Кучное бактериальное выщелачивание бедных упорных золотосульфидных руд

Г.В. Седельникова, Д.Х. Ким, Н.В. Ибрагимова — ФГУП ЦНИГРИ

Усложнение состава, снижение содержания золота и повышение доли упорных руд с тонко вкрапленным золотом в сульфидах выдвигают задачу поиска новых экономически выгодных технологий их переработки [1].

В настоящее время извлечение золота из упорных руд осуществляется в основном с применением методов окислительного обжига, автоклавного и бактериального выщелачивания, позволяющих окислить сульфиды, вскрыть тонко вкрапленное золото и извлечь его при последующем цианировании твердых остатков. Процесс бактериального выщелачивания применительно к золотосодержащему сырью получил широкое распространение в мировой практике в варианте чанового био-окисления упорных золотосодержащих концентратов и является наиболее простым, относительно дешевым и экологически безопасным способом переработки по сравнению с другими альтернативными методами. 

В настоящее время в мире успешно функционирует порядка 20 установок по переработке упорных золотосодержащих концентратов в Австралии, ЮАР, Перу, Гане, Китае, Казахстане, Узбекистане, России и других странах. Начиная с 2000 года в мире построено 14 биозаводов, в том числе 7 биозаводов в Китае. Это позволило Китаю вовлечь в переработку крупные месторождения упорных руд и выйти на 1-е место в мире по добыче золота [2].

В России с 2001 года успешно работает только одно промышленное предприятие с использованием отечественной биогидрометаллургической технологии BIONORD® с использованием ассоциации хемоавтотрофных микроорганизмов для переработки сложных пирротиновых золотомышьяковых концентратов, полученных при обогащении руд Олимпиадинского месторождения предприятия ОАО «Полюс Золото» [3]. Первый промышленный цех по био-окислению упорных золотосодержащих руд был запущен на Олимпиадинской золотоизвлекательной фабрике (ОЗИФ) в 2001 году. Цех был оснащен 5 линиями по 6 реакторов в каждой, емкость каждого биореактора составляла 440 м3. Фабрика была рассчитана на переработку 3 млн т первичной сульфидной руды карьера «Восточный». Аналогов такого производства в России не было, поэтому одновременно с производственными задачами решались и осваивались чисто технологические задачи. Это контроль и управление процессом био-окисления, определение граничных значений таких параметров процесса как плотность пульпы, оптимальная крупность измельчения флотационного концентрата, скорость протока, температура, рН, обороты перемешивающего устройства, расход воздуха. Исследовались различные конструкции импеллеров перемешивающих устройств, систем аэрирования, дозирования питания, поступающего в загрузочный реактор, технологические схемы соединений реакторов в линиях. На основе полученного опыта при эксплуатации цеха БИО-1 было принято решение о расширении передела БИО. В 2007 году был запущен цех БИО-2, рассчитанный на переработку 5 млн т первичной сульфидной руды. Суммарная мощность переработки в двух цехах БИО составила 8 млн т сульфидной руды в год. Цех был оснащен 3 линиями по 6 реакторов в каждой. Емкость каждого реактора составляла 1000 м3. На БИО-2 отрабатывалась технология работы на реакторах большой емкости. Отрабатывалось оптимальное соотношение затрачиваемых мощностей на перемешивающие устройства и аэрацию. Испытывались новые конструкции системы дозирования пульпы по загрузочным реакторам, системы охлаждения. На основе промышленной эксплуатации и анализа работы цехов БИО-1 и БИО-2 была разработана более совершенная концепция цеха БИО-3. Цех запущен в эксплуатацию в 2012 году и оснащен 1 линией с шестью 1000 м3 реакторами. В основу концепции была положена автоматизация процесса био-окисления с выводом контролирующих и управляющих параметров процесса на мониторы компьютеров в операторской. Это позволяло строго удерживать основные параметры процесса в заданных режимах и дало возможность вести процесс в стабильном высокопроизводительном режиме.

Оснащение цехов БИО-1 и БИО-2 системой автоматизации, оправдав-шей себя в эксплуатации в цехе БИО-3 позволило поднять производительность всех цехов с 870 т/сутки до 1150–1200 т/сутки по перерабатываемому флотоконцентрату. За счет этого в 2015 г. было произведено свыше 25 т золота за счет использования технологии био-окисления золотосодержащих сульфидных флотоконцентратов. [4]. 

