硫化矿发电浸出过程的催化和强化研究

采用双电池技术,对Ag ,Ce4 ,La3 和Cu2 等金属离子及辐照作用在硫化矿发电浸出过程中的影响进行了初步的研究.研究结果表明,由于矿物本体或矿物与浸出液的界面性质发生变化,使得发电浸出过程中电极极化程度减弱,输出电流、电压和相应的浸出速率提高.     

FeS2-MnO2-H2SO4浸出软锰矿反应

针对FeS2-MnO2-H2SO4浸出软锰矿的浸出过程进行了研究,考察了反应过程中FeS2反应方式对MnO2浸出的影响.研究过程中分别对矿浆中的Mn2+,Fe2+和Fe3+质量浓度,以及矿浆电位的变化进行了监测,并对浸出过程进行了阶段的划分与分析.通过对浸出过程中不同反应阶段的分析,发现不同反应阶段过程中Mn2+与Fe3+浸出速率的比值是不同的,说明在不同阶段存在着不同的反应方式,导致FeS2的利用率在不同阶段存在明显差异.同时,对矿浆电位的监测表明,高电位有利于FeS2浸出Fe2+,从而加快了MnO2的浸出速率.     

FeS_2-MnO_2-H_2SO_4浸出软锰矿反应

针对FeS2-MnO2-H2SO4浸出软锰矿的浸出过程进行了研究,考察了反应过程中FeS2反应方式对MnO2浸出的影响.研究过程中分别对矿浆中的Mn2+,Fe2+和Fe3+质量浓度,以及矿浆电位的变化进行了监测,并对浸出过程进行了阶段的划分与分析.通过对浸出过程中不同反应阶段的分析,发现不同反应阶段过程中Mn2+与Fe3+浸出速率的比值是不同的,说明在不同阶段存在着不同的反应方式,导致FeS2的利用率在不同阶段存在明显差异.同时,对矿浆电位的监测表明,高电位有利于FeS2浸出Fe2+,从而加快了MnO2的浸出速率.     

硫化矿发电浸出过程的催化和强化研究

采用双电池技术,对Ag^ ,Ce^4 ,La^3 和Cu^2 等金属离子及辐照作用在硫化矿发电浸出过程中的影响进行了初步的研究．研究结果表明,由于矿物本体或矿物与浸出液的界面性质发生变化,使得发电浸出过程中电极极化程度减弱,输出电流、电压和相应的浸出速率提高。     

低品位镍磁黄铁矿镍浸出特性及回收方法

对我国某高硅低品位镍磁黄铁矿进行直接酸浸、焙烧--酸浸和细菌浸出比较,并考察硫酸用量及氧化亚铁硫杆菌对浸出率的影响.以稻壳为硫酸盐还原菌固定化载体构建连续上升流固定填充床反应器,以连续上升流方式处理浸出液.结果表明:焙烧使矿物发生烧结,镍被包裹,不利于浸出;细菌浸出Ni2+浸出率为92.16%,质量浓度可达973.22 mg·L-1·T·f.菌在矿物表面形成生物膜,直接与矿物发生作用使矿物溶解,将浸液中Fe2+氧化为Fe3+,Fe3+进一步溶解矿物·浸出液以2200~3600 mL·L-1·d-1的速率经过反应器,Ni2+以NiS的形式吸附于稻壳上,回收率在98%以上,使原矿中NiO质量分数由1.69%上升至稻壳中的11.84%.浸液中98%的Mg2+留在溶液中,利于金属分离.     

难处理金矿中伴生矿物对氰化浸出的影响

对金矿石中常见的几种伴生矿物在氰化浸出中的影响进行了分析,同时采用化学试剂配制标准液的方式,考察了Fe2+,Cu2+,As3+对氰化物消耗的影响.试验结果表明:铁矿物中,磁黄铁矿对氰化浸出的影响较大,使溶金速率下降28.1%,氰化物耗量增加4倍,而黄铁矿与赤铁矿对氰化浸出的影响较小;铜矿物中,黄铜矿与辉铜矿对氰化浸出都具有很大影响,其中辉铜矿可使溶金速率下降36.81%,氰化物耗量增加10倍;砷矿物中,雄黄与雌黄对氰化浸出极其有害,使溶金速率分别下降41.95%和49.90%,氰化物耗量分别增加13.8倍和15.0倍,相反毒砂在氰化体系中比较稳定,对氰化浸出的影响较小.离子耗氰试验中,Fe2+...     

