低品位矿石微生物浸出作用机理研究

微生物种类及其作用机理是浸出低品位矿石的关键所在。将浸矿细菌分为中温菌、中等嗜热菌和高温菌三类,分别对其生长环境、外部形态特征和浸矿特性进行了系统、深入的研究,为浸矿菌种的选择提供依据。微生物作用机理至今还存在很大争议,普遍的观点认为主要有三种作用机理:直接作用、间接作用和直接———间接复合作用,本文将浸出体系中的细菌分为游离细菌和吸附细菌,提出了间接———接触间接———直接复合作用机理,并分析了各种情况下的主要作用机理。     

低品位磷矿的资源化利用研究

由于低品位磷矿 P２O５ 含量低,杂质含量高,研究低品位磷矿的高效利用具有重要意义.采用煅烧、浸提和酸活化新工艺制备一种复合土壤调理剂.经过煅烧、NH４NO３ 溶液浸提、过滤后,可以获得高品位磷矿.浸提产生的 NH３ 可用稀硝酸吸收,生 成 硝 酸 铵 循 环 利 用.通 过 煅 烧 和 浸 提,P２O５ 含量由１０．１８％提高到２９．０４％.酸活化过程中,磷矿与脲硫酸反应活化难溶性磷,磷活化率为９６．２％.最后,在反应干燥后的产物中加入 KCl,得到复合土壤调理剂.采用的煅烧、浸提和酸活化工艺为低品位磷矿的资源化利用提供了新思路.     

陕西某低品位磷矿选矿试验研究

陕西某低品位磷矿属于超大型碱性超基性岩内生型氟磷灰岩矿床,由于品位低,方解石含量高(3%)以及透辉石-磷灰石连生体影响,导致磷精矿品位难以提高。针对选矿过程中的矿浆温度、调整剂、捕收剂等条件进行了试验,结合盐酸浸出、强磁选工艺,大幅度提高了磷精矿的品位。结果表明,在矿石磨至-0.074 mm 38%后,通过浮选-化学浸出-强磁选的联合作业,P2O5品位可以由原矿的4.63%提升到精矿的33.63%,回收率达到65.39%,并成功回收磁铁矿、稀土矿物、透辉石、黑云母等可利用矿物,实现无尾矿综合回收利用,大大提升了该低品位磷矿的资源利用价值,为该超大型低品位磷矿开发开辟了新道路。     

内蒙古某低品位磷矿浮选工艺研究

内蒙古某磷矿为变质型磷矿石,品位(P_2O_5)15.94%,主要杂质元素SiO2,含量31.97%。磷矿物主要为磷灰石,少量胶磷矿;脉石矿物主要有石英、云母。根据该磷矿石的矿石性质,进行了浮选试验研究。采用碳酸钠为矿浆pH调整剂,水玻璃为脉石矿物抑制剂,油酸钠为含磷矿物捕收剂,可以实现磷的有效回收。在条件试验及开路试验的基础上进行了一次粗选、二次精选小型闭路试验,可获得磷精矿品位(P_2O_5)30.21%,回收率(P2O5)70.81%的选别指标。     

矿石粒度与矿浆浓度对混合菌溶解低品位磷矿粉的影响

研究了不同矿石粒度和矿浆浓度下, 来源于根际土壤的混合菌对两种低品位磷矿粉的溶解作用。结果表明, 该混合菌能有效溶解低品位磷矿粉, 并释放出其中的可溶性磷。当矿石粒度和矿浆浓度分别为150 μm和1%时, 混合菌对两种低品位磷矿粉的溶解效果最好。相同反应条件下, 矿物组分不同, 混合菌对磷矿粉的溶解效果不一样。相关性分析结果表明, 培养液中混合菌的生物量与溶磷量之间呈较强正相关, 而pH值和溶磷量之间呈一般负相关。     

温度和时间对中低品位磷矿真空碳热还原的影响

以云南某中低品位磷矿为研究对象,以焦粉为还原剂,通过XRD、SEM及EDS等分析手段,探讨了还原温度和保温时间对该磷矿真空碳热还原的影响。结果表明,升高还原温度和延长保温时间均能提高磷矿还原率和磷元素挥发率,且还原温度的影响比保温时间的影响更显著。当保温时间30 min、温度高于1 250 ℃时,磷矿还原率和磷挥发率上升趋势显著,最佳还原温度段为1 250～1 300 ℃。磷矿中的Ca₅(PO₄)₃F首先与SiO₂反应,然后大部分Ca₅(PO₄)₃F和副产物Ca₃(PO₄)₂与C作用,产生P₂单质气体。     

高碱性低品位氧化铜矿搅拌浸出研究

对湖南水口山含泥高碱性低品位氧化铜矿,开展了搅拌浸出实验。实验结果表明,在常规条件下,浸出率只有60%左右,加温搅拌浸出可达80%左右;同时得到了最佳浸出条件是:酸的浓度4%,浸出时间36 h,浸出温度30℃,颗粒直径为40目,液体的体积与固体的质量之比为6∶1。     

