一种耐砷细菌及其用于氧化处理高砷精金矿的方法
阅读：1022发布：2021-01-15
专利汇可以提供一种耐砷细菌及其用于氧化处理高砷精金矿的方法专利检索，专利查询，专利分析的服务。并且发明 涉及一种处理高砷精金矿的方法，属于 冶金 技术领域。本发明的耐砷细菌为耐砷 氧 化亚 铁 硫杆菌（CCTCC M2010072），是从含有氧化亚铁硫杆菌的高含砷精金矿的酸性矿坑 水 中选育出来并经驯化所得的。利用该菌处理高砷精金矿的方法包括细菌的扩大培养、高砷精金矿调浆、细菌氧化处理、 酸化 脱砷、氰化提金、回收砷等步骤。本发明的处理方法较常规高砷金矿预处理方法相比本发明不仅能高效回收贵金属金，同时能对副产物砷进行 回收利用 ，大大降低了细菌氧化工艺处理后污水和废渣含砷量高的环保难题，还能减少氰化药剂的消耗量和提高高砷精金矿的提金率，有利于推进国内储量巨大的高砷精金矿的环保、持续开发。，下面是一种耐砷细菌及其用于氧化处理高砷精金矿的方法专利的具体信息内容。
1.一种耐砷氧化亚铁硫杆菌(Thiobacillus ferrooxidans),其特征在于它是从含有氧化亚铁硫杆菌的高含砷精金矿的酸性矿坑水中选育出来并经驯化所得的，其保藏号为CCTCC NO：M2010072，其选育和驯化方法为：
（1）、原始菌种的选育：
采集含有氧化亚铁硫杆菌的高含砷精金矿的酸性矿坑水，按酸性矿坑水：培养基=1:10体积比加入培养基，培养3-10天后选择颜色由无色变为红色的培养瓶进行富集纯化，得到原始菌种；
所述培养基中所含营养成分为：七水硫酸亚铁45g/L，硫酸铵3g/L，硫酸氢二钾0.5g/L，七水硫酸镁0.5g/L，氯化钾0.1g/L，硝酸钙0.01g/L，pH值为1.5-2；
（2）、菌种的驯化：
将步骤（1）所得菌种按菌液：驯化培养基=1:10体积比转接入驯化培养基1中，于摇床中驯化培养3-4天，培养温度为30-45℃，摇床转速为160-250rpm；
将由驯化培养基1培养后的菌液按菌液：驯化培养基=1:10体积比转接入含驯化培养基2中，于摇床中驯化培养，培养温度为30-45℃，摇床转速为160-250rpm，驯化3-4天后再按菌液：驯化培养基=1:10体积比转接入新的驯化培养基2中，共转接10代，得到菌浓度
8 9
为10-10 个/mL的耐砷菌液，菌液的氧化还原电位为550-650mv，耐砷细菌的生长温度为
30-45℃；
所述驯化培养基1的营养成分为：高砷精金矿粉10g/L，硫酸铵3g/L，磷酸氢二钾
0.5g/L，七水硫酸镁0.5g/L，氯化钾0.1g/L，硝酸钙0.01 g/L，pH值为1.5-2；
所述驯化培养基2的营养成分为：高砷精金矿粉200g/L，硫酸铵3g/L，磷酸氢二钾
0.5g/L，七水硫酸镁0.5g/L，氯化钾0.1g/L，硝酸钙0.01 g/L，pH值为1.5-2；
步骤（2）中驯化培养基1和2中所述的高砷精金矿粉为细度小于0.037mm的颗粒占
93.64%的矿粉，其中金的含量为30-45g/t,铁的质量百分比为10-30%，砷的质量百分比为
4-20%，硫的质量百分比为10-40%。
2.一种利用权利要求1所述耐砷氧化亚铁硫杆菌氧化处理高砷精金矿的方法，其特征在于包括以下步骤：
（1）、耐砷细菌的放大培养：
将经驯化的氧化亚铁硫杆菌在细菌培养槽中接种至培养基中扩大培养，得到菌浓度为
8 9
10-10 个/mL的耐砷菌液；
扩大培养的接种量为：菌种：培养基=1:10体积比，培养温度为30-45℃，培养基营养成分为：七水硫酸亚铁45g/L，硫酸铵3g/L，硫酸氢二钾0.5g/L，七水硫酸镁0.5 g/L，氯化钾
0.1g/L，硝酸钙0.01g/L，pH值为1.5-2；
（2）、高砷精金矿调浆：
将高砷精金矿研磨至细度小于0.037mm的颗粒占90%以上，加水调整成精金矿浓度为
