздов С. В., Савушкина С. И., Майоров А. М., Закревский М. П. Переработка золотоносных руд с применением бактериального окисления в условиях Крайнего Севера, Новосибирск, Наука, 2007, 144 с.

3. Gericke M., Neale J. W., van Staden P. J. A Mintek perspective of the past 25 years in minerals bioLeaching // J. S.Afr. Inst. Min. MetaLL. - 2009. - Vol. 109. - pp. 567-585.

4. Gentina J. C., Acevedo F. AppLication of bioLeaching to copper mining in ChiLe // ELectronic JournaL of BiotechnoLogy. - 2013. - VoL. 16. - Is. 3. DOI: 10.2225/voL16-issue3-fuLLtext-12.

5. Johnson D. B. Biomining-biotechnoLogies for extracting and recovering metaLs from ores and waste materiaLs // Curr. Opin. BiotechnoL. - 2014. VoL. - 30. - pp. 24-31. DOI: 10.1016/j.copbio.2014.04.008

6. Johnson D. B. The evoLution, current status, and future prospects of using biotechnoLogies in the mineraL extraction and metaL recovery sectors // MineraLs. - 2018. - 8. - 343. DOI: 10.3390/min8080343

7. Neale J., Seppala J., Laukka A., van Aswegen P., Barnett S., Gericke M. The MONDO MineraLs NickeL SuLfide BioLeach Project: From Test Work to EarLy PLant Operation // SoLid State Phenomena. - 2017. - VoL. 262. - pp. 28-32. DOI: 10.4028/www.scientific.net/ SSP.262.28

8. Mahmoud A., Cezac P., Hoadley A. F.A., Contaminea F., D'Hugues P. A review of suLfide mineraLs microbiaLLy assisted Leaching in stirred tank reactors // Int Biodeterioration & Biodegradation. - 2017. VoL. 119. - pp. 118-146. DOI: 10.1016/j.ibiod.2016.09.015

9. Yin S.,Wang L., Kabwe E., Chen X., Yan R., An K., Zhang L., Wu A. Copper BioLeaching in China: Review and Prospect // MineraLs. - 2018. - 8. - 32. DOI: 10.3390/min8020032

10. Riekkola-Vanhanen M. TaLvivaara mining company - From a project to a mine // MineraLs Engineering. - 2013. - VoL. 48. - pp. 2-9. DOI: 10.1016/j.mineng.2013.04.018

11. Kaksonen A. H., Lakaniemi A.-M., Tuovinen O. H. Acid and ferric suLfate bioLeaching of uranium ores: A review // JournaL of CLeaner Production. - 2020. - VoL. 264. - 121586. DOI: 10.1016/j.jcLepro.2020.121586

12. Roberto F. F . CommerciaL heap biooxidation of refractory goLd ores - Revisiting Newmont's successfuL depLoyment at CarLin // MineraLs Engineering. - 2017. - VoL. 106. - pp. 2-6. DOI: 10.1016/j.mineng.2016.09.017

13. Каравайко Г. М., Росси Дж., Агате А., Грудев С., Авакян З. А. Биогеотехнология металлов. Практическое руководство. Москва, Центр международных проектов ГКНТ, 1989,375 с.

14. Rossi G. BiohydrometaLLurgy, Hamburg, McGraw-HiLL Book Company, 1990, 609 p.

15. Rawlings D. E. Heavy metaL mining using microbes // Annu. Rev. MicrobioL. -2002. - VoL. 56. - pp. 65-91. DOI: 10.1146/annurev.micro.56.012302.161052.

16. Sand W., Gehrke T., Jozsa P.-G., Schippers A. (Bio)chemistry of bacteriaL Leaching-direct vs. indirect bioLeaching // HydrometaLLurgy. - 2001. - VoL. 59. - pp. 159-175. DOI: 10.1016/S0304-386X(00)00180-8

17. Кривенко А. П., Глотов А. И. Типы месторождений, запасы, добыча и рынок платиновых металлов // Вестник Мурманского государственного технического университета. - 2000. - Т. 3. № 2. - С. 211-224.

18. Беневольский Б. И., Мызенкова Л. Ф., Августинчик И. А. Минерально-сырьевая база благородных металлов - ретроспектива и прогноз // Руды и металлы. - 2007. -№ 3. - С. 25-91.

19. Додин Д. А., Додина Т. С., Золоев К. К., Коротеев В. А., Чернышов Н. М. Платина России: состояние и перспективы // Литосфера. - 2010. - № 1. - С. 3-36.

20. Panda R., Jha M. K., Pathak D. D. CommerciaL Processes for the Extraction of PLatinum Group MetaLs (PGMs) // Rare MetaL TechnoLogy 2018. TMS 2018. The MineraLs, MetaLs & MateriaLs Series. Springer, Cham, 2018, pp 119-130. DOI: 10.1007/978-3-319-72350-1_11

21. Sefako R., Sekgarametso K., Sibanda V. PotentiaL Processing Routes for Recovery of PLatinum Group MetaLs from Southern African Oxidized PGM Ores: A Review // J. Sustain. MetaLL. - 2017. - VoL. 3. - pp. 797-807. DOI: 10.1007/s40831-017-0146-0

22. Sahu P., Jena M. S., Mandre N. R., Venugopal R. PLatinum Group ELements MineraLogy, Beneficiation, and Extraction Practices - An Overview // MineraL Processing and Extractive MetaLLurgy Review. - 2020. DOI: 10.1080/08827508.2020.179584

23. Mpinga C. N., Eksteen J. J., Aldrich C., Dyer L. Direct Leach approaches to Platinum Group Metal (PGM) ores and concentrates: A review // Minerals Engineering. — 2015. — Vol. 78. — pp. 93-113. D0I:10.1016/j.mineng.2015.04.015.

24. Mwase J. M., Petersen J., Eksteen J. J. A conceptual flowsheet for heap Leaching of platinum group metals (PGMs) from a low-grade ore concentrate // Hydrometallurgy. — 2012. — Vol. 111.- pp. 129-135. DOI: 10.1016/j.hydromet.2011.11.012

25. Mwase J. M., Petersen J., Eksteen J. J. Assessing a two-stage heap leaching process for Platreef flotation concentrate // Hydrometallurgy. — 2012. — Vol. 129 — 130. — pp. 74—81. DOI: 10.1016/j.hydromet.2011.11.012

26. Mwase J. M., Petersen J., Eksteen J. J. A novel sequential heap leach process for treating crushed Platreef ore // Hydrometallurgy. — 2014. — Vol. 141. — pp. 97—104. DOI: 10.1016/j.hydromet.2013.11.005

27. Shaik K., Petersen J. An investigation of the leaching of Pt and Pd from cooperite, sperrylite and column bioleached concentrates in thiocyanate-cyanide systems //Hydrometallurgy. — 2017. — Vol. 173. — pp. 210—217. DOI: 10.1016/j. hydromet.2017.08.021

28. Лодейщиков В. В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд, T.1. Иркутск, ОАО Иргиредмет, 1999. 342 с.

