Бидний тухай
Багш ажилтан
The increasing demand for rare earth elements necessitates the development of environmentally friendly and energy-efficient extraction methods. This study investigates the bioleaching efficiency of rare earth elements from carbonatite ores using both pure and mixed bacterial cultures under ambient conditions. Ores from the Lugiin Gol and Mushgia Khudag deposits underwent a 7-day bioleaching with a bacterial mixture and pure cultures origin from copper ore. The progress of bioleaching was monitored by measuring dissolved metal concentrations, pH, and oxidation-reduction potential. X-ray diffraction analysis revealed that rare earth elements predominantly exist as minerals synchysite and bastnasite in the Lugiin Gol ore, monazite and parasite in the Mushgia Khudag ore. Chemical analysis determined the total REE content to be 3.99% in Lugiin Gol ore and 7.66% in Mushgia Khudag ore. The bioleaching, conducted with a solid-to-liquid ratio of 1:6 at room temperature and utilizing six different ore particle sizes, demonstrated that mixed bacterial cultures were significantly more effective than pure cultures. The highest metal recovery rates achieved were 15.85% and 6.23% (wt.%) for Lugiin Gol and Mushgia Khudag ores, respectively. Furthermore, particle size was identified as a crucial factor influencing bioleaching efficiency, with optimal results observed at 4.0–5.0 mm particle sizes, likely due to the weakening of the rare earth element bearing ore matrix.
The increasing demand for rare earth elements (REEs) necessitates the development of more efficient and environmentally friendly leaching methods. This study investigates the use of biological pretreatment to improve metal recovery from REE ore obtained from the Mushgia Khudag deposit. Characterization of the ore revealed a total REE content of 6.99%, with X-ray diffraction analysis identifying calcite and apatite as the dominant minerals, while REEs were primarily found in the forms of monazite and parisite. Experimental results demonstrated that ore pre-treated with a mixed thiobacteria culture (Tmix) achieved a 1.40-fold increase in metal recovery compared to direct acid leaching. Additionally, Bacillus sp. (B. sp.) bacteria improved recovery by 1.07-fold. Monitoring changes in pH, oxidation–reduction potential (ORP), and zeta potential during the pre-treatment process indicated that the bacteria did not directly dissolve the REEs but rather modified the surface charge and mineral structure of the ore, facilitating more efficient acid leaching. The use of Tmix bacteria for pretreatment significantly improved leaching efficiency, reduced acid consumption, and minimized environmental impact.
Газрын ховор элемент (ГХЭ)-ийн хүдрийн ордыг агуулагч чулуулгаас нь хамааруулж карбонатит, магмын шүлтлэг чулуулаг, тунамал чулуулаг, ион шингээгч чулуулаг зэрэг төрөлд ангилдаг. ГХЭ-ийн үндсэн эх үүсвэр болох карбонатитын орд нь нийт нөөцийн 62%-ийг эзэлдэг. Ихэнх тохиолдолд карбонатитын хүдрээс газрын ховор элементийг химийн аргаар уусган авдаг. Бид энэхүү судалгааны ажлаар Монгол орны өмнөд хилд орших Лугийн голын ГХЭ-ийн хүдрийг хүхрийн хүчлээр уусган баяжуулах, уусалтын процессын кинетикийг судлахаар зорилоо. Уусалтын кинетик загварчлал болон уусалтанд нөлөөлөх хүчин зүйлийг тодорхойлох зорилгоор уусалтын өмнө болон дараах хатуу дээжийн фазын шинжилгээг X-туяаны диффракцийн аргаар, уусмалд шилжсэн элементийн агуулгыг индукцийн холбоост плазмын оптик цацаргалтын спектроскопийн аргаар, жижиг хэсгийн гадаргуугийн цэнэгийг зета потенциал хэмжигчээр тус тус тодорхойлсон. Лугийн голын хүдэрт La 1.46%, Ce 2.11%, Pr 0.18%, Nd 0.52% (массын хувиар) агуулагдаж байсан бөгөөд хүдэрт лантан, цери, ниодим кальциттай хам ургалттай синхезит эрдсийн хэлбэрээр оршиж байна. Хүдрийг хатуу шингэний харьцаа 1:6, жижиг хэсгийн ширхэглэг 0.15-0.25 мм үед 1.0 М концентрацитай хүхрийн хүчлээр 25°С температурт 60 минут уусгахад металл авалт нь 73.5% TRE2O3 байв. Кальцитын агуулга өндөртэй хүдрийн хүчлийн уусалтын идэвхжлийн энерги 22.3-34.5 кЖ∙моль-1 байсан нь кинетикийн хувьд диффузын процессоор хянагддаг болохыг илтгэж байна. Лугийн голын хүдрийг хүчлээр шууд уусгахад хүдрийн жижиг хэсгүүдийн гадаргуугийн цэнэг харилцан адилгүй байдгаас шалтгаалан металлын уусалтад хүдрийн ширхэглэг хүчтэй нөлөөлдөг болохыг тогтоов. ГХЭ-ийн хүдрийн жижиг хэсгийн гадаргуу нь сөрөг цэнэгтэй байсан бөгөөд 0.15-0.25 мм фракцын зета потенциал хамгийн багадаа -60.6 мВ байсан нь эерэг цэнэгтэй устөрөгчийн ионтой харилцан үйлчлэх нөхцөлийг бүрдүүлж байна. Иймд ердийн нөхцөлд кальцитын агуулга өндөртэй хүдрээс газрын ховор элементийг металл авалт харьцангуй өндөртэйгөөр хүрээлэн буй орчинд ээлтэйгээр уусган баяжуулах бүрэн боломжтой юм.
