Предварительная бактериальная обработка упорного золотосодержащего сырья

Шкетова Л.Е., старший научный сотрудник лаборатории металлургии АО «Иргиредмет»

Емельянов Ю.Е., ведущий научный сотрудник лаборатории металлургии АО «Иргиредмет»

Одной из главных проблем золотодобывающей промышленности являются упорные руды, содержащие тонковкрапленное в сульфидах золото и серебро. Для таких материалов разработаны и реализованы технологические схемы окисления сульфидов, предшествующие цианированию и включающие бактериальное выщелачивание.

Бактериальное выщелачивание (окисление) – прогрессивный способ подготовки упорного сырья, в котором выделяются два основных направления – чановое и кучное.

Чановое бактериальное выщелачивание

Бактериальное выщелачивание основано на разложении сульфидов литофильными бактериями рода Thiobacillus. Извлечение золота чановым методом может быть повышено на десятки процентов, а иногда многократно, поэтому его используют в разных золотодобывающих странах (ЮАР, Австралия, Китай, Россия, Узбекистан, Бразилия и др.).

Ученые Иргиредмета к использованию тионовых железоокисляющих бактерий подошли независимо и параллельно с зарубежными исследователями [1]. В 1980-х годах институт занимался разработкой биогидрометаллургической технологии переработки первичных руд Олимпиадинского месторождения (совместно с ЦНИГРИ). Был проведен ряд полупромышленных испытаний, разработан технологический регламент [5], который явился основанием для проектирования и пуска в эксплуатацию ЗАО «Полюс» одной из крупнейших в мире ЗИФ, практикующих биовыщелачивание сульфидного сырья [4].

Иргиредмет, обладая всей необходимой научно-технической базой, в 2000-2021 годах провел лабораторные исследования и полупромышленные испытания по биоокислению руд и концентратов месторождений Албазино, Березняки, Боголюбовское, Ведуга, Дражное, Кузнецовское, Кючус, Майское, Маломыр, Чазы-Гол, Кокпатас и Даугызтау (оба – Узбекистан) и др., для которых эффект в дополнительном извлечении золота за счет биоокисления сульфидов выразился ориентировочной величиной 35–65 %.

Месторождение в Красноярском крае

Иргиредметом были проведены лабораторные и полупромышленные исследования по биовыщелачиванию концентрата руды крупного месторождения Красноярского края. Флотоконцентрат на 45 % состоял из породообразующих минералов, среди них превалировал мусковит (20 %). Содержание в концентрате пирита и пирротина составило 38 %, арсенопирита – до 15 %, элементарной серы – до 2,6 %. Содержание золота – 47 г/т.  Результаты рационального анализа показали, что цианированием можно извлечь только 58 % золота.

Микробиологическое окисление флотоконцентрата проводилось с использованием автотрофной смешанной культуры бактерий Acidithiobacillus ferrooxidans и А.thiooxidans, выделенной непосредственно из рудного материала месторождения.

Первоначально исследования бактериального выщелачивания (БВ) проводились в периодическом режиме без отвода продуктов метаболизма и выщелачивания, а также подачи свежей пульпы. Испытания вели на флотоконцентрате, измельченном до крупности 88 % класса минус 0,045 мм, в течение 32 суток с периодическим отбором проб.

Процесс сопровождался переходом значительной части железа (до 35,8 г/л) и мышьяка (до 4,8 г/л) в раствор. При этом накопление мышьяка в растворах не вызывало снижение активности биомассы.

В результате бактериально-химической обработки концентрата доля сульфидного мышьяка в продуктах БВ снизилась с 2,16 до 0,02 мас.%. Одновременно произошло уменьшение доли сульфидного железа (с 20,1 до 1,82 мас.%) и сульфидной серы (с 23,58 до 1,32 мас.%).

Цианирование проводили в агитационном режиме при концентрации цианида натрия 2 г/л, загрузке СаО 2 кг/т, отношении Ж:Т = 2:1, продолжительности 2 суток, с использованием активированного угля Norit R03515.

Установлено, что удовлетворительные показатели извлечения золота из флотоконцентрата (93,8 %) обеспечиваются при степени биоокисления арсенопирита на уровне 99,1 %; пирита – 92,0 %.

Дальнейшие исследования проводились в непрерывном режиме, где свежая пульпа периодически загружалась в первый агитатор цепочки аппаратов, а выщелоченный материал самотеком удалялся из последнего агитатора.

Бактериальные растворы в процессе выщелачивания анализировали на содержание трех- и двухвалентного железа, определяли изменения ОВП и рН. Изменение концентраций Fe³⁺, рН раствора в процессе испытаний при заданной продолжительности окисления 10 суток показаны на рис. 1 и 2.