20%（w/v）的矿浆，用硫酸调节浆液pH值为1.5～2，并向矿浆中添加无机盐，添加的无机盐种类和比例为：硫酸铵0.3g/L、磷酸氢二钾0.05 g/L，七水硫酸镁0.05g/L，氯化钾0.01g/L，硝酸钙0.001g/L；
（3）、氧化处理矿浆：
将步骤（2）的矿浆加入到细菌氧化搅拌槽中，按菌液：矿浆 =1:10体积比将步骤（1）中扩大培养的菌液接入到细菌氧化搅拌槽中，通入空气并搅拌，搅拌转数为300-600转/分，空气流量为0.05-0.15升/升矿浆·分钟，在30-45℃的条件下氧化，氧化4-5天；
（4）、酸化脱砷
在搅拌的条件下向步骤（3）所得氧矿浆中加入由盐酸与硫酸组成的混酸，调节浆液pH值至0.2-0.5，所述混酸中盐酸与硫酸的体积比为1-1.5，酸化反应2-3h，反应结束后过滤，收集滤渣，用上述混酸调节pH值至0.2-0.5的自来水洗涤滤渣2次，收集滤渣，将首次滤液和2次洗涤后的滤液合并后转入耐酸容器中；
（5）、氰化提金：
将步骤（4）过滤所得滤渣加水调配成30%-40%（w/v）的渣浆，用质量百分比浓度为30%的生石灰乳液调节渣浆pH值至10-12，加入氰化钠、活性炭，通入空气，在搅拌下氰化提金，
12-24h后分离活性炭和渣浆，收集吸附有黄金的活性炭，经解析、电解提纯后得99.99%的纯金；
3
所加氰化钠的用量为2-5kg/t滤渣，所加活性炭的用量为200-300kg/m 渣浆，搅拌转速100-200转/分，每升渣浆通入的空气流量为0.001-0.005L/min；
（6）、回收砷：
向步骤（4）中所得滤液加入20-50g/L的铁粉，并向液体中通入1.5-2倍砷摩尔当量的硫化氢气体，密闭反应2-3h,反应结束后收集沉淀，沉淀经pH为0.3-0.5的盐酸洗涤2次，烘干得硫化砷沉淀。
一种耐砷细菌及其用于氧化处理高砷精金矿的方法
技术领域
背景技术
[0002] 含砷精金矿是难处理金矿石中重要的一种矿石类型，在这类矿石中，金以次显微状赋存在毒砂和黄铁矿等硫化物之中，采用传统工艺直接氰化提金，金的浸出率低于50%，因此在氰化前需要对精金矿进行氧化处理，以提高金的浸出率。目前对含砷精金矿的预处理方法主要有氧化焙烧、加压氧化及细菌氧化法。氧化焙烧法通过氧化焙烧脱除砷铁包裹物以提高金的提取率，但焙烧时产生的大量含硫含砷的烟尘对环境的污染十分严重，目前仅少数低砷精金矿能用该法处理。加压氧化法是将精金矿在高温高压下氧化以实现较高金回收率的方法，该法对设备要求较高，运营费用高，投资大，目前仅在实验室研究，尚未工业化生产。细菌氧化处理是利用氧化亚铁硫杆菌（Thiobacillus ferrooxidans）等特定浸矿细菌将包裹金的黄铁矿、砷黄铁矿等有害成分氧化成硫酸盐、碱式硫酸盐或砷酸盐，达到完全暴露金的目的。细菌氧化法因环境友好、成本低、投入少、运营费用低等特点，已成为世界上主流的高砷精金矿处理方法。
[0003] 由于砷对细菌有毒害作用，目前工业中应用的难处理金矿的砷含量需要控制，不能高于4-6%，否则浸矿细菌的活性将大大降低，甚至出现细菌死亡。而据资料显示，我国难处理金矿中砷含量通常为4-10%，属于高砷金矿（本领域通常将含砷量高于4%的精金矿叫高砷金矿），因而，研发高效的耐砷浸矿细菌，对处理高砷复杂难处理金矿具有十分重要的意义。
[0004] 中国专利200810011233.6公开了一种耐砷菌氧化预处理复杂难处理金矿—氰化提金方法，采用氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌和氧化亚铁微螺菌的混合菌对高砷复杂难处理金矿进行氧化预处理。该混合菌具有很强的耐砷性能，可达到20g/L，可处理含砷8-20%的高砷复杂金矿。但是，该方法仍存在以下不足之处：采用三种菌作为浸矿细菌，虽然具有很强的耐砷性能，但是混合细菌的培养过程中需要各菌种数量上要形成一定比例，而在培养过程中很难保障各菌种保持各自的优势数量，目前此项技术还在实验室研究中，尚未见工业报道。