Биоуусалтын арга нь байгаль орчинд ээлтэй, нүсэр тоног төхөөрөмж шаарддаггүй, эдийн засгийн хувьд хэмнэлттэй учир хүдрээс металлыг хуримтлуулах, уусгах ногоон технологийн нэг гэгддэг. Биоуусалтаар бактери, хөгц, мөөгөнцөр хэрэглэн зэс, алт, цайр, никель, газрын ховор элемент зэрэг металлыг ядуу агуулгатай хүдэр, хаягдал материал болон уусалтын дараах хаягдлаас уусгахад илүү үр дүнтэй. Үүнтэй холбоотойгоор өндөр технологийн түүхий эд бөгөөд үйлдвэрлэлийн витамин гэж нэрлэгддэг газрын ховор элементийг уусган баяжуулахад биоуусалтын аргыг хэрэглэх судалгаа эрчимжиж байна. Энэхүү судалгааны ажлаар карбонатитын чулуулаг бүхий газрын ховор элементийн хүдрийг ердийн нөхцөлд тионы бактерийн холимог өсгөврөөр уусган металл авалтыг харьцуулан судлахаар зорилоо. Туршилтад Лугийн гол ба Мушгиа Худагийн газрын ховор элементийн хүдрийг сонгон авч, зэсийн хүдрээс ялгасан 2.1×106 КҮН/мл эсийн тоотой тионы бактерийн холимог өсгөврөөр хүдрийн ширхэглэгээс хамааруулан хатуу шингэний харьцаа 1:6, сэгсрэлтийн эрчим 250 rpm үед тасалгааны температурт 7 хоногийн турш биоуусалт явуулж, уусалтын явцыг уусмалд шилжсэн металлын агуулга, рН, исэлдэх ангижрах потенциалаар тус тус хянасан. Газрын ховор элемент нь Лугийн голын хүдэрт синхезит, бастназит, Мушгиа Худагийн хүдэрт монацит, паризит эрдсийн хэлбэрээр агуулагдаж байгааг рентген диффракцын шинжилгээгээр, нийт газрын ховор элементийн агуулга харгалзан 3.9%, 6.9% болохыг химийн шинжилгээгээр тодорхойллоо. Хүдрийн ширхэглэг 5-6 мм үед холимог бактерийн синергитик нөлөөгөөр биоуусалт үр дүнтэй явагдаж, металл авалт Лугийн гол ба Мушгиа Худагийн хүдэрт харгалзан 15.85% ба 6.23% TREE байлаа. Хүдрийн биоуусалтын үед холимог бактерийн синергитик нөлөөгөөр протон шилжилтийн процесс давамгайлан явагдаж, газрын ховор элемент уусмалд шилжсэн гэж үзэж байна. Иймд карбонатитын чулуулаг бүхий газрын ховор элементийн хүдрээс тионы бактерийн холимгоор ердийн нөхцөлд металлыг өндөр бүтээмжтэйгээр уусган баяжуулах боломжтой гэж үзэж байна.
Carbonatite bearing rare earth elements are rich sources of rare earth elements and play a critical role in the global supply chain. While carbonatite deposits are less accessible compared to ion adsorption clays, their mineral composition makes them essential for rare earth element extraction. Extraction of rare earth elements from carbonatite ore involves acid leaching, a process that we aim to explore in this study using the carbonatite ore from Lugiin gol. Characterization of the raw material and solid residue post-leaching was conducted using X-ray diffractometry, inductively coupled plasma optical emission spectroscopy, and a zeta potential analyzer. These analytical techniques were utilized for kinetic modeling, assessing the influencing factors of leaching, and determining metal recovery in the pregnant solution. The results of the study highlight the significant role of surface charge formation on target particles during milling in the acidic leaching process. This finding shed light on the importance of understanding the surface properties of the particles in the extraction of rare earth elements from carbonatite ores. The surface of particles in the supernatant of rare earth elements’ ore was negatively charged, with the median zeta potential of the 0.025 mm fraction being at its minimum of -60.6 mV.
