产氨细菌浸出碱性氧化铜矿

采用产氨菌种Providencia JAT-1,对云南某矿高碱性氧化铜矿进行氨浸体系下的摇瓶浸出试验.结果显示温度、矿浆液固质量比、助浸剂种类、助浸剂浓度以及细菌初始接种浓度对铜浸出率具有显著影响.在温度为30℃、矿浆液固质量比7:1、助浸剂硫酸铵浓度0.024 mol·L-1以及细菌初始接种浓度20%的条件下,产氨细菌浸出碱性氧化铜矿144 h后铜浸出率可达42.35%.通过对浸渣铜物相分析发现矿石中次生硫化铜浸出率最高.     

产氨菌化学诱变及浸出低品位铜矿试验研究

以碱性产氨菌Providencia Jat-1.为原始菌种,使用盐酸羟胺对其进行化学诱变,考察诱变前后细菌活性、形貌以及浸铜能力的变化。研究结果表明:盐酸羟胺的诱变作用提高细菌的活性以及浸铜能力。1.5%(质量分数)的盐酸羟胺为最佳诱变剂含量,在此条件下细菌的致死率为81.00%、正突变率为16.67%。与诱变前细菌相比,诱变后细菌生长到达稳定期时间缩短10 h,稳定期细菌浓度提高30.00%,产氨量提高17.60%,诱变后细菌尺寸与形状未发生变化,但其表面分泌物增多。使用诱变菌种浸出铜矿石,168 h后铜浸出率达58.52%,比诱变前细菌浸出率提高10.21%。浸出后矿石表面细颗粒矿物消失,矿石表面未形成结晶或沉淀,表面孔裂隙明显增多。     

矿石粒径对次生硫化铜矿浸出规律的影响

矿石粒径是影响次生硫化铜矿中铜浸出率的重要因素。为了考察矿石粒径对次生硫化铜浸出规律的影响,进行不同矿石粒径条件下的细菌浸矿摇瓶实验。研究结果表明:矿石粒径与溶液pH成反比,含大粒径矿石的溶液pH变化比含小粒径矿石的溶液pH大;浸矿46 h内,矿石粒径对细菌浓度的影响不显著,浸矿46 h后,细菌浓度与矿石粒径成反比;粒径较小的矿石浸矿反应迅速,铜浸出率峰值较小;粒径较大的矿石浸矿反应缓慢,铜浸出率峰值较高;浸矿150 h时,矿石粒径对铜浸出率的影响可以忽略;浸矿180 h后,矿石粒径0.098r≤0.125 mm的溶液中铜浸出率可达74.37%;利用Origin拟合和方程推导,获得矿石粒径、铜浸出率与浸矿时间关系方程。     

浸矿细菌胞外聚合层中多糖含量的测定

以稳定期的浸矿细菌菌液为研究对象,探讨苯酚-硫酸法测定浸矿细菌胞外聚合层中多糖含量的最佳条件,并用红外光谱检测浸矿细菌胞外聚合层中多糖的结构组成。研究结果表明,苯酚-硫酸法测定浸矿细菌胞外聚合层中多糖含量的最佳条件为:最大吸收波长490 nm,浓硫酸用量5 mL,苯酚溶液质量分数5%;在最佳条件下测得的浸矿细菌胞外多聚合层中的多糖质量浓度为12 mg/L;由红外光谱分析浸矿细菌胞外聚合层中的多糖,发现其结构中含有O—H,C=C,—CH3和C—H键。     

次生硫化铜矿微生物浸出实验

微生物浸矿是提取低品位,难选次生硫化铜矿中有价元素的最有效方法之一.本研究利用嗜酸氧化亚铁硫杆菌(Acidthiobacillus ferrooxidans)浸取福建某难选次生硫化铜矿,依次开展浸矿菌富集培养实验、驯化转代实验和不同粒径配比下柱浸试验,获得了不同阶段的细菌浓度、pH值、铜浸出率等演变规律;并结合电子计算机断层扫描技术实现了柱内矿堆塌落、截面孔隙演化和浸矿机理研究.研究表明:细菌浓度和pH值均呈现缓慢增加后趋降低的趋势,浸柱中细菌增殖较慢,浸矿480 h后,细菌浓度仅为每毫升5×107个.浸矿过程中,细颗粒趋于向柱底迁移,矿堆出现塌落;柱顶孔隙率变大,增幅为6.65%,柱底孔隙率变小,降幅为8.29%;塌落程度与细粒含量成正比,最小塌落为1.7 mm,最大塌落为6.15 mm.入堆矿石粒径极大影响着柱浸体系的浸出效果.实验中柱浸B组(粒径r<1 mm占28.41%)浸矿效果最佳,浸矿480 h后铜浸出率达47.23%.     