29. Miller, J. D., Wan, R.-Y., & Diaz, X. Preg-robbing gold ores. Developments in Mineral Processing, Volume 15 — Advances in Gold Ore Processing, Ed.: M. D. Adams, B. A. Wills. Amsterdam: Elsevier B.V, 2006. pp. 937-972. DOI: 10.1016/s0167—4528(05)15038—8

30. Барченков В. В. Технология гидрометаллургической переработки золотосодержащих флотоконцентратов с применением активных углей. Поиск, Чита, 2004 г., 242 с.

31. Ковалев В. Н., Голиков В. В., Рылов Н. В. Особенности разработки технологических схем обогащения углеродсодержащих золотосульфидных руд // Журнал Сибирского федерального университета. Серия: Химия. — 2017. — Т. 10. — № 1. — С. 99 — 109. DOI: 10.17516/1998 — 2836—0010

32. Булаев А. Г., Канаева З. К., Канаев А. Т., Кондратьева Т. Ф. Биоокисление золотосодержащего концентрата двойной упорности // Микробиология. — 2015. — Т. 84. — № 5. — С. 561-569. DOI: 10.1134/S0026261715050033

33. Sobel K. E., Bolinski L., Foot K. A. Pilot plant evaluation of the redox process for Bakyrchik gold PLC // Minerals Engineering. — 1995. — Vol. 8. — № 4—5. — pp. 431 — 440. DOI: 10.1016/0892—6875(95)00008-E

34. Баликов С. В., Богородский А. В., Болдырев А. В., Гудков С. С., Дзгоев Ч. Т., Емельянов Ю. Е., Епифоров А. В. Автоклавное окисление золотосодержащих руд и концентратов. ОАО Иркутск, Иргиредмет, 2016, 471 стр.,

35. BIOX Newsletter BIOX Newsletter — Issue 1/2020 Improving Overall Gold Recovery at the Suzdal Mine, Kazakhstan using HiTeCC https://www.outotec.com/products-and-services/newsLetters/biox-newsLetter/issue-1 — 2020/improving-overaLL-goLd-recovery-at-the-suzdal-mine-kazakhstan-using-hitecc/

36. Dunne R., Levier M., Acar S., Kappes R. Keynote Address: Newmont's contribution to gold technology. World Gold Conference. 2009, The Southern African Institute of Mining and Metallurgy, 2009.

37. ван Никерк Я., Оливиер В., ван Буурен К., Ритасало Т. Современное состояние технологий BIOX®, ASTER™ и HiTeCC http://zoLteh.ru/ technoLogy_equipment/ sovremennoe-sostoyanie-tehnoLogijbiox-aster-i-hitecc/

38. Xu R., Li Q., Meng F.,Yang Y., Xu B., Yin H., Jiang T. Bio-Oxidation of a Double Refractory Gold Ore and Investigation of Preg-Robbing of Gold from Thiourea Solution // Metals. — 2020. — 10. — 1216. DOI: 10.3390/met10091216

39. Hong-ying Y., Qian L., Xiang-ling S., Jin-kui D. Research status of carbonaceous matter in carbonaceous gold ores and bio-oxidation pretreatment // Transactions of Nonferrous

MetaLs Society of China. - 2013. - VoL. 23. - Is. 11. - pp. 3405-3411. DOI: 10.1016/ S1003—6326(13)62881 — 2

40. Konadu K. T., Mendoza D. M., Huddy R. J., Harrison S. T.L., Kaneta T., Sasaki K. Biological pretreatment of carbonaceous matter in double refractory gold ores: A review and some future considerations // HydrometaLLurgy. - 2020. - VoL. 196. - 105434. DOI: 10.1016/j.hydromet.2020.105434

41. Amankwah R. K., Yen W.-T., Ramsay J. A. A two-stage bacteriaL pretreatment process for doubLe refractory goLd ores // MineraLs Engineering. - 2005. - VoL. 18. - Issue 1. -pp. 103-108. DOI: 10.1016/j.mineng.2004.05.009

42. Ofori-Sarpong G., Osseo-Asare K., Tien M. MycohydrometaLLurgy: Biotransformation of doubLe refractory goLd ores by the fungus, Phanerochaete chrysosporium // HydrometaLLurgy. -2013. - V. 137. - pp. 38-44. DOI: 10.1016/j.hydromet.2013.05.003

43. Ofori-Sarpong G., Osseo-Asare K., Tien M. Pretreatment of refractory goLd ores using ceLL-free extracts of P. chrysosporium: a preLiminary study // Advanced MateriaLs Research. -2013. - VoL. 825. - pp. 427-430. DOI:10.4028/www.scientific.net/AMR.825.427

44. Konadu K. T., Huddy R. J., Harrison S. T., Osseo-Asare K., Sasaki K. SequentiaL pretreatment of doubLe refractory goLd ore (DRGO) with a thermophiLic iron oxidizing archaeon and fungaL crude enzymes // MineraLs Engineering. - 2019. - VoL. 138. - pp. 86-94. DOI: 10.1016/j.mineng.2019.04.043.

45. Singh D., Chen S. The white-rot fungus Phanerochaete chrysosporium: conditions for the production of Lignin-degrading enzymes // AppL MicrobioL BiotechnoL. - 2008. - VoL. 81. - pp. 399-417. DOI: 10.1007/s00253-008-1706-9

46. Феофилова Е. П., Мысякина И. С. Лигнин: химическое строение, биодеградация, практическое использование (обзор) // Прикладная биохимия и микробиология. - 2016. - Т. 52.- № 6. - С. 559-569. DOI: 10.1134/S0003683816060053

47. Симонова В. В., Шендрик Т. Г., Кузнецов Б. Н. Методы утилизации технических лигнинов // Журнал Сибирского федерального университета. Серия: Химия. -2010. - Т. 3. - № 4. - С. 340-354.

