Теоретические основы бактериального вскрытия и выщелачивания сульфидных золотосодержащих руд и концентратов

Процесс бактериально-химического окисления пирита и арсенопирита в присутствии серу- и железоокисляющих автотрофных бактерий типа Т.Г. описывается следующими химическими реакциями:

В соответствии с приведенными реакциями роль бактерий сводится по существу к ускорению окисления промежуточных продуктов разложения сульфидов (FeSO4, S°) до конечных химических соединений: Fe2(SО4)3 и H2SО4. Иными словами, имеет место "непрямое" окисление сульфидов, активное участие в котором принимают микробные метаболиты: H2SO4 и Fе2(SО4)3.

Существует и другая точка зрения, в соответствии с которой допускается прямой механизм биоокисления сульфидов, когда разрушение кристаллической решетки сульфидных минералов происходит путем адсорбции бактерий на их поверхности и их последующего биохимического воздействия на окисляемый субстрат. В подтверждение этого приводятся результаты оптических и электронномикроскопических исследований, показывающих, что в процессе бактериального выщелачивания (БВ) образуются глубокие проникающие поры, имеющие цилиндрическую форму, что предполагает прямой (контактный) механизм выщелачивания. Поры преимущественно oриентированы параллельно кристаллооптическим осям и совпадают с расположением дислокаций кубической решетки сульфида (пирита). Отмечено существенное значение расположения тонких включений золота внутри пирита в нарушениях решетки, так как эго совпадает с местами бактериальной коррозии.

Важно подчеркнуть, что независимо от рассматриваемых вариантов механизма биоокисления (прямой или косвенный), этот процесс по существу имеет ту же направленность, что и электрохимическое окисление: микроорганизмы являются катализаторами, т.е. переносчиками электронов от донора (сульфида) к акцептору (кислороду).

В институте ЦНИГРИ проведены исследования по изучению внутреннего строения пиритовых зерен и влияния его на скорость БВ. Проведено биоокисление 8 образцов бактериями Т.Г. Установлено, что в одних и тех же условиях БВ степень окисления отдельных образцов неодинакова и колеблется в пределах от 19 до 60 %. При этом она зависит от двух основных факторов: наличия в пиритах микропримесей других минералов (чем выше содержание микропримесей, тем выше степень биоокисления пирита) и кристаллохимических особенностей самих зерен пирита. В работе, напротив, отмечается, что на кинетику биовыщелачивания FeS2 практически не влияет различие в кристаллическом состоянии пиритов. В экспериментах с различными пиритными образцами из нескольких месторождений (выщелачивание бактериями T.f. при температуре 30 °С и рН=2) достигнуты близкие скорости и кинетические параметры выщелачивания.

По информации, oкисление пирита в биохимических растворах сопровождается образованием арозита HFe3(SО4)2(OH)6. Последний, осаждаясь на поверхности зерен FeS2, тормозит процесс выщелачивания.

Установлено, что максимальная скорость биоокисления сульфидов железа бактериями Т.Г. достигается при соблюдении следующих режимов: окислительно-восстановительный потенциал среды 0,4-0,8 В: рН=0.8-3.0; температура пульпы 28-40 °C; плотность пульпы 10-20 % твердого: скорость окисления по Fe(II) 2-5 г/л в час.

Для обеспечения активной деятельности бактерий, особенно в начальный период биоокислительного процесса, в выщелачивающую среду вводят серную кислоту, питательные добавки и кислород (воздух). Пионером в части использования барботирования воздуха при осуществлении процесса БВ золотосодержащих концентратов является рудник Фэйрвью, применяющий данную технологию уже более 10 лет.