In Mongolia, rare earth elements (REE) are primarily found in minerals like monazite, bastnaesite, and synchysite, situated in deposits associated with alkaline rocks and carbonatites. For instance, the ore sourced from the Lugiin Gol deposit, containing synchysite and bastnaesite minerals, necessitates activation under tough conditions and leaching with highly concentrated sulfuric acid. This process is demanding in terms of energy, harmful to the environment, and results in a significant amount of toxic waste. Consequently, researchers are concentrating on bioleaching studies as they present more suitable and cost-effective approaches to leaching and concentrating low-grade ores. To explore the potential of bioleaching REE, numerous microorganisms were isolated from the carbonatite ore housing synchysite minerals. Bioleaching experiments were carried out with seven different bacterial cultures for 42 days at 30°C with particle size smaller than 0.074 mm. The highest metal recovery was observed on the 7th day, with the total REE in the leachate ranging from 20.4 mg/kg to 376.25 mg/kg. Following the 7th day, the REE’ content decreased as the pH rose above 4, causing a certain form precipitation of elements. Among the tested bacteria, the thiobacteria proved to be the most effective bacterial system. When investigating the impact of particle size on leaching using thiobacteria, the TRE2O3 recovery was 9.13% for larger particle sizes of 5-10 mm highlighting particle size as a vital parameter affecting bioleaching efficiency. Mineralogical analysis of the solid residue after bioleaching revealed new peaks for synchysite and bastnaesite, indicating that bacterial activity weakened the interaction between these minerals and the host rock. While the REE’ recovery through bacterial leaching was not remarkably high, the results suggest that combining bioleaching with subsequent chemical treatment or roasting under severe conditions could improve the processing of alkaline carbonatite rocks.
Chalcopyrite is one of the most widespread and refractory copper-containing minerals globally, contributing to around seventy percent of global copper resources. Researchers are focusing more on chalcopyrite leaching using hydrometallurgical methods with various leaching agents. Sulfuric acid is most commonly used agent for the chalcopyrite leaching among the leaching agents. Initially, leaching by sulfuric acid is intense, but it slows down after a certain period of leaching due to the formation of an inactive sulphur layer on the mineral’s surface. To reduce this layer and accelerate leaching, oxidation agents like MnO2, pyrite and H2O2 are used, aided by the galvanic effect and charge carriers including carbon black. Therefore, we aimed to investigate the role of carbon black during chalcopyrite leaching with manganese dioxide, leading to increased copper recovery through additional oxidation. In our study, we conducted chalcopyrite leaching using a 1.0 M sulfuric acid in four different systems under ambient conditions. The copper recovery in CuFeS2+FeS2+MnO2+C system reached to 91.6%, significantly higher than the CuFeS2+FeS2 system at 1.0% after sulfuric acid leaching, thanks to the galvanic effect. Introducing MnO2 during leaching increased oxidation-reduction potential to 1062 mV, facilitating leaching by producing Fe3+, Cu2+ and SO42- ions. While some researchers view carbon black solely as a charge carrier, we propose that it acts as the active center of the reaction. To support this claim, we obtained a cyclic voltammogram by measuring current at the working electrode. During chalcopyrite leaching in sulfuric acid with MnO2, carbon black activates passive layers, as indicated by peak at 313 mV and 224 mV in the cyclic voltammogram representing chalcocite and elemental sulphur oxidation half reactions. This demonstrates that carbon black enhances the charge carrier during chalcopyrite leaching and becomes the active centre of the reaction.
The formation of a passive layer during the hydrometallurgical leaching of copper from chalcopyrite leads to a relatively low copper recovery owing to the halting of the leaching efficiency. Thus, the copper recovery during chalcopyrite leaching needs to be promoted and the formation of passive layers on the mineral surface must be reduced. Organic solvents and surfactants are used to thin the passive layer, improve electron transfer through the passive layer using electrical conductors, and improve leaching through the galvanic effect. Recent research that combined the galvanic effect and enhancement of the electrical conductivity of passive layers has been intensively discussed. Therefore, in this study, we determine the effect of carbon black on the leaching mechanism of chalcopyrite in the presence of manganese dioxide and pyrite. Chalcopyrite leaching is performed using a 1 M sulfuric acid solution under ambient conditions. Inductively coupled plasma-optical emission spectrometry is used to measure the mass concentrations of the copper and iron ions, and an X-ray diffraction pattern of the solid residue after leaching is obtained. Moreover, a cyclic voltammogram is obtained by measuring the current at the working electrode, which is prepared using pure chalcopyrite and pyrite, to reveal the role of carbon black in the leaching process. The copper recovery of our CuFeS2+FeS2+MnO2+C system (91.6%) is significantly higher than that of a CuFeS2+FeS2 system (1.0%) after 1 M sulfuric acid leaching owing to the galvanic effect. In addition, the results indicate that the electron transfer reaction associated with chalcopyrite, chalcocite, pyrite, and elemental sulfur occurs, which leads to the continuous leaching of chalcopyrite into copper minerals, including chalcopyrite and covellite. When chalcopyrite is leached in sulfuric acid with manganese dioxide, the passive layers are activated by the influence of carbon black. Carbon black served as the active site for the reaction, enhancing the effect of charge carriers and facilitating additional oxidation half-reactions. This ultimately led to improved chalcopyrite leaching and a continuous increase in copper recovery.
