Кучное бактериальное выщелачивание упорных руд золота и серебра

Учитывая экстенсивность процесса БВ и связанные с этим значительные энергетические затраты, принято считать, что объектами применения данной технологии должны являться золотосодержащие концентраты или богатые руды с относительно высоким содержанием упорного (неизвлекаемого цианированием) золота. Однако при определенных условиях биогидрометаллургическая технология может оказаться полезной и при переработке бедного золоторудного сырья, включая низкосортные руды, рудные отвалы и лежалые хвосты цианирования. В данном случае имеются в виду энергосберегающие варианты перколяционного и кучного (полигонного) БВ.

Последний вариант (полигонное БВ) предпочтителен при доизвлечении золота из лежалых хвостов цианирования упорных золотосодержащих руд, заскладированных в отработанных хвостохранилищах.

В качестве примера можно сослаться на описанный в зарубежной печати опыт переработки лежалых хвостов одной из золотоизвлекательиых фабрик ЮАР, содержащих золото (до 0,3 г/т) и уран (0,23 % U3O8). Слежавшиеся за время хранения шламовые отвалы подвергают рыхлению с помощью дискового плуга нa глубину примерно 30 см. что позволяет превратить их в гранулированную массу, через которую относительно легко проникают вода, воздух и бактерии. Предварительно шлам, содержащий до 4,3 % пирита, орошают разбавленным раствором H2SO4 при расходе кислоты 1,5 кг на 1 т шлама с целью их подкисления до pH 2-3, что благоприятствует развитию бактерий и стабилизирует структуру рыхлых грянул. Внесение бактерий в разрыхленный шлам рекомендуется производить путем орошения его бактериальным раствором или же смешиванием первичного шлама с ранее окисленным (поверхностным) слоем шлама (3-4 см) в соотношении 10:1. Подготовленный шлам собирают в кучи, орошают водой до влажности около 15 % и выдерживают 60 сут для обеспечения необходимой полноты окисления минералов. Затем его выщелачивают водой с целью извлечения урана. Ocтаток шлама после нейтрализации планируют для извлечения золота. Oписанным способом извлекается до 86-88 % урана и 60 % золота. Затраты ориентировочно составляют 4,5 рэнда на 1 т шлама, что указывает на рентабельность БВ слежавшихся шламов при доизвлечении ценных металлов.

Интересные исследования по применению полигонного БВ проведены на лежалых хвостах предприятия Голд Флокс, ЮАР. Предприятие находится в. золоторудном районе Витватерсрэнд, где накоплены колоссальные запасы золотосодержащих хвостов цианирования. Для их утилизации компанией "Эрго" разработано и реализована в промышленных масштабах классическая технология извлечения золота и урана, включающая флотацию и окислительный обжиг золотосодержащего пирита с последующим цианированием огарка. Образующиеся при обжиге сернистые газы перерабатываются на серную кислоту, которая используется для выщелачивания урана из пиритногo концентрата (до поступления его на обжиг).

В качестве альтернативного варианта рассматривается возможность переработки хвостов по схеме БВ - цианирование. Основанием для этого послужил отмеченный но хвостохранилище факт поверхностного биохимического окисления пиритсодержащих хвостов, протекающего при участии микроорганизмов типа Т.Г. В результате процессов окисления на хвостохранилище образуется верхний (тонкий) слой материала, в котором пирит находится в окисленном состоянии, а золото - преимущественно в доступной для цианирования форме, в то время как основная масса хвостов (практически на всю глубину хвостохранилища) представлена плотным слежавшимся материалом в его первоначальном неокисленном состоянии. В верхней зоне хвостохранилища pH составляет 2,4, а в неокисленной - 7,6; влажность хвостов - соответственно 7,5 и 14 %.

Содержание золота в отвалах колеблется в пределах 0,2-0,65 г/т, содержание сульфидной серы - 1,2-1,6 %.

После проведения экспериментов на месторождении был смоделирован процесс бактериального выщелачивания хвостов в кучах размером 2,0х1,8x0,5 м. При этом изменялись следующие параметры: соотношение окисленных и неокисленных хвостов, введение бактерий, питательных веществ и железа. Лучшие технологические показатели процесса (извлечение золота из остатков БВ на уровне 75 % при продолжительности БВ 80 сут) достигаются при соотношении массы окисленных и неокнеленных хвостов 1:4 и при условии введения в раствор питательных добавок (азот, фосфор) и дополнительного количества микроорганизмов. Вместе с тем отмечено, что присутствие Fe2+ в условиях проведенных экспериментов не только не ускоряет, но даже, наоборот, замедляет процесс БВ, что противоречит результатам чанового (агитационного) выщелачивания этих же продуктов. Объясняется это, по-видимому, тем, что при недостаточной влажности материала, уложенного в кучу, и отсутствии железа (И) механизм "выживания" бактерий заставляет их мигрировать к частицам пирита, который в данном случае является единственным источником энергии для бактерий. Это движение замедляется при введении в систему железа, выполняющего функции альтернативного источника энергии.

