CC BY
74
ИЗВЕСТИЯ ВУЗОВ. ПРИКЛАДНАЯ ХИМИЯ И БИОТЕХНОЛОГИЯ Том 7 N 4 2017
ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКАЯ И ОБЩАЯ БИОЛОГИЯ / PHYSICAL-CHEMICAL AND GENERAL BIOLOGY Оригинальная статья / Original article УДК 622.7
DOI: 10.21285/2227-2925-2017-7-4-67-78
ПЕРЕРАБОТКА УПОРНЫХ СУЛЬФИДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ, СОДЕРЖАЩИХ БЛАГОРОДНЫЕ МЕТАЛЛЫ, НА ОСНОВЕ БАКТЕРИАЛЬНОГО ОКИСЛЕНИЯ
© В.П. Мязин*, Л.В. Шумилова*, Г.Г. Минеев**, В.В. Баранов****
*Забайкальский государственный университет,
Российская Федерация, 672039, г. Чита, ул. Александро-Заводская, д. 30. **Иркутский национальный исследовательский технический университет, Российская Федерация, 664074, г. Иркутск, ул. Лермонтова, д. 83. ***Филиал ЗАО «СЖС Восток Лимитед», Российская Федерация, 672014, г. Чита, ул. Малая, д. 5.
Цель исследований - оценить потенциальную возможность бактериального окисления сульфидных минералов золотосодержащего флотационного пиритного концентрата. Представлены результаты изучения вещественного состава концентрата. Проведены лабораторные исследования по бактериальному окислению сульфидов смесью автотрофных бактериальных популяций, состоящей из тионовых мезофильных бактерий Acidithiobacillus Ferrooxidans, Acidithiobacillus Thi-ooxidans и Leptospirillum Ferrooxidans. Адаптацию бактерий выполняли при плотности пульпы 10% твердой части с последующим увеличением до 18% с постоянным замером технологических параметров (pH, Eh, Fe2+, Fe3+). Проведены три тестовых опыта в периодическом режиме. В ходе исследований установлены оптимальные параметры бактериального окисления: значения pH, ОВП, концентрация Fe2+, Fe3+ - ионов в жидкой фазе пульпы. Приведены результаты химического анализа продуктов биоокисления. Показатели извлечения золота при цианидном выщелачивании из кеков бактериального окисления опытов ВЮХ-1,2 составили, соответственно, 77,99% и 76,86%, а в тесте без микроорганизмов - 60,47 %. Результаты исследований позволили доказать перспективность переработки сульфидных концентратов методом бактериального окисления. Ключевые слова: пиритный флотационный концентрат, тонко вкрапленное золото, технологическая упорность, бактериальное окисление, автотрофные бактериальные популяции, цианидное выщелачивание.
Формат цитирования: Мязин В.П., Шумилова Л.В., Минеев Г.Г., Баранов В.В. Переработка упорных сульфидных концентратов, содержащих благородные металлы, на основе бактериального окисления // Известия вузов. Прикладная химия и биотехнология. Т. 7, N 4. С. 67-78. DOI: 10.21285/2227-29252017-7-4-67-78
BIOTECHNOLOGY-BASED PROCESSING OF REFRACTORY SULPHIDE CONCENTRATES CONTAINING NOBLE METALS
© V. P. Myazin*, L. V. Shumilova, G.G. Mineev**, V. V. Baranov**
*Transbaikal State University,
30, Aleksandro-Zavodskaya St., Chita, 672039, Russian Federation **National Research Irkutsk State Technical University, 83, Lermontov St., Irkutsk, 664074, Russian Federation Branch of CJSC «SZhS Vostok Limited», 5, Malaya St., Chita, 672039, Russian Federation
The aim of the research was to evaluate the potential possibility of bacterial oxidation of sulphide minerals of gold-containing flotation pyrite concentrate. The results of studying the concentrate material composition are presented. Laboratory studies of the bacterial oxidation of sulphides are carried out with a mixture of autotrophic bacterial populations consisting of thionic mesophilic bacteria Acidithiobacillus Ferrooxidans, Acidithiobacillus Thiooxidans and Leptospirillum Ferrooxidans. Bacterial adaptation was carried out at a pulp density of 10% solids, followed by an increase to 18%, with a constant measurement of process parameters (pH, Eh, Fe2+, Fe3+). Three test experiments were conducted in periodic mode. The optimal parameters of bacterial
oxidation were established during the studies: pH, Redox potential, concentration of Fe2+, Fe3+ - ions in the liquid phase of the pulp. The results of chemical analysis of bio-oxidation products are presented. Indicators of gold recovery during cyanide leaching from bacterial oxidation cakes of BIOX-1,2 experiments were respectively 77.99% and 76.86%; in the test without microorganisms, the value was 60.47%. The results of the studies demonstrate the possibility of processing sulphide concentrates by bacterial oxidation. Keywords: pyritic flotation concentrate, thinly interspersed gold, technological persistence, bacterial oxidation, autotrophic bacterial populations, cyanide leaching
For citation: Myazin V.P., Shumilova L.V., Mineev G.G., Baranov V.V. Biotechnology-based processing of refractory sulphide concentrates containing noble metals. Izvestiya Vuzov. Prikladnaya Khimiya i Bio-tekhnologiya [Proceedings of Universities. Applied Chemistry and Biotechnology]. 2017. T. 7, N 4. C. 67-78. DOI: 10.21285/2227-2925-2017-7-4-67-78
ВВЕДЕНИЕ
Ведущие научно-исследовательс-кие институты России (ИПКОН РАН, Иргиредмет, ЦНИГРИ, ИГД СО РАН, Гинцветмет и др.) разработали и успешно внедрили на горно-пере-рабатывающих предприятиях страны и ближнего зарубежья весьма эффектив-ные технологии извлечения благородных металлов из золотосодержащих руд1 [1-5].