氧化过程中起氧化作用的主要为氧化亚铁硫杆菌，若其他菌群数量过多，氧化亚铁硫杆菌数量相比单一氧化亚铁硫杆菌纯培养数量偏少，其氧化效果相对较差，另外氧化硫硫杆菌的存在，能将矿物中的硫元素氧化为硫酸，导致溶液酸度增加，不利于细菌的生长和对毒砂、黄铁矿等的氧化，而且对设备腐蚀和操作安全提出了更高的要求。该方法只采用了细菌氧化脱砷，当固砷含量<0.3%时结束氧化，矿石中还残留部分砷，这部分没有被氧化的砷在氰化时吸附在矿粒表明形成薄膜，会增加氰化提金的原料消耗，影响提金效果。同时这部分砷还会进入氧化后的废水和尾渣，增加了尾矿和污水的处理难度剂成本费用。并且由于尾渣中含砷量高于国家标准规定的0.1%，只能采取填埋的方法处理尾矿，这对环境也产生了不利的影响。另外，该方法着重在贵金属金银的回收，而忽略了对砷资源的回收和利用，浪费了砷资源，降低了收益。
发明内容
[0005] 本发明的目的在于克服现有细菌氧化处理高砷精金矿技术中所存在的混合菌培养困难和矿石中残留砷含量较高的不足，提供一种容易培养的单一耐砷细菌及利用该耐砷细菌氧化处理高砷精金矿并回收砷资源的工艺方法。利用该耐砷细菌氧化处理高砷精金矿，有效回收砷资源矿石残留的砷含量在0.02%以下。利用本发明的细菌氧化处理高砷精金矿，在提高金的浸出率的同时，能降低原料成本，回收砷资源，对环境友好。
[0006] 本发明的耐砷细菌为耐砷氧化亚铁硫杆菌（CCTCC NO：M2010072），已在中国典型培养物保藏中心保藏，保藏日期：2010年4月1日。
[0007] 本发明的耐砷氧化亚铁硫杆菌是从含有氧化亚铁硫杆菌的高含砷精金矿的酸性矿坑水中选育出来并经驯化所得的，其选育和驯化方法如下：
[0008] （1）、原始菌种的选育：
[0009] 采集含有氧化亚铁硫杆菌的高含砷精金矿的酸性矿坑水，按酸性矿坑水：培养基=1:10体积比加入培养基，培养3-10天后选择颜色由无色变为红色的培养瓶进行富集纯化，得到原始菌种；
[0011] （2）、菌种的驯化：
[0012] 将步骤（1）所得菌种按菌液：驯化培养基=1:10体积比转接入驯化培养基1中，于摇床中驯化培养3-4天，培养温度为30-45℃，摇床转速为160-250rpm；
[0013] 将由驯化培养基1培养后的菌液按菌液：驯化培养基=1:10体积比转接入含驯化培养基2中，于摇床中驯化培养，培养温度为30-45℃，摇床转速为160-250rpm，驯化3-4天后再按菌液：驯化培养基=1:10体积比转接入新的驯化培养基2中，共转接10代，得到菌浓8 9
度为10-10 个/mL的耐砷菌液，菌液的氧化还原电位为550-650mv，耐砷细菌的生长温度为30-45℃；
度为10-10 个/mL的耐砷菌液，菌液的氧化还原电位为550-650mv，耐砷细菌的生长温度为30-45℃；
[0014] 所述驯化培养基1的营养成分为：高砷精金矿粉10g/L，硫酸铵3g/L，磷酸氢二钾0.5g/L，七水硫酸镁0.5g/L，氯化钾0.1g/L，硝酸钙0.01 g/L，pH值为1.5-2；
[0015] 所述驯化培养基2的营养成分为：高砷精金矿粉200g/L，硫酸铵3g/L，磷酸氢二钾0.5g/L，七水硫酸镁0.5g/L，氯化钾0.1g/L，硝酸钙0.01 g/L，pH值为1.5-2。
[0016] 步骤（1）中所述酸性矿坑水的pH值为3-5。
[0017] 步骤（1）所选育得到的原始菌在固体培养基上的菌落为棕色、圆形，直径约1mm，中部突起，在硫代硫酸盐液体培养基和含硫液体培养基中均一混沌；在亚铁培养基中培养，亚铁培养液28小时后变为红褐色，pH值上升到1.9以上有红色沉淀产生，培养液面上有一层细菌细胞组成膜。在显微镜下该菌为短杆状，能运动，菌体直径约0.5um，长度1.1μm，具有圆钝的末端，对生。根据上述特征，查询《伯杰氏细菌学手册》初步鉴定为氧化亚铁硫杆菌。