n recent years, the problem of the complete use of resources is critical because the demand for rare earth elements has increased due to the limited amount of non-renewable resources. Therefore, this research aimed to determine the possibility of increasing metal recovery by sequentially leaching rare earth elements by acid and bacteria of synchysite-bearing ore. We selected the ore of rare earth elements from the Lugiin gol deposit for the leaching and prepared it by grinding it to a 1-5 mm particle size. The X-ray diffraction, petrographic, and minerographic analysis determined that the Lugiin gol deposit consisted of carbonatite rock containing pyrite and synchysite minerals. The rare earth ore was leached in 1.0 M H2SO4for 6 weeks. After that, the bioleaching was carried out with a solid residue of acidic leaching after 42 days with thio-bacteria. The content of La, Ce, Pr,Nd, and Sm in the leachate was determined by the inductively coupled optical emission spectrometry. The metal recovery by acid leaching was 64-88% and as a result of bioleaching, the metal recovery increased by 10-15%.Furthermore, the total metal recovery reached 74.4-98.1% for La, Ce, Pr, Nd, and Sm. Consequently, under ambient conditions, thebioleaching following the acid leaching of the sample increased the rare earth metal recovery. Hence, it was possible to concentrate metal from ore with higher efficiency at mild conditions (1.0 M sulfuric acid, solid-to-liquid ratio of 1:6, room temperature and pressure).
Сүүлийн жилүүдэд стратегийн чухал ач холбогдолтой түүхий эдийн нэг болох газрын ховор элементийн эрэлт нэмэгдэж байгаа хэдий ч тэдгээрийн анхдагч, үл нөхөн сэргээгдэх байгалийн баялагийн нөөц хязгаарлагдмал учраас нэгэнт илрүүлсэн нөөцийг бүрэн ашиглах асуудал чухлаар тавигдаж байна. Ийм учраас газрын ховор элементийг өндөр металл авалттай, үр ашигтай, энергийн зарцуулалт багатай, байгаль орчинд ээлтэй аргаар уусган баяжуулах арга, технологийг оновчтой сонгон хэрэглэх шаардлага суддлаачдын өмнө тулгарч байна. Үүний нэг бол металлыг сонгомлоор уусгах, бага, сарнимал агуулгатай ядуу хүдрийг уусган баяжуулахад тохиромжтой, эдийн засгийн хэмнэлттэй арга болох биоуусгалт буюу био баяжуулалтын арга юм. Энэхүү судалгааны ажлаар зэс молибдены хүдрийн баяжуулалтын дараах хаягдал дахь газрын ховор элтементийг биологийн, химийн аргаар уусган баяжуулах боломжийг харьцуулан судаллаа. Зэс молибдены хүдрийн баяжуулалтын дараах хаягдал нь Си 852.1 мг/кг, Мо 37.17 мг/кг, Lа 21.20 мг/кг, Се 16.98 мг/кг, Nd 11.58 мг/кг, Рг 2.91 мг/кг агуулж байгааг химийн анализаар, халькозин, молибденит, халькантит, сейдит зэрэг эрдсүүд байгааг ретген диффракцийн шинжилгээгээр тодорхойллоо. Биоуусгалтыг тионы төрлийн болон газрын ховор элементийг уусгах чадвартай холимог бактерийн дөрвөн ялгаатай өсгөвөр хэрэглэн 35°С температурт хатуу шингэний харьцаа 1:6 үед 28 хоногийн турш явуулж, уусгалтын явцыг уусмалд шилжсэн газрын ховор элемент, зэс, молибдены агуулга, уусмалын рН, исэлдэх-ангижрах потенциалыг хэмжих замаар хянасан. Хүчлийн уусгалтад 1 М концентрацитай хүхрийн хүчлийг хэрэглэсэн. Уусмалын рН болон исэлдэх ангижрах потенциал нь уусгалтын явцад харьцангуй тогтмол буюу 1.0- 1.7, 373-395 мВ, харин хүчлийн уусгалтын хурд биоуусгалттай харьцуулахад 2.0-2.5 дахин их байсан. Түүнчлэн хаягдалд агуулагдаж байгаа зэс нь уусгалтын бусад системтэй харьцуулахад тионы бактерийн холимог өсгөвөртэй системд илүү уусаж байв. Баяжуулалтын дараах хаягдлын хүчлийн уусгалтаар Lа, Се, Рг, Nd, биоуусгалтаар Lа. Се, Nd зэрэг металлын уусгалтын хувь харьцангуй их байв. Хүчлийн болон биоуусгалтын хурдыг холимог болон химийн урвалын кинетик загвараар харьцуулан судлахад уусгалт нь диффузийн процессын холимог загвараар явагдаж байлаа.