Передовой, экологически безопасной технологией переработки упорного минерального сырья с тонкими включениями золота является биотехнология. Первым промышленным предприятием, применившим технологию БВ-цианирование, является рудник Фэйвью (ЮАР), производительностью 10 т концентрата в сутки (1986 г.). В течение длительного времени (начиная с 1955 г.) переработка упорных золотосодержащих концентратов на руднике осуществлялась с использованием технологии окислительный обжиг - цианирование, обеспечивающей извлечение золота из концентратов на уровне 90%, а посредством применения предварительного бактериального окисления и последующего выщелачивания, извлечение повышено до 95 % [7-8]. Положительный промышленный опыт на руднике Фэйвью позволил внедрить данный процесс на ряде зарубежных предприятиях.
Проектирование первой и единственной в Российской Федерации фабрики ВЮХ (ЗАО «Полюс», Красноярский край) с предварительным бактериальным окислением золотосодер-
1
Лодейщиков В.В., ВасильеваА.В. Методические рекомендации по типизации руд, технологическому опробованию и картированию коренных месторождений золота. Иркутск: ОАО «Иргиредмет». 1997. 164 с. Lodeishchikov V.V., Vasil'eva A.V. Metodicheskie rekomendatsii po tipizatsii rud, tekhnologichesko-mu oprobovaniyu i kartirovaniyu korennykh mes-torozhdenii zolota [Methodical recommendations on typification of ores, technological approbation and mapping of original gold deposits]. Irkutsk: OAO «Irgiredmet» Publ., 1997, 164 p.
жащего пирротин-пирит-арсенопиритового концентрата (содержание, %: сульфидов 6070, мышьяка 3,7, органического углерода 0,4), выделяемого из коренных руд Олимпиадинско-го месторождения, с извлечением ценного компонента 94- 96 %, осуществлено Иргиред-метом в 1997 г. (под руководством В.Е. Дементьева).
Бактериальное окисление относится к числу наиболее «молодых» методов вскрытия упорных минералов. В мире действует 15 промышленных установок (производительностью до 1500 т/сут концентрата) в 10 странах (ЮАР, Гана, Зимбабве, Австралия, США, Бразилия, Канада, Россия, Перу, Китай). За последнее время построены 11 биозаводов по окислению золотосодержащих концентратов, 7 из которых приходятся на Китай (2 работают на собственном сырье, 5 используют привозные концентраты) [9, 10].
В России действует лишь один биозавод, что явно недостаточно, поэтому для оперативного вовлечения в эксплуатацию коренных месторождений золота с технологически упорными формами ценного компонента требуется строительство ряда фабрик BIOX. В настоящее время разработкой процессов бактериального окисления и выщелачивания занимаются более 100 фирм и организаций в 28 странах мира.
Как показывают исследования, за счет упорного сырья возможно увеличение минерально-сырьевой базы золота, что может быть достигнуто в результате повышения эффективности технологии переработки и полноты извлечения ценного компонента.
Объект исследований - золотосодержащий пиритный флотационный концентрат одного из горных предприятий Дальневосточного региона.
Цель исследований - оценить потенциальную возможность бактериального окисления сульфидных минералов золотосодержащего пиритного концентрата с целью последующего цианидного выщелачивания продуктов ВЮХ.
Таблица 1
Результаты химического анализа пробы концентрата
Table 1
Chemical composition of the concentrate sample
Анализ исходной пробы Анализ исходной пробы
Элемент Метод Ед. изм Содержание Элемент Метод Ед. изм Содержание
Ag FAG323M г/т 9,000 Mg ICP90AM % 0,370
Au FAG323M г/т 4,040 Mn ICP90AM % 0,019
S CSA06VM % 46,700 Mo ICP90AM % 0,031
S2- CSA08VM % 45,700 Ni ICP90AM % 0,015
Sb ICP12BM % 0,004 P ICP90AM % 0,010
A1 ICP90AM % 0,590 Pb ICP90AM % 0,020
As ICP90AM % 0,356 Sc ICP90AM % 0,000
Ba ICP90AM % 0,007 Sn ICP90AM % 0.002
Be ICP90AM % 0,000 Sr ICP90AM % 0.003
Ca ICP90AM % 1,470 Ti ICP90AM % 0.040
Cd ICP90AM % 0,000 V ICP90AM % 0.003
Cr ICP90AM % 0,001 W ICP90AM % 0.002
Co ICP90AM % 0,021 Y ICP90AM % 0.000
Cu ICP90AM % 0,165 Zn ICP90AM % 0.009
Fe ICP90AM % 42,000 Si02 ICP90AM % 8.350
К ICP90AM % 0,300 Hg CVA14C % 0.000
La ICP90AM % 0,000
ЭКСПЕРИМЕНТАЛЬНАЯ ЧАСТЬ
Изучение вещественного состава пи-ритного флотационного концентрата. Общим признаком технологической упорности исследуемого пиритного концентрата является наличие тонковкрапленного золота в сульфидных минералах. Химический состав концентрата приведен в табл.1 [11].