[0018] 步骤（2）中驯化培养基1和2中所述的高砷精金矿粉为细度小于0.037mm的颗粒占93.64%的矿粉，其中金的含量为30-45g/t,铁的质量百分比为10-30%，砷的质量百分比为4-20%，硫的质量百分比为10-40%。
[0019] 利用本发明的耐砷细菌氧化处理高砷精金矿的方法包括以下步骤：
[0020] （1）、耐砷细菌的放大培养：
[0021] 将经驯化的氧化亚铁硫杆菌在细菌培养槽中接种至培养基中扩大培养，得到菌浓8 9
度为10-10 个/mL的耐砷菌液；
度为10-10 个/mL的耐砷菌液；
[0022] 扩大培养的接种量为：菌种：培养基=1:10体积比，培养温度为30-45℃，培养基营养成分为：七水硫酸亚铁45g/L，硫酸铵3g/L，硫酸氢二钾0.5g/L，七水硫酸镁0.5 g/L，氯化钾0.1g/L，硝酸钙0.01g/L，pH值为1.5-2；
[0023] （2）、高砷精金矿调浆：
[0024] 将高砷精金矿研磨至细度小于0.037mm的颗粒占90%以上，加水调整成精金矿浓度为20%（w/v）的矿浆，用硫酸调节浆液pH值为1.5～2，并向矿浆中添加无机盐，添加的无机盐种类和用量为：硫酸铵0.3g/L、磷酸氢二钾0.05 g/L，七水硫酸镁0.05g/L，氯化钾0.01g/L，硝酸钙0.001g/L；
[0025] （3）、氧化处理矿浆：
[0026] 将步骤（2）的矿浆加入到细菌氧化搅拌槽中，按菌液：矿浆 =1:10体积比将步骤（1）中扩大培养的菌液接入到细菌氧化搅拌槽中，通入空气并搅拌，搅拌转数为300-600转/分，空气流量为0.05-0.15升/升矿浆·分钟，在30-45℃的条件下氧化，氧化时间为4-5天；
[0028] 在搅拌的条件下向步骤（3）所得氧矿浆中加入由盐酸与硫酸组成的混酸，调节浆液pH值至0.2-0.5，所述混酸中盐酸与硫酸的体积比为1-1.5，酸化反应2-3h，反应结束后过滤，收集滤渣，用上述混酸调节pH值至0.2-0.5的自来水洗涤滤渣2次，收集滤渣，将首次滤液和2次洗涤后的滤液合并后转入耐酸容器中；
[0029] （5）、氰化提金：
[0030] 将步骤（4）过滤所得滤渣加水调配成30%-40%（w/v）的渣浆，用质量百分比浓度为30%的生石灰乳液调节渣浆pH值至10-12，加入氰化钠、活性炭，通入空气，在搅拌下氰化提金，12-24h后分离活性炭和渣浆，收集吸附有黄金的活性炭，经解析、电解提纯后得99.99%的纯金；
[0031] 所加氰化钠的用量为2-5kg/t滤渣，所加活性炭的用量为200-300kg/m3渣浆，搅拌转速100-200转/分，每升渣浆通入的空气流量为0.001-0.005L/min；
[0032] （6）、回收砷：
[0033] 向步骤（4）中所得滤液加入20-50g/L的铁粉，并向液体中通入1.5-2倍砷摩尔当量的硫化氢气体，密闭反应2-3h,反应结束后收集沉淀，沉淀经pH为0.3-0.5的盐酸洗涤2次，烘干得硫化砷沉淀。
[0034] 本发明从含有氧化亚铁硫杆菌的高砷精金矿的酸性矿坑水中选育并经驯化得到氧化亚铁硫杆菌，该菌具有较强的耐砷性能，可达到10-15g/L。在温度为30-45℃，pH1.5-2，通入空气的条件下，氧化亚铁硫杆菌的新陈代谢作用能将包裹金的砷、铁矿物分解，使微粒金暴露出来易于氰化提取，反应式如下：
[0035]
[0036]
[0037]
[0038]
[0039] 细菌在酸性条件下，将毒砂中的砷氧化为砷酸，砷由固相进入液相，同时过量的砷酸与铁离子形成沉淀物，部分砷以砷酸铁的形式重新进入固相，这部分砷可用酸溶出，在强酸性条件下,矿物中的铁、砷等矿物进一步溶出，反应式如下：
[0040]
[0041]
[0042] 滤渣用于氰化提金，氰化过程中金以络合物形式存在，能特异性的被活性炭吸附，其他元素如砷等，也能与氰化物反应，增加浸金氰化物的消耗量。
[0043]
[0044]
[0045] 向滤液中加入铁粉，将溶液中Fe3+还原为Fe2+ 、As5+还原为As3+，向液体中通入硫化氢气体，反应后收集沉淀，沉淀经pH为0.3-0.5的盐酸洗涤2次，烘干得硫化砷沉淀。