Researchers are interested in the treatment of the ores at a low cost because the industrial cost is high due to the origin of rare earth elements (REE), sparse occurrence, and low content. The demand for raw materials, especially REE, is significantly increasing due to the rapid development of technology. The REE, which includes lanthanoids, Sc, and Y, has different technology applications. The demand for REE oxides will reach 210,000 tons in 2025 because of the annual 5-8.6% increment. REE ore can be processed by chemical, biological, and physical-chemical (electrochemical) treatments. The kinetic modeling of these processes becomes the primary situation to consider economic efficiency and to control kinetically. Herein, this study aims to evaluate the kinetic modeling and mechanism of acid leaching of REE from the Lugiin gol deposit. The elemental composition and mineralization behavior of the solid residue was investigated by ICP-MS and XRD, respectively, before and after the acid leaching. Lanthanum, cerium, and neodymium were associated with calcium in the form of synchysite in the Lugiin gol deposit. Initially, the ore contained 1.46% of La, 2.11% of Ce, 0.18% of Pr, and 0.52% of Nd, where the percentage of total oxide was 5.24% (mass) of TR2O3. The recovery of the lanthanum, cerium, praseodymium, and neodymium was 80.17%, and 77.5%, 7.81%, and 27.8% respectively, where the optimal condition was 0.25 mm in size, 1 M of sulfuric acid, and 48 hours. As well as, the mixed control and internal diffusion control models were applied and fitted to the acid-leaching processes. A shrinking-core kinetic model was fitted to the leaching kinetics of lanthanum. It reveals that the diffusion stage is the rate-determining stage of overall acid leaching. The activation energy is 29.3 kJ mol-1, which is aligned with the diffusion-controlled process.
Monazite is phosphate mineral that containing rare earth elements and one of the main sources to extract rare earth elements, and depending on its chemical and thermal stability, it is difficult to recover ores, being necessary to extract with sulfuric acid or sodium hydroxide at high temperature. As a result of sulfuric acid process, environmentally-friendly and cost effective biohydrometallurgical process have been developing due to its corrosion of equipment of factories, toxic gas and toxic waste generation. Therefore, researchers chose biohydrometallurgical technology as a technology for leaching low-grade and scattered ores, which has environmentally- friendly and cost-effectively. In the biohydrometallurgical process, is important to distinguish and use microorganisms that selectively leach the minerals and ores. The goal of this study was to isolate and culture the local strains of bacteria capable of leaching rare earth elements from the ore containing monazite mineral of the Mushgia khudag deposit. It has been observed that the growth of bacteria was conducted, based on the isolation of bacteria from ore that containing monazite mineral at 30℃ using bacteria mediums, such as Burkholderia cepacia, Enterobacter aerogenes, Pseudomonas aerigonasa etc. Changes of pH and ORP were measured with interval of 48 hours; bacteria cultivation was observed through optical microscope. As can be seen from the result, 2-3 types of local strains of bacteria that can be used for the bioleaching rare earth elements from the ore containing monazite were cultured, and it was determined that they are active in further dissolving rare earth elements.
Complex solid residuals can form during the electrocoagulation of arsenic from aqueous media based on the characteristics of the electrochemical system and cooccurring processes, such as adsorption, hydrolysis, chemical precipitation, and flotation. Herein, we study the composition and behaviors of solid residuals produced after electrocoagulation with iron electrodes in various solution media at pH 3, 7 and 10. The instrumental analysis including FTIR, XRD and SEM show that different minerals were formed by electrocoagulation depending on the pH of the solution, and they included scorodite (FeAsO4⋅2H2O), symplesite (Fe3(AsO4)2⋅8H2O), and parasymplesite (Fe3(AsO4)2⋅8H2O) under acidic conditions; scorodite and kaatialaite (Fe(H2AsO4)3⋅5H2O) under neutral conditions; and scorodite, symplesite, parasymplesite, and schneiderhoehnite (FeFe3As5O13) under alkaline conditions. The behaviors of solid residues on distilled water and acidic and alkaline solutions show that adsorption and chemical precipitation occurred simultaneously during the electrocoagulation of arsenic in aqueous media in the different reaction media.