浅论低品位铜矿的浸出技术及其发展趋势

简要介绍了国内外低品位铜矿的湿法冶金概况，较为系统地分析了低品位铜矿的浸出反应机理以及浸出工艺，并对低品位铜矿浸出工艺的未来发展趋势提出了一些见解，对回收低品位铜金属具有一定的实用价值。     

低品位氧化铅锌矿浮铅研究

某低品位氧化铅锌矿含铅3.42%、含锌2.93%, 矿石中有用矿物嵌布粒度细且回收难度较大。为了合理开发利用此矿石, 进行了硫化-黄药浮铅闭路工艺流程试验。在六偏磷酸钠用量500 g/t、碳酸钠用量1 000 g/t、硫酸锌用量1 000 g/t、硫化钠用量2 000 g/t、2^#油用量100 g/t、戊基黄药用量500 g/t的粗选条件下进行闭路试验, 最终获得氧化铅精矿铅品位为33.12%、回收率为68.89%, 实现了铅的有效回收。     

高钙型低品位铜矿酸性浸出动力学研究

通过单因素实验及动力学分析研究了低品位氧化铜矿的浸出过程,考察了矿物粒度、浸出温度、硫酸浓度和液固比对浸出过程的影响。结果表明,适宜的浸出条件为: 矿物粒度-0.074 mm粒级占比85%、浸出温度60 ℃、浸出时间120 min、硫酸浓度2.5 mol/L、液固比4∶1,此时铜浸出率为96.23%; CaCO₃的存在导致浸出过程硫酸消耗增加; 浸出过程可用未反应核收缩模型来描述,反应速率受固膜界面传质和扩散混合控制,浸出过程活化能为8.78 J/mol。     

微生物浸出低品位矿石技术现状与发展趋势

微生物浸出技术是处理低品位矿石的有效措施。阐述了目前我国有色金属矿产资源的紧缺局面,分析了我国现有低品位矿产资源现状,认为开展微生物浸出技术是提高我国矿产资源开发利用率、缓解我国资源短缺的重要途径。回顾了微生物浸出技术的发展历程,并叙述了该技术在国内外铜、金、钴等有色矿山的工业化应用情况,分析了生物浸出技术目前存在的主要问题,从浸矿微生物的选育和基础生物学、矿石-溶液-微生物作用机理、矿岩散体渗流特性及传质规律、微生物堆浸工艺学等角度总结了微生物浸出理论研究与发展趋势。     

萃余酸在磷矿浮选中的应用

为了清洁高效利用湿法磷酸生产得到的萃余酸,创新性地提出将其应用于磷矿浮选过程。在磨矿细度、捕收剂用量、pH几乎不变条件下,萃余酸全部取代硫酸的闭路浮选后,获得P2O5品位为29.73%、MgO品位为0.78%,P2O5回收率为88.55%的浮选精矿。用萃余酸作为磷矿反浮选pH调整剂,用量远低于硫酸,为磷矿企业萃余酸循环利用提供了新思路。     

金矿氰化浸出过程氧气溶解行为研究

应用双膜理论经合理简化建立了氧气鼓泡溶解过程的数学模型,此模型可用于充气设备的设计和金矿氰化浸出过程的优化。模型计算结果表明,减小气体分布器的孔径do和适度增大气体的体积流量VG,选用氧气饱和溶解度大、表面张力σ、且粘度μL大的溶剂,可使气泡直径db和浮升速度U1减小,气含率εc、氧气的停留时间Ts和气液接触比表面积αL增大,从而提高O2的溶解速率和溶解效率。模型计算结果与文献中的实验数据基本吻合。     

四川某磷矿双反浮选试验研究

对四川某磷矿进行了浮选试验研究。采取双反浮选工艺, 以新型药剂MG-7为脱镁反浮选捕收剂、H₂SO₄为抑制剂和pH调节剂, 以T609为脱硅反浮选捕收剂、Na₂CO₃为pH调整剂, 最终获得了精矿品位32.25%、回收率82.21%的闭路试验指标, 实现了目的矿物与脉石的分离。     

某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验

为了给某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石的开发利用提供依据,根据矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出-浮选精矿焙烧后氰化浸出工艺流程进行了选矿试验。结果表明：浮选-尾矿氰化浸出可获得金品位为61.88 g/t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿和作业金浸出率为75.85%、对原矿金回收率为17.02%的尾矿浸出液,两者的金回收率合计达到94.59%。金精矿经焙烧预处理,焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g/t;焙砂氰化浸出的作业金浸出率达93.28%、对原矿金回收率为72.36%,金精矿焙砂和浮选尾矿氰化浸出的综合金回收率为89.38%。