Анализ работы предприятий чанового бактериального выщелачивания показывает, что минимальное содержание золота в рудах, перерабатываемых по схеме флотация — био-окисление концентрата — цианирование составляет порядка 2 г/т. Так, например, проектом Runruno в Филиппинах, реализованном в 2015 году с применением технологии BIOX® чанового био-окисления концентрата, предусматривается переработка руды с содержанием 1,9 г/т золота и 17 % сульфидной серы. Объем производства золота в год составит 96 700 унц. (3 т), срок эксплуатации рудника — 10,4 года. Проектная производительность фабрики — 1,75 млн т руды в год, установки BIOX® — 140 тыс. т концентрата в год при суточной переработке 404 т концентрата. Проектное извлечение золота из руды — 91,9 % [5, 6].

По данным зарубежных специалистов процесс чанового био-окисления считается рентабельным, если отношение содержаний золото:сера сульфидная составляет более 0,7–0,9. При среднем содержании серы сульфидной в концентратах 15–20 % содержание золота в концентратах, поступающих на био-окисление, должно превышать 17–22 г/т. При низком содержании золота в руде (менее 2 г/т) получение флотационного концентрата с таким содержанием и приемлемым извлечением золота не всегда достижимо и экономически оправдано. Поэтому переработку бедных руд и техногенного сырья проводят в варианте не чанового, а более дешевого метода — кучного бактериального окисления. 

Положительный пример промышленного использования технологии кучного био-окисления бедных упорных золотосульфидных руд продемонстрировала компания Ньюмонт с применением технологии BIOPRO™. В 1988 году, вследствие сокращения запасов окисленных и увеличения сульфидных руд золота на руднике Gold Quarry, расположенного вблизи Карлина (штат Невада, США), компанией Ньюмонт были начаты лабораторные исследования процессов био-окисления. Опытно-промышленные испытания данной технологии начались в 1990 г. и по результатам испытаний было принято решения о постройке промышленной кучи и ее переработке. В конце 1999 года было получено первое золото. С 1999 по 2005 год компания успешно перерабатывала упорную руду крупностью (-10 мм) c содержанием 1–3 г/т золота и 1–2,5 % сульфидной серы (пирит и мышьяковистый пирит). В работе находилось 12 коммерческих куч общим объемом 8,8 млн т руды. В процессе кучного бактериального выщелачивания руды участвовала ассоциация мезофильных, умеренно термофильных и термофильных микроорганизмов. При этом на ранних этапах исследований куча инокулировалась бактериями Acidithiobacillus ferrooxidans, Leptospi-rillum и Sulfobacillus. Однако с увеличением размера кучи стали возникать высокотемпературные зоны, где разогрев доходил до 80 °С и в инокулят были введены термофильные археи Acidianus, Metallosphaera, Sulfolobus. Продолжительность кучного био-окисления составляла 90–250 дней и зависела от вида перерабатываемого сырья. Извлечение золота из остатков био-окисления проводилось цианированием на фабрике по методу уголь в выщелачивании (CIL). Извлечение золота находилось на уровне 53,8 %. Общий объем произведенного золота составил 12,2 т [7,8].

Компанией Geo Biotics разработана и запатентована технология GEOCOAT™, предназначенная для переработки сульфидных концентратов благородных или цветных металлов методом кучного биовыщелачивания [9]. В качестве инокулята используются мезофильные Acidithiobacillus ferrooxidans, Acidithiobacillus thiooxidans, Leptospirillum ferrooxidans, а также термофильные археи Sulfolobus и Acidianus. Данная технология с успехом применяется компанией African Pioneer Mining’s на руднике Agnes, Южная Африка. Продолжительность кучного бактериального выщелачивания составляет 60–75 дней. 

Кучное бактериальное выщелачивание исследовано для переработки упорной золотосульфидной (арсенопирит, пирит) руды с массовой долей сульфидов 3–4 % и карбонатов 1,5–2,5 % [10, 11]. Дробленная руда крупностью -10 мм подвергалась предварительному закислению серной кислотой, расход которой составил 31–35 кг/т. При продолжительности выщелачивания 420 сут степень окисления арсенопирита составила 55–75 %, пирита 31–52 %. Остатки кучного био-окисления доизмельчали до крупности -0,1 мм и подвергали цианированию при Ж:Т=2:1. Показано, что извлечение золота зависит от степени окисления арсенопирита. Активное вскрытие золота происходит в первые 130–175 сут, затем процесс замедляется. При наибольшей степени окисления арсенопирита извлечение золота составляет 73–75 %.