По завышении описанного цикла исследований на шламах хвостохранилища произведены полупромышленные испытания технологии полигонного БВ.

Участок хвостохранилища, выбранный для испытаний, имел доступ для тяжелого оборудования. На участке были проведены 2 полосы (А и Б) размером 9x50 м перпендикулярно дамбе, примерно в 100 м от нее. Между полосами была оставлена зона шириной 15 м.

Окисленные хвосты, залегающие до отметки 1,2 м ниже поверхности хвостохранилища, удаляли и складировали. Оставшийся слой окисленных хвостов имел мощность приблизительно 0,1 м. Испытательные полосы были вспаханы плугом с двойным отвалом на глубину 0.46 м для получения смеси примерно на 22 % из окисленных и на 78 % из неокисленных хвостов. На каждой испытательной полосе было выделено по 3 участка размером 20x6 м, на которых были установлены оросительные системы, состоящие из емкости для воды с pH 2 и 15 оросителей.

Полоса А имела участок A1, оставленный нетронутым, участок A2 с введением питательных добавок и регулируемым (путем добавки серной кислоты) значением pH и участок A3, идентичный участку A2, но подвергнутый дополнительной вспашке с целью лучшего смешивания кислых растворов с обрабатываемым материалом. Полоса Б имела участки Б1, Б2 и Б3, на которых были проведены те же работы, что и на участках в полосе А. Различие заключалось лишь в том. что на участках Б2 и Б3 производилось дополнительное введение бактерий. В процессе экспериментов на всех участках осуществляли контроль pH. концентрации Fe2+ и Fe3+, содержания сульфидной серы в остатках БВ, влажность поддерживалась на уровне 15 %. Эффективность БВ устанавливали по результатам цианирования проб полученных продуктов. Общая продолжительность цикла составляла 112 сут.

В результате проведенных испытаний установлено, что лучшие технологические показатели биохимическою вскрытия достигнуты в кучах А2 и А3, выщелачивание которых производилось без дополнительного введения микроорганизмов. За 70-80 сут БВ достигнуто снижение содержания сульфидной серы в хвостах с 1,38 до 0,74-0,78 % (степень окисления пирита - около 50 %), при этом количество цианисторастворимого золота увеличились с 40-50 до 70-75 %. Подтверждено необходимость введения питательных добавок и поддержания оптимального значения pH на уровне 2. Показано, что дополнительная вспашка материала (участки А3 и Б3) позволяет примерно в 1,5 раза сократить общую продолжительность БВ.

По результатам испытаний выданы практические рекомендации по использованию технологии полигонного БВ для извлечения золота из лежалых хвостов. При этом отмечено, что данный процесс более привлекателен по сравнению с переработкой хвостов по схеме флотация -обжиг как с технологической (степень извлечения золота), так и с экономической точек зрения (меньшие капитальные и эксплуатационные расходы). Кроме того, он вызывает гораздо меньшее загрязнение окружающей среды.

Применительно к упорным золотосодержащим рудам технология кучного бактериального выщелачивания (КБВ) предполагает в качестве обязательной подготовительной операции тонкое измельчение руды и ее агломерацию (окомкование, брикетирование) с использованием специальных связующих материалов и с одновременной пропиткой гранул (брикетов) бактериальными растворами.