Частицы золота микроскопические и представлены размером 0,5-100 мкм. Результаты гранулометрического состава показали, что проба характеризуется относительно равномерным распределением золота. Минеральный состав объекта исследований характеризуется следующими данными. Массовая доля в %: кварц - 2,2; сульфиды: пирит - 76,5; халькопирит - 4,5; арсенопирит - 0,1; карбонаты -1,55; породообразующие минералы (пироксен, амфиболы, полевые шпаты и др.) - 15,1. Формы нахождения золота,%: цианируемое - 12,3; нецианируемое 87,7 (в том числе: ассоциированное со скородитом и глинистыми минералами - 3,7; ассоциированное с оксидами железа и карбонатами - 4,8; ассоциированное с сульфидами - 81,1; ассоциированное с кварцем - 10,4).
По результатам выполненных анализов установлено, что содержание золота в пробе составляет 4,04 г/т, серебра - 9 г/т, меди -0,1655%, серы сульфидной - 45.7% и железа -42%. Содержание вредных» примесей в кон-
центрате для биоокисления незначительно: As - 0,35%; Sb - <0,004%; Р - 0,01%. Таким образом, концентрат по составу пригоден для бактериального окисления, золото в нем связано с пиритом.
Лабораторные исследования по бактериальному окислению. Бактериальное окисление, является предварительной операцией перед цианированием коцентрата с целью окисления сульфидов и вскрытия ассоциированного с ним золота. Для бактериального окисления сульфидов использована смесь ав-тотрофных бактериальных популяций, состоящая из тионовых мезофильных бактерий Acidithiobacillus Ferrooxidans, Acidithiobacillus Thiooxidans и Leptospirillum Ferrooxidans [1115].
Принципиальная пригодность концентрата для бактериального окисления оценивалась с помощью тестов в периодическом режиме. Для получения минимально статистически достоверных результатов лабораторные исследования проводились параллельно тремя тестами. Цель третьего стерильного теста - сравнить степень окисления и извлечения целевого металла при цианировании по отношению к тестам с применением микроорганизмов. Технологические режимы тестов приведены в табл. 2.
Бактериальное окисление в периодическом режиме осуществлялось в стеклянных
Таблица 2
Технологический режим тестов бактериального выщелачивания
Table 2
Technological mode of bacterial leaching tests
Параметры Номер теста
BIOX-1 BIOX -2 BIOX -3 (стерильный)
Исходные условия
Масса исходной пробы, г 500 500 500
Объем воды, мл 2280 2280 2280
Плотность пульпы, % тв 18 18 18
Подача K2SO4, г/л 1 0.95 0,95
Подача ^Н4)2 НР04, г/л 0,5 0.594 0,594
Подача ^Н4)2 НSO4, г/л 3 3.12 3,12
Температура, °С 40-41 40-41 40-41
Продолжительность, сут 30 30 30
Скорость мешалки, об/мин 250 250 250
Содержание кислорода, не менее, мг/л 4 4 4
Подача воздуха, мл/мин 230 270 230
реакторах емкостью 3 л, установленных в водяную баню, перемешивание - с помощью миксеров СаЛгато. Адаптацию бактериального комплекса проводили в емкости, обеспечивающей необходимое перемешивание, обогрев и аэрацию пульпы. Аэрировали пульпу с помощью распылителей, встроенных в реактор, воздух к которым подавался компрессо-ром.Эксперименты выполняли при плотности пульпы 10% твердого с последующим увеличением до 18%, с постоянным замером технологических параметров (рН, Е^ Fe2+, Fe3+), характеризующих процесс окисления. Соотношение объема посевного материала (адаптированной к концентрату культуры бактерий) и свежей пульпы было минимальное (1:15) для чистоты экс
перимента, концентрация бактериальных клеток в 1 мл составляла 106-109.
В качестве посевного материала использовали 30-суточную культуру бактерий, выращенную на том же сульфидном концентрате. В начале опыта каждый реактор заполнялся средой в объеме 2,13 л, куда добавлялось 500 г исследуемого сульфидного концентрата, 10,72 г серной кислоты для кислотной стабилизации, агитация длилась в течение суток. Далее добавляли 150 мл посевного материала. После посева контролировали рН, требуемое значение рН должно находиться в пределах 1,2-1,5. В чанах поддерживали температуру 40 °С. Пульпу непрерывно аэрировали, поддерживая содержание кислорода в ней не ниже 4мг/л.
Для дальнейшей работы из емкости, в которой отмечено наиболее активное выщелачивание металлов в раствор, делали пересевы
на свежую пульпу с содержанием твердого 10%. При последующих пересевах содержание твердого в пульпе увеличивали до оптимального для данного процесса. Культура считалась адаптированной и подготовленной к использованию в технологии бактериального окисления, так как в течение ряда последовательных пересевов на пульпу с необходимой плотностью получали стабильные и удовлетворительные результаты по извлечению металлов в раствор (не менее 75%). Наблюдения показали, что лаг-фаза длилась 9-12 ч, после чего начинался активный рост бактерий и активное разрушение сульфидов (рис. 1). Активность бактерий оценивали по железо-окисляющей способности манометрическим методом. В процессе окисления контролировали раз в сутки значения рН, ОВП, концентрацию закисного и окисного железа. По концентрации ионов железа судили об актив но-сти биокультуры в процессе биоокисления. Параметры бактериального окисления: значения рН, ОВП, концентрация Fe2+, Fe3+ -ионов в жидкой фазе пульпы представлены на рис. 2-5 [11-12]. Химический состав продуктов В10Х приведен в табл. 3.
