磷石膏资源化利用研究进展

介绍了磷石膏所含杂质及其对环境带来的危害,并分析了目前广泛应用的预处理方法的优缺点。全面总结了磷石膏在生产水泥缓凝剂、建材、农业、生产硫酸联产水泥、作土壤改良剂、堆存及回填处理等领域的应用研究现状。最后根据磷石膏资源化利用过程中存在的问题,提出一些合理化建议,以期能有助于磷石膏的资源化利用。     

石英对微生物浸出黄铜矿的作用

为探明石英在微生物浸出铜过程中的作用与影响,选择粒度<43μm的石英,与黄铜矿和黄铁矿形成矿浆浸出体系,考察了石英质量浓度对黄铜矿浸出效果的影响.结果表明:适量的石英,其粒度越细越能促进黄铜矿的浸出.当石英质量浓度为50g·L^-1、粒度<43μm时,黄铜矿的浸出率最高可达54.09%,比不添加石英的浸出率提高了近20%;通过对微生物浸出过程的氧化还原电位、pH值、Fe²⁺、Fe³⁺变化分析,以及浸渣的扫描电镜和能谱分析发现,石英促进黄铜矿浸出主要表现在能缩短微生物浸出的延迟时间,它对浸出过程新生成的沉淀具有吸附作用,能在一定程度上减轻沉淀对黄铜矿浸出的阻碍.     

选冶联合工艺回收云南某铅锌尾渣中Pb和Zn

云南个旧某铅锌尾渣含铅9.87%、含锌6.25%,铅、锌多与脉石相互包裹,导致铅、锌分离较为困难。为回收该尾渣中铅、锌,进行了硫酸浸锌-浸渣重选选铅试验。结果表明：在浸出温度为70 ℃、硫酸用量为15%、氢氟酸用量为3%、给料粒度为-0.5 mm、液固比为1.5、浸出时间为120 min条件下,可以获得锌浸出率为97.02%、浸渣铅品位为15.37%的指标,浸渣磨细至-0.045 mm占90%,经摇床1粗1精重选,获得的铅精矿铅品位为45.68%、含锌0.24%、铅作业回收率为89.98%,铅锌分离指标较好。铅锌尾渣浸出反应后所得浸渣结晶状态比较致密,有新物相生成;浸出过程铅转变为难溶硫酸铅,锌转变为易溶硫酸锌,从而可通过固液分离实现分离铅、锌。     

重选—浮选工艺回收云南某硫化铅尾矿中的微细粒锡石

采用重选—浮选联合工艺对云南某硫化铅尾矿中的微细粒级锡石进行回收研究。该矿泥化严重,首先采用离心选矿机脱除微细粒矿泥,以消除矿泥对后续锡浮选的不利影响,并能增加浮选给矿锡品位,离心选矿可以使锡品位富集5倍以上,作业回收率达到87.4%。离心精矿进行反浮选脱硫,脱硫精矿采用碳酸钠为pH值调整剂和分散剂,BY-9和P86为组合捕收剂,CMC为脉石抑制剂进行微细粒锡石正浮选。最终闭路试验得到锡精矿品位18.5%、回收率65%的指标。研究结果表明利用离心选矿机进行脱泥富集,采用重选—浮选联合工艺对微细粒锡石具有较好的选别效果。     

山东某硫铁矿烧渣非氰浸金-浸渣磁选回收铁工艺研究

针对山东某TFe含量为52.30%、Au品位为1.28 g/t的硫铁矿烧渣, 采用非氰浸金-浸渣磁选回收铁的工艺回收烧渣中金和铁。试验结果表明, 当碳酸钠用量为15 kg/t、KBF-1用量为4.0 kg/t、搅拌浸出槽转子转速为1794 r/min、搅拌浸出时间为40 h时, 硫铁矿烧渣中金浸出率较高, 为64.19%。以浸金渣为原料磁选回收铁, 当磁场强度为318.47 kA/m时, 铁精矿中铁品位为64.83%、产率为78.40%、回收率为88.32%。研究结果表明, 非氰浸金-浸渣磁选回收铁工艺对山东某硫铁矿烧渣中金和铁回收是可行的。     

纳米气泡气浮应急修复铜离子污染土壤的工艺研究

模拟突发含铜离子溶液泄露事件导致土壤重金属污染,基于"硫化?浮选"原理,利用自制纳米气泡气浮装置修复铜离子污染土壤.试验结果表明,若污染土壤中铜离子含量为10 kg/t,当硫酸铵用量30 kg/t、硫化钠用量为其理论值3倍、丁基黄药用量2500 g/t、2#油用量1500 g/t、溶液pH=8.0时,采用一粗一精二扫闭...     