Проблема переработки отвальных забалансовых руд актуальна и для государственного предприятия «Навоийский горно-металлургический комбинат» Республики Узбекистан. 
С 2008 года на Гидрометаллургическом заводе 3 (ГМЗ-3) запущена установка по био-окислению флотоконцентратов, полученных из руд месторождений Кокпатас и Даугызтау. На сегодняшний день количество отвальных забалансовых сульфидных руд только месторождения Кокпатас составляет около 15 млн т. В связи с этим в 2012 году были начаты научно-исследовательские работы по разработке биотехнологии кучного выщелачивания отвальных забалансовых руд месторождения Кокпатас. Проведены лабораторные и укрупнено-лабораторные испытания по био-выщелачиванию двух типов отвальных руд: отвальные забалансовые руды и отвальные сульфидные руды немашинного класса при классе крупности руды: -3+0; -10+0; и –25+0. Эксперименты проводили в био-реакторах с массой руды 2, 25 и 100 кг. Данные химического и рационального анализа показывают, что золото, тонковкрапленное в породообразующие минералы, ассоциированное с углеродистыми веществами и тонковкрапленное в сульфиды, не поддается классическим методам извлечения. В работе была использована ацидофильная ассоциация железо-сероокисляющих бактерий, выделенная из сульфидных руд месторождения Кокпатас. В процессе био-выщелачивания были определены влагоемкость, проницаемость, расход серной кислоты, а также основные параметры био-выщелачивания. Установлено, что био-окисление сульфидных минералов зависит от класса крупности: чем мельче руда, тем выше вскрытие золота. Результаты лабораторных и укрупненно-лабораторных испытаний показали, что, несмотря на высокое содержание карбонатов, метод кучного био-выщелачивания пригоден для переработки отвальных забалансовых и отвальных сульфидных руд месторождения Кокпатас. В процессе био-выщелачивания обоих типов руд извлечение золота методом цианирования после бактериального окисления увеличилось на 30–33 % и составило 57,6–68,9 %, что свидетельствует о перспективности разрабатываемой биотехнологии. На основании проведенных исследований и полученных данных разработан технологический регламент для проведения полупромышленных испытаний биотехнологии переработки отвальных руд месторождения Кокпатас на массе руды 100 т при классе крупности -15+0 мм [12].

Финская компания «Talvivaara Mining CompanyР1с.» (ТМСР) разработала технологию кучного бактериального выщелачивания никеля и сопутствующих ему цветных металлов (кобальта, меди, цинка) из полиметаллического рудного месторождения Talvivaara с запасами 642 млн т руды со средней массовой долей никеля — 0,23 %, меди — 0,13 %, кобальта — 0,02 % и цинка — 0,51 %. Главные сульфидные минералы в руде — пирротин, пирит, халькопирит, сфалерит и петландит, суммарная массовая доля которых составляет в среднем 21 %. До послед-него времени месторождение оставалось невостребованным из-за низкого качества руды, и его эксплуатация с использованием общепринятых (главным образом пирометаллургических) методов экономически не оправдывалась. По ранее выполненным в исследовательском центре компании Оutokumpu технологическим исследованиям был составлен проект предприятия с ориентацией на технологию кучного бактериального выщелачивания металлов с годовой производительностью по никелю до 50 тыс. т. Предусмотренная проектом технолого-аппаратурная схема включает: горные работы, дробление, кучное бактериальное выщелачивание и извлечение никеля, меди, цинка и кобальта из растворов осаждением сероводородом с получением соответствующей товарной продукции. Бактерии, используемые в процессе биовыщелачивания на Talvivaara, присутствуют и развиваются в исходной руде. Таким образом, они являются эндемическими (т.е. свойственными данной местности) и поэтому хорошо приспособлены к условиям окружающей среды, что существенно повышает эффективность рассматриваемой технологии. Полученные продукты характеризуются высоким качеством, при извлечении из растворов близким к 100 %. На опытных установках достигнуто 96–98 % извлечения металлов из руд [13, 14]. 