В первые 6-8 дней большой активности бактерий не наблюдалось. С увеличением биомассы концентрация закисных ионов на 6-8 день начала снижаться, а концентрация оксидных ионов железа возрастать. Однако во втором тесте процессы окисления протекали быстрее, чем в первом. Так концентрация оксидного железа к концу тридцатого дня в первом тесте составила 97 г/л и лишь 48 г/л во втором. Для математической обработки полученных данных использован метод Стьюдента.
a b
Рис. 1. Бактериальное окисление: a - активное развитие бактерий Acidithiobacillus Ferrooxidans, Acidithiobacillus Thiooxidans и Leptospirillum Ferrooxidan;
b - вскрытие сульфидов
Fig. 1. Bacterial oxidation: a - active development of bacteria Acidithiobacillus Ferrooxidans, Acidithiobacillus Thiooxidans and Leptospirillum Ferrooxidan; b - sulphide baring
Состав минералов, их взаимопрорастание и характер вкрапленности компонентов, пористость и трещиноватость создают благоприятный фон как для протекания процессов биоокисления, так и для процессов электрохимической направленности (понижение кислотности и повышение окислительно-восстановительного потенциала). В то же время при окислении сульфидов в этом процессе следует учитывать не только прямое воздействие на них бактерий, но и косвенное, связанное с действием оксидного железа, образующегося при бактериальном и химическом окислении Рв2+. Поэтому, чем больше концен-
трация оксидного железа в пульпе, тем быстрее протекает процесс бактериально-химического окисления сульфидов.
В третьем тесте особых изменений не наблюдалось, процесс окисления сульфидов шел только за счет кислой среды и подачи воздуха.
Пульпу после бактериального окисления фильтровали, кек промывали водой. Раствор, кек и промывную воду направляли на химический анализ. Как показали результаты анализов, степень окисления сульфидов в первом тесте - 56 %, во втором - 81 %, в третьем -8%.
о 5-
н 5 %
У Я О =
а =г
=с н
$ ё
О
!-
=
-
и S
Н о
700
600
500
400 s
300
200
100
i M
rtt**4
it-*-* - * - »-----
ВЮХ-1 ВЮХ-2
11 13 15 17 19 21 23 25 27 время окисления (дни)
29
Рис. 2. Окислительно - восстановительный потенциал пульпы Fig. 2. Oxidizing and recovering pulp potential
3 _
о
я
1,6 1,4
PI
^ —
= g
i 5
я я
я а
I | °'6
| § 0,4
о X
-
—
-
♦ ♦ ♦♦♦
ВЮХ-2
11 13 15 17 19 21 23 время окисления (дни)
25 27 29
Рис. 3. рН пульпы в процессе биоокисления Fig. 3. pH of pulp in bio-oxidation process
2+
Рис. 4. Концентрация ионов железа Fe в растворе
2+
Fig. 4. Concentration of ions Fe in solution
Рис. 5. Концентрация оксидных ионов железа Fe3+ в растворе
3+
Fig. 5. Concentration of oxide ion Fe in solution — ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКАЯ И ОБЩАЯ БИОЛОГИЯ =
Таблица 3
Результаты химического анализа продуктов биоокисления
Table 3
Chemical composition of bio-oxidation products
Элемент Содержание
Тест BIOX-1 Тест BIOX-2 Тест BIOX-3 (без бактерий)
Р-р, мг/л Кек, %, г/т Р-р, мг/л Кек, %, г/т Р-р, мг/л Кек, %, г/т
1 2 3 4 5 6 7
Си(общ) 175,697 0,062 197,374 0,064 345,187 0,030
Au - 3,590 - 3,660 - 4,000
Ag <0,001 7,03 <0,001 7,22 <0,001 6,52
Fе(oбщ) 38780,87 23,4 64997,38 14,7 3336,847 31,200
S(oбщ) - 30,300 - 25,900 - 44,100
S(сул) - 20,100 - 8,520 - 42,800
Al 109,988 0,49 122,024 0,56 105,42 0,55
As 431,786 0,126 529,319 0,092 296,128 0,265
Ва 0,21 0,013 0,38 0,016 0,100 0,011
Be 0,013 0,000 0,013 0,000 0,029 0,000
Са 673,595 9,55 727,858 14,2 518,359 0,81
Cd 0,02 0,000 0,01 0,000 0,11 0,000
Cr 0,81 0,001 0,14 0,001 0,98 0,005
Со 21 0,010 28,4 0,005 2,47 0,023
К 0,400 0,62 2,300 0,73 255,050 0,34
La <0,01 0,001 <0,01 0,001 0,550 0,001
Li - 0,000 - 0,000 - 0,000
Mg 264,041 0,17 295,128 0,20 420,138 0,19
Mn 17,400 0,007 19,200 0,008 21,800 0,010
Mo 1,180 0,038 1,840 0,048 <0,01 0,044
Ni 17,500 0,007 22,400 0,004 4,540 0,017
Р 71,500 0,03 88,000 0,02 28,000 0,03
Pb 1,040 0,018 1,550 0,021 13,500 0,014
Sb 2,76 0,011 3,95 0,011 1,23 0,008
Sc <0,001 0,000 <0,001 0,000 0,041 0,000
Sn <0,05 0,000 0,130 0,000 <0,05 0,000
Sr 0,223 0,004 0,297 0,005 2,630 0,002
Ti 2,410 0,03 3,450 0,04 0,200 0,04
V 1,870 0,002 2,680 0,002 0,500 0,003
W <0,05 0,003 <0,05 0,004 <0,05 0,002
Y 0,034 0,000 0,017 0,000 0,130 0,000
Zn 29,500 0,003 15,700 0,004 18,300 0,004
Bi 0,000 - 0,000 - 17,300 -
Na 1,310 - 2,170 - 6,460 -
Zr 0,470 - 0,680 - 0,040 -
SiO2 - 7,69 - 8,68 - 8,51
В кеке бактериального окисления осталось: в первом тесте - 20,1 сульфидной серы, во втором - 8,52 и третьем - 42,8% при исходном ее содержании в концентрате 45,7 %.