48. Ofori-Sarpong, G., Tien, M., Osseo-Asare, K. Myco-hydrometaLLurgy: CoaL modeL for potentiaL reduction of preg-robbing capacity of carbonaceous goLd ores using the fungus, Phanerochaete chrysosporium //HydrometaLLurgy. - 2010. - VoL. 102 (1-4). - pp. 66-72. DOI: 10.1016/j.hydromet.2010.02.007

49. Konadu K. T., Sasaki K., Kaneta T., Ofori-Sarpong G., Osseo-Asare K. Bio-modification of carbonaceous matter in goLd ores: ModeL experiments using powdered activated carbon and ceLL-free spent medium of Phanerochaete chrysosporium// HydrometaLLurgy. - 2017. - V. 168. - pp. 76-83. DOI: 10.1016/j.hydromet.2016.08.003

50. Liu Q., Yang H.-Y., Tong L.-L., Jin Z.-N., Sand W. FungaL degradation of eLementaL carbon in carbonaceous goLd ore //HydrometaLLurgy. - 2016. -VoL. 160. - pp. 90-97. DOI: 10.1016/j.hydromet.2015.12.012

51. Ofori-Sarpong G., Osseo-Asare K., Tien M. FungaL pretreatment of suLfides in refractory goLd ores // MineraLs Engineering. - 2011. - VoL. 24 (6), - pp. 499-504 DOI: 10.1016/j.mineng.2011.02.020

52. Yang H. Y., Liu Q., Chen G. B., Tong L. L. A. AuwaLu Bio-dissoLution of pyrite by Phanerochaete chrysosporium //Trans. Nonferrous Met. Soc. China. - 2018. - VoL. 28 (4). -pp. 766-774. DOI: 10.1016/S1003-6326(18)64709-0

53. Donald E. CanfieLd, Erik Kristensen, Bo Thamdrup, The Iron and Manganese CycLes. Advances in Marine BioLogy, Academic Press, 2005, VoL. 48, 2005, pp. 269-312, DOI: 10.1016/S0065-2881(05)48008-6.

54. Mielke R. E., Pace D. L., Porter T., Southam G. A criticaL stage in the formation of acid mine drainage: CoLonization of pyrite by AcidithiobaciLLus ferrooxidans under pH-neutraL

conditions // GeobioLogy. - 2003. - VoL. 1. - Is. 1. pp. 81-90 DOI: 10.1046/j.1472-4669.2003.00005.x

55. Dockrey J. W., Lindsay M. B.J., Mayer K. U., Beckie R. D., Norlund K. L.I., Warren L. A., Southam G. Acidic Microenvironments in Waste Rock Characterized by Neutral Drainage: Bacteria-MineraL Interactions at Sulfide Surfaces // Minerals. - 2014. - 4. -pp. 170-190. DOI: 10.3390/min4010170

56. Ma Y., Lin C. Pyrite Oxidation under initially neutral pH conditions and in the presence of AcidithiobaciLLus ferrooxidans and micromoLar hydrogen peroxide // Biogeosciences Discussions. - 2012. - VoL. 9. - pp. 557-579DOI: 10.5194/bgd-9-557-2012

57. Percak-Dennett E., He D., Converse B., Konishi H., Xu H., Corcoran A., Noguera D., Chan C., Bhattacharyya A., Borch T., Boyd E., Roden E. E. MicrobiaL acceLeration of aerobic pyrite oxidation at circumneutraL pH // GeobioLogy. - 2017. - VoL. 15(5). - pp. 690-703. DOI: 10.1111/gbi.12241

58. Alarcon Leon, E., Rate, A., Hinz, C., & Campbell, G. D. Weathering of suLphide mineraLs at circum-neutraL-pH in semi-arid/arid environments: influence of water content. SupersoiLs, 2004, University of Sydney, VoL. 1, pp. 1-7.

59. Cecchi G., Piazza S. D., Marescotti P., Zotti M. Evidence of pyrite dissoLution by Telephora terrestris Ehrh in the LibioLa mine (Sestri Levante, Liguria, ItaLy) // HeLiyon. -2019. VoL. - 5(8). - e02210. DOI: 10.1016/j.heLiyon.2019.e02210

60. Lottermoser B. Mine Water. Mine Wastes. Springer, BerLin, HeideLberg, 2003, pp 83-141. DOI: 10.1007/978-3-662-05133-7_3

61. Sklodowska A., Matlakowska R. BioLeaching Of MetaLs In NeutraL And SLightLy ALkaLine Environment. MicrobiaL Processing of MetaL SuLfides. Springer, Dordrecht. 2007, pp. 121-129. DOI: 10.1007/1-4020-5589-7_6

62. Ostrowski M., Sklodowska A. BacteriaL and chemicaL Leaching pattern on copper ores of sandstone and Limestone type // WorLd J MicrobioL BiotechnoL. - 1993. - VoL. 9. - pp. 328-333. DOI: 10.1007/BF00383073

63. Chaerun S. K., Putri F. Y., Mubarok M. Z., Minwal W. P., Ichlas Z. T. BioLeaching of supergene porphyry copper ores from sungai mak gorontaLo of Indonesia by an iron- and suLfur-oxidizing mixotrophic bacterium // SoLid State Phenomena. - 2017. - 262 SSP. -pp. 20-23. DOI: 10.4028/www.scientific.net/SSP.262.20

64. Mubarok M. Z., Winarko R., Chaerun S. K., Rizki I. N., Ichlas Z. T. Improving goLd recovery from refractory goLd ores through biooxidation using iron-suLfur-oxidizing/suLfur-oxidizing mixotrophic bacteria // HydrometaLLurgy. - 2017. - V. 168. -P. 69-75. DOI: 10.1016/j.hydromet.2016.10.018

65. Cui X., Wang X., Li Y., Lu A., Hao R., Wang C., Ding H. BioLeaching of a CompLex Co-Ni-Cu SuLfide FLotation Concentrate by Bacillus megaterium QM B1551 at NeutraL pH // GeomicrobioLogy JournaL. 2016. VoL. 33(8). pp. 734-741, DOI: 10.1080/01490451.2015.1085470

66. Cui X., Gu Q., Liu X., Lu A., Ding H., Yang F., Shang H., Wu B., Zhang M., Wang X. Contact-bioLeaching mechanism of Ni and Co from suLfide concentrate at neutraL pH by heterotrophic bacteria // Mining, MetaLLurgy & ExpLoration. - 2018. - VoL. 35. - pp. 221-229 DOI: 10.19150/mmp.8599

67. Purnomo I., Chaerun S. K., Mubarok M. Z. Biooxidation pretreatment of Low grade refractory goLd taiLings using a suLfur-oxidizing mixotrophic bacterium // IOP Conference Series: MateriaLs Science and Engineering. - 2019. - 478(1). - 012020. DOI: 10.1088/L757-899X/478/L/012020

68. Chaerun S. K., Putri E. A., Mubarok M. Z. BioLeaching of indonesian gaLena concentrate with an iron- and suLfur-oxidizing mixotrophic bacterium at room temperature // Front. MicrobioL. - 2020. - VoL. 11. - 557548. DOI: 10.3389/fmicb.2020.557548

69. Ashok D., Gordon B. W., Osborne R. C. The Past and the Future of Nickel. Laterites // PDAC 2004 International Convention, Trade Show & Investors Exchange. 2004.

