低品位钼尾矿生物浸出实验研究

分别采用嗜酸氧化亚铁硫杆菌和中度嗜热西伯利亚硫杆菌对含钼量极低的钼尾矿进行生物浸出实验研究,考察了有菌体系、无菌体系以及不同细菌对钼尾矿浸出效果的影响。采用ICP法测定浸出液中的钼浓度,pH计测定其氧化还原电位,并对浸出渣进行了SEM、XRD表征。结果表明:当矿浆浓度为5%时,两种微生物浸出工艺均能处理极低品位的钼尾矿,细菌的存在有利于钼尾矿的浸出;西伯利亚硫杆菌对钼尾矿的浸出效果更好,浸出23d后钼浸出率达到18%,而氧化亚铁硫杆菌的钼浸出率仅为8%。     

铝离子对氧化亚铁硫杆菌活性及浸出黄铜矿的影响

以氧化亚铁硫杆菌(Acidthiobacillus ferrooxidans,At.f)为研究对象,研究了铝离子浓度对黄铜矿浸出体系At.f菌氧化活性、黄铜矿表面吸附细菌数量以及铜浸出率的影响,并对其之间内在联系进行了考察。研究结果表明,浸出体系铝离子浓度在所研究的0~20 g·L~(-1)范围内,对细菌氧化活性的影响有明显差异。铝离子浓度为1 g·L~(-1)时,细菌氧化活性最好,浸出15 d后,体系氧化还原电位便可由381 mV升高到588 mV左右,Fe~(2+)氧化率达到98.49%,体系pH值由2.11下降到1.44;超过1 g·L~(-1)后,细菌氧化活性逐渐降低,Fe~(2+)氧化率下降,铝离子浓度为20 g·L~(-1)时,浸出45 d后,体系氧化还原电位仅为400 mV左右,Fe~(2+)氧化率也仅为40%左右。矿物表面吸附细菌数量、浸出体系铜浸出率均随铝离子浓度增加先升高后降低,铝离子浓度为15 g·L~(-1)时,浸出体系铜离子浸出率最高,可达71.39%,矿物表面吸附细菌数量也最多,表明铜浸出率与矿物表面吸附细菌数量正相关。     

生物浸出低品位镍铜硫化矿

阐述了氧化亚铁硫杆菌 (TF5)和氧化硫硫杆菌 (TT)浸出金川低品位镍铜硫化矿的机理、过程动力学、工艺条件和反应工程。研究表明 ,含镍磁黄铁矿的细菌浸出以细菌氧化生成的Fe3 +的作用为主 ,浸出速率受表面反应控制 ;镍黄铁矿的细菌浸出以矿物表面吸附菌的作用为主。细菌对Mg2 +离子的耐受浓度因驯化而提高 ,极限浓度可达 15～ 2 0g/L。低品位镍铜矿的细菌浸出过程中 ,pH控制、细菌的初始接种量、矿浆浓度及TF和TT的混合比是影响镍、铜、钴等有价金属元素浸出速率和最终浸出率的主要因素。优化条件下气升式和搅拌式反应器中试验表明 ,优化条件下 ,在生物浸出低品位镍铜硫化矿 ,镍浸出率可达到 92 %～ 94 % ,铜达 4 8%～ 50 % ,钴达 88%～ 91%。     

镍钼矿选矿工艺研究

某镍钼矿中主要有价元素为镍、钼,含量分别为0.56%、0.71%,经分析：镍、钼主要的赋存矿物为辉砷镍矿和胶硫钼矿,且与黄铁矿呈不同形态的集合体产出。为确定合理的开发工艺,进行了选矿试验研究。结果表明：原矿在磨矿细度-0.074 mm占81%的条件下进行重选脱除炭质及泥质后,以磺化CMC为抑制剂,乳化煤油为捕收剂对易浮的钼先进行浮选,浮钼尾矿通过加入硫酸铜调浆活化再浮选难浮的镍硫矿物。闭路试验获得含Mo 3.23%、Ni 2.87%,Mo回收率72.86%、Ni回收率80.34%的精矿产品,可大幅降低后续焙烧浸出的冶炼成本。     