Цианирование продукта бактериального окисления. Продукты ВЮХ предварительно промыли методом декантации в три стадии. На первых двух стадиях промывали серной кислотой концентрацией 0,3 %, чтобы рН после промывки не превышал 2. Расход и подача реагентов в процесс цианирования показаны в табл. 4.
В третьей стадии промывали водой, после промывки кек отфильтровали. На каждую стадию использовали по три удельных объема раствора. Кек высушили при 60°С, взвесили, отобрали пробу на анализ и для теста по цианированию.
Тесты по извлечению золота из кеков бактериального выщелачивания опытов В10Х-1, ВЮХ-2 и В10Х-3 вы- полнены в режиме сорб-ционного цианирования в стандартных условиях. При цианировании упорного золотосодержащего концентрата допускается приме
Таблица 4
Технологические параметры тестов по цианированию продуктов ВЮХ
Table 4
Technological parameters of tests on cyanidation of BIOX products
Номер теста
BIOX -1 BIOX -2 BIOX -З
Исходные данные
Масса исходной пробы, г 250 250 250
Объем воды, мл 375 375 375
Плотность пульпы, % тв 40 40 40
Крупность, % кл -0,074, мм 80 80 80
Концентрация NaCN, г/л 5 5 5
Температура, °С 22 22 22
Время агитации, час. 48 48 48
Расход смолы, г/л 12 12 12
Уровень рН 10-10,5 10-10,5 10-10,5
Конечные показатели
Масса кека, г 222,5 217,2 248,2
Объём фильтрата, мл 290 285 280
Масса смолы, г 3,75 4,11 3,54
Расход NaCN, кг/т 1,25 2,35 1,63
Подача СаО, кг/т 1,16 1,06 1,02
Таблица 5
Результаты цианирования золота и серебра
Table 5
Results of gold and silver cyanidation
Продукт Выход, г, мл Содержание, г/т Баланс, мг Извлечение, %
Au Ag Au Ag Au Ag
BIOX - 1
Раствор 290 0,03 0,53 0,087 1.54 0,94 6.6
Смола 3,75 191,1 271.9 7,2 10.2 77,99 43.5
Кек 222,5 0,87 5,25 1,9 11,7 21,06 49,9
Исходный прод. (расч.) Исходный прод (анализ) 250 250 со со 3, 3, 9,3 7,1 9,2 9 23,4 17,6 100 100
BIOX -2
Раствор 285 0,28 1,51 0,798 4,3 8,52 15,9
Смола 4,11 175,12 280,6 7,197 11,5 76,86 42,5
Кек 217,2 0,63 5,2 1,368 11,3 14,61 41,6
Исходный прод. (расч.) Исходный прод. (анализ) 250 250 3,74 3*66 10,8 7,2 9,36 9,15 27,1 18,0 100 100
BIOX -З
Раствор 280 0,01 0,13 0,028 0,36 0,28 1,4
Смола 3,54 170,63 617 6,04 21,8 60,47 82,5
Кек 248,18 1,58 1,72 3,92 4,2 39,25 16,1
Исходный прод. (расч.) Исходный прод. (анализ) 250 250 3,99 4,00 10,6 6,5 9,99 10,0 26,5 16,3 100 100
Рис. 6. Бактериально-химическое окисление сульфидных минералов: а - дезинтеграция сульфидных минералов: 1 - частица минерального сырья; 2 - включение сульфидов; 3 - бактериальные клетки; 4 - макропора (>3 мкм); 5 - микро- и нанопоры (<0,5 мкм);
6 - жидкая фаза; 7 - микровключения золота; Ь - энергетический дизайн неферментативной (1) и ферментативной (2) реакций: Еа - энергия активации неферментативной реакции; Еаф - энергия активации ферментативной реакции в присутствии катализатора В10Х; АО - изменение свободной энергии; Р - энергетический уровень конечного продукта реакции
Fig. 6. Bacterial and chemical oxidation of sulphide minerals:
a - disintegration of sulphide minerals: 1 - particle of mineral raw material; 2 - inclusion of sulphides; 3 - bacterial cells; 4 - macro-pore (>3 microns); 5 - micro and nano-pores (< 0,5 microns);
6 - liquid phase; 7 - gold micro-inclusions; b - power design of non-enzymatic (1) and enzymatic (2) reactions: Ea - energy of activation of non-enzymatic reaction; Eaf - energy of activation of enzymatic reaction in the presence of BIOX catalyst; AG - change of free energy; P - power level of the final product of reaction
нение более крепких цианистых растворов до 0,5 %.
