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为了回收四川某铜矿浮选尾矿中的铜和锌, 以In-bac为浸矿菌种, 进行微生物浸出。考察了接种量、矿浆浓度、初始Fe2+浓度、浮选药剂(T-207和H-406)等因素对浸出效果的影响。结果表明, 采用两阶段微生物浸出工艺, 尾矿中铜、锌浸出效果较好, 第一阶段微生物浸出最佳条件为:接种量10%、矿浆浓度80 g/L、初始Fe2+浓度1.5 g/L, 尾矿中铜离子和锌离子浸出率分别为21.67%和79.67%, 此浸渣再次调浆后, 采用改进型无铁9K培养基, 无接种细菌微生物浸出, 当初始pH值为2.0、矿浆浓度为80 g/L、初始Fe2+浓度为0 g/L, 尾矿中铜浸出率达到36.97%, 锌浸出率为92.37%, 浸出率分别提高了15.30个百分点和12.70个百分点。浮选药剂T-207和H-406均对尾矿微生物浸出有不利影响。 相似文献
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永平低品位原生硫化铜矿石细菌浸出条件研究 总被引:5,自引:5,他引:5
为回收利用永平铜矿废矿石中的低品位原生硫化铜矿资源,通过摇瓶实验,研究了接种量、初始Fe^2+浓度、矿浆酸度、矿石粒度和矿浆浓度等条件对永平低品位原生硫化铜矿石细菌浸出的影响。研究结果表明:有利于铜浸出的条件是接种量20%,初始Fe^2+浓度0g/L,初始pH值1.2,浸出过程控制pH值小于1.50,矿石粒度5mm,矿浆浓度20%~25%;溶液中三价铁含量过高或产生铁的沉淀都会直接影响细菌的浸矿效果;尽管浸矿细菌能很好地适应浸矿环境,但铜的浸出速度偏慢、浸出率偏低,有待于采取强化浸出措施。 相似文献
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针对已驯化的碱性细菌对铜尾矿进行单纯的生物浸出时铜浸出率不是很高的问题,通过添加适量的氨水进行生物-化学联合浸出试验,并与不添加菌的氨浸这一单纯的化学浸出试验进行对比,来寻求合适的尾矿浸出方式。试验结果表明,在单纯的氨浸试验中,当氨水增加至较高浓度后,铜浸出率增长缓慢;在联合浸出试验中,当初始氨水的浓度40 g/L,浸出时间30 d左右,可达到较好的浸矿效果,铜浸出率可达35.57%。而单纯的碱性细菌浸矿时的最高浸出率为24.51%,同等条件下单纯的氨水浸出时的浸出率仅11.98%,联合浸出率分别提高了11.06个百分点和23.59个百分点。由此可见,低浓度的氨水对细菌浸矿有促进作用。 相似文献
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摇瓶单因素条件试验与正交试验结果表明,在pH7.2、矿浆浓度20%、温度30℃和细菌接种量15%的条件下,JXF菌种脱硅效果最好。细菌浸矿过程中,应尽量接种芽孢生成率较低时的细菌,试验表明细菌在培养的前4天,芽孢产生率低,活性高。单独摇瓶浸矿试验采用了四种不同的浸出方式,其中利用预先在含被浸矿样和蔗糖的培养基中培养的菌种,然后在有糖的培养基质中对矿样进行浸出,硅的浸出率最高,从各种矿样中浸出硅的范围为25.7% ̄65.3%,比其它浸出方式高10%以上。而连续浸出工艺表明,JXF菌株的脱硅率在34.8% ̄86.3%,且浸矿时间由7d缩短到5d。 相似文献
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黄铜矿细菌浸出过程中的多因素影响 总被引:2,自引:1,他引:1
运用取自大宝山(简称DB)的嗜酸氧化亚铁硫杆菌(Acidithiobacillus ferrooxidans,简称 A.f)和嗜酸氧化硫硫杆菌(Acidithiobacillus thiooxidans,简称A.t)的混合菌对广东某硫化铜矿的黄铜矿进行摇瓶浸出试验研究。结果表明, 黄铜矿摇瓶细菌浸出率受菌种、矿浆浓度、pH值、接种量多种因素的影响。细菌浸出黄铜矿的适宜条件为温度30 ℃, 矿浆浓度5%, pH值为2.0, 接种量为3×107个/mL。 相似文献
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微生物浸出铁闪锌矿的研究 总被引:1,自引:0,他引:1
为了研究细菌对闪锌矿的浸出效果,从矿山分离到1株对Fe2+ 和元素硫氧化活性高的浸矿细菌,并且进行了浸矿试验。在矿浆浓度15%、温度30 ℃、摇床冲次200 r/min、菌液接种量10%、pH值2.0的浸矿条件下,浸出33 d,矿石中锌的浸出率将近100%;同样条件下浸出铁闪锌矿精矿,浸矿时间33 d,矿石中锌的浸出率为37.9%。结果表明细菌可以促进铁闪锌锌矿石中金属锌的浸出。 相似文献
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在由一个有效容积50L的浸出槽和两个总容积为21L的浸出槽组成的试验装置中,开展混合培养的新型嗜高温(78℃)菌连续生物浸出黄铜矿的实验室试验。对以下操作条件进行了试验研究:矿浆固体浓度、充气搅拌、氧气和二氧化碳的耗量、培养基的要求、浸出时间和pH调节。生物浸出工序的一般操作性比预期的要好。在矿浆固体浓度12%的条件下,连续浸出5d的铜回收率超过90%。此外,对一些潜在的限制因素也进行了验证试验,限制因素包括细菌的敏感性、培养基浓度、氧的传递效率。该研究属于一个欧洲项目(高温细菌氧化,注册商标为HIOX)的子课题,总课题的最终目标是提出经济上可行和环境友好的一种全新的铜回收工艺。 相似文献
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为了提高混合菌对高砷金矿的浸出, 对混合菌进行了生物多样性分析, 并对温度、矿浆浓度、初始pH值和接种量等工艺因素进行了优化, 然后通过正交实验研究矿浆浓度、初始pH值和接种量对混合菌浸出高砷金矿中As和Fe的影响。限制性片段长度多态性分析(RFLP)结果发现, 混合菌主要为Sulfobacillus属和Leptospirillum属。正交实验结果表明, 浸出As的最佳条件为矿浆浓度10%, 初始pH=1.5, 接种量30%; 浸出Fe的最佳条件为矿浆浓度5%, 初始pH=1.5, 接种量10%。在最佳条件下浸出20 d, As和Fe的浸出率分别达到97.12%和96.59%。 相似文献