铀钼共生矿的细菌浸出试验研究

介绍了用T．f菌浸出铀钼共生矿石的试验结果。经过耐钼驯化培养的菌种对铀钼共生矿石浸出210d,铀的浸出率达98％以上,钼的浸出率达41％。浸出过程中,细菌氧化矿石中的硫化矿物产生的酸,能满足浸出过程中的酸耗。     

Ni2+、Cu2+、Zn2+对氧化亚铁硫杆菌氧化 活性影响

为研究金属离子对氧化亚铁硫杆菌（Acidithiobacillus ferrooxidans,At.f）氧化活性的影响,通过测定经初步驯化的At.f菌在不同初始pH下的生长活性,开展不同浓度梯度的Ni2+、Cu2+、Zn2+及三种金属离子共存时对At.f菌的氧化活性影响的试验。结果表明,当初始pH为1.8时,At.f菌生长活性最好,且低浓度的Ni2+、Zn2+对At.f菌氧化活性影响较小,对两种金属离子的耐受浓度均在20 g/L以上;而该细菌对Cu2+比较敏感,当Cu2+浓度为2.5 g/L时,菌株的生长活性明显下降,特别是10 g/L时,对At.f菌的氧化能力有显著的抑制作用。三种金属离子同时存在时对At.f菌氧化活性的影响大于单一金属离子,当三种金属离子的浓度均为2.5 g/L时,在48小时内对At.f菌的氧化能力有显著的抑制作用,当三种金属离子的浓度均为5 g/L时,80小时时菌株对Fe2+的氧化率极低,说明At.f菌需要经过多种金属离子共存驯化培养后才能更好地运用于多金属复杂矿物的处理。     

遵义县白云台钼镍多金属矿矿渣和矿渣淋滤水对当地环境的污染研究

为研究遵义县白云台钼镍多金属矿矿渣和矿渣淋滤水对当地环境的影响,对钼镍矿矿渣以及矿渣淋滤水进行了采样分析。检测结果表明,钼镍矿矿渣中含有Cu、Pb、Zn、As、Cd、Cr、Co、Mo、Ni、V等多种元素,其中As和V严重超标,影响了植被的正常生长,矿渣经过降雨淋滤后使得淋滤水中含有Cu、Pb、Zn、As、Cd、Cr、Mo、Ni等多种元素,但是其重金属含量均在地表水环境质量标准Ⅲ类标准范围之内,未对周边水体造成污染。     

从废钼催化剂中回收有价金属试验研究

研究了采用空气氧化、氢氧化钠浸出、硝酸酸化工艺从废钼催化剂中回收 Mo、Co、Ni等有价金属。试验结果表明：在空气流量30 L/min、氢氧化钠加入量为金属Mo理论耗量1倍、浸出温度85℃条件下,钼浸出率达99．8％;碱浸渣用硝酸酸化、双氧水除铁,双氧水加入量为铁理论量的2～3倍,反应温度70℃;滤液用NaO H溶液调p H为9．5,镍、钴以氢氧化物形式沉淀,酸溶后,用P507萃取剂萃取分离钴、镍。该工艺采用空气氧化,避免了传统焙烧工艺MoO3的挥发损失;用NaOH浸出Mo ,生产成本降低,工艺流程简单,金属回收率较高。     

利用连续生物浸出和硫脲浸出提高难处理浮选金精矿的金回收率

DENG Tian-long等研究了用嗜酸铁氧化细菌 (氧化亚铁硫杆菌 (T.f菌 )和氧化铁细螺菌 (L.f菌 )的混合菌 )及酸性硫脲体系从复杂难处理金精矿中提取金。试验中所用的复杂难处理金精矿主要含砷黄铁矿 (72 .2 % )和黄铁矿 (7.8% ) ,Au,As,Fe,S的质量分数分别为 1 2 0 .5× 1 0 -4% ,1 2 .2 8% ,3 7.81 %和 3 3 .44%。矿样粒度 90 % 2 0 0目。所用菌液中含有大量 T.f菌和 L.f菌 ,试验之前在 9K培养基和含 1 0 0 g/L浮选精矿的无铁 9K培养基中驯化使其耐受 As( )的毒性 ,驯化后的活性菌能耐受 1 8.0 g/L的 As( )。培养基用 1∶ 1硫酸溶液…     