Продолжительность цианирования определена на основе экспериментальных данных. Плотность пульпы - 40%, концентрация цианида натрия в растворе - 0.5%, рН 10-10,5 (известь), продолжительность цианирования -48 ч, крупность кека - 85% класса минус 0,075 мм, расход смолы АМ-2Б - 12 г/л. Контроль за концентрацией цианида и рН пульпы в процессе выщелачивания осуществляли через 1, 2, 3, 4. 6 ч и далее до полной стабилизации рН и цианида. Извлечение золота при прямом цианировании составило 54,6%.
ОБСУЖДЕНИЕ РЕЗУЛЬТАТОВ
Результаты тестов по цианированию кеков BЮX подтвердили наиболее высокую эффективность окисления сульфидов в первом тесте. Так извлечение золота в первом тесте составило 77,99%, во втором - 76,86% в тесте без
микроорганизмов - 60,47%. Эти результаты показывают принципиальную возможность бактериального окисления исследуемого продукта и адаптацию бактерий к условиям выщелачивания.
Результаты тестов цианирования продуктов бактериального окисления приведены в табл. 5.
При бактериально-химическом окислении происходит дезинтеграция сульфидных минералов с образованием нано-, микро- и макро-пор (рис. 6).
Накапливаясь на сульфидах, бактерии начинают активно окислять их. При биоокис-
I- 2+
лении в раствор переходят только ионы Fе , которые тут же окисляется бактериями до Fe3+ с образованием сульфатной формы Fe2(SO4)3 , золото остается в твердом остатке (рис. 6, а) [16]. Содержание серы в кеках бактериального окисления в тестах ВЮХ-1, ВЮХ-2 и ВЮХ-3 составило: S(сул.),% - 20,100; 8,520 и 42,800;
S(общ.),% - 30,300; 25,900 и 44,100 соответственно. Уменьшение содержания сульфидной серы в кеках свидетельствует о повышении степени окисления сульфидных минералов, что обеспечивает увеличение извлечения золота в раствор.
Катализаторы, в роли которых выступают микроорганизмы, снижают энергию активации и, следовательно, высоту исходного энергетического барьера реакции, меняя общий характер (дизайн) энергетической траектории процесса. В биокосных взаимодействиях реакции реализуются в условиях снижения энергий активации за счет специфической функции каталитических агентов живой материи - ферментов (энзимов), ускоряющих реакции, но не расходуемых при этом и не входящих в состав конечных продуктов. На рис. 6, б схематично показана зависимость энергетического дизайна реакции и высоты ее барьера от участия ферментов - ферментативная реакция осуществляется в условиях резко сниженного энергетического барьера [9, 16].
Золото, связанное с сульфидными минералами, в процессе бактериального окисления вскрывается и далее извлекается из твердых остатков цианированием.
ЗАКЛЮЧЕНИЕ
1. Проведено тестирование упорного флотационного концентрата одного из горных предприятий Дальневосточного региона, содержащего золота - 4,04 г/т, серебра - 9 г/т,
меди - 0,1655%, серы сульфидной - 45.7% , железа - 42%, сурьмы - 0,004% и мышьяка -0,356% методом бактериального окисления в периодическом режиме (опыты BIOX-1, BIOX-2 и BIOX-3) с последующим цианированием продуктов BIOX. Бактерии при биоокислении выполняют роль живого возобновляемого катализатора, который ускоряет процесс электрохимических реакций окисления сульфидов до соединений высшей валентности с фазовым превращением минералов.
2. Результаты экспериментальных исследований свидетельствуют об эффективности предварительной подготовки сульфидных минералов к цианидному выщелачиванию: извлечение из кеков BIOX благородных металлов составило: 77,99% золота и 43.5% серебра. Однако при бактериальном окислении сульфидного концентрата в периодическом режиме в результате накопления продуктов метаболизма бактерий происходит ингибиро-вание жизнедеятельности бактерий и, следовательно, уменьшение скорости окисления сульфидных минералов и извлечения благородных металлов. Проведение бактериального окисления в непрерывном режиме, может улучшить динамику процесса, в результате чего появится возможность повышения технологических показателей, поэтому требуется дальнейшее проведение исследований на укрупненно-лабора-торных пробах.
БИБЛИОГРАФИЧЕСКИМ СПИСОК
1. Дементьев В.Е., Войлошников Г.И. Разработка и использование новых технологий и оборудования для извлечения золота // Тр. междунар. сов. «Современные проблемы обогащения и глубокой комплексной переработки минерального сырья». Владивосток, 2008. С. 260-265.
2. Заулочный П.А., Седельникова Г.В. Биотехнология и её использование в процессах переработки минерального сырья // Горный информационно-аналитический бюллетень. 2009. N 6. С.382-389.
3. Минеев Г.Г., Леонов СБ. Кучное выщелачивание золотосодержащих руд. Иркутск: ИрГТУ. 1997. 99 с.
4. Седельникова Г.В. Современные технологии глубокой переработки руд благородных металлов // Тр. междунар. сов. «Инновационные процессы в технологиях комплексной, экологически безопасной переработки минерального и нетрадиционного сырья». Новосибирск, 2009. С. 49-50.
5. Аренс В.Ж., Шумилова Л.В., Фазлуллин М.И., Хчаян Г.Х.Перспективные направления внедрения наилучших доступных технологий на предприятиях горного кластера России в
XXI веке // Металлургист. 2017. N 9. С.82-89.