Обязательной также является предварительная адаптация бактерий к выщелачиваемому сырью. Применение адаптированных штаммов микроорганизмов является одним из существенных факторов интенсификации окислительных бактериальных процессов и дает возможность осуществлять эти процессы при достаточно высоких концентрациях в растворах меди, цинка, мышьяка, серебра, железа (III) и других ингибирующих примесей и производить достаточно полное извлечение этих металлов из руд. Так. в частности, использование адаптированного штамма тионовых железоокисляющих микроорганизмов, выдерживающих концентрацию мышьяка до 12-15 г/л, позволяет извлечь в относительно короткий промежуток времени около 85-90 % мышьяка. Биообработка арсенопиритового золотого концентрата (Fe 20,0 %. As 6,8 %, S 24,4 %. Au 10-2 - г/т) адаптированными температурно-толерантными бактериями при температуре 30 °C в течение 7 сут, позволила получить извлечение золота при последующем цианировании на уровне 78 % против 70 % в аналогичных условиях, но в случае использования неадаптированных штаммов. При увеличении продолжительности биовыщелачивания до 14 сут. извлечение золота возрастает до 86 и 80 % соответственно. Влияние адаптации бактерий и частичной замены выщелачивающих растворов на скорость и степень протекания биохимических процессов детально изучено при исследовании комплексной руды, содержащей золото и серебро. Установлено, что использование данных технологических приемов существенно улучшает показатели извлечения золота и серебра в гидрометаллургическом цикле.

В зависимости от особенностей вещественного состава пирит-арсенопиритовых руд (концентратов) достаточная полнота окисления золотосодержащих сульфидов железа (85-95 %) в оптимальном режиме достигается за 2-4 суток. Отмечается, что в ряде случаев необходимые показатели извлечения упорного золота из руд и концентратов при цианировании обеспечиваются и при более низкой степени биоокисления сульфидов.

Так, например, по данным бактериально-химическое вскрытие бедного пиритного концентpaтa, содержащего 5,5-6,0 г/г золота и 75-100 г/г серебря, обеспечило повышение извлечения золота при цианировании с 10-20 до 75 % при степени окисления FeS2 всего лишь 13-15 %. В работе отмечается достаточность частичного биоокисления сульфидов (в частности, пирита) до сульфатов, чтобы сделать связанные с этими сульфидами золото и серебро доступными для выщелачивания цианидами, тиокарбамидом, хлор агентами и другими растворителями.

Таким образом, можно говорить об отсутствии какой-то линейной зависимости между степенью биоокисления сульфидов и степенью вскрытия, упорного золота в биогидрометаллургическом процессе, хотя в целом полнота извлечения золота во всех случаях определяется и контролируется степенью бактериально-химического окисления указанных сульфидов. При этом учитывается не только окисление сульфидов железа, но также и сульфидов цветных металлов (медь, свинец, сурьма, цинк и др.). которые могут являться коллекторами (физическими депрессорами) благородных металлов в исходных рудах и концентратах.

В этой связи представляется интересной информация о поведении в биоокислительном процессе таких минералов, как халькопирит, ковеллии, халькозин, сфалерит, антимонит, галенит и др. в сопоставлении с пиритом и арсенопиритом. По данным, последовательный ряд сульфидов по способности к биоокислению может быть представлен в следующем виде:

пирротин > арсенопирит > антимонит > пирит > сфалерит > халькопирит > галенит.

Эта последовательность хорошо подтверждается экспериментальными данными. Так, при обработке золотого концентрата, содержащего (%): арсенопирита 9,8; пирит - 28,1; антимонит - 1,6; за 9 суток биовыщелачивания (Т:Ж=1:5; температура 28-30 °С; рН=2,0-2,2) достигнута степень окисления сульфидов (%): арсенопирита - 86,6; пирита - 30; антимонита - 74. При этом извлечение золота в цикле цианирования остатков БВ составило 88-90 %, что на 70-80 % выше, чем при прямом цианировании концентрата. В золотосодержащем концентрате из месторождения Пезинок (Au 34 г/т, As 15,5 %, Sb 4,2 %) основными сульфидными минералами являются пирит, арсенопирит, антимонит, гудмундит. За 120 ч биовыщелачивания адаптированными бактериями Т.Г. достигнута степень разложения арсенопирита и антимонита на уровне 94-99 %. Для пирита этот показатель равен 47-67 %. Извлечение золота из остатков БВ шинированием после предварительной аэрации и электрохимической обработки пульпы составило 88-89 % при содержании металла в хвостах 3,8-4,1 г/г. При гидрометаллургической переработке в полупромышленных условиях сложного золото-мышьякового концентрата, содержащего (%): пирита 6,4; арсенопирита 7,2; пирротина 25,3; антимонита 1,5; золота 49,0 г/г и серебря 37 г/г, за 90 ч выщелачивания достигнуто 100 %-ное окисление пирротина и арсенопирита. Степень окисления антимонита составила 90 %. Пирит окислился в незначительной степени. При цианировании остатков БВ, подвергнутых предварительной щелочной обработке с аэрацией, получено извлечение золота 91,4, серебра - 81 %. В работе приведены результаты лабораторных экспериментов по бактериальному окислению мышъяково-пиритного золотосодержащего концентрата месторождения Олимпиас (содержание Fe 38,5 %, As 13,1 %, Au 27 г/т, Ag 36 г/г). При плотности пульпы 20 % твердого после 13 сут. выщелачивания степень окисления пирита и арсенопирита составила 62 и 87 %. При плотности 20 % твердого и продолжительности выщелачивания 17 сут. степень окисления сульфидов оказалась равной соответственно 22 и 70 %. Отмечено, что арсенопирит разлагается при более низких значениях потенциала пульпы: 390-430 мВ по сравнению с пиритом (570-600 мВ). На основании математического анализа предложена эмпирическая формула, увязывающая основные параметры биогидрометаллургического процесса:



где А и В - степень окисления пирита и арсенопирита (%), С - извлечешь золота при цианировании. С учетом различий в скорости биоокисления пирита и арсенопирита показана возможность селективного вскрытия FeAsS адаптированными к мышьяку бактериями T.f. в разбавленных пульпах (10 % твердого) при значении ОВП 480-550 мВ, концентрации Fe3+ 10 г/л и pH = 1-1,2. Установлено, что в указанных условиях окисление пирита происходит в незначительной степени. При общей степени окислении сульфидной серы 40-50 % извлечение золота в цианистом процессе составляет 70-80 %. Дальнейшее улучшение показателей извлечения связано, очевидно, с необходимостью дополнительного биоокисления пирита.

Указанные выше закономерности сохраняются и в случае биогидрометаллургической переработки полиметаллических руд. Так, например, из пиритного концентрата, выделенного из сульфидных свинцово-цинковых руд, при температуре 30 °C за 28 сут. выщелочено 99 % сульфида цинка, 98 % пирита и только 20 % сульфида свинца.

Приведенные примеры, свидетельствуют о том, что наиболее благоприятным сырьем для биоокислительного процесса являются мышьяксодержащие руды и концентраты, золото о которых преимущественно ассоциировано с арсенопиритом. Более упорны в данном отношении пиритные руды и концентраты, а наибольшую сложность для обработки по биогидрометаллургической технологии представляют рудные материалы, благородные металлы в которых связаны с галенитом. халькопиритом и сфалеритом. Прежде всего это касается серебро содержащих руд, для которых такие ассоциации являются достаточно распространенными.

По данным, биоокисление галенита (при рН=2,8) протекает с образованием сульфата PbSO4.

Процесс биоокисления халькопирита проходит через ряд промежуточных реакций с образованием твердых продуктов: CuS, Cu(OH)2, Cu2S и Cu. Данный факт экспериментально подтвержден на халькопиритовом концентрате флотации, содержащем 28,8 % Cu, 29,5 % Fe и 32,9 % S, при соблюдении следующих условий БВ: температура 35 °С, рН=2,3. Показано, что приведенные выше фазовые превращения халькопирита протекают и в "небаскериальной" химической среде. Однако скорость окислительно-восстановительных процессов а присутствии тионовых железоокисляющих бактерий существенно увеличивается. Отмечено также, что скорость биовыщелачивания халькопирита (как и в случае PbS), лимитируется диффузией в твердой фазе. Это позволяет провести определенную аналогию между процессами биоокисления и окислительного обжига сульфидов.

Определенный интерес представляют данные по биоокислению антимонита. Как уже отмечалось выше, этот минерал в золотых рудах и концентратах может выступать одновременно и как физический (коллектор) и как химический депрессор золота в цианистом процессе. По результатам исследований Иргиредмета и с учетом других информационных материалов окисление Sb2S3 в присутствии бактерий T.f может быть описано следующей суммарной реакцией:



Таким образом, процесс биоокисления антимонита (осуществляемый в относительно мягком режиме) должен способствовать улучшению технологической характеристики цианируемого материала, в связи с освобождением ассоциированного с Sb2S3 золота и переходом сурьмы в менее активную химическую форму.