高砷硫低镍钴硫化矿浸矿菌的选育与生物浸出研究

采用化学分析和偏光矿相显微镜矿物鉴定方法研究了高砷硫低镍钴硫化矿的生物浸出工艺矿物学：黄铁矿是有益组分镍、钴的主要载体矿物,结晶程度差,结构松散,易被细菌侵蚀,镍、钴容易被浸取,但细菌氧化黄铁矿而将产出较多的酸和浸出较多的铁;矿石中存在一部分颗粒微细并分散在结构致密的脉石中的含镍矿物,这是影响镍细菌浸出速率的主要原因。结合工艺矿物学研究结果,采用现代微生物驯化育种技术,选育了抗毒性强和适合浸出高砷硫低镍钴硫化矿的浸矿菌种RetechⅢ三代驯化菌,并采用亚铁离子氧化速率法、生物显微镜直接计数法及氧化还原电位法测定其浸矿活性,Fe^2＋氧化为Fe3＋速率达到1.4g.（L·h）^-1,培养60h细菌浓度由初始时的3.78×105cells·ml^-1上升到1.67×10^8cells·ml^-1,菌液氧化还原电位达到600（mV,vs.SCE）。采用摇瓶细菌浸出方法研究了浸出介质pH值、细菌接种量、浸出周期、矿浆浓度、温度等影响生物浸出的关键因素,获得了高砷硫低镍钴硫化矿生物浸出最优工艺参数,镍和钴的浸出率分别达到85.46%和99.23%。     

镍钼共生矿加压酸浸动力学研究

采用氧压酸浸工艺处理镍钼共生矿。结果表明,钼、镍、铁的浸出率均随着温度的升高、时间的延长基本呈线性上升的趋势,钼、镍的浸出率最高分别达到67.50%、99.62%,而铁的浸出率被抑制在50%以下。经氧压酸浸处理得到的钼渣基本以H_2MO_4形态存在,常规碱浸工艺能将其高效浸出且碱耗量大大降低。动力学研究表明,镍钼共生矿氧压酸浸过程中钼、镍、铁浸出反应的表观活化能分别为11.37、34.95、18.44kJ/mol,钼、镍、铁的浸出反应速率受内扩散控制。     

镍钼矿综合利用过程及研究现状

镍钼矿是一种多金属难处理复杂矿,其中含有Mo 0.2%～8.0%,Ni 0.2%～7.0%,镍钼矿的开发利用越来越多地受到关注。介绍了我国镍钼矿资源的特点及分布情况,综述了镍钼矿的选矿处理、冶金处理提取镍、钼的工艺条件、应用情况及各自的优缺点,以及镍钼矿中其他有价元素,如钒和硒的综合回收利用。由于镍钼矿组成和结构复杂,选矿成本高,选矿产生的经济效益不明显。镍钼矿处理的传统工艺为直接还原熔炼法制取镍钼铁合金,或钠盐焙烧后水浸制取氧化钼,但工艺过程产生含SO2的烟气,环境污染大,产品档次低;目前镍钼矿提钼主要采用氧压碱浸、氧化焙烧-碱浸等工艺,以获得高品质的钼酸铵,及较高的钼回收率,但镍钼矿中的镍在工艺过程中未能得到有效的回收利用。镍钼矿采用加钙氧化焙烧-低温硫酸化焙烧-水浸处理工艺,可以同时将镍钼矿中的钼和镍回收,镍和钼的回收率分别达到92%和96%以上,而且能够避免SO2烟气的产生,具有工艺流程短、生产成本低、环境友好等优点。此外,镍钼矿生物处理工艺也展现出了很好的应用前景。     

