硫酸盐还原菌处理镍磁黄铁矿硫酸浸出废水

从高碑店污水处理厂的活性污泥中分离纯化得到硫酸盐还原菌(sulfate-reducing bacteria,SRB),并以稻壳作为吸附载体将其固定在连续上升流厌氧填充床反应器中,处理镍磁黄铁矿硫酸浸出废水中的金属离子,同时研究不同进样速率下SRB对Ni2+和Fe2+的去除率及出水pH的变化.实验结果表明:当废水中Ni2+和Fe2+初始质量浓度分别为190mg/L和110mg/L、进样速率为2 200 mL/(d.L)(水力停留时间630min)、pH为5.6时,出水中Ni2+和Fe2+质量浓度分别为0.4～1.0 mg/L和0.3 mg/L,去除率(质量分数)在99％以上;单位反应器容积对Ni2+和Fe2+的去除率分别可达418～684 mg/(d·L)和242～396mg/(d·L),且处理效率稳定;出水pH达到7.2,且稳定运行.随着进水速率的增加,Ni2+和Fe2+去除率逐渐降低,当进样速率增大到9 000 mL/(d·L)(水力停留时间130min)时,SRB对Fe2+的去除率在90％左右,而Ni2+的去除效率仅为75％;出水pH仅能达到6.4.     

黄铁矿强化生物浸出低品位磷矿

进行了嗜酸氧化亚铁硫杆菌、嗜酸氧化硫硫杆菌与嗜酸氧化亚铁钩端螺旋菌的混合菌强化浸出低品位磷矿的实验研究.结果表明:由于试样中硫含量低,不利于该磷矿的生物浸出.提出了在浸矿体系中添加黄铁矿来强化浸出的措施.考察了细菌种类、磷矿与黄铁矿配比以及初始Fe2+质量浓度等参数对磷浸出率的影响.采用驯化菌浸出该磷矿,能获得最佳的浸出效果,其适宜的工艺参数为初始Fe2+质量浓度9g.L-1、磷矿与黄铁矿质量比1:2.5,经过20d浸出,磷的浸出率可达95%.     

极端嗜热硫杆菌浸出黄铁矿

为了探讨极端嗜热菌在高铁、高酸和高温条件下生物脱硫的可行性,采用从腾冲热海酸性温泉分离出的一株新型极端嗜热硫杆菌开展了四组不同初始pH值条件下的黄铁矿生物柱浸实验.该菌株能耐受pH值为0.58、全铁质量浓度为38.9 g.L 1的高酸高铁环境,同时维持580～640 mV的较低电位.初始pH值为2时,浸出28 d后黄铁矿浸出率达到最高为17.8%.生物浸出时,菌株生长依次表现出较明显的迟缓期、对数期和稳定期,且降低初始pH值会延长其到达稳定期的时间.此外,70℃高温和全铁质量浓度为38.9 g.L 1的高铁体系能促进生成黄钾铁矾和少量单质硫沉淀,而菌株能在pH值小于0.9时将大部分S0氧化为SO24.     

Acidithiobacillus ferrooxidans对黄铜矿和镍黄铁矿的浸出

以黄铜矿和镍黄铁矿为研究对象,初步探讨了Acidithiobacillus ferrooxidans对黄铜矿和镍黄铁矿的浸出.结果表明:有细菌参与下,黄铜矿的浸出率是无菌体系浸出率的2.41倍;镍黄铁矿的浸出率是无菌体系浸出率的1.91倍,细菌在矿物的浸出过程中起到了很好的促进作用.浸出过程中会有黄色的黄钾铁矾(K[Fe3(SO4)2(OH)6])沉淀产生,黄钾铁矾附着在矿体表面,产生"钝化现象",严重阻碍矿物的氧化.     