Согласно патенту, пиритную или арсенопиритную руду с тонковкрапленным золотом измельчают, пропитывают раствором, содержащим соответствующие бактерии (доля раствора составляет 4-12 % от массы руды), брикетируют и укладывают в кучи высотой 180 см. После этого осуществляют выщелачивание руды кислыми растворами (pH менее 2,5) в течение 200 и более суток с принудительной рециркуляцией растворов. В другом американском патенте предложен способ КБВ сульфидных глинистых руд (в том числе - золотосодержащих), при котором руда подвергается предварительной агломерации с использованием в качестве связующего - водного раствора акриламидного полимера с молекулярной массой более 500 тыс. (смесь акриламида с N-сульфоалкил-акриламидом). Раствор содержит более 1 г/л Fe3+ и имеет pH менее 3. По способу, описанному в [304], частицы измельченной золотосодержащей руды агломерируют в комочки с помощью кислого раствора водорастворимого полимера (1,3<рН<2,5), содержащего серуокисляющие бактерии. Агломерированную руду укладывают в кучу и подвергают бактериальному выщелачиванию в течение 30-210 сут. В патенте Иргиредмета предложен способ переработки упорного золотосодержащего сырья, который включает предварительное цианирование измельченной руды, фильтрацию пульпы с промывкой осадка, смешивание кеков со связующими материалами, например, цементом и сульфатом железа, и кучное бактериальное выщелачивание. Цемент вводят в пульпу перед се фильтрацией, а сульфат железа - в процессе отмывки кеков цианирования. Последующее извлечение золота из продуктов КБВ осуществляется гидрометаллургическим методом.

В 1989-1991 гт. в Иргиредмете выполнен комплекс технологических исследований по разработке процесса КБВ применительно к упорным золотосодержащим флотоконцентратам.

В 1991 г. Иргиредметом завершена разработка и проведены полупромышленные испытания технологии кучного БВ на концентратах Тасеевской ЗИФ комбината "Балейзолото". Пробу концентрата подвергали предварительному цианированию в оптимальном режиме. Хвосты цианирования отмывали от золотосодержащих растворов методом противоточной декантации, отмытую пульпу фильтровали. Кек подсушивали до влажности 5-7 %, смешивали с цементом в соотношении (10-15):1. Полученную смесь доводили до влажности 15-18 % и гранулировали. Kрупность гранул: -20+2 мм (преимущественно 5-10 мм). Содержание основных компонентов в гранулированном материале, г/т: золота - 6,3, серебра - 38,5, общего железа - 6,73 %, сульфидного железа - 5,8 %, серы - 5,8 %, мышьяка - 0,4 %.

Для проведения полупромышленных испытаний технологии КБВ в составе Балейской опытной фабрики была создана специальная установка (рис. 7.5). состоящая из двух независимо работающих модулей. Каждый модуль включает в себя колонну из титана диаметром 0,54 м, высотой 5 м и вместимостью 0,8 м3, оснащенную системами орошения, дренажа, аэрации. Колонна имеет перфорированное дно, установленное под углом 45°

Испытания проводились в две последовательные стают:

- запуск установки, выход на режим непрерывной циркуляции бактериальных растворов и закисление гранул;

- выщелачивание в рабочем режиме.

Общая продолжительность процесса - 3,5 мес. За этот период степень окисления сульфидного железа составила 45,5 %. Биологическая характеристика растворов: ОВП - 530-540 мВ; активность бактерий по окислению железa (III) - 7,8-8,0 г/л; железа (II) - 1,2-1,4 г/л.

По завершении процесса КБВ гранулы орошали раствором извести с целью их нейтрализации (до достижения pH выходящих растворов не менее 7-8), после чего материал был дезинтегрирован до крупности исходного флотоконцентрата (95 % класса -0,074 мм). Полученную пульпу подвергали дополнительной известковой обработке с продувкой воздуха и цианированию в течение 24 ч. После фильтрации пульпы и двухстадиальной промывки кеков содержание золота в хвостах цианирования составило 2,0-2,5 г/т, содержание серебра - 6-8 г/г, что соответствует извлечению металлов в цикле БВ - цианирование 60-68 и 74-84 %. С учетом предварительного планирования общее извлечение золота из концентрата получено на уровне 95-97 %.

Установлено, что извлечение золота и серебра из растворов 2-й стадии выщелачивания (цианирование после БВ) может быть эффективно осуществлено по усовершенствованной Иргиредметом цементационной технологии (цементация цинком в смеси с углеродсодержащим авгином). После цементации раствора с содержанием золота 2,1-2,3 и серебра 14-16 мг/л получены растворы, содержанте соответственно 0,05 мг/л золота и 0,3 мг/л серебра.

В целом результаты проведенных Иргнредмстом исследований технологических испытаний по кучному бактериальному выщелачиванию концентратов Тасеевской, Ангренской и других фабрик позволяют сделать вывод, что данная технология может оказаться достаточно эффективной в экономическом отношении, особенно для материалов, содержащих, наряду с упорным, значительное количество цианируемого золота. Обработка их по схеме предварительное цианирование - окомкование - бактериальное выщелачивание (в перколяционном режиме) -повторное цианирование должна обеспечить высокое извлечение золота при минимальных капитальных и эксплуатационных затратах. Прежде всего это касается объектов, где уже имеются установки по цианированию руды или продуктов ее обогащения (концентратов, промпродуктов, хвостов).