Рисунок 1. Изменение концентрации железа (III) в бактериальном растворе

Рисунок 2. Изменение рН в бактериальном растворе

Полученные результаты показывают, что при бактериальном выщелачивании происходит увеличение концентрации железа (III) и снижение рН (рост кислотности), что говорит о тенденции к интенсификации процесса с увеличением продолжительности испытаний.

Эффективность вскрытия концентрата при различной продолжительности окисления оценивали по степени окисления сульфидов и показателям последующего сорбционного цианирования, результаты которых представлены в табл. 1.  Продолжительность непрерывного процесса при продолжительности окисления 15 суток составляла 22 суток, при 10 суток – 45 суток, при 8 и 4 суток – по 10 суток.

Таблица 1.  Результаты бактериального выщелачивания в непрерывном процессе и сорбционного цианирования продуктов БВ

Как видно из табл. 1, в непрерывном режиме извлечение золота на уровне 92–93 % достигается при степени окисления пирита 90,2–91,0 %; арсенопирита – 96,9–97,6 %. Общая степень окисления сульфидной серы в этом случае составила 90,3–92,3 %. Наилучшие показатели получены при продолжительности процесса биоокисления 15 суток.

Для обеспечения необходимой степени вскрытия упорного золота процесс бактериального окисления флотоконцентрата должен производиться до практически полного окисления сульфидного мышьяка при сохранении некоторой части недоразложенного пирита в остатках биовыщелачивания.

В целом установленная продолжительность вскрытия (15 суток) достаточно велика. Однако особенностью процесса бактериального выщелачивания является существенная зависимость интенсивности процесса от масштаба и продолжительности испытаний. То есть при промышленном использовании процесса следует ожидать продолжительности выщелачивания 4–6 суток. Такая ситуация наблюдалась в большинстве случаев при разработке и внедрении процессов биоокисления для различных рудных объектов.

Кучное бактериальное окисление

Сегодня на всех промышленных предприятиях используется чановое бактериальное выщелачивание, капитальные затраты для которого весьма высоки и не оправданы для малых и средних месторождений. Низкими издержками характеризуется кучное выщелачивание, которое, однако, не применимо для первичных руд ввиду тесной ассоциации золота с сульфидами [2].

Тем не менее существует реальная возможность совместить оба способа в едином технологическом процессе. Аналогичные приемы уже используются в металлургии меди, урана и никеля [3].

Разработками в области кучного бактериального окисления (КБО) упорного золотосодержащего сырья занимаются различные зарубежные компании. Научно-исследовательские работы по КБО проводятся и Иргиредметом.

Месторождение Маломыр (Приморской край)

Материал исследуемой пробы руды был представлен обломками окварцованных полевых шпатов (микроклина и плагиоклаза) с неравномерной мелко- и тонкозернистой арсенопирит-пиритовой минерализацией. Доля карбонатов составляла около 5 %; углерода (в преобладающей карбонатной и органической форме) – 1,4 %; пирита – 2,2 %; арсенопирита – 1,2 %. Содержание золота в пробе руды – 2,0 г/т. В цианируемой форме находилось только 7 % металла, 55 % – в ассоциации с сульфидами, 16 % – с углистым веществом.

Лабораторные опыты по КБО проводили на руде, дробленной до классов минус 10, 5 и 2 мм, с окомкованием с добавлением серной кислоты (20 кг/т) для образования гипса в качестве связующего агента. Установка КБО представляла собой батарею фильтрационных колонн диаметром 10 см и высотой 120 см с приемными и напорными емкостями. В емкости и в колонны подавался воздух. Установка располагалась в помещении с температурой 18–22 °С.

Общий расход кислоты на закисление проб руды составил 50, 66 и 82 кг/т (дробленая руда до класса минус 10, 5 и 2 мм соответственно), общая продолжительность КБО – 500 суток. Наиболее эффективно процесс протекал на руде, дробленной до класса минус 2 мм.

Изменения, происходящие при бактериальном окислении руды, показали, что в исходной руде поверхность зерен пирита блестящая и ровная, в то время как в продукте КБО поверхность пористая, неравномерная, изъеденная, с кавернами, покрыта хрупкими тонкозернистыми продуктами окисления.

Минералогическое исследование руды после КБО продемонстрировало, что состав породообразующих минералов не изменился, частично подверглись растворению гидрослюдистые минералы и плагиоклазы, доля карбонатов резко сократилась, пирит выщелачивается частично, а арсенопирит почти полностью. Основная масса окисленного железа находится в сульфатной форме.

Эффективность бактериального окисления оценивали по результатам сорбционного цианирования продукта КБО. Зависимость извлечения золота при агитационном цианировании измельченных продуктов кучного бактериального окисления от продолжительности КБО представлена на рис. 3.