海洋新细菌Zooshikella sp.SY01的培养条件研究

从海南三亚海域表面海水分离得到一株能产具有强效生理活性的灵菌红素类化合物的海洋新细菌Zooshikella sp.SY01,对这株细菌的培养条件进行了研究。在2216E培养基中分别加入色氨酸、组氨酸、内酯酸、樟脑、柠檬烯、干酪素、二苯胍、香豆素、间二硝基苯等9种不同物质,培养5d后,利用( )ESI-MS技术测定了不同培养条件下代谢产物的产生情况。研究结果表明,加入色氨酸、组氨酸、干酪酸,不影响细菌灵菌红素的生物合成;加入内酯酸、樟脑、柠檬烯、二苯胍、香豆素对细菌生长或者灵菌红素的生物合成具有一定的抑制作用,能明显延迟培养液变红的时间;而加入间二硝基苯则能完全抑制细菌产灵菌红素类化合物。( )ESI-MS对细菌Zooshikella sp.代谢产物相对分子质量检测的结果也表明,在不同培养条件下能够产生化学结构多样的代谢产物,尤其是在柠檬烯组,检测到系列相对含量高的较大相对分子质量的化合物,表明该菌具有丰富的生物合成潜力。深入研究并优化该菌的培养条件,有望从该菌的代谢产物中发现更多新的灵菌红素类化合物和其它新结构的活性先导化合物。     

含砷低品位硫化铜矿生物柱浸实验

介绍了含砷低品位硫化铜矿柱浸实验研究方法、装置和结果.实验在八根有机玻璃柱浸系统中进行,考察了细菌种类、矿石粒度、供氧条件及浸出周期等参数对浸出率的影响.结果表明,在-12mm粒度下,采用Z08090-O菌株浸出,浸出167d,铜浸出率为80.75%.对含大量黄铁矿且耗酸脉石少的矿石,酸的累积降低了采用普通驯化浸矿菌的铜浸出率,但采用激光诱变获得的耐低pH值浸矿菌,能够保持高效的铜浸出率.     

新疆罗布泊周边胀果甘草内生芽孢杆菌BLG-542产碱性纤维素酶最佳条件的研究

文章以罗布泊胀果甘草中分离出的78个菌株中初步筛选出7株产碱性纤维素酶的菌株为研究对象,进行产碱性纤维素酶最佳优化条件的研究.碱性的胀果甘草内生芽孢杆菌菌株接种于CMC-Na为碳源,复合蛋白胨为氮源的培养基中,分析研究菌株产碱性纤维素酶的最佳条件优化.通过从78株本实验室于2006年保藏的罗布泊胀果甘草内生菌中筛选出能产生胞外碱性纤维素酶的7株菌,其中酶活力最高的菌株为BLG-542.本研究主要以酶活力最高的菌株BLG-542为出发菌株进行研究.经过对产酶条件优化,获得了胀果甘草内生菌产碱性纤维素酶最佳配方培养基:D-木糖10g/L,复合蛋白胨10g/L,可溶性淀粉10g/L,酵母粉5g/L,K2 HPO4 1g/L,MgSO4 0.2g/L,NaCl 20g/L,Na2CO3 10g/L;实验产酶最佳接种量为6％,最佳培养温度为37℃,最佳培养时间为48h,产酶最佳PH为9.0;菌种生长最佳PH为7.6,经过优化产酶条件纤维素酶活力从优化前的3.8U/mL提高到6.26 U/mL,是优化之前的1.8倍;该研究表明特殊生态环境的植物内生菌与次生代谢产物、活性物质、酶类有密切的关系,环境除对内生菌酶的产生极其活性影响外,还影响着内生菌的次生代谢.该地区植物内生菌均有潜在的应用价值.     

油田采出水中微生物对部分水解聚丙烯酰胺溶液黏度的影响初探

在实验室条件下,研究了油田采出水中常见微生物类群(腐生菌、硫酸盐还原菌、铁细菌、反硝化细菌)对不同分子质量部分水解聚丙烯酰胺(HPAM)溶液黏度的影响.结果表明:腐生菌及反硝化细菌对聚合物黏度的影响很小;硫酸盐还原菌直接利用大分子聚合物的能力十分有限,但其代谢产物可以显著降低聚合物黏度;铁细菌可以利用聚合物生长,是破坏聚合物黏度的主要微生物类群.     