[0046]
[0047]
[0048] 在上述条件下，可以保证矿浆体系中供养充足和避免矿浆沉降，砷的氧化率可达99%以上，矿石残留的砷含量在0.02%以下，对环境友好并且可以硫化砷的形式回收砷，可充分利用高砷精金矿中的砷资源。由于砷的脱除率在99%以上，滤渣中所残留的砷含量极低，在氰化提金时，难以吸附在矿粒表明形成薄膜而影响提金效果，并且由杂质砷所消耗的氰化钠得以降低，因此，氰化提金的原料消耗较小。
[0049] 含砷精金矿不仅是贵重金属金的重要来源之一，同时也是金属砷的重要来源之一，高砷精金矿中含砷量在4%以上。目前国内外细菌氧化法处理高砷精金矿着重在贵金属金银的回收，而忽略了对砷资源的回收和利用，不仅浪费了砷资源，而且砷的不完全氧化会导致矿石中残留部分砷，残留的砷在氰化时吸附在矿粒表明形成薄膜，使得金的浸出率下降，影响提金效果，降低收益，同时砷还会进入氧化后的废水和尾渣，增加了尾矿和污水的处理难度剂成本费用。
[0050] 与现有技术相比，本发明的有益效果：
[0051] 1、本发明经过驯化，获得了一种容易培养的氧化亚铁硫杆菌，其耐砷浓度为10-15g/L，在3-4天即可将浓度为200g/L的高砷精金矿浆中的砷全部氧化。
[0052] 2、本发明可处理含砷4-10%的高砷精金矿，脱砷后矿渣中含砷量在0.02%以下，脱砷率达99%以上。由于滤渣中所残留的砷含量极低，在氰化提金时，难以吸附在矿粒表明形成薄膜而影响提金效果，并且由杂质砷所消耗的氰化钠得以降低，因此，氰化提金的原料消耗较小，氰化钠的用量为2-5kg/t滤渣。
[0053] 3、本发明有效地回收了高砷精金矿中的砷资源，砷的回收率在99%以上。
具体实施方式
[0054] 下面结合具体实施方式对本发明作进一步的详细描述。但不应将此理解为本发明上述主题的范围仅限于以下的实施例，凡基于本发明内容所实现的技术均属于本发明的范围。
[0055] 本发明所列举的实施例中的耐砷细菌为耐砷氧化亚铁硫杆菌（CCTCC NO：M2010072），已在中国典型培养物保藏中心保藏，保藏日期：2010年4月1日。
[0056] 实施例1
[0057] 1、选育和驯化氧化亚铁硫杆菌：
[0058] （1）、原始菌种的选育：
[0059] 从贵州某含有氧化亚铁硫杆菌的高含砷精金矿的酸性矿坑水采集水样，所采集的水样的pH值为3.5，用滤纸粗滤去除肉眼可见杂质，再用孔径0.02μm的滤膜进行过滤，将过滤后的滤膜放入蒸汽消毒后的三角瓶里；
[0060] 向1L蒸馏水中加入45g七水硫酸亚铁、3g硫酸铵、0.5g硫酸氢二钾、0.5 g七水硫酸镁、0.1g氯化钾、0.01g硝酸钙配置成培养基，用硫酸调节培养基pH值为1.5；
[0061] 按按酸性矿坑水：培养基=1:10体积比向三角瓶中加入培养基，在35℃温度下培养6天后选择颜色由无色变为红色的培养瓶进行富集纯化，得到原始菌，经初步鉴定为氧化亚铁硫杆菌；
[0062] （2）、菌种的驯化：
[0063] 取贵州某高砷精金矿（矿石中各元素含量为：金43.3g/t，铁为26.4%、砷为14.3%，硫29.8%。属黄铁矿、毒砂包裹型，金的直接氰化浸出率为23.4%。）磨细至0.037μm的颗粒占90%以上，将高砷精金矿粉按比例加入培养基配置驯化培养基1和培养基2，所述驯化培养基1的营养成分为：高砷精金矿粉10g/L，硫酸铵3g/L，磷酸氢二钾0.5g/L，七水硫酸镁0.5g/L，氯化钾0.1g/L，硝酸钙0.01 g/L，pH值为1.5；所述驯化培养基2的营养成分为：
高砷精金矿粉200g/L，硫酸铵3g/L，磷酸氢二钾0.5g/L，七水硫酸镁0.5g/L，氯化钾0.1g/L，硝酸钙0.01 g/L，pH值为1.5。
高砷精金矿粉200g/L，硫酸铵3g/L，磷酸氢二钾0.5g/L，七水硫酸镁0.5g/L，氯化钾0.1g/L，硝酸钙0.01 g/L，pH值为1.5。