金属硫化物矿物生物浸出过程中Fe~(3+)的作用

研究了氧化亚铁硫杆菌(简称T.f菌)对金属硫化物矿物生物浸出过程中Fe3+的作用·结果表明,在浸出的初始阶段,Fe3+的化学氧化作用是主要的;但在整个金属浸出过程中,Fe3+的化学氧化作用是很有限的;Fe3+对T.f菌有一定的抑制作用,降低了它们对液相中Fe2+的氧化能力;Fe3+及其沉淀使细菌在固体矿物颗粒表面的吸附量减少,降低了吸附细菌的活性,从而影响了细菌的直接氧化浸出作用·     

细菌-矿物接触/非接触模式下黄铜矿浸出溶解行为

研究细菌-矿物接触模式及利用透析袋将细菌和矿物隔离的非接触模式下嗜酸氧化亚铁硫杆菌对黄铜矿浸出溶解的影响,并对黄铜矿浸出过程表面钝化的原因进行分析。研究结果表明:在细菌-矿物接触模式下,黄铜矿的浸出行为包括细菌对黄铜矿表面硫的催化氧化及细菌氧化Fe2+生成的Fe3+对黄铜矿在于氧化溶解;在细菌-矿物非接触模式下,黄铜矿主要通过细菌氧化Fe2+生成的Fe3+氧化浸出;浸出体系电位是影响黄铜矿浸出速率的主要因素,且较高的电位更有利于黄铜矿的浸出。比较细菌-矿物接触模式和细菌-矿物非接触模式,细菌-矿物接触模式比非接触模式更有利于提高浸出体系电位及氧化消除黄铜矿表面生成的硫膜,因而促进了黄铜矿的浸出;易于在较高电位下生成的黄钾铁矾沉淀是导致这2种模式下黄铜矿表面钝化的主要原因。     

硫化矿浮选体系中金属离子对石英浮选行为的影响

基于硫化矿物浮选过程中,尽管硫化矿物与石英的可浮性差异很大,但二氧化硅仍是硫化矿精矿中含量最高的杂质组分,是影响硫化矿物精矿质量的主要因素,对硫化矿物浮选体系中常见金属离子存在条件下戊基黄药浮选石英的行为规律进行了研究。研究结果表明:导致硫化矿精矿中石英含量高的主要原因之一是硫化矿浮选体系中存在的某些金属对石英具有活化浮选作用;Fe3+,Pb2+和Cu2+在合适的pH区间可以活化石英的浮选,而Ca2+,Mg2+和Fe2+对其可浮性没有明显影响;在浮选体系中,Fe3+,Pb2+,Cu2+,Ca2+,Mg2+和Fe2+这6种金属离子均可在石英表面吸附,但只有Fe3+,Pb2+和Cu2+作用后的石英表面可以吸附戊基钾黄药,从而活化石英浮选;溶液化学计算表明:金属离子的羟基络合物和氢氧化物是离子起活化作用的有效组分。     

闪锌矿-MnO2同时发电浸出过程的动力学

将发电浸出技术用于闪锌矿-MnO2的同时浸出,建立了生物发电浸出的原电池体系,分别研究不同粒度、不同温度时,有菌和无菌条件对闪锌矿发电浸出的影响。采用未反应核模型来研究有菌和无菌发电浸出过程中化学反应和扩散现象、采用SEM研究同时发电浸出中A.f菌对闪锌矿表面的作用,结果表明:有菌时,闪锌矿粒度为16.6μm时,12 h Zn2 浸出率达到32.01%,而达到同样的浸出率采用常规生物浸出时需要10 d;发电浸出过程的控制步骤是扩散;在阳极液中有菌时,发电浸出体系的活化能为11.97 kJ/mol,而无菌时的活化能为14.39 kJ/mol,这表明A.f菌能降低发电浸出反应的活化能。发电浸出进行24 h后,A.f菌能氧化发电浸出产生的硫。     