70. Mudd G. M. Global trends and environmental issues in nickel mining: Sulfides versus laterites // Ore Geology Reviews. - 2010. - Vol. 38. - pp. 9-26. DOI: 10.1016/j. oregeorev.2010.05.003

71. Kyle J. Nickel laterite processing technologies — where to next? // ALTA 2010 Nickel/Cobalt/Copper Conference, 24 -27 May, Perth, Western Australia

72. Stankovic S., Stopic S., Sokic M., Markovic B., Friedrich B. Review of the past, present, and future of the hydrometallurgical production of nickel and cobalt from lateritic ores //Metallurgical and Materials Engineering. — 2020. — Vol. 26(2). — pp. 199—208. DOI: 10.30544/513

73. Keskinkilic E. Nickel laterite smelting processes and some examples of recent possible modifications to the conventional route //Metals. — 2019. — 9. — 974. D0I:10.3390/ met9090974

74. Oxley A., Smith M. E., Caceres O. Why heap leach nickel laterites? // Minerals Engineering. — 2016. — Vol. 88. — pp. 53—60. DOI: 10.1016/j.mineng.2015.09.018.

75. Meshram P, Abhilash, Pandey B. D. Advanced Review on Extraction of Nickel from Primary and Secondary Sources // Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review. — 2019. — Vol. 40:3. — pp. 157—193, DOI: 10.1080/08827508.2018.1514300

76. McDonald R. G., Whittington B. I. Atmospheric acid leaching of nickel laterites review. Part II. Chloride and bio-technologies // Hydrometallurgy. — 2008. — Vol. 91(1-4). — pp. 56-69. DOI: 10.1016/j.hydromet.2007.11.010

77. du Plessis C. A., Slabbert W., Hallberg K. B., Johnson D. B. Ferredox: a biohydrometallurgical processing concept for limonitic nickel laterites // Hydrometallurgy. — 2011. - Vol. 109. — pp. 221 — 229. DOI: 10.1016/j.hydromet.2011.07.005

78. Johnson D. B., du Plessis C. A. Biomining in reverse gear: Using bacteria to extract metals from oxidised ores //Minerals Engineering. — 2015. — Vol. 75. — pp. 2—5. DOI: 10.1016/j.mineng.2014.09.024.

79. Valix M., Usai F., Malik R. Fungal bioleaching of low-grade laterite ores // Minerals Engineering. — 2001. — Vol. 14(2). — pp. 197-203. DOI: 10.1016/S0892 — 6875(00)00175—8

80. Nasab M. H., Noaparast M., Abdollahi H., Amoozegar M. A. Indirect bioleaching of Co and Ni from iron rich laterite ore, using metabolic carboxylic acids generated by P. putida, P. koreensis, P. bilaji and A. niger// Hydrometallurgy. 2020. Vol. 193. 105309. DOI: 10.1016/j.hydromet.2020.105309

81. Hallberg K. B., Grail B. M., du Plessis C., Johnson D. B. Reductive dissolution of ferric iron minerals: a new approach for bioprocessing nickel laterites // Minerals Engineering. — 2011. — Vol. 24. — pp. 620—624. DOI: 10.1016/j.mineng.2010.09.005

82. Johnson D. B., Grail B. M., Hallberg K. B. A new direction for biomining: extraction of metals by reductive dissolution of oxidised ores // Minerals. — 2013. — Vol. 3. — pp. 49 — 58.DOI: /10.3390/min3010049

83. Nancucheo I,, Grail B. M., du Hilario F., Plessis C., Johnson D. B. Extraction of copper from an oxidised (lateritic) ore using bacterially-catalysed reductive dissolution // Appl. Microbiol. Biotechnol. — 2014. — Vol. 98. — pp. 6297—6305. DOI: 10.1007/ s00253—014—5687—6

84. Marrero J., Coto O., Goldmann S., Graupner T., Schippers A. Recovery of nickel and cobalt from laterite tailings by reductive dissolution under aerobic conditions using Acidithiobacillus species // Environmental Science and Technology. 2015. Vol. 49(11). pp. 6674—6682. DOI: 10.1021/acs.est.5b00944

85. Smith S. L., Grail B. M., Johnson D. B. Reductive bioprocessing of cobalt-bearing limonitic laterites //Minerals Engineering. — 2017. — Vol. 106. — pp. 86—90. DOI:10.1016/j.mineng.2016.09.009

86. Marrero J., Coto O., Schippers A., Anaerobic and aerobic reductive dissoLutions of iron-rich nickeL Laterite overburden by Acidithiobacillus // HydrometaLLurgy. - 2017. - VoL. 168.- pp. 49-55. DOI: 10.1016/j.hydromet.2016.08.012.

87. Santos A.L, Dybowska A., Schofield P. F., Herrington R. J., Johnson D. B. SuLfur-enhanced reductive bioprocessing of cobaLt-bearing materiaLs for base metaLs recovery // HydrometaLLurgy. 2020. VoL. 195. 105396. DOI: 10.1016/j.hydromet.2020.105396. EES

REFERENCES

1. van Aswegen P. C., van Niekerk J., OLivier W. The BIOXTM process for the treatment of refractory goLd concentrate. Biomining. Eds. RawLings D. E., Johnson B. D. BerLinHeideLberg, Springer VerLag, 2007, P. 1-35.

2. Sovmen V. K., Guskov V. N., BeLyy A. V., Kuzina Z. P., Drozdov S. V., Savushkina S. I., Mayorov A. M., Zakrevskiy M. P. Pererabotka zolotonosnykh rud s primeneniem bakterialnogo okisleniya v usloviyakh Kraynego Severa [Processing of goLd-bearing ores with appLication of bacteriaL oxidation in the Far north], novosibirsk, Nauka, 2007, 144 p. [In Russ]

3. Gericke M., NeaLe J. W., van Staden P. J. A Mintek perspective of the past 25 years in mineraLs bioLeaching. J. S.Afr. Inst. Min. MetaLL. 2009. VoL. 109. pp. 567-585.