[0064] 将步骤（1）筛选得到氧化亚铁硫杆菌液1mL接入装有10mL驯化培养基150mL三角瓶中，于摇床中驯化培养3天，温度为35℃，摇床转速为200rpm；
[0065] 取由驯化培养基1培养后的菌液1mL接入装有10mL驯化培养基2的50mL三角瓶中，于摇床中驯化培养，温度为35℃，转速为200rpm，3天后取培养好的菌液接入装有10mL驯化培养基2的50mL三角瓶中，于摇床中驯化培养，温度35℃，转速200rpm，3天后进行8 9
转接，重复转接10次，得到菌浓度为10-10 个/mL的耐砷菌液，菌液的氧化还原电位为
550-650mv，耐砷细菌的生长温度为30-45℃。
转接，重复转接10次，得到菌浓度为10-10 个/mL的耐砷菌液，菌液的氧化还原电位为
550-650mv，耐砷细菌的生长温度为30-45℃。
[0066] 利用上述耐砷细菌氧化处理高砷精金矿的方法包括以下步骤：
[0067] （1）、耐砷细菌的放大培养：
[0068] 将经驯化的氧化亚铁硫杆菌在细菌培养槽中接种至用硫酸调节pH值为1.5的9K8 9
培养基中进行三级逐级放大培养，得到1L菌浓度为10-10 个/mL的氧化亚铁硫杆菌菌液，菌液电位为550-650mv；
培养基中进行三级逐级放大培养，得到1L菌浓度为10-10 个/mL的氧化亚铁硫杆菌菌液，菌液电位为550-650mv；
[0069] 每级扩大培养的接种量按照1mL菌液接入10mL培养基，培养温度为30-45℃，培养基营养成分为：七水硫酸亚铁45g/L，硫酸铵3g/L，硫酸氢二钾0.5g/L，七水硫酸镁0.5 g/L，氯化钾0.1g/L，硝酸钙0.01g/L，用硫酸调节pH值为1.5。
[0070] （2）、高砷精金矿调浆：
[0071] 将高砷精金矿进行研磨，得到细度小于0.037mm的颗粒占93.64%的矿粉，称取2kg磨细的矿粉加入10L自来水中，调整成精金矿浓度为20%（w/v）的矿浆，用硫酸40mL调节浆液pH值为1.5，并向矿浆中添加以下无机盐：硫酸铵3g、磷酸氢二钾0.5g，硫酸镁0.5g，氯化钾0.1g，硝酸钙0.01g。
[0072] （3）、氧化处理矿浆：
[0073] 将上述10L矿浆转入到细菌氧化搅拌槽中，并向其中接入1L培养好的氧化亚铁硫杆菌菌液，通入空气并搅拌，搅拌转数为400转/分，空气流量为0.1升/升矿浆·分钟，调节搅拌槽夹套冷热水比例，保持搅拌槽内矿浆温度为35-45℃,在此条件下氧化4天；氧化结束后分别用王水和盐酸溶解矿石，分别采用国标《GB/T 20899.7-2007|金矿石化学分析方法 第7部分：铁量的测定》和《 GB/T 20899.3-2007|金矿石化学分析方法 第3部分：砷量的测定》测定氧化态铁、总铁和氧化态砷及总砷，并计算得到铁的氧化率为94.6%，砷氧化率为99.3%。
[0074] （4）、酸化脱砷
[0075] 在搅拌的条件下向步骤（3）所得氧矿浆中加入加入矿浆体积2.6%的混酸调节浆液pH值至0.29，所述混酸中盐酸与硫酸的体积比为1，酸化反应2h，反应结束后过滤，收集滤渣，用上述混酸调节pH值至0.2的自来水洗涤滤渣2次，收集滤渣，将首次滤液和2次洗涤后的滤液合并后转入耐酸容器中。
[0076] （5）、氰化提金：
[0077] 将步骤（4）过滤所得滤渣加水调配成30%（w/v）的渣浆，用质量百分比浓度为30%的生石灰乳液调节渣浆pH值至11.8，加入氰化钠、活性炭，通入空气，在搅拌下氰化提金，12h后分离活性炭和渣浆，金回收率达91.4%。活性炭吸附后的成分分析为：Au 6.06kg/t，Fe 2.89kg/t，As 0.004kg/t，Zn 0.001kg/t，Ca 0.004kg/t，Sb 0.003kg/t，Pb 0.001kg/t。
[0078] 所加氰化钠的用量为2.9kg/t滤渣，所加活性炭的用量为200kg/m3渣浆，搅拌转速为180转/分，每升渣浆通入的空气流量为0.001L/min。