Аналогичный вывод может быть сделан и в отношении пирротина, являющегося, так же, как и Sb2S3, активным химическим депрессором золота в цианистом процессе. Установлено, что в процессе БВ происходит трансформация пирротина (через FеSO4) в ярозиты железа (в частности, карфосидерит Fe4(SO4)2*OH5*2H2О) и далее - в Fe2O3, т.е. а инертные для цианирования формы. Образующаяся в этих условиях элементарная сера под воздействием кислорода и бактерий может быть переведена в сульфатную форму и затем выведена из процесса до операции цианирования. В совокупности это должно обеспечивать полную нейтрализацию пирротина как химического депрессора золота.

Что касается простых сульфидов меди (ковеллин, халькозин, куприт и др.), то перевод их в процессе биоокисления в водорастворимую сульфатную форму также не должен вызывать особых проблем с точки зрения отделения меди от золота и последующего цианирования остатков БВ.

Обобщая вышесказанное, можно сделать общее заключение, что бактериально-химическое окисление золотосодержащих минералов, руд и концентратов должно в целом оказывать благоприятное воздействие на упорные золоторудные материалы, относящиеся по принятой нами классификации к технологическим типам "Б" и "В".

Значительно более сложным представляется вопрос о возможности использования биогидрометаллургии к углеродсодержащим золотым рудам и концентратам с повышенной сорбционной активностью (технологический тип "Г").

В ряде информационных источников отмечается перспективность бактериального процесса и для данного вида сырья. Предложено несколько патентов по переработке углистых золотых руд и концентратов биогидрометаллургическим способом.

По одному из них, рудную пульпу выдерживают в контакте с бактериями в течение 2-10 суток при температуре 15-35 °С. после чего углерод теряет способность сорбировать золото и серебро. Одновременно происходит частичное окисление и разрушение сульфидных минералов. Для размножения бактерий рекомендуется питательная среда на основе углеродсодержащих веществ: керосин, дизельное топливо, хелаты, нитриты. Согласно патенту, углеродсодержащая руда подвергается одностадиальному микробиологическому выщелачиванию с участием гетеротрофных микроорганизмов или смесей микроорганизмов в гетеротрофных условиях, при которых осуществляется их культивация и рост, в результате чего снижается содержание углерода а руде. Обработка таким методом битуминозной пиритизированной золотой руды позволила получить извлечение золота в гидрометаллургическом цикле на уровне 85 %. в то время как при прямом цианировании руды извлечение золота не превышало 5 %. Определены условия микробиологического выщелачивания: крупность руды 100 % класса минус 0,15 мм. плотность пульпы 5-45 % твердого, рН=7,5-8,2. температура 28-30 °С, продолжительность обработки 20-30 ч. Предложен способ биогидрометаллургической переработки сульфидных углеродсодержащих золотых и серебряных руд. в соответствии с которым биообработку проводят в 2 последовательные стадии. На I-II стадии осуществляют биоокисление сульфидов методом кучного БВ автотрофными микроорганизмами Т.Г. b др. при температуре 15-40 °C. 2-я стадия проводится с целью деактивации углерода на основе использования сочетаний гетеротрофных микроорганизмов. Деактивацию углерода производят совместно с выщелачиванием благородных металлов а цианистых или тиокарбамидных растворах в присутствии щелочи.

В перечисленных выше патентах приводится перечень групп гетеротрофных микроорганизмов, рекомендуемых к использованию а целях деактивации сорбционноактивного углерода.

Известно, что компанией "Ньюмонт Года" (США) в настоящее время проводятся обширные исследования и технологические испытания процесса биовыщелачивания золота из сульфидных материалов, содержащих активный углерод. Запасы такого сырья в горных отводах предприятий компании в штате Невада оцениваются в 90 т золота.

Вместе с тем, имеется достаточное количество публикаций, свидетельствующих о том, что при бактериальном вскрытии и выщелачивании углеродсодержащих сульфидных руд и концентратов с использованием Т.Г. и других автотрофных микроорганизмов сорбционная активность цианируемых остатков БВ в значительной степени сохраняется. Иллюстрацией этому могут служить результаты исследований Иргиредмета на концентратах Бакырчикского месторождения, характеризующихся высокой естественной сорбционной активностью в цианистом процессе и тесной ассоциацией золота в сульфидах: арсенопирите, пирите.