基于不同粒级硫化铜矿石生物浸出的动力学

西藏甲玛地区的硫化铜矿石中含铜矿物以次生硫化铜矿物为主,且含量较低.采用氧化亚铁硫杆菌柱浸的方法对该矿石进行了生物浸出并研究了浸出动力学.基于不同粒级矿石,考察了粒级对铜浸出速率和浸出率的影响,并对浸出率与收缩核模型中的控制方程进行了拟合,确定了浸出过程的控速环节.试验结果表明,铜的浸出速率和浸出率随粒级的减小而增加.矿石表面形貌的SEM表明,浸出过程中矿石表面形成了包含黄钾铁矾的产物层,阻碍了浸出反应的进行.浸出动力学表明,该矿石的浸出过程符合收缩核模型,且浸出应主要受固体产物层内扩散控制.     

墨西哥某氧化铜矿形态学特征对其酸浸试验的影响

通过化学选矿的方法研究了氧化铜矿形态学特征对铜浸出率的影响.以硫酸为浸出剂对某氧化铜矿的两种矿样进行酸浸试验.分别研究浸出剂用量、浸出时间以及料层厚度等影响因素.同时,采用扫描电子显微镜（SEM）观察原矿和尾矿中铜的形态学特征,即A矿样中铜矿物以薄膜的形式覆盖在脉石矿物表面;B矿样中铜矿物呈颗粒状与脉石矿物共生.酸浸试验结果表明：在相同的条件下,A矿样的铜浸出率要远高于B矿样.这是因为A矿样中铜矿物具有更大的比表面积,与硫酸的接触面大,反应更加充分.     

几种水泥对铀(Ⅵ)滞留特性的研究

用硝酸双氧铀模拟放射性废物铀(Ⅵ)，模拟地下水为浸出液，通过固化体表面浸出实验和颗粒浸出实验研究了富铝碱矿渣粘土矿物复合胶凝材料、碱矿渣水泥、硅酸盐水泥、高铝水泥固化体对铀的滞留性能。结果表明，在实验条件下，硅酸盐水泥对放射性核素铀有较强的滞留性能。     

Sulfuric acid leaching of high iron-bearing zinc calcine

Sulfuric acid leaching of high iron-bearing zinc calcine was investigated to assess the effects of sulfuric acid concentration, liquid-to-solid ratio, leaching time, leaching temperature, and the stirring speed on the leaching rates of zinc and iron. The results showed that the sulfuric acid concentration, liquid-to-solid ratio, leaching time, and leaching temperature strongly influenced the leaching of zinc and iron, whereas stirring speed had little influence. Zinc was mainly leached and the leaching rate of iron was low when the sulfuric acid concentration was less than 100 g/L. At sulfuric acid concentrations higher than 100 g/L, the leaching rate of iron increased quickly with increasing sulfuric acid concentration. This behavior is attributed to iron-bearing minerals such as zinc ferrite in zinc calcine dissolving at high temperatures and high sulfuric acid concentrations but not at low temperatures and low sulfuric acid concentrations.     

华南某花岗岩型铀矿床矿石地质特征对铀浸出动力学的影响

华南花岗岩型铀矿床是我国重要的铀资源之一,主要采用堆浸法提取铀.本文实验研究了铀矿石的地质地球化学特征对铀浸出的影响.根据地质地球化学特征,铀矿石可以分为2个类型,Ⅰ类是发育赤铁矿化,呈暗红色,Fe2O3含量较高,Ca、Ma、Al含量较低;Ⅱ类是发育绢云母化和碳酸盐化,呈灰绿色,Fe2O3含量较低,Ca、Ma、Al含量较高.铀浸出动力学受表面化学反应控制,矿石的地质地球化学特征对铀的浸出有显著影响,Ⅰ类矿石铀的浸出率、铀浓度和浸出速率常数显著高于Ⅱ类矿石.矿石中的赤铁矿为铀浸出提供氧化剂Fe3＋,从而促进铀的浸出;碳酸盐矿物一方面消耗酸,另一方面形成沉淀物,从而对铀浸出产生不利影响.     