[0079] （6）、回收砷：
[0080] 步骤（4）中所得滤液的成分为：总Fe 47.8g/L，总As 28.2g/L，（其中Fe3+=44.3g/5+
L， As 9.7g/L），Zn2.3g/L, Mg 0.24g/L，Ca 1.16g/L，Sb 0.11g/L,Pb 0.08g/L, pH 0.30；
L， As 9.7g/L），Zn2.3g/L, Mg 0.24g/L，Ca 1.16g/L，Sb 0.11g/L,Pb 0.08g/L, pH 0.30；
[0081] 加入30g/L的铁粉将溶液中Fe3+还原为Fe2+ 、As3+，并向液体中通入硫化氢气体密闭反应2h，硫化氢气体通入量为38.3g/L,反应结束后收集沉淀，沉淀经pH为0.4的盐酸洗涤2次，收集沉淀并烘干得硫化砷沉淀，含砷沉淀混合物的成分为：As 56.1%， Fe 1.3%，Ca 0.74%,Mg 0.36%,Sb 0.07%,Pb 0.05%。滤液中总砷浓度为0.003g/L，砷的回收率为99.18%。
[0082] 实施例2
[0083] 采用实施例1中筛选得到的驯化后的氧化亚铁硫杆菌作为浸矿菌株。
[0084] 本实施例所处理的高砷金精矿成分为：金 40.8g/t 、铁21.3%、砷 12.7% 、硫25.4%。属黄铁矿、毒砂包裹型，金的直接氰化浸出率为21.8%。
[0085] 利用上述耐砷细菌氧化处理高砷精金矿的方法包括以下步骤：
[0086] （1）耐砷细菌的放大培养：
[0087] 将经驯化的氧化亚铁硫杆菌在细菌培养槽中接种至培养基中扩大培养，得到菌浓8 9
度为10-10 个/mL的耐砷菌液；
度为10-10 个/mL的耐砷菌液；
[0088] 扩大培养的接种量按照1mL菌液接入10mL培养基，培养温度为30-45℃，培养基营养成分为：七水硫酸亚铁45g/L，硫酸铵3g/L，硫酸氢二钾0.5g/L，七水硫酸镁0.5 g/L，氯化钾0.1g/L，硝酸钙0.01g/L，用硫酸调节pH值为1.5-2。
[0089] （2）高砷金精矿调浆：
[0090] 将高砷精金矿进行研磨，得到细度小于0.037mm的颗粒占93.64%的矿粉，称取2kg磨细的矿粉加入10L自来水中，调整成精金矿浓度为20%（w/v）的矿浆，用硫酸40mL调节浆液pH值为1.5，并向矿浆中添加以下无机盐：硫酸铵3g、磷酸氢二钾0.5g，硫酸镁0.5g，氯化钾0.1g，硝酸钙0.01g。
[0091] （3）氧化处理矿浆：
[0092] 将上述10L矿浆转入到细菌氧化搅拌槽中，并向其中接入1L培养好的氧化亚铁硫杆菌菌液，通入空气并搅拌，搅拌转数为400转/分，空气流量为0.1升/升矿浆·分钟，调节搅拌槽夹套冷热水比例，保持搅拌槽内矿浆温度为35℃的条件下进行氧化，氧化时间为4天；氧化结束后分别用王水和盐酸溶解矿石，分别采用国标《GB/T 20899.7-2007|金矿石化学分析方法 第7部分：铁量的测定》和《 GB/T 20899.3-2007|金矿石化学分析方法 第3部分：砷量的测定》测定氧化态铁、总铁和氧化态砷及总砷，并计算得到铁的氧化率为95.2%，砷氧化率为99.7%。
[0093] （4）酸化脱砷
[0094] 在搅拌的条件下向步骤（3）所得氧矿浆中加入加入矿浆体积3%的混酸调节浆液pH值至0.25，所述混酸中盐酸与硫酸的体积比为1，酸化反应2h，反应结束后过滤，收集滤渣，用上述混酸调节pH值至0.25的自来水洗涤滤渣2次，收集滤渣，将首次滤液和2次洗涤后的滤液合并后转入耐酸容器中；
[0095] （5）氰化提金：
[0096] 将步骤（4）过滤所得滤渣加水调配成30%（w/v）的渣浆，用质量百分比浓度为30%的生石灰乳液调节渣浆pH值稳定至11.5，加入氰化钠、活性炭，通入空气，在搅拌下氰化提金，12h后分离活性炭和渣浆，金回收率达92.1%。活性炭吸附后的成分分析为：Au 5.43kg/t，Fe 2.64kg/t，As 0.003kg/t，Zn 0.002kg/t，Ca 0.002kg/t，Sb 0.001kg/t，Pb 0.001kg/t。