金川二矿区镍黄铁矿浮选特性及作用机理研究

本文介绍介质pH值、Cu~(2 ),Fe~(2 ),Fe~(3 )离子、六偏磷酸钠、CMC、水玻璃、六偏磷酸钠与水玻璃混用、CMC与水玻璃混用等影响镍黄铁矿浮选的研究概况;介绍捕收剂异丙基黄药、戊基黄药、丁基黄药、丁基铵黑药和丁基黄药与丁基铵黑药混用等用于浮选镍黄铁矿的情况;讨论了试验结果和探讨了浮选作用机理。     

脉动高梯度磁分离磁黄铁矿研究

脉动高梯度磁选是一种分离细粒弱磁性成分的有效方法，它能显著地减少非磁性物料的夹杂．作者采用脉动高梯度磁选对磁黄铁矿与锡矿的分离进行了研究，获得了良好的分选效果，磁黄铁矿的脱除率达８８．１２％，Ｚｎ和Ｓｎ的损失率小于３％．     

混合嗜酸硫杆菌浸出低品位磷矿的正交实验研究

以某矿酸性矿土中分离的嗜酸氧化亚铁硫杆菌和嗜酸氧化硫硫杆菌形成的混合菌为浸磷菌种、黄铁矿为能源物质、无磷无铁9K培养基为浸矿培养基,对混合菌浸出低品位磷矿石(w(P2O5)为22.8%)的浸磷条件进行了单因素优化和正交实验研究.结果表明,最优浸磷的适宜条件是,矿浆浓度为15 g/L,菌种体积浓度为15%,初始pH值为1.5,磷的浸出率为51.07%.     

应用选择性磁罩盖法磁选分离镍黄铁矿与蛇纹石

针对镍黄铁矿和蛇纹石浮选难分离,提出采用磁罩盖法进行磁分离.结果表明,控制一定的矿浆物化条件,随着磁种磁铁矿的添加,镍黄铁矿的磁选回收率随之升高,而蛇纹石的回收率基本保持很低,可实现两者的良好分离.人工混合矿分离结果表明,磁种质量分数为5%时,获得的精矿Ni品位为19.89%,回收率为92.46%,MgO质量分数为4.72%;X射线衍射和扫描电镜分析结果显示磁铁矿在镍黄铁矿表面产生了罩盖,在蛇纹石表面未产生明显的罩盖;Zeta电位测试和DLVO理论计算结果表明,添加六偏磷酸钠后,蛇纹石表面电性由正变负,而对镍黄铁矿和磁铁矿表面电性未产生显著影响,从而使磁铁矿与蛇纹石间的相互作用变为排斥,而与镍黄铁矿之间仍为吸引,因而磁铁矿选择性罩盖在镍黄铁矿表面,增强其磁性,实现与蛇纹石的磁分离.     

黄铁矿在氧化镍矿焙烧氨浸过程中的作用

为了明确黄铁矿在氧化镍矿还原焙烧氨浸过程中的作用机理,通过XRD和化学分析等方法分析还原过程中的物相变化和浸出效果.结果表明,氧化镍矿添加少量黄铁矿后,焙砂中的镍组分会以镍黄铁矿的形式存在,镍黄铁矿在NH3-(NH4)2CO3体系中被氧化并最终以硫酸镍氨络合物的形式被浸出,实现镍的富集与分离.     

硫酸熟化-焙烧法从镍红土矿中回收镍和钴动力学研究

采用X线荧光(XRF)、X线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)等手段对镍红土矿的化学组成、物相组织、显微结构以及镍钴赋存状态进行矿物学表征.通过硫酸熟化-焙烧-水浸法从镍红土矿中提取镍和钴,并研究镍和钴在硫酸熟化-焙烧过程中的动力学.结果表明:镍和钴的硫酸化过程符合Bagdasarym提出的多相液固区域反应模型,相应的动力学方程式可以用ln(-ln(1-α)=ln k+nln t(其中,α为反应进行程度,k为反应速率常数,t为反应时间,n为矿物中晶粒性质和几何形状的函数)来表示,镍和钴的硫酸化反应表观活化能分别为21.45 kO/mol和34.81kJ/mol,动力学控制过程为内扩散控制.     