Кучное бактериальное выщелачивание сульфидной никелевой руды месторождения Mojiang (провинция Yunnan, Китай) с запасами 4 млн т руды с содержанием Ni — 0,5 % и As — 0,34 % проводится аборигенными адаптированными мезофильными и умеренно термофильными микроорганизмами при температуре процесса в пределах 38–55 °С в зависимости от сезона. По результатам пилотных испытаний было показано, что извлечение никеля в раствор в промышленных масштабах должно составить 70 % при продолжительности выщелачивания 1 год [15].

Таким образом, анализ исследований и практики переработки бедных упорных руд показал, что кучное бактериальное выщелачивание является эффективным методом окисления сульфидов и вскрытия тонко вкрапленных металлов при использовании высокоэффективных штаммов термофильных, умеренно термофильных или мезофильных бактерий, образующих ассоциации. Цветные и благородные металлы извлекаются в товарную продукцию в процессе дальнейшей переработки бактериальных растворов и твердых остатков биоокисления.

Объектом настоящих исследований являлась бедная упорная золотомедно-цинковая руда одного из месторождений РФ.

Выбор технологии переработки комплексных руд, содержащих одновременно золото и цветные металлы, зависит от содержания и форм нахождения металлов, минерального состава и технологических свойств руды, экологических требований и других факторов. Золотомедные руды (содержание золота выше, чем меди) обычно перерабатывают методом цианирования. Медно-золотые руды (содержание меди выше, чем золота), перерабатывают методом флотации с последующей плавкой медных концентратов на пирометаллургических заводах. В некоторых случаях хвосты флотации с высоким содержанием золота повергают цианированию [17].

Технология кучного бактериального выщелачивания бедной упорной золото-медно-цинковой руды была исследована в ФГУП ЦНИГРИ в сравнении с традиционным флотационным обогащением руды (флотация с получением концентратов цветных металлов и цианированием хвостов флотации с извлечением благородных металлов).

Для окисления сульфидов использовалась ассоциация мезофильных и умеренно термофильных бактерий, имеющихся в лаборатории биотехнологии ЦНИГРИ (Acidithiobacillus ferrooxidans, Acidithiobacillus thiooxidans, Leptos-pirillum (L.ferro oxi dans), а также архебактерии, принадлежащие к роду Ferroplasma), способные эффективно окислять упорные золотосодержащие сульфиды в условиях кучного бактериального выщелачивания.

Исследования вещественного состава руды показали, что основными компонентами руды являются, %: 21,6 SiO2; 2,9 Al2O3; 3,5 Fe; 5,6 MgO; 7,1 CaO; 8,2 Sобщ; 4,2Ss; 0,05 Cорг; 0,61 Cu; 1,15 Zn; 0,33 Pb; <0,01 As; 0,017 Sb; 2,6 г/т Au; 40,7 г/т Ag.

 Основными полезными компонентами в руде являются золото медь и цинк, попутным — серебро. Содержание вредных примесей мышьяка и сурьмы низкое и составляет <0,01 и 0,017 % соответственно. Содержание сульфидной серы находится на уровне 4,2 %. Значительная массовая доля серы (порядка 50 %) представлена сульфатной формой и связана с баритом.

По данным фазового анализа цветных металлов, установлено, что массовая доля окисленных минералов меди составляет около 4 %, цинка — 14,3 %. Это указывает на то, что данная руда является сульфидной и незначительно затронута процессами окисления.

По данным фазового анализа, выполненного при крупности материала 90 % -0,074 мм, в руде практически отсутствует свободное золото 0,3 %, в открытых сростках (цианируемое) находится 53,5 %. Значительное количество золота находится в упорной форме 46,2 %, в том числе 42,7 % золота заключено в сульфидах, в породообразующих минералах содержится незначительное количество — 3,5 %.

Сравнительные испытания по прямому и сорбционному цианированию руды показали, что она не обладает сорбционной активностью и может подвергаться обработке методом кучного выщелачивания. Минеральный состав руды представлен следующими минералами, %: 33 барит, 31 карбонаты, 19 кварц, 4 серицит, 1 хлорит, 5,8 пирит, 1,2 халькопирит, 1,5 сфалерит, 0,5 галенит, 3 гидроксиды железа. Помимо перечисленных главных минералов в пробе обнаружены также сульфиды меди (борнит, дигенит), серебросодержащая блеклая руда, а также ультратонкие (1–2 мкм) выделения самородного золота (10 золотин), в том числе в сростках с галенитом, халькопиритом, баритом, доломитом и другими минералами, а также полностью закрытое (тонков-крапленное) золото (5 золотин) в халькопирите, кварце, барите и доломите. Известно, что наличие гидроксидов железа и высокого содержания карбонатов и барита осложняет процесс выщелачивания руды.