浸矿细菌的超微结构及其特性

为了研究几种主要浸矿细菌的超微结构与功能的关系,确立浸矿细菌的表现型和基因型之间的关系,对3种主要浸矿细菌即氧化亚铁硫杆菌(T.f)、氧化硫硫杆菌(T.t)和氧化亚铁微螺菌(L.f)用扫描电镜和透射电镜进行观察,对其主要基本结构、外部结构和内部结构进行描述。研究结果表明:用硫粉为惟一能源的培养基培养浸矿细菌时,有典型的铁细菌氧化亚铁微螺菌(L.f)存在,说明L.f能在硫培养基中存活;在硫培养基中生长的浸矿细菌能够产生外膜泡,外膜泡与细菌的生物大分子物质向外运输、信号传导等有关,特别是与形成细菌与矿物之间的聚合桥相关;聚合桥的形成促进了吸附率的显著增加,从而使金属矿物的生物氧化率显著增加。     

西北某铀矿山铀矿石浸出性能室内试验研究

为了获得西北某铀矿山工业堆浸试验所需试验参数,对该铀矿矿石进行了搅拌浸出条件试验和-5 mm、-10 mm两种不同粒级的柱浸试验.试验结果表明:1)该铀矿石浸出性能较好,酸耗较低,适宜采用酸法浸出;2)氧化剂对酸法浸出的作用不明显,而对碱法浸出有一定的效果;3)铀矿石粒度对铀的浸出影响显著.     

(NH4)2SO4-NH3-H2O体系浸出高碱性脉石低品位氧化铜矿

以高碱性脉石低品位氧化铜矿为研究对象,针对该矿样钙镁含量高的特点,采用氨水-硫酸铵浸出体系进行了常温常压浸出实验.针对该矿样的主要含铜矿物孔雀石(Cu₂(OH)₂CO₃),基于质量和电荷的双守恒的条件下构建的浸出体系中建立Cu₂(OH)₂CO₃-(NH₄)₂SO₄-NH₃-H₂O的热力学模型,采用Matlab的拟合功能与diff和solve函数算出不同硫酸铵浓度时氨浸出孔雀石的最佳氨浓度和总铜离子浓度.实验考察了浸出氨水浓度、氨铵比、液固比对铜浸出率的影响.实验结果表明,高碱性脉石氧化铜矿石适宜浸出条件为氨水浓度1.2mol/L,氨铵比2∶1,液固比3∶1,该条件下铜浸出率较高,达到约70%.实验结果与热力学计算结果基本吻合.     

低品位钼精矿的钼提取研究

采用焙烧—氨浸—渣碱浸工艺对某低品位钼精矿进行钼提取的研究.结果表明,碳酸钠的加入能有效分解钼酸钙,提高钼的提取率.焙烧—氨浸阶段最优工艺条件为焙烧温度600℃,焙烧时间2 h,氨浸温度80℃,氨水过量系数1.4,碳酸钠用量467 kg/t,液固比4.浸出渣中的钼分别采用酸法(HCl)和碱法(Na2CO3+NaOH)进行提取.结果表明:酸法仅可回收渣中34.92%的钼,而且操作过程不易控制,不适合实际应用;碱法(Na2CO3+NaOH)处理工艺中碳酸钠用量533 kg/t,氢氧化钠用量433 kg/t.放大实验结果显示整个流程钼的回收率达到96.8%.     

兰坪低品位氧化锌矿NH_3-(NH_4)_2SO_4体系浸出

研究NH3-(NH4)2SO4体系pH、总氨浓度、液固比、温度、矿物粒径、搅拌速度等因素对兰坪低品位氧化锌矿中锌及主要杂质元素浸出行为的影响,并在较低pH和总氨浓度条件下,采用二段逆流浸出工艺对该矿进行处理。实验结果表明:pH、总氨浓度、液固比是影响锌及杂质浸出的主要因素,浸出液中硅、铁、镉、铅等杂质离子的含量都较低。在浸出剂总氨浓度为3 mol/L,pH为9.60,液固比为4,反应时间为4 h的条件下,通过二段逆流浸出工艺处理,锌的浸出率>90%,浸出液pH<9.0,能很好地满足萃取工序的处理要求。     