用离子交换法从低浓度硫酸镍溶液中回收镍

采用离子交换法对低浓度硫酸镍溶液进行吸附实验,研究影响镍离子回收率的因素,确定最佳工艺条件.结果表明:室温下,pH值对树脂吸附效果影响不大,在反应时间60 min,搅拌速度200 r/min的条件下,镍的回收率能达到90%以上.动力学研究表明,吸附速率主要受液膜扩散控制,吸附等温线遵循Freundlich曲线.红外光谱分析表明,树脂功能基中氧原子与Ni2+形成配位键.     

红土镍矿镍和铁的综合回收试验

多米尼加某红土镍矿属强烈氧化的含镍酸性铁矿石,矿石中主要含有褐铁矿、石英、氧化铝和氧化镁等矿物.采用硫酸常压浸出-黄钠铁矾沉铁工艺对该红土镍矿进行湿法回收工艺研究.研究结果表明:镍、铁的浸出率分别为91.95％和67.96％;经黄钠铁矾法沉淀分离和焙烧工艺能够获得Fe品位为55.56％的氧化铁产品,且镍和铁的总回收率分别达到89.39％和67.46％.     

芦丁还原浸出低品位软锰矿的研究

为了研究糖蜜酒精废液中有机物还原浸出软锰矿的机理,采用芦丁为还原剂,在酸性介质中直接浸出低品位软锰矿。通过正交实验和单因素实验,研究了芦丁浓度、硫酸浓度、反应温度、浸出时间等因素对锰浸出率的影响,并对反应过程机理进行了初步探讨。实验结果表明,影响锰浸出率的主要因素依次为反应温度、硫酸浓度、浸出时间和芦丁浓度;当硫酸初始浓度2.35 mol/L,芦丁初始浓度0.041 mol/L,反应温度90℃,浸出时间90 m in时,锰浸出率达94.9%。     

贫金矿氰化浸出的初试研究报告

以某地贫金矿(2.8 g/t)为试验对象,在矿粉粒度为-200目≥80%,矿浆浓度为33.3%,NaCN用量为2 kg/t的情况下,SPW助剂用量为0.75 kg/t,pH=10±1,浸出时间≥10 h,金的浸出率可达到≥90%,而且浸出液循环使用,可使NaCN用量下降1/2左右.     

镍钼矿提钼渣中镍的浸出工艺

在硫酸溶液中,使用常压氧化浸出法处理镍钼矿提钼渣以回收有价金属镍。考察搅拌速度、液固比、硫酸用量、氧化剂用量以及浸出时间对镍浸出过程的影响。试验结果表明:搅拌速度与液固比对浸出过程影响不明显;在未加入氧化剂时,主要发生镍氢氧化物简单的酸溶反应,而添加氧化剂后硫化物也被氧化浸出;此外,镍浸出率随浸出时间、温度及硫酸用量的增加而增大。最佳工艺条件如下:搅拌速度为500 r/min,液固比为4:1,氧化剂加入量为矿量的0.2倍,浸出温度为90℃,硫酸浓度为0.4 mol/L,浸出时间为8 h,镍浸出率可达95%左右。     

Leaching of vanadium,sodium, and silicon from molten V-Ti-bearing slag obtained from low-grade vanadium-bearing titanomagnetite

The water leaching process of vanadium, sodium, and silicon from molten vanadium-titanium-bearing (V-Ti-bearing) slag obtained from low-grade vanadium-bearing titanomagnetite was investigated systematically. The results show that calcium titanate, sodium aluminosilicate, sodium oxide, silicon dioxide and sodium vanadate are the major components of the molten V-Ti-bearing slag. The experimental results indicate that the liquid-solid (L/S) mass ratio significantly affects the leaching process because of the respective solubilities and diffusion rates of the components. A total of 83.8% of vanadium, 72.8% of sodium, and 16.1% of silicon can be leached out via a triple counter-current leaching process under the optimal conditions of a particle size below 0.074 mm, a temperature of 90°C, a leaching time of 20 min, an L/S mass ratio of 4:1, and a stirring speed of 300 r/min. The kinetics of vanadium leaching is well described by an internal diffusion-controlled model and the apparent activation energy is 11.1 kJ/mol. The leaching mechanism of vanadium was also analyzed.     