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氨-硫酸铵体系中某铜矿尾矿氧化氨浸工艺研究 总被引:1,自引:0,他引:1
以高碱性铜尾矿为研究对象, 在NH3·H2O-(NH4)2SO4体系中, 以过硫酸铵为氧化剂, 详细考察了浸出时间、反应温度、液固比、总氨浓度及NH3/NH4+比率、氨、硫酸铵和过硫酸铵浓度对铜浸出率的影响。实验结果表明, 尾矿铜的最佳浸出条件为:搅拌速度为500 r/min, 浸出温度为40 ℃, 氨浓度2.4 mol/L, 硫酸铵浓度1.0 mol/L, 过硫酸铵浓度0.2 mol/L, 液固比7∶1, 在此条件下铜的浸出率为75.9%。 相似文献
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A complex process for the recovery of copper and zinc from mining and metallurgical wastes has been investigated and proposed. It includes sulfuric acid leaching of old pyrite flotation tailings to produce ferric containing leach solution; followed by ferric leaching of copper converter slag flotation tailings with the leach solution. A sample of old pyrite flotation tailings from the concentrator containing 0.36% of copper and 0.23% of zinc was leached with 10% sulfuric acid in the column. Recovery of copper and zinc reached 47.1% and 47.2%, respectively. The pregnant leach solutions contained 15.9 g/L of ferric iron. The subsequent ferric leaching of copper converter slag flotation tailings containing 0.53% copper and 2.77% zinc with the pregnant leach solution was conducted. The effects of various process parameters on the leaching dynamics of metals under batch conditions were investigated. Under the best conditions (temperature 70 °C, pulp density 30%, ferric iron concentration 15.9 g/L, initial pH of the pulp 0) the recovery of copper and zinc reached 79.6% and 43.7%, respectively. It was concluded that acid leaching of base metals from old pyrite flotation tailings with pregnant leach solution for the ferric leaching of copper converter slag flotation tailings is a prospective and promising technique for the complex treatment of mining and metallurgical wastes. 相似文献
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铜品位为3.70%的刚果(金)某高泥氧化型铜矿石的氧化率达75.81%,主要铜矿物为孔雀石,其次为硅孔雀石、辉铜矿等。为了确定该矿石的合适选矿工艺流程,进行了选矿试验。结果表明:矿石在磨矿细度为-74 μm占70%的情况下采用1次浮选脱泥、2粗2精2扫硫化浮选工艺处理,可获得铜品位为26.82%、铜回收率为72.48%的铜精矿;以硅孔雀石为主要含铜矿物的浮选尾矿采用摇瓶酸浸工艺处理,在硫酸用量为100 kg/t、液固比为3∶1、浸出时间为2 h的情况下,铜作业浸出率可达86.84%;浮选+酸浸工艺的总铜回收率为96.38%。 相似文献
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云南某氧硫混合铜钼矿含铜0.328%,含钼0.275%,其中钼氧化率为48%。通过研究,采用优先混合浮选硫化铜钼矿,铜钼混合精矿分离得含铜21.10%的铜精矿和含钼47.50%的钼精矿,混选尾矿用碳酸钠调浆活化后进行浮选,钼的回收率可达到42.09%,但含钼只有0.526%。对浮选出的氧化钼粗精矿用碳酸钠加温浸出,浸出率可达到88.22%,浸出液可进一步加工生产工业用钼酸钙。使用该选-治联合工艺,铜的回收率为70.13%,钼的总回收率可达到76.86%。推荐的选冶联合工艺是回收该氧硫混合铜钼矿的一条有效途径,具有较好的利润前景。 相似文献