4. Gentina J. C., Acevedo F. AppLication of bioLeaching to copper mining in ChiLe. Electronic Journal of Biotechnology. 2013. VoL. 16. Is. 3. DOI: 10.2225/voL16-issue3-fuLLtext-12

5. Johnson D. B. Biomining-biotechnoLogies for extracting and recovering metaLs from ores and waste materiaLs. Curr. Opin. BiotechnoL. 2014. VoL. 30. pp. 24-31. DOI: 10.1016/j. copbio.2014.04.008

6. Johnson D. B. The evoLution, current status, and future prospects of using biotechnoLogies in the mineraL extraction and metaL recovery sectors . Minerals. 2018. 8. 343. DOI: 10.3390/min8080343

7. NeaLe J., SeppaLa J., Laukka A., van Aswegen P., Barnett S., Gericke M. The MONDO MineraLs NickeL SuLfide BioLeach Project: From Test Work to EarLy PLant Operation. SoLid State Phenomena. 2017. VoL. 262. pp. 28-32. DOI: 10.4028/www.scientific.net/SSP.262.28

8. Mahmoud A., Cezac P., HoadLey A. F.A., Contaminea F., D'Hugues P. A review of suLfide mineraLs microbiaLLy assisted Leaching in stirred tank reactors. Int Biodeterioration & Biodegradation. 2017. VoL. 119. pp. 118-146. DOI: 10.1016/j.ibiod.2016.09.015

9. Yin S.,Wang L., Kabwe E., Chen X., Yan R., An K., Zhang L., Wu A. Copper BioLeaching in China: Review and Prospect. MineraLs. 2018. 8. 32. DOI: 10.3390/min8020032

10. RiekkoLa-Vanhanen M. TaLvivaara mining company From a project to a mine. Minerals Engineering. 2013. VoL. 48. pp. 2-9. DOI: 10.1016/j.mineng.2013.04.018

11. Kaksonen A. H., Lakaniemi A.-M., Tuovinen O. H. Acid and ferric suLfate bioLeaching of uranium ores: A review. Journal of Cleaner Production. 2020. VoL. 264. 121586. DOI: 10.1016/j.jcLepro.2020.121586

12. Roberto F.F . CommerciaL heap biooxidation of refractory goLd ores Revisiting Newmont's successfuL depLoyment at CarLin. Minerals Engineering. 2017. VoL. 106. pp. 2-6. DOI: 10.1016/j.mineng.2016.09.017

13. Karavayko G. M., Rossi J., Agate A., Grudev S., Avakyan Z. A. Biogeotekhnologiya metallov. Prakticheskoe rukovodstvo [BiotechnoLogy of metaLs. PracticaL guidance]. Moscow, Center of internationaL projects GNKT, 1989, 375 p. [In Russ]

14. G. Rossi, BiohydrometaLLurgy, Hamburg, McGraw-HiLL Book Company, 1990, 609 p.

15. RawLings D. E. Heavy metaL mining using microbes. Annu. Rev. MicrobioL. 2002. VoL. 56. pp. 65-91. DOI: 10.1146/annurev.micro.56.012302.161052.

16. Sand W., Gehrke T., Jozsa P.-G., Schippers A. (Bio)chemistry of bacteriaL Leaching-direct vs. indirect bioLeaching. Hydrometallurgy. 2001. VoL. 59. pp. 159-175. DOI: 10.1016/ S0304-386X(00)00180-8

17. Krivenko A. P., GLotov A. I. Types of deposits, reserves, production and market of platinum metaLs. Vestnik Murmanskogo gosudarstvennogo tekhnicheskogo universiteta. 2000. Vol. 3. no.2. pp. 211-224. [In Russ].

18. BenevoLsky B. I., Myzenkova L. F., Avgustinchik I. A. Mineral resource base of precious metaLs retrospective and forecast. Rudy i metally. 2007. no. 3. pp. 25—91. [In Russ].

19. Dodin D. A., Dodina T. S., ZoLoev K. K., Koroteev V. A., Chernyshov N. M. Platinum of Russia: state and prospects. Lithosfera. 2010. no.. 1. pp. 3—36. [In Russ].

20. Panda R., Jha M. K., Pathak D. D. CommerciaL Processes for the Extraction of PLatinum Group MetaLs (PGMs). Rare MetaL TechnoLogy 2018. TMS 2018. The MineraLs, MetaLs & MateriaLs Series. Springer, Cham, 2018, pp 119 — 130. DOI: 10.1007/978—3-319—72350—1_11.

21. Sefako R., Sekgarametso K., Sibanda V. PotentiaL Processing Routes for Recovery of PLatinum Group MetaLs from Southern African Oxidized PGM Ores: A Review. J. Sustain. MetaLL. 2017. VoL. 3. pp. 797-807. DOI: 10.1007/s40831—017—0146—0.

22. Sahu P., Jena M. S., Mandre N. R., VenugopaL R. PLatinum Group ELements MineraLogy, Beneficiation, and Extraction Practices An Overview. Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review. 2020. DOI: 10.1080/08827508.2020.179584.

23. Mpinga C. N., Eksteen J. J., ALdrich C., Dyer L. Direct Leach approaches to PLatinum Group MetaL (PGM) ores and concentrates: A review. Minerals Engineering. 2015. VoL. 78. pp. 93-113. DOI:10.1016/j.mineng.2015.04.015.

24. Mwase J. M., Petersen J., Eksteen J. J. A conceptuaL flowsheet for heap Leaching of pLatinum group metaLs (PGMs) from a Low-grade ore concentrate. Hydrometallurgy. 2012. VoL. 111.- pp. 129-135. DOI: 10.1016/j.hydromet.2011.11.012.

25. Mwase J. M., Petersen J., Eksteen J. J. Assessing a two-stage heap Leaching process for PLatreef flotation concentrate. Hydrometallurgy. 2012. VoL. 129 — 130. pp. 74—81. DOI: 10.1016/j.hydromet.2011.11.012.

26. Mwase J. M., Petersen J., Eksteen J. J. A noveL sequentiaL heap Leach process for treating crushed PLatreef ore. Hydrometallurgy. 2014. VoL. 141. pp. 97—104. DOI: 10.1016/j. hydromet.2013.11.005.

27. Shaik K., Petersen J. An investigation of the Leaching of Pt and Pd from cooperite, sperryLite and coLumn bioLeached concentrates in thiocyanate-cyanide systems. Hydrometallurgy. 2017. VoL. 173. pp. 210 — 217. DOI: 10.1016/j.hydromet.2017.08.021.