Эдийн засгийн үсрэнгүй хөгжилтэй зэрэгцэн өндөр техник технологид хэрэглэдэг түүхий эд, ялангуяа ховор элементийн хэрэглээ хурдацтай өсөж байна. Ховор элементийн геологийн үүсэл, тархацын сарнимал байдалтай холбоотой олборлолт, уулын ажлын зардал ихтэй тул хүдрийн биет дээр нь боловсруулалт явуулах сонирхол нэмэгдэж байна. Үүний нэг нь хүдрийн биоуусалтын технологи юм. Биоуусалт явуулахад тухайн бүс нутгийнхаа уур амьсгалд зохицсон микроорганизм сонгох явдал чухал байдаг. Ялангуяа, Монгол орны хувьд эрс тэс, хуурай уур амьсгалтай, хоногийн болон улирлын температурын хэлбэлзэл ихтэй нөхцөлд микроорганизмын нутгийн омгийг биоуусалтад хэрэглэх хэрэгтэй. Иймд бид Лугийн голын ховор элементийн хүдрийн уусалтад нутгийн омог Thiobacillus ferrooxidans-ыг хэрэглэх боломжийг судаллаа. Судалгаанд уусалтын явц дахь исэлдэх-ангижрах потенциал, рН-ыг потенциометрийн аргаар хугацаанаас хамааруулан хэмжиж, эх дээж болон хатуу үлдэгдлийн эрдэсжилтийн өөрчлөлтийг X-туяаны диффракцийн аргаар, ууссан элементийн агуулгыг индукцийн холбоост плазмын спектроскопийн аргаар тус тус тодорхойллоо. Судалгааны дүнгээс харахад Thiobacillus ferrooxidans нь ховор элементийн уусалтад биологийн идэвхтэй болох нь хүчлийн уусалттай харьцуулсан үр дүнгээр тогтоогдлоо. Хамгийн их агуулгатай лантан, цери, ниодим нь кальциттай хам ургалттай бастнезитын хэлбэрээр оршиж байгааг уусалтын дараах баян уусмалын найрлага болон X-туяаны диффракцийн шинжилгээний дүнгээр тогтоолоо. Биоуусалтын үр дүнд уусмалд микроорганизмын дасан зохицолт болон идэвхжилт явагдаж байгааг уусалтын үеийн рН болон исэлдэх-ангижрах потенциалын өөрчлөлт харуулж байна. Биоуусалтын дүнд 14 хоногийн дараа лантан, цери, ниодим, самари, иттри зэрэг элементүүд 58.6-82.3% уусаж байна. Микроорганизм нь газрын ховор элементийн уусалтад идэвхтэй байгаа тул цаашид нарийвчилсан судалгааг хийх шаардлагатай.
МУИС -д Химийн салбар үүссэн цагаас эхлэн физик химийн чиглэлээр судалгаа шавь сургалтын хүрээнээс судалгааны баг үүсэх хүртэл цар хүрээ нь өргөжин тэлсээр иржээ. Тухайлбал, тус тэнхимд 2000 онд “Өнгөт, үнэт металл, ховор элементийн химийн судалгаа”-ны баг, 2001 онд “Эрдэс түүхий эдийн биогеотехнологи, экологийн хавсарсан судалгаа“-ны баг, 2013 оноос “Физик химийн судалгаа”-ны бие даасан баг зэргээр химийн тодорхой чиглэлээр мэргэшин судалгаа явуулдаг судлаачдын нэгдсэн үйл ажиллагаа албан ёсоор эхэлсэн байна. Физик химийн чиглэлээр судалгаа хийдэг багш-судлаачид дотоод гадаадын их дээд сургууль, судалгааны хүрээлэнгүүдтэй хамтран онолын судалгааны зэрэгцээ физик химид суурилсан суурь болон хэрэглээний судалгааны ажил хийж, олон улсын болон дотоодын мэргэжлийн сэтгүүлд 250 гаруй өгүүлэл нийтлүүлэн 20 орчим патент, зохиогчийн эрх авч, 40 гаруй судалгааны төслийг амжилттай хэрэгжүүлээд байна. Химийн тэнхимийн багш-судлаачид физик химийн чиглэлээр 1960-аад оноос өнөөг хүртэл хийсэн хийсэн судалгааны ажлуудын тойм мэдээллийг электродын процесс-катализын судалгаа, гадаргуугийн үзэгдэл-коллоид химийн судалгаа, фазын тэнцвэрийн судалгаа, хүдэр, эрдсийг уусган баяжуулах физик химийн судалгаа гэсэн үндсэн сэдвүүдээр ангилан танилцуулж байна.
The electrocoagulation process can be modeled using an experimental design by conducting a few possible experiments, determining the relationship between factors, and their interrelationships, and determining the optimal conditions. In full factorial design analysis, the influence of factors such as pH, current density, and initial concentration was studied on the removal of Cr(VI) from an aqueous solution by electrocoagulation with iron electrodes. The removal efficiency of Cr(VI) was determined to be above 90% in this study at room temperature, pH 2.7-5.2, current density greater than 12 mA/cm2, and relatively low initial concentrations.