Для определения пригодности руды к кучному бактериальному выщелачиванию проведены сравнительные испытания по прямому и сорбционному цианированию руды, которые показали, что она не обладает сорбционной активностью и может подвергаться кучному выщелачиванию. Изучение физико-механических свойств руды (табл. 1) показало, что руда имеет низкий коэффициент фильтрации <1 м/сут и плохо пригодна к кучному бактериальному выщелачиванию. Поэтому проводили предварительное окомкование руд.

Формы нахождения золота	Содержание Au, г/т	Распределение Au, %
Au свободное	0,01	0,3
Au в виде открытых сростков	1,53	53,5
Au, заключенное в сульфидах	1,22	42,7
Au, заключенное в породообразующих минералах	0,1	3,5
Итого: золото в исходной руде	2,86	100

Табл. 1. Результаты фазового анализа золота в руде

Дробленная до крупности -5 мм руда подвергалась окомкованию с известью (2 кг/т), что позволило получить прочные окатыши, не разрушающиеся в процессе кучного бактериального выщелачивания в серно-кислой среде. Общая пористость окомкованной руды повысилась с 31,5 до 39,4 %, полная влагоемкость — с 14,4 до 23,87 %; коэффициент фильтрации окомкованной руды увеличился до 213 м/сут, что обеспечило создание благоприятных условий для осуществления инфильтрационного режима выщелачивания, при котором в порах руды сохраняется кислород, необходимый для жизнеобеспечения бактерий в процессе окисления сульфидов.

Известно, что присутствие карбонатов до 8 % положительно влияет на процесс био-окисления, так как карбонаты являются дополнительным источником углекислоты, необходимой для развития бактерий. Однако высокое содержание карбонатов в исследуемой руде (31 %) обусловливает дополнительный расход серной кислоты в процесс био-окисления для поддержания оптимального рН=1,8–2,2 для развития выбранных микроорганизмов. Поэтому проводилось предварительное закисление материала 5- и 10 %-м раствором серной кислоты. 

При закислении окомкованной руды 5 %-й серной кислотой для получения рН = 2,3 требуется израсходовать 85–90 кг серной кислоты на 1 т руды, однако при дальнейшем орошении закисленной руды бактериальными растворами с рН=1,8–2,0 кислотность выщелачивающих растворов уменьшается и значение рН достигает 3,2–4,0, что значительно снижает интенсивность био-окисления сульфидов. Применение 10 %-й серной кислотой (с расходом 130–140 кг/т) для закисления руды позволило стабилизировать рН на уровне 2,0–2,2 при выщелачивании руды и обеспечить эффективное окисление сульфидных минералов. Продолжительность закисления руды составляет 2–3 сут. 

Анализ полученных растворов после закисления и влагонасыщения руды в перколяторе показал, что серно-кислый раствор с рН=2,0–2,2 может использоваться для регенерации и приготовления бактериальных растворов для кучного био-окисления, так как при закислении руды цветные металлы практически не выщелачиваются (концентрация их в растворе не превышает 0,01–0,02 г/л).

Кучное бактериальное выщелачивание окомкованной руды проводили в перколяторах в инфильтрационном режиме орошения при следующих условиях: Т:Ж =1:2, интенсивность (плотность) орошения — 0,20–0,25 м3/ (м2•сутки) продолжительность орошения — 120 сут; объем циркулирующего бактериального раствора — 5 л. В качестве питательной среды для нормального роста и развития бактерий использовали разбавленную в 4 раза среду Сильвермана и Лундгрена (среда 9К/4).

В течение первых 50 сут выщелачивания руды процесс окисления сульфидов протекает наиболее эффективно, о чем свидетельствует рост окислительно-восстановительного потенциала (Eh) с 690 до 787 мВ. Величина pH в первые 5 сут возрастает с 2,0 до 2,3, затем плавно снижается до 2,0–1,8 (рис. 1). 

Рис. 1. Изменение pH и Eh в процессе кучного биоокисления руды

К концу выщелачивания (110–115 сут) сохраняется довольно высокий электрохимический потенциал, оптимальный для жизнедеятельности бактерий pH, равный 2,0–1,8.