Объектами для постановки экспериментов явились:

а) исходный концентрат.

б) концентрат, обработанный средой 9К,

в) концентрат, подвергнутый бактериальному вскрытию (кек БВ). а также тяжелые и легкие фракции, выделенные из перечисленных выше продуктов методом разделения их в тяжелой жидкости плотностью 2,9 г/см2.

Состав исходного концентрата и выделенных из него легкой и тяжелой фракции характеризуется следующими данными:

Установление сорбционной активности (CA) исследуемых продуктов проводилось с использованием следующей методики: навески продуктов массой по 2 г контактировали (механическое перемешивание в бутылях) с 40 мл золотосодержащего раствора (концентрация золота 20-25 мг/л) в течение 24 ч. через определенные промежутки времени отбирались пробы раствора на содержание металла. По окончании опыта твердые остатки отделялись от раствора, фильтровались, промывались на фильтре холодной водой и сушились, после чего опробывались на золото.

Данные, представленные в табл. 7.1, показывают, что максимальной сорбционной способностью по отношению к цианистым комплексам золота обладает легкая (углисто-глинистая) фракция исходною концентрата (степень сорбции золота из раствора 98,4 %). CA тяжелой (сульфидной) фракции концентрата проявляется в незначительной форме (степень сорбции золота 4 %), хотя массовая доля углерода в данной фракции составляет 4,3 %. Преобладание в концентрате легких фракций (94 % от массы концентрата) определяет в конечном итоге и его весьма высокую CA (98,6 % сорбированного золота).

Обработка обеих фракций концентрата средой 9К (без бактерий) практически мало влияет на конечные показатели их сорбционной активности, хотя в динамике процесс сорбции золота из растворов легкой фракцией после обработки средой 9К протекает несколько менее активно.

Присутствие бактерий (бактериальное выщелачивание в среде 9К) снижает сорбционную активность легкой фракции и, одновременно с этим, существенно увеличивает сорбционную активность тяжелой фракции. В совокупности CA концентрата, подвергнутого БВ, хотя и ослабевает, однако в целом остается достаточно высокой, что иллюстрируется приведенными в табл. 7.1. данными: доля золота, сорбированного из раствора исходным концентратом за 24 ч, составляет 98,6 %; кеком БВ - 78,2 %.

Очевидно, что основную ответственность за проявление сорбционной активности кеков БВ в цианистом процессе несет углерод, котя нельзя исключить участия в этом процессе и других компонентов, в частности, продуктов биогидрометаллургического разложения сульфидов железа (ярозиты, элементарная сера и др.). По данным некоторых исследований, сорбционным действием в кеках БВ могут обладать также арсениты, арсеналы и некоторые другие гидратированные соединения железа.

В любом случае следует признать, что золотосодержащие руды и концентраты технологического типа "Г" могут быть отнесены к числу наиболее упорных для биогидрометаллургической технологии. Применение последней (в ее "классическом варианте") к такого рода сырью невозможно без устранения или, по крайней мере, снижения до минимума сорбционной активности углистого вещества.

Из всех аспектов, касающихся возможностей использования биогидрометаллургической технологии в золотодобывающей промышленности, наиболее слабо отражен а печати вопрос повеления самих благородных металлов в процессах бактериального вскрытия и выщелачивания сульфидных руд (концентратов). Между тем, этот вопрос имеет не только теоретическое, но и важное практическое значение, в частности, для объяснения возможных причин дебаланса золота и серебра при осуществлении технологии БВ - цианирование в полупромышленных и промышленных условиях.

В период 1990-1992 гг. Иргиредметом проведен цикл исследований по изучению поведения благородных металлов в биогидрометаллургическом процессе. Эксперименты проводили на синтезированных аналогах природных минералов серебра (аргентит Ag2S, пираргирит Ag3SbS3, прустит Ag3AsS3, гессит Ag2Te), а также на металлическом золоте и серебре, в стандартных условиях в присутствии T.f. В качестве субстрата применяли пирит.

Установлено, что при бактериальном выщелачивании металлического золота равновесная концентрация металла в растворе не превышает 0,1-0.2 мг/л. По результатам рентгеноспектрального анализа (микрозондирование) золото в биомассе не обнаружено. Присутствие его в культурных средах в указанных концентрациях, очевидно, обусловлено образованием AuSO4в2-, что подтверждается термодинамическими расчетами.