Сүүлийн жилүүдэд эрдэс түүхий эдийн олборлолт, арсен агуулсан эрдэс чулуулгийн өгөршилөөр гадаргын болон гүний усан дахь арсены (As) агуулга хүлцэх агууламжаас ихсэх тохиолдлууд гарч байна. Энэ судалгааны ажлаар коагулянтаа орчинд нь тасралтгүй үүсгэдэг, нэмэлт урвалж шаарддаггүй, цахилгааны зарцуулалт багатай электрокоагуляцийн аргаар усан уусмал дахь As(V)-ыг тунадасжуулах зохистой нөхцөлийг тогтоох ажлыг хийж, үр дүнг спектрофотометр, индукцийн холбоост плазм-масс спектрометр, потенциометрийн аргаар тодорхойллоо. Зохистой нөхцөлийг тодорхойлох туршилтын дүнгээс харахад, усан орчноос As(V)-ын тунадасжуулалт рН=4-8-ын утганд >95%, электролитын концентрацийн 0.25 –0.75 г/л мужид >90%, гүйдлийн нягтын 15 –60 мА/см2мужид >96% бүтээмжтэй байв. Уусмалын рН ~7, NaCl-ын концентраци 0.5 г/л, гүйдлийн нягт 20 мА/см2үед 50 мг/л концентрацитай As(V)-ын зайлуулалт хамгийн их буюу 99.6% нь усан орчноос тунадасжиж байлаа. Исэлдэх ангижрах потенциал, рН-ын хугацаанаас хамаарах хамаарал, үүссэн тунадсын нил улаан туяаны спектрийн шинжилгээний үр дүнгээр, электрокоагуляциар As(V)-ын зайлуулалт нь химийн тунадасжилт (FeAsO4), адсорбц (Fe(OH)3×HAsO42-)-ийн процессоор явагддагийг тогтоолоо.
Электрокоагуляцийн арга нь коагулянтыг урвалын орчинд тасралтгүй үүсгэдэг, нэмэлт урвалж шаарддаггүй, эдийн засгийн хувьд ашигтай учраас As(V) ионыг тунадасжуулахад хэрэглэгддэг аргуудын нэг юм. Электрокоагуляцийн процессийн кинетик болон термодинамикийг судалснаар процессийн хурд, тунадасжуулалтын хувийг ихэсгэх буюу хянах, удирдах, улмаар механизмыг тайлбарлахад чухал ач холбогдолтой. Энэхүү судалгааны ажлаар төмөр электрод хэрэглэн As(V) ионыг электрокоагуляцийн аргаар тунадасжуулах процессийн кинетик, тэнцвэр болон термодинамикийн судалгааг уусмалын орчноос хамааруулан судаллаа. As(V) ионыг электрокоагуляцийн аргаар тунадасжуулах процессийн кинетик зүй тогтол нь уусмалын орчноос хамааран рН=3 үед тэг, рН=7, 10 үед 1-р эрэмбийн гэсэн ялгаатай кинетик загвараар илэрхийлэгдэж байгааг тогтоолоо. Энэ нь электрокоагуляцийн процессоор As(V) ион нь анодын уусалтаас үүсэх төмөр (III)-ийн гидроксидын гадаргуу дээр адсорбцлогдох процессийг бодвол Fe(III) ионтой тунадасжих энгийн урвалын хурдаар электрокоагуляцийн хурд тодорхойлогдож байна гэж үзлээ. Төмөр электродтой As(V) ионы электрокоагуляци нь уусмалд тасралтгүй үүсэх коагулянтын гетероген гадаргууд As(V) ион давхар үеэр аяндаа (H<0, G<0 ) химийн болон электростатик хүчээр адсорбцлогдон Фрейндлихийн изотерм загварын зүй тогтлоор явагдах процесс юм.
Энэхүү судалгааны ажилд Эрдэнэтийн ядуу хүдэр болон түүнд агуулагдах зэсийн үндсэн эрдсүүдийг биогидрометаллургийн аргаар хими, биологийн катализаторын оролцоотой хавсарсан уусалт явуулж, үр дүнг харьцуулан судаллаа. Биоуусалтыг бактерийн өсгөвөр, [Ag+], хатуу шингэн фазын харьцаа, эрдсийн жижиглэлт, тогтмол агааржуулалтын тохиромжтой нөхцөлд явуулсан бөгөөд судалгааны материал болгон 0.335%-ийн зэсийн агуулгатай ядуу хүдрийн дээж, харьцангуй цэвэр зэсийн эрдсүүд хэрэглэж, химийн катализатораар 50 г Ag/кг Cu байхаар тооцоолон Ag2SO4, биологийн катализатороор Thiobacillus ferrooxidans-ийг тус тус сонгож авсан. Ядуу хүдэрт мөнгөний сульфатыг нэмсэн туршилт нь [Ag+] оролцоогүй биоуусалттай харьцуулахад 5 дахин хурдан явагдсан ба зэс авалт 98.0% байлаа. Биоуусалтаар уусмалд шилжсэн зэсийн хэмжээ ихсэхэд, уусмалын орчны рН багассан нь тухайн хүдэр эрдэс дэх төмөр, хүхэр тионы бактериар исэлдсэний дүнд үүсдэг хүхрийн хүчлийн нөлөө гэж үзлээ. Судалгаанд хэрэглэсэн цэвэр эрдсүүдэд хими-биологийн хавсарсан уусалтыг явуулахад халькозин хамгийн сайн уусаж байсан бол халькопирит харьцангуй удаан уусаж байлаа. Эрдсүүдийн биоуусалтад орох дарааллыг уусмалд шилжиж байгаа зэсийн агуулгаар гаргахад дараах эгнээ гарсан юм. Үүнд: Халькозин (Cu2S) > Ковеллин (CuS) > Халькопирит (CuFeS2).