浸出过程中矿石颗粒表面微孔裂隙演化规律

为揭示矿石表面微孔裂隙在溶浸液作用下的响应机制,以羊拉碱性氧化铜矿堆浸为工程背景,借助光学显微镜和扫描电镜开展浸出前后矿石表面微形貌演化试验研究,在微孔裂隙发育特征研究的基础上,分析酸浸环境下矿石表面微形貌损伤机制.根据分形几何理论,对矿石表面微孔裂隙演化规律进行分形描述.研究表明:随着浸出时间增加,孔隙分形维数和孔隙率变大,裂隙信息维数也变大,证明可用分形维和信息维表征不同浸出阶段矿石表面不均匀性和复杂程度.同时,Ca,S及Fe等元素会形成结晶物沉淀填充在矿石微裂纹、细微孔隙及晶粒表面,阻塞渗流通道,减缓微孔裂隙进一步扩展或延伸.     

煤矸石制备PFASS及其在废水处理中应用

针对煤矸石制备无机混凝剂的问题,采用正交实验法得出了在煤矸石制备聚合硅酸硫酸铁铝(PFASS)过程中用酸浸取铝和用碱提取硅的最佳反应条件,即最佳酸浸条件为:酸浸时间(A)为1．5h,NaCl助溶剂与煤矸石的质量比(B)为0．05:1,固液比(C)为1:10;最佳碱浸条件为:碱浸时间为2 h,碱液浓度为5mol／L,固液比为1:10。并采用单因素实验法分别讨论了混凝剂的碱化度、废水pH值、混凝时间、混凝剂投加量等参数对废水处理效果的影响,实验证明:采用本工艺生产的PFASS,水处理效果好,COD的平均去除率为45％左右,脱色率也在85％以上。     

氧化锌矿的碱浸出

将处理氧化铝矿物的拜耳法移植于氧化锌矿的湿法处理形成"锌拜耳法",用浓碱浸出氧化锌矿,然后降低温度或浓度使锌以氢氧化锌的形式析出,析出母液经浓缩处理后返回浸出矿,研究氧化锌矿的碱浸出过程。研究结果表明:当氢氧化钠浓度为5mol/L,浸出温度为85℃,液固比为10:1,浸出时间为2h时,氧化锌矿中锌的浸出率为77%,铅的浸出率为9%,镉的浸出率为5%。     

低品位原生金矿的生物柱浸

采用粘结剂S-11将某低品位原生金矿的精矿粘结包裹在其原矿矿石上进行生物柱浸与原矿生物柱浸的对比研究.主要研究了生物柱浸过程中Fe2+浓度,pH,Eh,矿石表面吸附的细菌及菌液中游离细菌数量的变化、矿石的脱砷率、脱硫率,生物柱浸后矿石金的氰化浸出率.结果表明:金精矿包裹后的矿石表面因含硫化矿物较多,更适合细菌的吸附与繁殖;包裹生物柱浸120 d后矿石的脱砷率为70.14%,脱硫率为41.26%,金的氰化浸出率为81.21%,比传统生物柱浸矿石的脱砷率、脱硫率和浸金率分别高24.01%,19.11%和21.48%.包裹生物柱浸对矿石的氧化效果明显.     

Deselenization and detellurization of precious-metal ore concentrates by swelling oxidizing roasting and successive alkaline leaching

A new technique of swelling oxidizing roasting and alkaline leaching was proposed for deselenization and detellurization of precious-metal ore concentrates. Alkali-metal and alkaline-earth-metal chlorides and carbonates were preliminarily selected as swelling agents. The roasting removal rate and alkaline leaching rate of selenium and tellurium were investigated, and NaCl was selected as an appropriate swelling agent. Furthermore, the effects of various factors on the selenium gasification rate and leaching rate of selenium and tellurium were investigated. The results show that the selenium gasification rate reaches 88.41% after swelling oxidizing roasting for 2 h at 510℃ using an NaCl dosage coefficient of 100 and a sulfuric acid dosage coefficient of 1.3; the amorphous elemental tellurium is completely transformed into TeO₂. The roasted product is subjected to alkaline leaching using a 100 g/L NaOH solution, which results in a selenium leaching rate of 10.51%, a total selenium removal rate of 98.92%, and a tellurium leaching rate of 97.64%. In the alkaline leaching residue, the contents of selenium, tellurium, gold, platinum, and palladium are 0.7825%, 5.492%, 8.333%, 0.2587%, and 1.113%, respectively; the precious metals are enriched approximately sixfold.