В отличие от золота, металлическое серебро в процессе бактериального выщелачивания практически полностью переходит в раствор. Однако затем оно сорбируется биомассой. Данный факт подтверждается методами рентгеноспектрального микроанализа и ИК-спектроскопическими исследованиями.

Аналогичные закономерности имеют место и в случае бактериального окисления сульфидов серебра. Содержание серебра в биомассе, полученной в цикле микробиологического окисления исследованных образцов, составляет от 2,5 до 8,0 мг/г при равновесной концентрации cеребpa в жидкой фазе 1-2 мг/л. Сделано предположение, что серебро в биомассе присутствует в форме сульфида.

В процессе бактериального выщелачивания Ag2Te имеет место растворение обоих компонентов: серебра и теллура. Значительная часть серебра затем сорбируется биомассой, а теллур выпадает в минерализованный осадок в виде труднорастворимого соединения неустановленного состава.

Отмечено, что цианирование продуктов бактериального выщелачивания характеризуется значительно более высокой скоростью растворения cеребpa (в 3-10 раз выше, чем при цианировании исходных образцов). Отсюда сделан вывод, что процесс бактериального окисления способствует трансформации минералов серебра в менее упорную для цианирования форму.

Результаты исследований на синтезированных минералах серебра хороню согласуются с экспериментами, проведенными на реальных серебросодержащих концентратах. Объектом исследований явились концентраты Нежданинской и Taceeвcкой фабрик, а также концентраты, выделенные из руд месторождения Купальное (Якутия). Серебро в указанных концентратах присутствует в различных минеральных формах.

Бактериальное выщелачивание проводили в оптимальных условиях для каждого материала. По результатам атомно-абсорционного анализа концентрация серебра в культуральных средах не превышала 0,5 мг/л, золота - 0,3 мг/л. Рентгеноспектральный анализ подтвердил факт сорбции растворенного металла бактериальными клетками. Содержание серебра в биомассе составило 1,2-3,8 мг/г.

Результаты исследований Иргиредмета подтверждают принципиальную возможность перехода золота в бактериально-химические растворы. хотя степень растворения золота в условиях БВ весьма незначительна. При концентрации золота в растворах 0,1-0,3 мг/л и значениях Ж:Т=4+6:1 потери металла с жидкой фазой пульпы не могут превышать 1-2 г на 1 т перерабатываемого сырья. Очевидно, что при соблюдении определенных условий БВ (в частности, при работе с полным внутри фабричным оборотом кислых бактериальных растворов) эти потери могут быть сведены к минимуму или вообще исключены.

Что касается серебра, то возможности его извлечения из сульфидных руд и концентратов по биогидрометаллургической технологии во многом зависят от полноты отделения и последующей переработки отработанной биомассы, каждый грамм которой может содержать (как было отмечено выше) от 2 до 8 мг сорбированного серебра.

По данным работы, в процессе бактериального выщелачивания золото-серебряных концентратов до 80 % биомассы находится на поверхности концентрата и 20 % - в жидкой фазе. Степень адгезии бактериальной массы в принципе может быть увеличена до 90-95 %, что должно способствовать переходу основной массы серебра в твердые продукты БВ. Последующее извлечение серебра при цианировании этих продуктов (в том числе и серебра, сорбированного биомассой), очевидно, не должно вызывать особых осложнений. Более существенной является проблема утилизации серебра из жилкой фазы бактериальной пульпы, поскольку в этом случае приходится считаться не только с внутриклеточной аккумуляцией металла, но также и с возможностью механических потерь серебросодержащей биомассы, в частности, за счет налипания ее на стенки трубопроводов, стационарные и движущиеся части технологического оборудования.

Представленные выше материалы еще раз показывают, что технологические возможности биогидрометаллургической переработки золото-и серебросодержащих руд (концентратов) определяются не только условиями бактериального вскрытия сульфидов (коллекторов золота и серебра), но и особенностями поведения благородных металлов в этом процессе и не учитывать этот фактор целый, особенно в случае переработки материалов с повышенным содержанием серебра.