Хөдөө аж ахуйн салбарт хэрэглэгдэж байгаа арсен агуулсан пестицидын зохисгүй хэрэглээ болон уул уурхайн үйлдвэрлэлээс гарах хаягдал усанд арсен их хэмжээгээр агуулагдаж байгаа нь хүрээлэн буй орчин ялангуяа гадаргын болон гүний ус арсенаар бохирдох нэг шалтгаан болж байна. Арсены бохирдлыг усан орчноос зайлуулах коагуляци, адсорбц, химийн тунадасжилт, электрокоагуляци зэрэг олон арга байдаг. Үүнээс электрокоагуляцийн арга нь хэрэглэгдэх багаж, тоног төхөөрөмж энгийн бөгөөд процессыг удирдан явуулахад хялбар байдаг. Бид өмнөх судалгаагаар төмөр электродтой электрокоагуляцийн аргаар i=20 мА/см^2, C_NaCl=0.5 г/л, C_0=50 мг/л, рН=7 үед арсены бохирдлыг 99.98%-тай зайлуулсан. Гэвч электрокоагуляцийн үед коагулянт нь тасралтгүй үүсч, адсорбци, химийн тунадасжилт, цахилгаан статик харилцан үйлчлэл зэрэг олон процесс нэгэн зэрэг явагддаг учраас механизмын судалгаа хийгдээгүй байсаар байна. Энэхүү судалгааны ажлаар хүчиллэг болон шүлтлэг орчинд төмөр электрод хэрэглэн электрокоагуляцийн аргаар арсеныг зайлуулах процесс нь ялгаатай механизмаар явагдаж байгааг тогтоолоо. Электрокоагуляцийн процесс хүчиллэг орчинд хуурмаг 2-р эрэмбийн кинетик зүй тогтлоор, харин шүлтлэг орчинд хугацааны эхний 8 минутад хуурмаг 2-р эрэмбийн, 8-аас 15 минутад 1-р эрэмбийн кинетик зүй тогтлоор явагдаж байна. Иймд механизмын хувьд электрокоагуляцийн үед хүчиллэг орчинд адсорбц давамгайлан, шүлтлэг орчинд химийн харилцан үйлчлэл болон адсорбцын процесс хослон явагдаж байна гэж үзлээ.
Хөдөө аж ахуйн салбарт хэрэглэгдэж байгаа арсен агуулсан пестицидын зохисгүй хэрэглээ болон уул уурхайн үйлдвэрлэлээс гарах хаягдал усанд арсен их хэмжээгээр агуулагдаж байгаа нь хүрээлэн буй орчин ялангуяа гадаргын болон гүний ус арсенаар бохирдох нэг шалтгаан болж байна. Арсены бохирдлыг усан орчноос зайлуулах коагуляци, адсорбц, химийн тунадасжилт, электрокоагуляци зэрэг олон арга байдаг. Үүнээс электрокоагуляцийн арга нь хэрэглэгдэх багаж, тоног төхөөрөмж энгийн бөгөөд процессыг удирдан явуулахад хялбар байдаг. Бид өмнөх судалгаагаар төмөр электродтой электрокоагуляцийн аргаар i=20 мА/см^2, C_NaCl=0.5 г/л, C_0=50 мг/л, рН=7 үед арсены бохирдлыг 99.98%-тай зайлуулсан. Гэвч электрокоагуляцийн үед коагулянт нь тасралтгүй үүсч, адсорбци, химийн тунадасжилт, цахилгаан статик харилцан үйлчлэл зэрэг олон процесс нэгэн зэрэг явагддаг учраас механизмын судалгаа хийгдээгүй байсаар байна. Энэхүү судалгааны ажлаар хүчиллэг болон шүлтлэг орчинд төмөр электрод хэрэглэн электрокоагуляцийн аргаар арсеныг зайлуулах процесс нь ялгаатай механизмаар явагдаж байгааг тогтоолоо. Электрокоагуляцийн процесс хүчиллэг орчинд хуурмаг 2-р эрэмбийн кинетик зүй тогтлоор, харин шүлтлэг орчинд хугацааны эхний 8 минутад хуурмаг 2-р эрэмбийн, 8-аас 15 минутад 1-р эрэмбийн кинетик зүй тогтлоор явагдаж байна. Иймд механизмын хувьд электрокоагуляцийн үед хүчиллэг орчинд адсорбц давамгайлан, шүлтлэг орчинд химийн харилцан үйлчлэл болон адсорбцын процесс хослон явагдаж байна гэж үзлээ.