多金属尾矿可综合利用程度的模糊数学评价

通过对湖北省大冶市典型多金属尾矿库的勘察,在系统分析尾矿资源的基础上,建立了多金属尾矿可利用程度的模糊综合评价数学模型,并运用该模型对该地区10座以Cu为主的多金属尾矿库进行了评价。结果表明：模型在多金属尾矿可利用程度评价分析中具有良好的适应性,能准确反应各评价因子的影响,为尾矿的合理开发利用提供了科学依据。     

钇/羟基磷灰石的制备及对含磷废水的净化

以氢氧化钙和磷酸二氢钠为原料制备羟基磷灰石，通过化学沉淀法制备钇/羟基磷灰石复合材料，利用SEM-EDS（扫描电子显微镜）、XRD（X射线衍射）、FTIR（傅里叶变换红外光谱）等表征其晶体结构与形貌，并采用静态吸附实验考察吸附剂的负载比例、pH、吸附时间和初始浓度对磷酸盐的吸附性能的影响。结果显示：羟基磷灰石为分散均匀的稻米状颗粒，XRD图谱显示为典型的羟基磷灰石，钇/羟基磷灰石颗粒发生团聚且粒径变大，特征峰峰强减弱，但未出现新的强特征峰。吸附研究表明：钙与钇的摩尔比为2∶1时吸附效率最高，复合材料的吸附容量随初始浓度的增加而增大，最大吸附量为116.38mg/g，吸附过程符合准二级动力学模型、双室一级动力学模型和Freundlich等温吸附模型，吸附过程由化学吸附主导，随pH在3~9的范围增加，复合材料的吸附效率先增后减，在pH为5~6时达到最大值。     

不同类型黄铜矿的生物浸出研究

研究了两种不同类型(黄铁矿型,斑岩型)黄铜矿生物浸出的差异.实验结果表明:两类黄铜矿生物浸出差别很大,48 d后黄铁矿型黄铜矿浸出率为46.96%,斑岩型黄铜矿浸出率为14.5%.对Fe²⁺、矿物表面Cu2p谱图和矿床特征的分析发现:适量的Fe²⁺能促进黄铜矿的浸出,但最佳用量不一样;浸渣表面产物不同,斑岩型黄铜矿表面出现富铜层,阻碍了浸出继续进行;与原矿相比,铜结合能都降低,符合Hiroyoshi等提出黄铜矿浸出的两步溶解模型;两类黄铜矿生物浸出的差异是由成矿岩体、围岩、伴生矿物和元素、成矿温度和压力等因素综合决定的.     

黄铁矿促进黄铜矿微生物浸出影响因素

采用摇瓶实验,以氧化亚铁硫杆菌(Acidithiobacillus ferrooxidans,At.f)浸出黄铁矿-黄铜矿,重点研究了基础培养基、矿物配比和粒度组成等因素的影响.黄铁矿能促进黄铜矿的微生物浸出,以采用无Fe 9K培养基效果较好,它对应铜浸出率是9K培养基的1.68倍;采用宽粒级矿物时铜浸出效果较好,且铜浸出率与黄铁矿和黄铜矿的质量比有关,当质量比为2:2时铜浸出率最高可达45.58%;黄铁矿含量大小是影响铜浸出率高低的实质,当质量比小于等于5:2时以At.f菌的氧化作用为主,当质量比为10:2时以硫化矿间的原电池效应为主.浸渣的X射线衍射分析表明,采用无Fe 9K培养基时浸渣中生成的钝化物黄钾铁矾较少,故黄铁矿可以很好地替代9K培养基中的FeSO₄,并能与黄铜矿形成原电池效应,从而促进铜的浸出.