В плане ycoвершенствования технологии КБВ золотосодержащих концентратов Иргиредметом предложен способ, предусматривающий флотацию кеков БВ совместно с исходной измельченной рудой, что позволяет (на примере руд Ангренской и Тасеевской фабрик) повысить общее извлечение золота на 1,4-2,5 %, cеребpa - на 3-5° и примерно на 10 % снизить удельный расход электроэнергии на обработку руды.

Следует иметь в виду, что рассмотренные выше примеры применения кучного бактериального выщелачивания предполагают переработку тонкоизмельченных материалов, характеризующихся весьма высокой удельной поверхностью окисляемых сульфидов. В литературе практически отсутствуют сведения о применении перколяционного БВ к крупнозернистым сульфидам и сульфидным концентратам и тем более к исходным рудам или рудным отвалам, как это, в частности, практикуется в вариантах кучного цианирования золотых или кислотного выщелачивания окисленных медных, урановых и других руд. Это происходит из-за чрезвычайно низкой скорости биоокисления крупных зерен золотосодержащих сульфидов (пирит, арсенопирит и др.), даже если они находятся в свободном состоянии и могут контактировать с бактериальными растворами.

В этом плане заслуживают внимания результаты исследований индийских ученых по разработке биогидрометаллургической технологии извлечения железа из низкокачественных пиритов.

Сущность технологии заключается в том. что пириты крупностью -1,2+0,05 мм подвергаются биоокислению в перколяционном режиме с использованием кислых шахтных вод, содержащих бактерии Т.Г. Образующийся раствор сульфата железа нейтрализуется аммиаком, в результате чего получают осадок гидроксида Fe(ОН)3+Fe(ОН)-, используемый в дальнейшем для производства железа, и относительно чистый раствор сульфата аммония. Последний подвергается упариванию с использованием солнечной энергии. Выкристаллизованная соль (NH4)2SО4*nH2O реализуется в качестве товарной продукции.

Эксперименты по верколяционному БВ пиритных концентратов, содержащих 15,2 % железа, 13,0 % серы, 71,7 % HO, проводились в колонне диаметром 0,6 и высотой 2,43 м. вмещающей 1,5 т концентрата. Cнизy колонна была снабжена диспергатором воздуха, а также температурным датчиком и приспособлениями для сбора растворов на различных высотах. Выщелачивание осуществлялось шахтной водой с pH 2,5. После выщелачивания в течение 60 сут извлечение железа в раствор составило 55 % (на 10 % ниже, чем при агитационном выщелачивании). В отсутствие бактерий за этот же период выщелочено лишь 7 % железа.

Были также проведены эксперименты перколяционного БВ пиритсодержащей руды текущей добычи крупностью кусков от 2,5 до 10 см. Во избежание засорения воздушного диспергатора и выходного патрубка нижняя часть воздушной колонны заполнялась галькой из инертного материала на высоту до 15 см. Производительность колонны по рабочему раствору составляла 8.3 л/ч. При pH 2.5 скорость выщелачивания была очень низкой, и только после того, как pH снизилась до 2,0, скорость возросла до требуемых значений. Необходимая степень извлечения железа в растворы достигнула через 100 сут. выщелачивания. Расчет соотношения Fe3+:Fe2+ показал, что бактериальная активность в условиях колонного выщелачивания была достаточно хорошей.

В 1997 г. Иргиредметом подготовлены технические предложения по созданию энергосберегающем технологии кучного БВ мышьяковистых золотосодержащих руд с исходной крупностью кусков от минус 10 до минус 100 мм. Данная технология предполагает совмещение процессов вскрытия и измельчения сульфидов в единой операции биовыщелачивания. Суть процесса заключается в том, что в результате просачивания кислых бактериальных растворов через штабель руды и закрепления микроорганизмов на поверхности кутков происходит локальное окисление сульфидных минералов (железа, мышьяка, меди и др.) с образованием оксидных соединений, имеющих малую механическую прочность. В итоге при длительном воздействии бактерий на куски сульфидном руды последние подвергаются дезинтеграции. Одновременно происходит освобождение золота, ассоциированного с сульфидами, и оно становится доступным для выщелачивания цианидами и другими растворителями. Как показали поисковые эксперименты, указанная технология может оказаться весьма эффективной для коренных руд Олимпиадинского месторождения, обладающих благоприятной для данного варианта БВ физико-химической характеристикой.