镁离子对低品位硫化镍矿氧化浸出电化学行为的影响

低品位硫化镍矿中含镁硅酸矿物易被酸溶解出Mg^2+而影响其有价金属提取。采用不同氧化浸出体系研究了Mg^2+对硫化镍矿中Ni、Cu、Mg、Fe浸出的影响,利用循环伏安、动电位极化、交流阻抗等方法研究了Mg^2+影响硫化镍矿中硫化矿物氧化溶解电化学行为。结果表明,试验范围内,低品位硫化镍矿中硫化矿物氧化浸出受氧化产物扩散影响控制,含镁矿物被酸溶解释放出Mg^2+进入溶液,游离的Mg^2+受硫化矿物表面负电性离子吸引而吸附在矿石表面,降低矿物表面氧化溶解双电层电荷转移内阻,加速电荷转移过程;另一方面,由于Mg^2+吸附影响,使得硫化镍矿表面氧化产物膜致密生长而显著负影响硫化矿物浸出,致使硫化矿物自腐蚀速率随Mg^2+浓度增加而降低。Mg^2+对含S物种电对间转化不利,与Fe^3+协同影响硫化矿物氧化浸出效率,低Mg^2+浓度促进Fe^3+/Fe^2+循环,而高Mg^2+浓度引起硫化矿物腐蚀产物层致密生长而降低矿物被溶解的速率。硫化镍矿在不同体系氧化浸出时,初始含Mg^2+条件下,Ni、Cu、Fe浸出效率低于无Mg^2+体系。     

镍钼矿加压酸浸新工艺研究

提出一种加压酸浸处理镍钼矿的新工艺,考察温度、氧分压、液固比、时间等对镍钼转化率和浸出率的影响。结果表明,在液固比为5,氧分压为0.4 MPa,150℃反应2h的条件下,钼转化率可以达到98.3%以上,镍浸出率达到98.7%。     

高碳酸盐砂岩型铀矿石微酸中性浸出性能

为研究微酸中性浸出工艺对高碳酸盐型铀矿石的浸出性能,对某高碳酸盐砂岩型铀矿石进行了静态浸泡试验、多回次氧化浸出试验及柱浸试验。结果表明,高碳酸盐型铀矿应用传统酸法浸出容易产生气堵和CaSO4沉淀,而应用微酸中性浸出虽然浸出强度小,但不容易产生沉淀,应用传统碱性浸出的浸出强度略高于应用微酸中性浸出,但容易产生CaCO3沉淀;应用低浓度H2O2氧化浸出效率低,H2O2主要被矿石中其他还原性物质消耗,高浓度H2O2容易和溶液中的铀反应生成过氧化铀沉淀,而KMnO4氧化浸出效果明显;在柱浸中,微酸浸出浸出率和碱性浸出浸出率分别为49.2%和41.7%,前者主要限制因素是矿柱酸化速率高于矿柱氧化速率,而后者主要限制因素是浸出后期矿层堵塞,渗透性下降。     

难浸金矿石堆式细菌氧化-氰化炭浸法提金试验研究

介绍了难浸金矿石堆式细菌氧化-氰化炭浸提金的基本试验方法和结果。采用柱浸方式模拟堆式氧化过程。对某含砷微细浸染剂型难浸矿石经堆式细菌氧化后，柱式氰化浸取金的浸出率由原来的4.07%提高到57.46%，而矿石经细磨至-320目粒度后采用氰化炭浸法浸金，金的浸出率达到80.02%，这基本解决了金矿物同时受金属硫化矿物和非金属矿物包裹的问题，是该类难浸金矿石提金的一种有效方法。     

某低品位铅钼粗精矿浸出氧化钼试验研究

某低品位铅钼粗精矿中(含钼4.39%)钼主要以钼酸铅矿物形式存在,采用硫化钠浸出工艺提取氧化钼。在粒度-74μm占83%、硫化钠用量为理论量的2.5倍、液固比3∶1、浸出温度90~95℃、浸出时间1 h的条件下,钼浸出率85%,铅以硫化铅形式进入浸出渣,实现了钼酸铅矿中钼铅的分离。     