28. Lodeischikov V. V. The technoogy of goLd and siLver recovery from refractory ores. VoL. 1. Irkutsk: Irgiredmet JSC, 1999, 342 p. [In Russ]

29. Miller, J. D., Wan, R.-Y., & Diaz, X. Preg-robbing goLd ores. DeveLopments in MineraL Processing, VoLume 15 Advances in GoLd Ore Processing, Ed.: M. D. Adams, B. A. WiLLs. Amsterdam: ELsevier B.V, 2006. pp. 937-972. DOI: 10.1016/s0167—4528(05)15038—8.

30. Barchenkov V. V. Tekhnoogiya gidrometallurgicheskoy pererabotki zolotosoderzhashchikh flotokontsentratov s primeneniyem aktivnykh ugley [Technoogy of hydrometaLLurgicaL processing of goLd-bearing flotation concentrates using active coaLs], Chita, Poisk, 2004, 242 p. [In Russ].

31. KovaLev V. N., GoLikov V. V., RyLov N. V. Features of the deveLopment of processing flow sheets of carbon-goLd-suLphide ores. Journal of Siberian Federal University. Chemistry. 2017. VoL. 10. no. 1. pp. 99-109. DOI: 10.17516/1998—2836—0010 [In Russ].

32. BuLaev A. G., Kondrat'eva T. F., Kanaeva Z. K., Kanaev A. T. Biooxidation of a doubLe-refractory goLd-bearing suLfide ore concentrate. Microbiology. 2015. VoL. 84. no. 5. pp. 636-643. DOI: 10.1134/S0026261715050033.

33. SobeL K. E., BoLinski L., Foot K. A. PiLot pLant evaLuation of the redox process for Bakyrchik goLd PLC. Minerals Engineering. 1995. VoL. 8. no. 4—5. pp. 431 — 440. DOI: 10.1016/0892 — 6875(95)00008-E

34. BaLikov S. V., Bogorodskiy A. V., BoLdyrev A. V., Gudkov S. S., Dzgoyev CH. T., YemeL'yanov Y. Y., Yepiforov A. V. Avtoklavnoe okisleniye zolotosoderzhashchikh rud i kontsentratov [AutocLave oxidation of goLd-bearing ores and concentrates], OAO Irkutsk, Irgiredmet, 2016, 471 p. [In Russ].

35. BIOX NewsLetter BIOX NewsLetter Issue 1/2020 Improving OveraLL GoLd Recovery at the SuzdaL Mine, Kazakhstan using HiTeCC https://www.outotec.com/products-and-services/newsLetters/biox-newsLetter/issue-1-2020/improving-overaLL-goLd-recovery-at-the-suzdaL-mine-kazakhstan-using-hitecc/

36. Dunne R., Levier M., Acar S., Kappes R. Keynote Address: Newmont's contribution to goLd technoLogy. WorLd GoLd Conference. 2009, The Southern African Institute of Mining and Metallurgy, 2009.

37. van Niekerk J., OLivier W., van Buuren K., RytasaLo T. BIOX®, ASTER ™ and HiTeCC technoLogies http://zoLteh.ru/ technoLogy_equipment/sovremennoe-sostoyanie-tehnoLogijbiox-aster-i-hitecc/ [In Russ].

38. Xu R., Li Q., Meng F.,Yang Y., Xu B., Yin H., Jiang T. Bio-Oxidation of a DoubLe Refractory GoLd Ore and Investigation of Preg-Robbing of GoLd from Thiourea SoLution. Metals. 2020. 10. 1216. DOI: 10.3390/met10091216

39. Hong-ying Y., Qian L., Xiang-Ling S., Jin-kui D. Research status of carbonaceous matter in carbonaceous goLd ores and bio-oxidation pretreatment. Transactions of nonferrous MetaLs Society of China. 2013. VoL. 23. Is. 11. pp. 3405-3411. DOI: 10.1016/S1003-6326(13)62881-2

40. Konadu K. T., Mendoza D. M., Huddy R. J., Harrison S. T.L., Kaneta T., Sasaki K. BioLogicaL pretreatment of carbonaceous matter in doubLe refractory goLd ores: A review and some future considerations. Hydrometallurgy. 2020. VoL. 196. 105434. DOI: 10.1016/j. hydromet.2020.105434.

41. Amankwah R. K., Yen W.-T., Ramsay J. A. A two-stage bacteriaL pretreatment process for doubLe refractory goLd ores. Minerals Engineering. 2005. VoL. 18. Issue 1. pp. 103-108. DOI: 10.1016/j.mineng.2004.05.009

42. Ofori-Sarpong G., Osseo-Asare K., Tien M. MycohydrometaLLurgy: Biotransformation of doubLe refractory goLd ores by the fungus, Phanerochaete chrysosporium. Hydrometallurgy. 2013. V. 137. pp. 38-44. DOI: 10.1016/j.hydromet.2013.05.003

43. Ofori-Sarpong G., Osseo-Asare K., Tien M. Pretreatment of refractory goLd ores using ceLL-free extracts of P. chrysosporium: a preLiminary study. Advanced Materials Research. 2013. VoL. 825. pp. 427-430. DOI:10.4028/www.scientific.net/AMR.825.427

44. Konadu K. T., Huddy R. J., Harrison S. T., Osseo-Asare K., Sasaki K. SequentiaL pretreatment of doubLe refractory goLd ore (DRGO) with a thermophiLic iron oxidizing archaeon and fungaL crude enzymes. Minerals Engineering. 2019. VoL. 138. pp. 86-94. DOI: 10.1016/j.mineng.2019.04.043.

45. Singh D., Chen S. The white-rot fungus Phanerochaete chrysosporium: conditions for the production of Lignin-degrading enzymes. Appl Microbiol Biotechnol. 2008. VoL. 81. pp. 399-417. DOI: 10.1007/s00253-008-1706-9.

46. FeofiLova E. P., Mysyakina I. S. Lignin: chemicaL structure, biodegradation, and practicaL appLication (a review). Applied Biochemistry and Microbiology. 2016. VoL. 52. no. 6. pp. 573-581. DOI: 10.1134/S0003683816060053.

47. Simonova V. V., Shendrik T. G., Kuznetsov B. N. Methods of industriaL Lignins utiLization. Zhurnal Sibirskogo federal'nogo universiteta. 2010. VoL. 3. no. 4. pp. 340-354. [In Russ]

48. Ofori-Sarpong, G., Tien, M., Osseo-Asare, K. Myco-hydrometaLLurgy: CoaL modeL for potentiaL reduction of preg-robbing capacity of carbonaceous goLd ores using the fungus, Phanerochaete chrysosporium. Hydrometallurgy. 2010. VoL. 102 (1-4). pp. 66-72. DOI: 10.1016/j.hydromet.2010.02.007.