Enhancement of Au-Ag-Te contents in tellurium-bearing ore minerals via bioleaching

The purpose of this study was to enhance the content of valuable metals, such as Au, Ag, and Te, in tellurium-bearing minerals via bioleaching. The ore samples composed of invisible Au and Au paragenesis minerals (such as pyrite, chalcopyrite, sphalerite and galena) in combination with tellurium-bearing minerals (hessite, sylvanite and Tellurobismuthite) were studied. Indigenous microbes from mine drainage were isolated and identified as Acidithiobacillus ferrooxidans, which were used in bioleaching after adaption to copper. The effect of the microbial adaption on the bioleaching performance was then compared with the results produced by the non-adaptive process. The microbial adaption enhanced the Au-Ag-Te contents in biological leaching of tellurium-bearing ore minerals. This suggests that bioleaching with adapted microbes can be used both as a pretreatment and in the main recovery processes of valuable metals.     

Process mineralogy characteristics of acid leaching residue produced in low-temperature roasting-acid leaching pretreatment process of refractory gold concentrates

To provide a theoretical basis for a suitable process to extract gold from refractory gold concentrates, process mineralogy on the acid leaching residue of gold calcine was studied by chemical composition, X-ray diffraction, scanning electron microscopy-energy spectrum, and mineral dissociation analysis. The results showed that the acid leaching residue contained Au 68.22 g/t, Ag 92.71 g/t, Fe 0.44%, As 0.10%, and S 0.55%. Gold and silver minerals existed as native gold, argentite, and proustite. Quartz, the main gangue mineral, accounted for 78.33wt/%. The dissociation degree analysis showed that the proportions of monomer and exposed gold in acid leaching residue were 96.66wt%. The cyanidation results showed that the cyanide gold leaching rate of acid leaching residues was close to 100wt%. However, the maximum cyanide gold leaching rate of gold calcine was only 85.31wt%. This suggests that acid leaching can increase the gold dissolution rate in the cyanide process.     

UV/visible spectroscopic analysis of CO<Superscript>3+</Superscript> and CO<Superscript>2+</Superscript> during the dissolution of cobalt from mixed Co-Cu oxidized ores

The leaching of cobalt from four-mixed Co-Cu oxidized ores containing cobalt at levels ranging from 0.5wt% to 34wt% was studied and the results has been reported. Conventional dissolution of these oxidized Co-Cu ores with diluted H₂SO₄ and SO₂ as a reducing agent resulted in a substantial improvement in the solution based recovery of cobalt. UV/visible spectroscopic analysis of the leached solutions indicated that the increased cobalt content in the solution was a result of flushing the acidified cobalt leaching solution with SO₂. Furthermore, UV/visible spectroscopy confirmed that as SO₂ was flushed into the acidified leaching solution, Co³⁺ bearing minerals were reduced to the readily soluble Co²⁺ bearing minerals, and this resulted in the increase of total cobalt in the collected solution. The mechanism of the reduction of Co³⁺ to Co²⁺ bearing minerals when SO₂ is flushed during the leaching of mixed Co-Cu oxidized ores, including the stability trends of Co³⁺, Co²⁺, and Cu²⁺ complexes, as shown by their UV/visible spectra, are also discussed.     

矿物解离分析仪在泥堡金尾矿中的金赋存状态分析应用

利用矿物解离分析仪（MLA）系统等综合手段对贵州泥堡金尾矿进行工艺矿物学分析,考察了该尾矿的矿物组成、含金矿物的嵌布粒度及嵌布特征。结果表明：泥堡金尾矿中的金多以类质同象晶格态赋存于黄铁矿、氧化后的黄铁矿、赤铁矿之中,这三种金属矿物嵌布粒度微细,且均存在着复杂的连生及包裹关系。推荐采用非氰化浸出工艺处理该金尾矿