Одним из преимуществ биогидрометаллургической технологии переработки мышьяковистых золотых руд считается возможность более простого (по сравнению с другими альтернативными металлургическими вариантами) решения "проблемы мышьяка". По мнению зарубежных экспертов, процесс БВ сопровождаема образованием "безвредных" (т.е. экологически безопасных) химических соединений мышьяка, а также - сурьмы. Итогом двухлетней деятельности промышленной установки БВ на руднике Фэйрвью является доказательство эффективности обезвреживания сточных вод и хвостов биогидрометаллургического процесса от мышьяка простым известкованием. Единственными условиями реализации данного способа считаются поддержание соотношения концентраций железа и мышьяка не ниже 4:1 и размещение станции нейтрализации в непосредственной близости от шламоотстойника во избежание запаковывания трубопроводов. Возможность достаточно полного осаждения мышьяка из биохимических растворов известью и известняком отмечается и в работе. В данной работе представлены 3 режима осаждения мышьяка, обеспечивающие получение плотных кристаллических и труднорастворимых мышьяковистых осадков. Даются рекомендации по оптимизации молярного отношения Fe:As, кинетики реакций осаждения, pH, температуры, плотности пульпы, а также расхода реагентов.

Однако по другим сведениям проблема очистки сточных вод и хвостов биогидрометаллургического процесса от мышьяка представляется более сложной. Так, например, при обработке указанным методом мышьяксодержащей золотой руды (Au 12,8 г/г, As 6,2 %, S 3,5 %, Fe 8,7 %), мышьяк в которой представлен арсенопиритом и частично - скородитом, при общей степени окисления сульфидов 95 %, до 47 % мышьяка переходит в растворимое состояние. Концентрация As в растворах достигает 17 г/л, что не оказывает существенного влияния на микроорганизмы (а связи с длительной предварительной адаптацией бактерий к данному субстрату), но создает существенные затруднения при очистке стоков. Благодаря чрезвычайно высокой стабильности растворимых соединений мышьяка (представленного по результатам исследований преимущественно в трехвалентной форме) перевод их в состояние высшей валентности As5+ лаже при значительном избытке железа (III) и окислителя происходит недостаточно полно. Поэтому последующее известкование пульпы позволяет очистить ее только от основной массы растворимого мышьяка, что дает возможность организовать циркуляцию растворов в биохимическом процессе. Полной же очистки растворов от мышьяка таким способом добиться не удается.

С целью изучения возможности получения в биогидрометаллургическом цикле малотоксичных мышьяксодержащих отходов, пригодных для хранения в хвостохранилищах обычного типа, Иргиредметом с применением комплекса физико-химических методов исследования изучены фазовые превращения мышьяка при обработке арсенопиритовых руд (концентратов) по полной схеме, включающей БВ, сорбционное цианирование (CIP) и обезвреживание хвостов сорбции гипохлоритом кальция.

Рентгеноструктурным и микрорентгеноспектральным анализом установлено, что в хвостах обезвреживания цианистых пульп мышьяк присутствует преимущественно в виде аморфных соединений, относящихся к классу сульфат-арсенатов железа, а также в форме кристаллических фаз, в основном, в виде скородита. Состав вторичных соединений мышьяка определяется молярным соотношением железо : мышьяк. Нa основании результатов исследований поверхности проб методом рентгеновской фотоэлектронной спектроскопии сделано предположение о гидратной основе аморфных соединений. В качестве промежуточных форм мышьяка в кеках бактериального выщелачивания выявлены кислые арсеналы железа и соединения As (III).

Изучена вымываем ость мышьяка из продуктов биогидрометаллургической обработки. Экспериментально установлено, что миграция мышьяка из твердой фазы зависит от молярного отношения железо: мышьяк.

Минимальная вымываемость мышьяка наблюдается при отношении Fe:As=6-9 (концентрация As в растворе 0,2-0,4 мг/л). Показана возможность снижения концентрации мышьяка в жидкой фазе до норм ПДК (0,05 мг/л) и ниже за счет дополнительной термической обработки (сушки) хвостов гидрометаллургического процесса при температуре 200 °С.

Полученные результаты в целом свидетельствуют о возможности создания экологически приемлемой технологии переработки упорных мышьяксодержащих золотых руд и концентратов на основе процесса бактериального вскрытия и выщелачивания сульфидов.