微生物浸出MnO_2过程中嗜酸氧化亚铁硫杆菌与Fe~(3+)的催化作用

考察了MnO2-FeS2-H2SO4细菌浸出体系下,嗜酸氧化亚铁硫杆菌和Fe3+单独或联合对MnO2浸出Mn2+的浸出速率影响,并采用循环伏安电化学方法对过程中嗜酸氧化亚铁硫杆菌与Fe3+的催化作用进行了分析。结果表明:嗜酸氧化亚铁硫杆菌和Fe3+单独或联合都可以有效提高MnO2浸出Mn2+的浸出速率,对MnO2细菌浸出过程有一定催化作用;循环伏安电化学分析表明嗜酸氧化亚铁硫杆菌和Fe3+单独或联合加入,都会使FeS2出现明显的氧化还原峰,且嗜酸氧化亚铁硫杆菌可以降低FeS2的氧化电位和缩短FeS2氧化峰与还原峰之间的电位差,从而催化MnO2浸出Mn2+的过程。     

微波诱变氧化亚铁硫杆菌浸出磷矿粉中可溶性磷

采用微波辐照对氧化亚铁硫杆菌进行诱变,并利用诱变菌在黄铁矿存在条件下从磷矿粉中浸出可溶性磷.结果表明:800 W微波辐照功率条件下(处理4 min),氧化亚铁硫杆菌浸磷的效果较佳,磷的浸出率达12.25%,比原菌提高了52.74%.通过微波诱变可提高氧化亚铁硫杆菌的氧化活性和产酸量,从而增强磷矿粉中可溶性磷的浸出效果.     

低温下氧化亚铁硫杆菌浸出黄铜矿

使用中温菌氧化亚铁硫杆菌(Thiobacillus ferrooxidans)在低温条件(8～10 ℃)下浸出黄铜矿.结果表明:经过90d的低温摇瓶浸出后,在无菌硫酸浸出过程中,黄铜矿可以自发氧化分解,最终浸出率为16.08%;在无菌高铁硫酸浸出过程中,由于Fe3 起到了一定的氧化作用,最终浸出率为21.3%;在有菌浸出过程中,氧化亚铁硫杆菌在低温下的浸出率可达37.96%.氧化亚铁硫杆菌在低温下浸出黄铜矿的最适pH值为2.0,在接种量为10%,矿石粒径为0.16 mm,矿浆浓度为2%时较为适宜.在低温浸出的初始阶段,当添加Fe2 的量为6 g/L时能促进浸出率提高最大,最终可达到53.51%.     

氧化亚铁硫杆菌的分离培养及其浸磷效果

从安徽某煤矿的酸性矿坑水中分离出能有效浸出低品位磷矿的氧化亚铁硫杆菌菌株,对其形态特征和生长特性进行了初步的研究,并通过研究不同固体培养基成分对氧化亚铁硫杆菌分离纯化的影响,确定了适宜的分离条件：9K固体培养基的Fe2+浓度为4.5 g/L,采用下层涂布异养菌(红酵母菌)、上层涂布氧化亚铁硫杆菌的双层平板. 考察了培养基、能源物质及表面活性剂等因素对所选育的氧化亚铁硫杆菌的浸磷效果的影响,通过初步实验,浸磷率可达48%.     

微生物浸出MnO2过程中嗜酸氧化亚铁硫杆菌与Fe3+的催化作用

考察了MnO₂-FeS₂-H₂SO₄细菌浸出体系下,嗜酸氧化亚铁硫杆菌和Fe³⁺单独或联合对MnO₂浸出Mn²⁺的浸出速率影响,并采用循环伏安电化学方法对过程中嗜酸氧化亚铁硫杆菌与Fe³⁺的催化作用进行了分析。结果表明：嗜酸氧化亚铁硫杆菌和Fe³⁺单独或联合都可以有效提高MnO₂浸出Mn²⁺的浸出速率,对MnO₂细菌浸出过程有一定催化作用;循环伏安电化学分析表明嗜酸氧化亚铁硫杆菌和Fe³⁺单独或联合加入,都会使FeS₂出现明显的氧化还原峰,且嗜酸氧化亚铁硫杆菌可以降低FeS₂的氧化电位和缩短FeS₂氧化峰与还原峰之间的电位差,从而催化MnO₂浸出Mn²⁺的过程。     

铁闪锌矿浮选精矿生物浸出

研究了氧化亚铁硫杆菌浸出铁闪锌矿浮选精矿的过程, 考察了正无菌、原菌种与驯化菌等条件下铁闪锌矿的浸出效果和矿浆浓度对矿物中有价金属浸出速率的影响. 摇瓶试验表明: pH值2.0、温度35 ℃、细菌接种量10%、矿浆浓度5%、矿石粒度<35.5μm(90%以上)和摇床转速160r&#8226;min^-1浸出条件下, 经过驯化的氧化亚铁硫杆菌能够显著地提高铁闪锌矿的溶解速率和浸出率;提高矿浆浓度导致铁闪锌矿中有价金属浸出率降低, 但单位时间内总的锌离子浸出量相应提高.     