В бактериальных растворах определены все виды бактерий, входящие в состав выбранной ассоциации — Acidithiobacillus ferrooxidans, Acidithio-bacillus thiooxidans, Leptospirillum (L.ferrooxidans), а также архебактерии, принадлежащие к роду Ferroplasma. Установлено, что количество клеток всех видов и родов бактерий, содержащихся в 1 мл раствора увеличивается в процессе кучного бактериального выщелачивания (исследования выполнены Т.Н. Пивоваровой, ст. н.с., к. биол.н. ИНМИ РАН). 

Такая положительная тенденция наращивания биомассы микроорганизмами указывает на то, что в процессе биоокисления сульфидов и продуктов их окисления участвуют все микроорганизмы, состоящие в ассоциации. Доминирующим штаммом бактерий при биоокислении сульфидов в условиях кучного бактериального выщелачивания является Acidithiobacillus ferrooxidans (рис. 2).

Рис. 2. Изменение состава ассоциации микроорганизмов в бактериальных растворах в процессе кучного биоокисления руды

В процессе бактериального окисления сульфидов в серно-кислой среде наблюдается накопление ионов железа, меди и цинка в бактериальном растворе, за исключением свинца. Гале нит практически не окисляется. При продолжительности выщелачивания руды в течение 110 ч концентрация металлов в бактериальном растворе достигает максимального значения и составляет: 9,0; 2,9 и  4,8 г/л соответственно (рис. 3 А), в исследуемой системе устанавливается равновесие. В условиях кучного бактериального выщелачивания при продолжительности 110 ч степень био-окисления пирита (по железу пиритному) составила 87,40 %, медных минералов (по меди) — 75,78 % и цинковых минералов (по цинку) — 69,90 % (рис. 3 Б).

Рис. 3. Изменение концентрации металлов в бактериальном растворе (А) и степени окисления минералов в зависимости от продолжительности кучного выщелачивания руды

Извлечение меди из бактериального раствора проводили методом цементации после очистки бактериальных растворов от железа. Полученная медь цементная с содержанием 62,10 % меди при извлечении 73,22 % пригодна к переработке на металлургическом заводе. Цинк осаждали в виде гидроксида цинка.

Благородные металлы концентрируются в твердых остатках кучного био-окисления и извлекаются гидрометал-лургическими методами. Принимая во внимание «кислый» характер остатков био-окисления (pH=1,8), в работе исследовано несколько методов извлечения золота из остатков: агитационное цианирование, тиокарбамидное выщелачивание, кучное цианидное выщелачивание и кучное тиокарбамидное выщелачивание (рис 4).

Рис. 4. Извлечение золота из твердых остатков кучного биоокисления руды агитационным цианированием и тиокарбамидным выщелачиванием в зависимости от степени окислениясульфидов (А); кучным выщелачиванием золота цианидом и тиокарбамидом (Б)

Агитационное цианирование золота из твердых остатков био-окисления проводили после предварительной нейтрализации пульпы известью до pH=10,5–11. В случае тиокарбамидного выщелачивания нейтрализация не требуется, так как растворение золота протекает в кислой среде. Представленные на рисунке 4 А данные по извлечению золота агитационным цианированием и тиокарбамидным выщелачиванием в зависимости от степени окисления сульфидов показывают, что чем больше окислены сульфиды и «вскрыто» упорное золото, тем больше его переходит в растворы цианидного и тиокарбамидного агитационного выщелачивания при перемешивании пульпы. С помощью агитационного цианирования остатков достигается наибольшее извлечение золота 85,8 %, серебра 73 % при степени окисления сульфидов, равной 79,3 %. Извлечение металлов в тиомочевинные растворы несколько ниже и составляет 78,0 % золота и 70,1 % серебра. Таким образом, применение кучного био-окисления позволяет значительно повысить извлечение благородных металлов из упорной руды по сравнению с низкими показателями извлечения благородных металлов цианированием из исходной руды методом цианирования, соответственно 28,8 % золота и 23,4 % серебра.