6. Boulton A., Fornasiero D., Ralston J. Effect of iron content in sphalerite on flotation. Minerals Engineering. 2005. Vol. 18. рр. 1120-1122.
7. Dichmann T. K., Finch J.A. The role of copper ions in sphalerite-pyrite flotation selectivite. 2001. Vol.14. - N 2. рр. 217-225.
8. Шумилова, Л.В. Подготовка биоокислением упорных сульфидных руд и концентратов к выщелачиванию золота // Тр. междунар. науч.-техн. конф. «Научные основы и практика переработки руд и техногенного сырья». Ека-теринбург,2009. С.219-224.
9. Fornasiero D., Ralston J. Effect of surface oxide/hydroxide products on the collectorless flotation of copper-activated sphalerite. Int. J. Miner. Process. 2006. - 78. pp. 231-237.
10. Мязин В.П., Баранов В.В. Проблемы совершенствования технологии переработки и обогащения труднообогатимого минерального сырья (на примере горнопромышленного комплекса Забайкалья) // Тр.3 Всерос. науч.-практ. конф. «Новые технологии в науке о Земле». Нальчик, 2013. С157-159.
11. Мязин В.П., Баранов В.В. Бактериальное выщелачивание упорного золотосодержа-
щего концентрата с оценкой тестового сорбци-онного цианирования осадков биоокисления // Вестник ЗабГУ. 2015. N 1. С. 37-43.
12. Шумилова Л.В. Экспериментальные исследования выщелачивания золота гетеротрофными бактериями при использовании комбинированных методов окисления // Современные технологии. Системный анализ. Моделирование. 2008. N 4 (20). С. 54-59.
13. Шестернёв Д.М., Мязин В.П., Баянов А.Е. Кучное выщелачивание золота в криоли-
тозоне // Горный журнал. 2015. N 1. С. 49-54.
14. Мязин В.П., Баранов В.В. Стендовые испытания бактериального выщелачивания трудноперерабатываемого золотосодержащего флотационного концентрата // Тр.5 всерос. науч.-практ. конф. «Новые технологии в науке о Земле». Нальчик, 2015.С. 77-82.
15. Шумилова Л.В. Научное обоснование инновационной технологии извлечения золота. Германия: Palmarium Academic Publishing, 2014. 372 с.
REFERENCES
1. Dement'ev V.E., Voyloshnikov G.I. Raz-rabotka i ispol'zovanie novykh tekhnologii i obo-rudovaniya dlya izvlecheniya zolota [Development and use of new technologies and equipment for gold extraction]. Trudy mezhdunarodnogo soveshchaniya «Sovremennye problemy obo-gashcheniya i glubokoi kompleksnoi pererabotki mineral'nogo syr'ya» [Proc. Int. Conf. «Modern problems of enrichment and deep complex processing of mineral raw materials»]. Vladivostok, 2008. pp. 260-265. (in Russian)
2. Zaulochnyi P.A., Sedel'nikova G.V. Biotechnology and its use during raw materials processing. Gornyi informatsionno-analiticheskii byulleten' [Mining Journal]. 2009, no. 6, pp. 382389. (in Russian)
3. Mineev G.G., Leonov S.B. Kuchnoe vyshchelachivanie zolotosoderzhashchikh rud [Heap leaching of aerated ores]. Irkutsk: IrGTU Publ., 1997, 99 p.
4. Sedel'nikova G.V. Sovremennye tekhnologii glubokoi pererabotki rud blagorodnykh metallov [Modern technologies of deep processing of precious metals ores]. Trudy mezhdunarod-nogo soveshchaniya «Innovatsionnye protsessy v tekhnologiyakh kompleksnoi, ekologicheski be-zopasnoi pererabotki mineral'nogo i netraditsion-nogo syr'ya» [Innovative processes in technologies of complex, ecologically safe processing of mineral and nonconventional raw materials]. Novosibirsk, 2009, pp. 49-50. (in Russian)
5. Arens V.Zh., Shumilova L.V., Fazulin M.I, Khayan G.Kh. Perspective directions of the best available technologies implementation at the enterprises of mining cluster of Russia in the 21st century. Metallurg [Metallurgist]. 2017, no. 9, pp. 82-89. (in Russian)
6. Boulton A., Fornasiero D., Ralston J. Effect of iron content in sphalerite on flotation. Minerals Engineering. 2005, vol. 18, pp. 1120-1122. (Rus. ed.: Boulton A., Fornaziero D., Ralston Dzh. Vliyanie soderzhaniya zheleza v tsinkovoi rude na flotatsiyu. Gornoe delo. 2005, vol. 18, pp. 11201122).
7. Dichmann T.K., Finch J.A. The role of copper ions in sphalerite-pyrite flotation selectivite. 2001, vol. 14, no. 2, pp. 217-225. (Rus. ed.: Dichman T.K., Finch Dzh. Rol' ionov medi pri ot-bore rudosoderzhashchego pirita. Gornoe delo.
2001, vol. 14, pp. 217-225).