熔融还原法镍渣炼铁的热力学与动力学

利用熔融还原法进行了闪速炉水淬镍渣提铁的实验研究,探讨了熔渣二元碱度、反应温度和反应时间对提铁效果的影响.XRD测试结果表明水淬镍渣由正硅酸铁FeO.SiO2和玻璃态物质组成.镍渣中的氧化铁主要以FeO.SiO2的形式存在,通过常规的选矿方法很难实现铁氧化物的富集,故采用熔融还原方法进行镍渣提铁实验.实验结果表明增加配合料中CaO的加入量、提高反应温度以及延长熔制时间都能不同程度地提高镍渣中铁的还原率.通过比较1450～1600℃范围内各反应温度下不同类型还原反应的Gibbs自由能,镍渣熔融还原过程的主要反应形式为(FeO)+C(S)→[Fe]+CO.本实验确定的最佳配方组成为:镍渣100g、CaO34.7g、CaF24.04g和焦炭8.5g;最佳反应条件为1500℃熔制180min.以上条件下的渣铁分离效果较好,铁还原率达到96.32%.     

Comprehensive recovery of gold and base-metal sulfide minerals from a low-grade refractory ore

The comprehensive recovery of small amounts of valuable minerals such as gold and base-metal sulfide minerals from a low-grade refractory ore was investigated. The following treatment strategy was applied to a sample of this ore: gold flotation–gold concentrate leaching–lead and zinc flotation from the gold concentrate leaching residue. Closed-circuit trials of gold flotation yielded a gold concentrate that assayed at 40.23 g·t-1 Au with a recovery of 86.25%. The gold concentrate leaching rate was 98.76%. Two variants of lead-zinc flotation from the residue—preferential flotation of lead and zinc and bulk flotation of lead and zinc—were tested using the middling processing method. Foam from the reflotation was returned to the lead rougher flotation or lead–zinc bulk flotation, whereas middlings from reflotation were discarded. Sulfur concentrate was a byproduct. The combined strategy of flotation, leaching, and flotation is recommended for the treatment of this kind of ore.     

金川镍弃渣铁资源回收综合利用

针对金川镍弃渣的特点,采用深度还原-磁选工艺,对其进行铁资源回收的综合利用实验研究,获得了铁品位为89.84%,铁回收率达93.21%的铁精矿. 探讨了还原温度、还原时间、二元碱度、磨矿细度和磁场强度等不同实验条件对产品指标和分离效果的影响. 通过X射线衍射分析、光学显微分析、SEM分析、化学分析等手段确定了镍弃渣与铁精矿的物相组成和特点.     

从低品位红土镍矿中高效回收镍铁

以低品位红土镍矿(w(Ni)=1.52%,w(Fe)=14.08%)为原料,采用一步还原焙烧-磁选工艺制取镍铁合金。考察反应温度、反应时间、还原煤量和复合添加剂对红土镍矿焙烧效果的影响。研究结果表明:在还原煤为20%、复合添加剂为12%、焙烧温度为1 200℃、通N2保护条件下焙烧180 min,原矿中的大部分氧化镍和少量氧化铁得到选择性还原;焙砂水淬急冷后常规磁选,得到Ni质量分数为10.74%,Fe与Ni的质量分数之比为4.5,Ni回收率为86.23%的镍铁精矿,达到从红土镍矿中高效回收镍铁的目的。