硫杆菌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)在摇瓶中浸出金川低品位含钴、镍、铜硫化矿的工艺条件实验. 结果表明,浸出过程的pH值应控制在2.0左右;细菌的接种量应控制在3.0?109个/ml左右;低矿浆浓度有利于浸出的进行;氧化亚铁硫杆菌和氧化硫硫杆菌混合浸出,以2:1的比例混合比1:1的比例浸出率要高.     

废旧电池回收处理技术研究进展

文章介绍了废旧电池的主要成分及危害,但传统废电池回收处理技术存在较大局限性,难以实现废旧电池回收的工业化。随着研究的进展,湿法基础上改良的超声波辅助浸出法和生物淋滤法逐步成为研究热点。有研究发现在H2SO4-H2O2体系中增加超声波场,超声时间20 min,硫酸和双氧水体积比为5∶1,浸出温度80℃,金属钴的浸出率可达99%以上;生物淋滤法所用菌种为氧化亚铁硫杆菌和氧化硫硫杆菌,在p H=2.0~3.0,30℃条件下可获得较高的浸出率。前者的浸出率较高,但仍存在化学体系浸出的耗酸大、污染重、能耗大的问题;后者由于耗酸量少、反应条件温和、运行成本低成为较有前景的工艺,目前有待改善的是运行周期过长的问题。     

氧化亚铁硫杆菌与中度嗜热铁氧化菌浸出铁闪锌矿的比较

考察了采用氧化亚铁硫杆菌和中度嗜热铁氧化菌浸出铁闪锌矿浮选精矿的浸出效果. 结果表明,两种细菌的驯化菌株都可以显著提高铁闪锌矿的溶解速率,且接种中度嗜热铁氧化菌时浸出效果更好. 扫描电镜、X射线粉晶衍射和能谱分析等表明,接种不同菌种浸出铁闪锌矿时所产浸渣具有类似的表面形貌特征和矿物组成. 可以证明,采用中度嗜热铁氧化菌浸出铁闪锌矿浮选精矿可以在较高的温度和酸度下进行且具有更好的浸出效果,比氧化亚铁硫杆菌具有更好的工业应用前景.     

Fe2(SO4)3溶液细菌辅助浸出高砷金精矿

利用摇瓶实验对纯Fe2(SO4)3溶液浸出高砷金精矿进行了研究,考察了温度及Fe3+浓度的影响,并与细菌直接浸矿进行了对比. 同时,在Fe2(SO4)3溶液中加入高密度嗜中温氧化亚铁硫杆菌、嗜中温氧化硫硫杆菌、中度嗜热西伯利亚硫杆菌,考察其对Fe2(SO4)3溶液的辅助浸出作用. 结果表明,Fe3+溶液化学浸出可迅速溶解高砷金精矿,随温度升高,浸出率先升后降,80℃时达最大;浸出前期Fe3+浓度的积累对浸出速率影响不大,初始Fe3+浓度越高As的浸出率越高,但当Fe3+浓度高于40 g/L,由于沉淀严重,浸出率降低;连续浸出情况下,Fe3+浓度可维持恒定,10 g/L的Fe3+可保持较快的矿物浸出速率. 对照实验表明,较高的矿浆浓度对浸矿菌生长繁殖有显著影响. 高密度浸矿菌可维持Fe2(SO4)3溶液中较高的Fe3+浓度并及时消除反应产生的S层的阻碍,有利于Fe2(SO4)3溶液对矿物的浸出.     

活性氧化锌生产工艺评价与研究

通过研究，对现行活性氧化锌的生产工艺加以比较、评价，指出改进意见，重点对氯化铵浸取法进行了深入研究。     

湿法(化学浸出法)炼铜的近况及展望

随着技术经济的进步，人们环境保护意识的增强，传统的火法炼铜逐渐暴露出一些不合时宜的缺点：一次性投资大，生产成本高，SO2对环境的污染严重。随着铜矿的大量开采，富矿越来越少，能满足火法炼铜要求的精矿来源越来越少，这就阻碍了火法炼铜的发展，湿法炼铜克服了火法炼铜的若干缺点，近20年来获得长足发展。本文介绍了化学浸出法中的氯化铜、三价铁及其它氧化浸出方法。     

Comparison of fly ash leaching methods

Five leaching methods (serial batch leaching procedure (SBLP), synthetic groundwater leaching procedure (SGLP), mine water leaching procedure (MWLP), 3 TIER integrated framework leaching protocol (3TIER), and toxicity characteristic leaching procedure (TCLP)) were compared using two samples, a class F fly and a class C fly ash. Each method was tested in triplicate, according to the published procedure, and leachate was analyzed for 23 elements. The procedures were compared on the basis of elemental availability, defined as the cumulative elemental release per kg of sample, and the variation in extraction with increased L/S as a surrogate for long term release. Higher availability values were obtained with the SBLP and MWLP, which cover a range of pH’s and 3TIER, which uses EDTA to form soluble complexes. SGLP, a high pH procedure, and TCLP, mildly acidic, generally produced lower availability values. Cumulative elemental extraction as a function of L/S in SBLP, MWLP and 3TIER generally agreed within an order of magnitude.     