8. Shumilova L.V. Podgotovka biookisleniem upornykh sul'fidnykh rud i kontsentratov k vyshchelachivaniyu zolota [Preparation by bio-oxidation of persistent sulphide ores and concentrates to gold leaching]. Trudy mezhdunarodnoi nauchno-tekhnicheskoi konferentsii «Nauchnye osnovy i praktika pererabotki rud i tekhnogennogo syr'ya» [Proc. Int. Sci.-Techn. Conf. «Scientific bases and practice of ores and technogenic raw materials processing»]. Yekaterinburg, 2009, pp. 219-224. (in Russian)
9. Fornasiero D., Ralston J. Effect of surface oxide/hydroxide products on the collectorless flotation of copper-activated sphalerite. Int. J. Miner. Process. 2006, vol. 78, pp. 231-237. (Rus. ed.: Fornaziero D., Ralston Dzh. Vliyanie poverkh-nostnykh produktov okisi / gidrookisi na bez-kollektornuyu flotatsiyu aktivirovannogo med'yu sfalerita. Int. Dzh. Miner. Protses, 2006, vol. 78, pp. 231-237).
10. Myazin V.P., Baranov V.V. Problemy sovershenstvovaniya tekhnologii pererabotki i obogashcheniya trudnoobogatimogo mineral'nogo syr'ya (na primere gornopromyshlennogo kom-pleksa Zabaykal'ya) [Problems of processing and enrichment technology improvement of hard mineral raw materials (on the example of a mining complex of Transbaikalia)]. Trudy 3 vserossiiskoi nauchno-prakticheskoi konferentsii «Novye tekhnologii v nauke o Zemle» [Proc. 3rd all-Russ. Sci.-Pract. Conf. «New technologies in Earth science»]. Nalchik, 2013, pp. 157-159. (in Russian)
11. Myazin V.P., Baranov V.V. Bacterial leaching of a persistent gold-bearing concentrate with assessment of test sorption cyanation of biooxidation bottom-settlings. Vestnik ZabGU. [Transbaikal State University Journal]. 2015, no. 1, pp. 37-43. (in Russian)
12. Shumilova L.V. Eksperimental'nye issle-dovaniya vyschelachivaniya zolota geterotrofnymi bakteriyami pri ispol'zovanii kombinirovannykh metodov okisleniya [Pilot studies of gold leaching by heterotrophic bacteria when using the combined oxidation methods] Sovremennye tekhnologii. Sistemnyi analiz. Modelirovanie. [Modern technologies. System analysis. Modeling]. 2008, no. 4 (20), pp. 54-59. (in Russian)
13. Shesternev D.M., Myazin V.P., Bayanov
A.E. Heap gold leaching in the cryolite zone. Gornyi zhurnal [Mining Journal]. 2015, no. 1, pp. 49-54. (in Russian)
14. Myazin V.P., Baranov V.V. Stendovye ispytaniya bakterial'nogo vyshchelachivaniya trudno pererabatyvaemogo zolotosoderzhashche-go flotatsionnogo kontsentrata [Benchmark tests of bacterial leaching of the hard processed gold-bearing floatation concentrate]. Trudy 5 vserossi-
Критерии авторства
Мязин В.П., Шумилова Л.В., Минеев Г.Г., Баранов В.В. выполнили экспериментальную работу, на основании полученных результатов провели обобщение и написали рукопись. Андреев В.П., Плахотская Ж.В. имеют на статью равные авторские права и несут равную ответственность за плагиат.
Конфликт интересов
Авторы заявляют об отсутствии конфликта интересов.
СВЕДЕНИЯ ОБ АВТОРАХ Принадлежность к организации
Виктор П. Мязин
Забайкальский государственный университет Д.т.н., профессор кафедры обогащения полезных ископаемых и вторичного сырья myazinvpchita@mail.ru
Лидия В. Шумилова
Забайкальский государственный университет Д.т.н., профессор кафедры безопасности жизнедеятельности shumilovalv@mail.ru
Геннадий Г. Минеев
Иркутский национальный исследовательский технический университет» Д.т.н., профессор кафедры металлургии цветных металлов kafmcm@istu.edu
Владимир В. Баранов
Филиал ЗАО «СЖС Восток Лимитед» Ведущий специалист
Забайкальский государственный университет Аспирант
vladimirbaranov@mail.ru
Поступила 19.11.2017
iskoi nauchno-prakticheskoi konferentsii «Novye tekhnologii v nauke o Zemle» [Proc. 5 all-Russ. Sci.-Pract. Conf. «New technologies in Earth science»]. Nalchik, 2015, pp. 77-82. (in Russian)
15. Shumilova L.V. Nauchnoe obosnovanie innovatsionnoi tekhnologii izvlecheniya zolota [Scientific substantiation of innovative technology of gold extraction]. Germany: Palmarium Academic Publishing, 2014, 372 p.
Contribution
Myazin V.P., Shumilova L.V., Mineev G.G., Baranov V.V. carried out the experimental work, on the basis of the results summarized the material and wrote the manuscript. Andreev V.P., Plakhotskaya Zh.V. have equal author's rights and bear equal responsibility for plagiarism.
Conflict of interests
The authors declare no conflict of interests regarding the publication of this article.
AUTHORS INDEX Affiliations
Viktor P. Myazin
Transbaikal State University Doctor of Engineering, Professor Mineral Processing and Recoverable Materials Department myazinvpchita@mail.ru
Lidiya V. Shumilova
Transbaikal State University Doctor of Engineering, Professor Life Safety Department shumilovalv@mail.ru
Gennady G. Mineev
Irkutsk National Research Technical University Doctor of Engineering, Professor Metallurgy of Non-ferrous Metals kafmcm@istu.edu
Vladimir V. Baranov
Branch of CJSC «SZhS Vostok Limited» Leading Expert Transbaikal State University Postgraduate Student vladimirbaranov@mail.ru
Received 19.11.2017