49. Konadu K. T., Sasaki K., Kaneta T., Ofori-Sarpong G., Osseo-Asare K. Biomodification of carbonaceous matter in gold ores: Model experiments using powdered activated carbon and cell-free spent medium of Phanerochaete chrysosporium. Hydrometallurgy. 2017. V. 168. pp. 76-83. DOI: 10.1016/j.hydromet.2016.08.003.

50. Liu Q., Yang H.-Y., Tong L.-L., Jin Z.-N., Sand W. Fungal degradation of elemental carbon in carbonaceous gold ore. Hydrometallurgy. 2016. -Vol. 160. pp. 90—97. DOI: 10.1016/j.hydromet.2015.12.012.

51. Ofori-Sarpong G., Osseo-Asare K., Tien M. Fungal pretreatment of sulfides in refractory gold ores. Minerals Engineering. 2011. Vol. 24 (6), pp. 499—504 DOI: 10.1016/j. mineng.2011.02.020.

52. Yang H. Y., Liu Q., Chen G. B., Tong L. L. A. Auwalu Bio-dissolution of pyrite by Phanerochaete chrysosporium. Trans. nonferrous Met. Soc. China. 2018. Vol. 28 (4). pp. 766 — 774. DOI: 10.1016/S1003—6326(18)64709—0.

53. Donald E. Canfield, Erik Kristensen, Bo Thamdrup, The Iron and Manganese Cycles. Advances in Marine Biology, Academic Press, 2005, Vol. 48, 2005, pp. 269—312, DOI: 10.1016/S0065 — 2881(05)48008—6.

54. Mielke R. E., Pace D. L., Porter T., Southam G. A critical stage in the formation of acid mine drainage: Colonization of pyrite by Acidithiobacillus ferrooxidans under pH-neutral conditions. Geobiology. 2003. Vol. 1. Is. 1. pp. 81—90 DOI: 10.1046/j.1472 — 4669.2003.00005.x.

55. Dockrey J. W., Lindsay M. B.J., Mayer K. U., Beckie R. D., norlund K. L.I., Warren L. A., Southam G. Acidic Microenvironments in Waste Rock Characterized by Neutral Drainage: Bacteria-Mineral Interactions at Sulfide Surfaces. Minerals. 2014. 4. pp. 170 — 190. DOI: 10.3390/min4010170.

56. Ma Y., Lin C. Pyrite Oxidation under initially neutral pH conditions and in the presence of Acidithiobacillus ferrooxidans and micromolar hydrogen peroxide. Biogeosciences Discussions. 2012. Vol. 9. pp. 557—579DOI: 10.5194/bgd-9—557 — 2012.

57. Percak-Dennett E.,, He D., Converse B., Konishi H., Xu H., Corcoran A., noguera D., Chan C., Bhattacharyya A., Borch T., Boyd E., Roden E. E. Microbial acceleration of aerobic pyrite oxidation at circumneutral pH. Geobiology. 2017. Vol. 15(5). pp. 690—703. DOI: 10.1111/gbi.12241.

58. Alarcon Leon, E., Rate, A., Hinz, C., & Campbell, G. D. Weathering of sulphide minerals at circum-neutral-pH in semi-arid/arid environments: influence of water content. Supersoils, 2004, University of Sydney, Vol. 1, pp. 1—7.

59. Cecchi G., Piazza S. D., Marescotti P., Zotti M. Evidence of pyrite dissolution by Telephora terrestris Ehrh in the Libiola mine (Sestri Levante, Liguria, Italy). Heliyon. 2019. Vol. 5(8). e02210. DOI: 10.1016/j.heliyon.2019.e02210.

60. Lottermoser B. Mine Water. Mine Wastes. Springer, Berlin, Heidelberg, 2003, pp. 83—141. DOI: 10.1007/978—3-662 — 05133—7_3.

61. Sklodowska A., Matlakowska R. Bioleaching Of Metals In Neutral And Slightly Alkaline Environment. Microbial Processing of Metal Sulfides. Springer, Dordrecht. 2007, pp. 121 — 129. DOI: 10.1007/1 — 4020—5589—7_6.

62. Ostrowski M, Sklodowska A. Bacterial and chemical leaching pattern on copper ores of sandstone and limestone type. World J Microbiol Biotechnol. 1993. Vol. 9. pp. 328-333. DOI: 10.1007/BF00383073.

63. Chaerun S. K., Putri F. Y., Mubarok M. Z., Minwal W. P., Ichlas Z. T. Bioleaching of supergene porphyry copper ores from sungai mak gorontalo of Indonesia by an iron- and sulfur-oxidizing mixotrophic bacterium. Solid State Phenomena. 2017. 262 SSP. pp. 20 — 23. DOI: 10.4028/www.scientific.net/SSP.262.20.

64. Mubarok M. Z., Winarko R., Chaerun S. K., Rizki I. N., Ichlas Z. T. Improving gold recovery from refractory gold ores through biooxidation using iron-sulfur-oxidizing/sulfur-

oxidizing mixotrophic bacteria. Hydrometallurgy. 2017. V. 168. -P. 69-75. DOI: 10.1016/j. hydromet.2016.10.018.

65. Cui X., Wang X., Li Y., Lu A., Hao R., Wang C., Ding H. BioLeaching of a CompLex Co-Ni-Cu SuLfide FLotation Concentrate by BaciLLus megaterium QM B1551 at NeutraL pH. Geomicrobiology Journal. 2016. VoL. 33(8). pp. 734-741, DOI: 10.1080/01490451.2015.1085470.

66. Cui X., Gu Q., Liu X., Lu A., Ding H., Yang F., Shang H., Wu B., Zhang M., Wang X. Contact-bioLeaching mechanism of Ni and Co from suLfide concentrate at neutraL pH by heterotrophic bacteria. Mining, Metallurgy & Exploration. 2018. VoL. 35. pp. 221-229 DOI: 10.19150/mmp.8599.

67. Purnomo I., Chaerun S. K., Mubarok M. Z. Biooxidation pretreatment of Low grade refractory goLd taiLings using a suLfur-oxidizing mixotrophic bacterium. IOP Conference Series: MateriaLs Science and Engineering. 2019. 478(1). 012020. DOI: 10.1088/1757-899X/478/1/012020.