[0097] 所加氰化钠的用量为3kg/t滤渣，所加活性炭的用量为200kg/m3渣浆，搅拌转速为180转/分，每升渣浆通入的空气流量为0.002L/min；
[0098] （6）、回收砷：
[0099] 步骤（4）中所得滤液的成分为：Fe 38.3g/L，总As 25.8g/L，（其中Fe3+=33.6 g/L，5+
As 17.2g/L），Zn1.9g/L, Mg 0.31g/L，Ca 1.67g/L，Sb 0.14g/L,Pb 0.12g/L, pH 0.27。
As 17.2g/L），Zn1.9g/L, Mg 0.31g/L，Ca 1.67g/L，Sb 0.14g/L,Pb 0.12g/L, pH 0.27。
[0100] 加入30g/L的铁粉将溶液中Fe3+还原为Fe2+ 、As3+，并向液体中通入通入量为40g/L的硫化氢气体，密闭反应2h,反应结束后收集沉淀，沉淀经pH为0.4的盐酸洗涤2次，收集沉淀并烘干得硫化砷沉淀，含砷沉淀混合物的成分为：As 52.3%， Fe 1.1%，Ca 0.86%,Mg0.32%,Sb 0.08%,Pb 0.06%。
[0101] 滤液中总砷浓度为0.003g/L，砷的回收率为99%。
[0102] 对比试验
[0103] 按照实施例1中的方法制备氧化处理矿浆，平均分为两份矿浆A和B，其中A按实施例1的酸化条件进行酸化，酸化后过滤得滤渣1和滤液1，滤液1按照实施例1沉淀砷后过滤得到滤液1′；另一份矿浆B采用直接过滤，得到滤渣2和滤液2。经测定滤渣1中金54.3克/吨，铁 5.89%，砷 0.02%；滤渣2中金48.9克/吨，铁 11.43%，砷 8.21%。
[0104] 将滤渣1和滤渣2烘干至恒重后，称量滤渣1和滤渣2各300克分装于氰化槽1和氰化槽2中，分别加水1000mL调配成30%（w/v）的渣浆，用质量百分比浓度为30%的生石灰乳液调节渣浆pH值稳定至12，然后向氰化槽1中加入2.4克氰化钠（氰化钠用量8kg/t），氰化槽2中加入0.87克氰化钠（氰化钠用量2.9kg/t），在分别向氰化槽1、2中加入200克活性炭，调节空气流量稳定在0.001升/分，搅拌转数180转/分，12h后分离活性炭和渣浆，并将渣浆过滤，洗涤滤渣，烘干后测定氰化渣中金含量分别为7.18克/吨和4.67克/吨，砷含量为8.17%和0.02%，计算得到滤渣1和滤渣2的黄金提取率分别为91.4%和85.3%。
[0105] 对废水滤液1′和滤液2进行成分分析，滤液1′中成分为Fe 45.3g/L,As0.003g/L，Zn2.2g/L, Mg 0.19g/L，Ca 1.09g/L，Sb 0.004g/L,Pb 0.008g/L, pH 0.53，滤液2成分为Fe 22.5g/L，As 13.6g/L，Zn1.2g/L, Mg 0.15g/L，Ca 2.16g/L，Sb 0.010g/L，Pb 0.082g/L, pH 1.2。
[0106] 取滤液1′和滤液2各1000mL于不锈钢搅拌槽内，在180转/分的搅拌条件下分别缓慢加入130克和60克生石灰，反应1小时，过滤，滤渣用自来水洗涤一次，滤渣烘干，取样测定砷含量。测得滤液1′产生滤渣中砷含量为0.003%，滤液2产生的滤渣砷含量为5.02%
[0107] 实验结论：样品滤渣2未经酸化，渣中含有大量砷、铁等杂质元素，这些杂质元素能与氰化钠反应，增加氰化钠消耗量，并且会在金表面形成一层薄膜，阻碍了金的浸出，导致金浸出率降低。滤渣1经酸化后样品中消除了大量杂质元素，提高了金的回收率，降低了
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