电场强化锰矿尾矿湿法浸出行为研究

随着锰产业的迅锰发展,国内高品位锰矿逐渐枯竭,有必要探索锰矿尾矿资源化利用技术。实验采用电场强化锰矿尾矿的湿法浸出过程,并探索其强化机理。通过C射线衍射（XRD）、X射线荧光分析（XRF）、扫描电镜（SEM）以及紫外可见漫反射光谱（UV—visDRS）等检测方法,分析了碳酸锰矿尾矿的结构和成分,以及浸出反应前后的物相变化行为,研究了强化浸出工艺条件。结果表明,电场可改变矿浆颗粒表面电荷分布,强化锰矿尾矿浸出过程。在电流密度为5000A／m^2、液固比6：1mL／g、矿酸比为1：0．7、温度为60℃、时间为1h时,锰浸出率可达94．23％,与同等条件不加电场时相比提高18％,尾矿锰含量由4．33％降到0．14％。     

Study on leaching of molybdenum and nickel from Ni–Mo ore using sodium chlorate

Abstract

The leaching of molybdenum and nickel from a Ni–Mo ore was investigated by acidic oxidative leaching with sodium chlorate followed by caustic leaching of the acid leach residue. The results indicated that the sulphides of nickel and molybdenum in the Ni–Mo ore were oxidised and dissolved in the solution. The molybdenum remaining in the residue was further recovered by direct caustic leaching. The leaching of nickel and molybdenum reached 92 and 60% respectively, with sodium chlorate consumption of 60 g per 100 g ore and hydrochloric acid consumption of 0·52 mol per 100 g ore at a L/S ratio of 3∶1 and 90°C for 2 h. After caustic leaching of the acid leach residue with sodium hydroxide consumption of 45 g per 100 g dried residue at a L/S ratio of 3∶1 and 40°C for 15 min, the total leaching of molybdenum increased to 96%. A conceptual process flowsheet for the leaching of the Ni–Mo ore has been developed.

On a examiné le lessivage du molybdène et du nickel à partir d’un minerai de Ni-Mo, par lessivage acide oxydant avec du chlorate de sodium suivi par lessivage caustique du résidu d’attaque acide. Les résultats indiquaient que les sulfures de nickel et de molybdène du minerai de Ni–Mo étaient oxydés et dissous dans la solution. Le molybdène du résidu était davantage récupéré par lessivage caustique direct. Le lessivage du nickel et du molybdène atteignait 92 et 60%, respectivement, avec une consommation de chlorate de sodium de 60 g par 100 g de minerai et une consommation d’acide chlorhydrique de 0·52 mol par 100 g de minerai avec un rapport de L/S de 3∶1 à 90°C pendant 2 h. Après le lessivage caustique du résidu d’attaque acide avec une consommation d’hydroxyde de sodium de 45 g par 100 g de résidu séché avec un rapport de L/S de 3∶1 à 40°C pendant 15 min, le lessivage total du molybdène augmentait à 96%. On a développé un schéma de procédé conceptuel pour le lessivage du minerai de Ni–Mo.     

离子型稀土矿硫酸镁柱浸过程中水、稀土和硫酸镁的平衡研究

采用柱浸方法研究无氨浸矿剂硫酸镁浸出离子型稀土矿,考察了浸矿过程中H2O、REO、Mg2+、SO2-4走向。结果表明,每千克稀土原矿吸水量约为344mL,稀土元素浸出率在99%以上,全过程损失率仅为0.045%,有0.24%的镁离子残留于矿体中,浸出液中镁离子总量增加4.7%,平衡率为98.76%,硫酸根总体升高0.52%。硫酸镁作为浸取剂,杂质Fe、Si的浸出率分别由硫酸铵浸矿时的0.435%、0.703%降低到0.03%、0.13%,杂质Al的浸出率基本保持不变。