Рисунок 3. Зависимость извлечения золота цианированием от продолжительности КБО

Полупромышленные испытания технологии КБО проводили в колонне диаметром 0,6 и высотой 6 м. С этой целью было окомковано 2510 кг руды крупностью минус 10 мм. Температурный режим (28–35 °С) поддерживался за счет обогрева колонны. В колонну, напорную и приемную емкости подавался сжатый воздух с расходом 2–5 л/мин в каждую точку. Расход кислоты на окомкование составил 19 кг/т, общий расход – 86 кг/т. Продолжительность КБО составила 24 месяца.

Эффективность бактериального окисления оценивали по результатам сорбционного цианирования. Результаты, представленные в табл. 2, показывают, что КБО за 24 месяца позволяет повысить извлечение золота с 13 до 62 %, наивысшее извлечение (80–87 %) наблюдается из мелких классов окисленной руды.

Таблица 2.  Сводные данные пофракционного извлечения золота из продуктов КБО

Месторождение Чазы-Гол (Республика Хакасия)

Материал проб был представлен глинисто-слюдистыми минералами (до 75 %) и кварцем. Содержание сульфидов в руде – около 2 % (пирит и арсенопирит) – не обеспечивает получение кислоты в количестве, достаточном для разложения карбонатов (доломита до 20 %), поэтому КБО планировался для переработки руд параллельно с генерирующим кислоту процессом окисления флотационного концентрата. Извлечение золота сорбционным цианированием из проб исходной руды составляло 17–21 %.

Установлено, в процессе орошения слоя дробленой руды кислыми растворами происходила потеря фильтрационной способности. Окомкование руды с серной кислотой не позволило решить эту проблему вследствие быстрого разрушения гранул. Удовлетворительную фильтруемость руды удалось получить на отсеве класса крупности плюс 0,3 мм.

Результаты опытов по цианированию показали, что различные фракции дробленой руды имеют различную степень упорности. Из фракции минус 0,3 мм золото извлекается цианированием на 57–58 %, из измельченной кусковой части руды – 19–23 %.

Полупромышленные испытания по КБО проводили в шестиметровой колонне на отсеве дробленой руды классом крупности минус 5+0,3 мм, выход которого составлял 70 %.

Через 5 месяцев после начала процесса бактериального окисления из фильтрационной колонны была отобрана проба руды.  Выход мелкого класса (минус 0,4 мм) продукта выщелачивания составил 70 %, хотя на КБО была загружена руда фракции минус 5+0,3 мм. Очевидно, в процессе бактериального выщелачивания происходит разложение кускового материала. Мелкие фракции сформированы за счет продуктов разложения доломита и мелких частиц породы. Содержание золота в мелком классе составило 2,3–2,4 г/т, а в оставшемся крупном классе – 6,3–6,9 г/т. Из крупного класса произошло выщелачивание карбонатов, поэтому крупный класс обогатился по золоту.

Степень вскрытия упорного золота в процессе бактериального выщелачивания оценивали по результатам цианирования. Результаты цианирования измельченных продуктов КБО представлены в табл. 3.

Таблица 3. Результаты цианирования измельченных продуктов КБО

Общее извлечение золота составило 79,7 %, причем наибольшее извлечение было достигнуто из мелкого класса, так как в нем находятся вскрытые золотины, высвободившиеся в процессе разложения компонентов руды (сульфидов и карбонатов).

Достигнутое извлечение золота из биоокисленной руды соответствует показателям классических технологических схем с бактериальным или автоклавным вскрытием флотоконцентратов. Кроме того, в процессе бактериального выщелачивания происходит разложение породы, и этот процесс в известной мере заменяет измельчение.

Выводы

Исследования Иргиредмета в области бактериального выщелачивания (окисления) показали, что этот процесс может быть применен к упорным золотосодержащим рудам – не только в обычном, чановом варианте, но и по кучной схеме.

Извлечение золота в обоих случаях достаточно близко показателям традиционных схем, поэтому в целом бактериальный метод может рассматриваться как перспективная и жизнеспособная альтернатива предварительного вскрытия золота из упорного сырья.

Список использованной литературы:

1. Минеев Г.Г. Гео- и биотехнологии извлечения золота из нетрадиционного сырья- Сборник научных трудов Иргиредмета «Анализ, добыча и переработка полезных ископаемых», Иркутск, 1998 г.
2. Санакулов К.С., Шеметов П.А. Извлечение золота из трудноперерабатываемых сульфидных руд технологией BIOX. Горный Журнал, 2010, № 12, с. 22-26.
3. Седельникова Г.В. Нетрадиционные методы переработки руд благородных и цветных металлов. Плаксинские чтения 2010. Материалы Международного совещания. Казань 13-18 сентября 2010 г. – Москва: 2010. – С.17-19.
4. Совмен В.К. и др. Переработка золотоносных руд с применением бактериального окисления в условиях крайнего севера. – Новосибирск «Наука» 2007.
5. Технологический регламент для разработки рабочего проекта золотоизвлекательной фабрики для переработки коренных руд Олимпиадинского месторождения / Иргиредмет, Иркутск, 1990.