Кучное выщелачивание благородных металлов из твердых остатков биоокисления также протекало достаточно эффективно. За 10–13 сут выщелачивания в цианидный раствор извлекалось 84,4 % золота и 76,1 % серебра, в тиокарбамидный раствор — 79,3 % золота и 70,2 % серебра (рис. 4 Б). Извлечение золота с применением тиокарбамидного растворителя в обоих случаях ниже (примерно на 5 %), чем цианидного. Однако в случае использования тиокарбамида не требуется нейтрализация остатков био-окисления перед растворением золота, поэтому для окончательного выбора метода растворения золота требуется провести технико-экономический расчета. На рисунке 5 приведена технологическая схема переработки руды с применением кучного бактериального окисления и кучного цианидного выщелачивания золота из остатков биоокисления.

Рис. 5. Технологическая схема переработки упорной золотосульфидной медно-цинковой руды с использованием кучного бактериального выщелачивания

Принимая во внимание сульфидный характер руды и преимущественную ассоциацию полезных компонентов с сульфидами была исследована традиционная флотационно-цианистая схема переработки руды при конечной крупности измельчения 95 % -0,040 мк. Технологическая схема обогащения руды включала следующие операции: основная медная флотация, две контрольные флотации и две перечистки с получением медного концентрата; основная цинковая флотация, контрольная флотация и две перечистки с получением цинкового концентрата (исследования выполнены А.И. Никулиным, зав. лаб., к.т.н. и Н.Н. Павловой, н.с. ФГУП ЦНИГРИ). Использовали стандартный набор реагентов для флотации сульфидов 
(известь, бутиловый ксантогенат, цинковый купорос и вспениватель Т-80). Для повышения флотируемости частично окисленных сульфидов применяли сульфидизатор — сернистый натрий. Хвосты флотации с содержанием золота около 1 г/т направляли на сорбционное цианирование для извлечения благородных металлов с последующим получением сплава Доре (рис. 6).

Рис. 6. Технологическая схема переработки упорной золотосульфидной медно-цинковой руды с использованием кучного бактериального выщелачивания

Общее извлечение золота и серебра с применением флотационно-цианистой технологии составило 69,6 и 51,5 % соответственно, в том числе в медный концентрат 30,1 и 21,9 %, цинковый концентрат — 4,2 и 7,4 %, сплав Доре — 35,3 и 22,2 %. Извлечение меди в медный концентрат — 56,0 %, цинка в цинковый концентрат — 47,5 %.

В таблице 2 приведены результаты сравнения технико-экономических показателей переработки упорной золотосульфидной медно-цинковой руды, полученных с применением кучного бактериального выщелачивания и традиционной флотационно-цианистой технологии.

Наименование	Биотехнология (КБВ)	Традиционная флотационно-цианистая технология	Увеличение (+),уменьшение (-)
Содержание в руде:
— золота, г/т	2,6	2,6	---
— серебра, г/т	40,7	40,7	---
— меди, %	0,61	0,61	---
— цинка, %	1,15	1,15	---
Конечная крупность перед обогащением, мм	-5 мм	90–95 %	---
		кл. -0,044 мм
Товарные продукты	Сплав Доре	Сплав Доре
	Cu цементная	Cu к-т
	Zn (гидроксид)	Zn к-т
Извлечение в товарные продукты,
%: — золота	82,7	69,6	+13,1
— серебра	74,6	51,5	+23,5
— меди	73,2	56	+17,2
— цинка	64,6	47,5	+17,1
Объем товарной продукции в стоимостном выражении, %
	113	100	13,00%
Эксплуатационные расходы на 1 т руды, %	82,5	100	-17,50%
Прибыль от реализации продукции, %	109,3	100	9,30%

Табл. 2. Сравнение технико-экономических показателей переработки упорной золотосульфидной медно-цинковой руды с использования кучного бактериального выщелачивания и флотационно-цианистой технологии 

Анализ полученных данных показывает, что применение современной технологии кучного бактериального выщелачивания при переработке упорной сульфидной золотосодержащей медно-цинковой руды в течение 110 сут позволяет повысить извлечение золота с 69,3 до 82,7 %, серебра с 51,5 до 74,6 %, меди с 56 до 73,2 % и цинка с 47,5 до 64,6 %, уменьшить эксплуатационные расходы на 17,5 % и увеличить объем товарной продукции и прибыль от реализации товарной продукции на 13 и 9,3 %, соответственно.

Выполненные в ФГУП ЦНИГРИ исследования показали высокую эффективность и перспективность применения технологии кучного бактериального окисления для извлечения золота и цветных металлов из бедной упорной золотосодержащей руды. 

Опубликовано в журнале «Золото и технологии», № 1 (35)/март 2017 г.