68. Chaerun S. K., Putri E. A., Mubarok M. Z. BioLeaching of indonesian gaLena concentrate with an iron- and suLfur-oxidizing mixotrophic bacterium at room temperature. Front. Microbiol. 2020. VoL. 11. 557548. DOI: 10.3389/fmicb.2020.557548.

69. Ashok D., Gordon B. W., Osborne R. C. The Past and the Future of NickeL Laterites. PDAC 2004 InternationaL Convention, Trade Show & Investors Exchange. 2004.

70. Mudd G. M. GLobaL trends and environmentaL issues in nickeL mining: SuLfides versus Laterites. Ore Geology Reviews. 2010. VoL. 38. pp. 9-26. DOI: 10.1016/j. oregeorev.2010.05.003.

71. KyLe J. NickeL Laterite processing technoLogies where to next?. ALTA 2010 NickeL/ CobaLt/Copper Conference, 24 -27 May, Perth, Western AustraLia.

72. Stankovic S., Stopic S., Sokic M., Markovic B., Friedrich B. Review of the past, present, and future of the hydrometaLLurgicaL production of nickeL and cobaLt from Lateritic ores. Metallurgical and Materials Engineering. 2020. VoL. 26(2). pp. 199-208. DOI: 10.30544/513.

73. KeskinkiLic E. NickeL Laterite smeLting processes and some exampLes of recent possibLe modifications to the conventionaL route. Metals. 2019. 9. 974. DOI:10.3390/met9090974.

74. OxLey A., Smith M. E., Caceres O. Why heap Leach nickeL Laterites? Minerals Engineering. 2016. VoL. 88. pp. 53-60. DOI: 10.1016/j.mineng.2015.09.018.

75. Meshram P, AbhiLash, Pandey B. D. Advanced Review on Extraction of NickeL from Primary and Secondary Sources. Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review. 2019. VoL. 40:3. pp. 157-193, DOI: 10.1080/08827508.2018.1514300.

76. McDonaLd R. G., Whittington B. I. Atmospheric acid Leaching of nickeL Laterites review. Part II. ChLoride and bio-technoLogies. Hydrometallurgy. 2008. VoL. 91(1-4). pp. 56-69. DOI: 10.1016/j.hydromet.2007.11.010.

77. du PLessis C. A., SLabbert W., HaLLberg K. B., Johnson D. B. Ferredox: a biohydrometaLLurgicaL processing concept for Limonitic nickeL Laterites. Hydrometallurgy. 2011. -VoL. 109. pp. 221-229. DOI: 10.1016/j.hydromet.2011.07.005.

78. Johnson D. B., du PLessis C. A. Biomining in reverse gear: Using bacteria to extract metaLs from oxidised ores. Minerals Engineering. 2015. VoL. 75. pp. 2-5. DOI: 10.1016/j. mineng.2014.09.024.

79. VaLix M., Usai F., MaLik R. FungaL bioLeaching of Low-grade Laterite ores. Minerals Engineering. 2001. VoL. 14(2). pp. 197-203. DOI: 10.1016/S0892-6875(00)00175-8.

80. Nasab M. H., noaparast M., AbdoLLahi H., Amoozegar M. A. Indirect bioLeaching of Co and Ni from iron rich Laterite ore, using metaboLic carboxyLic acids generated by P. putida, P. koreensis, P. biLaji and A. niger. Hydrometallurgy. 2020. VoL. 193. 105309. DOI: 10.1016/j.hydromet.2020.105309.

81. HaLLberg K. B., GraiL B. M., du PLessis C., Johnson D. B. Reductive dissolution of ferric iron minerals: a new approach for bioprocessing nickel Laterites. Minerals Engineering. 2011. VoL. 24. pp. 620-624. DOI: 10.1016/j.mineng.2010.09.005.

82. Johnson D. B., GraiL B. M., HaLLberg K. B. A new direction for biomining: extraction of metaLs by reductive dissoLution of oxidised ores. Minerals. 2013. VoL. 3. pp. 49 — 58. DOI: /10.3390/min3010049.

83. Nancucheo I,, GraiL B. M., du HiLario F., PLessis C., Johnson D. B. Extraction of copper from an oxidised (Lateritic) ore using bacteriaLLy-cataLysed reductive dissoLution. AppL. Microbiol. Biotechnol. 2014. VoL. 98. pp. 6297—6305. DOI: 10.1007/s00253—014 — 5687-6.

84. Marrero J., Coto O., GoLdmann S., Graupner T., Schippers A. Recovery of nickeL and cobaLt from Laterite taiLings by reductive dissoLution under aerobic conditions using Acidithiobacillus species. Environmental Science and Technology. 2015. VoL. 49(11). pp. 6674—6682. DOI: 10.1021/acs.est.5b00944.

85. Smith S. L., GraiL B. M., Johnson D. B. Reductive bioprocessing of cobaLt-bearing Limonitic Laterites. Minerals Engineering. 2017. VoL. 106. pp. 86—90. DOI:10.1016/j. mineng.2016.09.009.

86. Marrero J., Coto O., Schippers A., Anaerobic and aerobic reductive dissoLutions of iron-rich nickeL Laterite overburden by AcidithiobaciLLus. Hydrometallurgy. 2017. VoL. 168.-pp. 49—55. DOI: 10.1016/j.hydromet.2016.08.012.

87. Santos A.L, Dybowska A., SchofieLd P. F., Herrington R. J., Johnson D. B. SuLfur-enhanced reductive bioprocessing of cobaLt-bearing materiaLs for base metaLs recovery. Hydrometallurgy. 2020. VoL. 195. 105396. DOI: 10.1016/j.hydromet.2020.105396.

ИНФОРМАЦИЯ ОБ АВТОРE

Булаев Александр Генрихович — канд. биол. наук, зав. лабораторией, buLaev.inmi@ yandex.ru, Федеральный исследовательский центр «Фундаментальные основы биотехнологии» Российской академии наук (ФИЦ Биотехнологии РАН), Москва, Россия.

INFORMATION ABOUT THE AUTHOR

Bulaev A. G., Cand. Sci. (BioLogy), Head of Laboratory, buLaev.inmi@yandex.ru, FederaL State Institution «FederaL Research Centre «FundamentaLs of BiotechnoLogy» of the Russian Academy of Sciences» (Research Center of BiotechnoLogy RAS), Moscow, Russia.

Получена редакцией 30.11.2020; получена после рецензии 21.01.2021; принята к печати 10.02.2021. Received by the editors 30.11.2020; received after the review 21.01.2021; accepted for printing 10.02.2021.