煤矸石主要污染组分静态溶出规律研究

为研究煤矸石主要污染组分在不同淋溶条件下溶出规律,本研究以辽宁某煤矿煤矸石为实验材料,通过静态淋溶实验,结合XRD、SEM检测技术,综合分析煤矸石中Cl-、总硬度、Cu、Zn等主要污染组分溶出量在不同固液比、pH值、粒径、是否搅动条件下随时间变化的规律.实验结果表明:污染组分溶出量受淋溶条件变化的影响较明显,且在固液比为1:5、pH值为5.3、粒径小于5 mm、间歇性搅动条件下,Cl-和总硬度的溶出量变化较明显;淋溶初期,由于煤矸石表面风化,污染组分溶出速率较大;淋溶过程中,污染组分赋存状态的不同使其溶出效果不同,且由于二次相的形成,胶体和煤矸石中粘土的吸附作用,污染组分溶出量存在一定程度的波动.     

论溶浸采矿法现状及发展方向

较系统地介绍了溶浸采矿法的堆置浸矿法，就地破碎溶浸采矿法，原地溶浸采矿法的国内外应用情况，同时分别阐述了它们的发展方向。     

石煤直接酸浸实验研究

分别比较了硫酸、盐酸、硝酸和磷酸直接浸出石煤中钒的浸出效果,研究了硫酸浓度、浸出温度和浸出时间以及助浸剂氟化钙用量对钒浸出率的影响。结果表明,采用硫酸直接浸出,在w（硫酸）=30%、浸出时间为6 h、浸出温度为90 ℃、液固比（mL/g）为4∶1、搅拌转速为400 r/min的最佳浸出条件下,钒浸出率为63.48%,添加3%（质量分数）氟化钙作为助浸剂,钒浸出率可达到90.32%,浸出时间可缩至2 h。     

混酸提纯制备高纯石英砂及浸出动力学分析

以江苏省东海县石英砂为原料,盐酸、草酸及柠檬酸为浸出剂,混酸浸出法制备高纯石英砂,研究了酸液浓度、液固质量比、酸浸温度和酸浸时间对石英砂物相结构及提纯效果的影响,推导了盐酸、草酸及柠檬酸混酸浸出石英砂的动力学模型。结果表明:酸液浓度、液固质量比、酸浸温度及酸浸时间均对酸浸除杂效率有明显影响,混酸浸出符合扩散控制模型,Ea=13.22 k J/mol;常压下采用4.5 mol/L盐酸+0.05 mol/L草酸+0.01 mol/L柠檬酸在80℃恒温浸出石英砂6 h后,Fe杂质含量由342.62 mg/kg降至90.21 mg/kg,除铁率为73.67%,杂质总含量从523.79 mg/kg降至194.39 mg/kg,除杂率为62.89%,Si O2纯度达到99.97%,有效提高了石英砂的纯度,达到了晶质玻璃用石英砂的使用要求。     

Oxidative leaching kinetics of molybdenum-uranium ore in H2SO4 using H2O2 as an oxidizing agent

The processing of molybdenum-uranium ore in a sulfuric acid solution using hydrogen peroxide as an oxidant has been investigated. The leaching temperature, hydrogen peroxide concentration, sulfuric acid concentration, leaching time, particle size, liquid-to-solid ratio and agitation speed all have significant effects on the process. The optimum process operating parameters were: temperature: 95°C; H₂O₂ concentration: 0.5 M; sulfuric acid concentration: 2.5 M; time: 2 h; particle size: 74 μm, liquid-to-solid ratio: 14 ∶ 1 and agitation speed: 600 rpm. Under these experimental conditions, the extraction efficiency of molybdenum was about 98.4%, and the uranium extraction efficiency was about 98.7%. The leaching kinetics of molybdenum showed that the reaction rate of the leaching process is controlled by the chemical reaction at the particle surface. The leaching process follows the kinetic model 1 ? (1?X)^1/3 = kt with an apparent activation energy of 40.40 kJ/mole. The temperature, concentrations of H₂O₂ and H₂SO₄ and the mesh size are the main factors that influence the leaching rate. The reaction order in H₂SO₄ was 1.0012 and in H₂O₂ it was 1.2544.     

在硫酸/氯化物深液中用氧气浸出铜渣中的铜

Leaching of a copper residue, produced by selected oxidation leaching of a nickel matte, in oxygenated sulfuric acid solution with the participation of chloride was investigated. The effects of quantity of chloride, flowrate of oxygen, concentration of sulfuric acid and temperature were discussed as leaching variables. Addition of chloride in small amount into the leach slurry was justified in enhancing copper leaching from the residue.