Effect of technological factors on bacterial leaching of low-grade Ni-Cu sulfide ore

The bioleaching of a low grade Ni Cu sulfide ore from Jinchuan Mine with Thiobacillus ferrooxidans (TF5) and Thiobacillus thiooxidans (TT) was investigated. The effect of pH, the initial cell numbers of bacteria, the pulp density and the ratio of TF5 and TT on leaching was described, and the favorable bioleaching conditions for the ore were experimentally confirmed. The aeration leaching, agitation leaching with air bubbling, and column leaching were respectively tested. The highest recovery was achieved in the aeration leaching. After leaching for 20?d with pulp density of 15%, the extractions of Ni, Cu and Co were respectively 95.4%, 48.6% and 82.6%.

Enhanced copper recovery from low grade copper sulfide ores through bioleaching using residues produced by fermentation of agricultural wastes

Effects of residues produced by agricultural wastes fermentation(AWF)on low grade copper sulfide ores bioleaching,copper recovery,and microbial community were investigated.The results indicated that adding appropriate bulk of AWF made contributions to low grade copper sulfide ores bioleaching,which may be mainly realized through reducing the passivation layer formed by Fe3+hydrolysis.Improved copper recovery(78.35%)and bacteria concentration(9.56×10^(7)cells·mL^(−1))were yielded in the presence of 5 g·L^(−1)AWF.The result of 16S rDNA analysis demonstrated that microbial community was differentiated by adding AWF.Bacteria proportion,such as Acidithiobacillus ferrooxidans,Moraxella osloensis,and Lactobacillus acetotolerans changed distinctly.Great difference between samples was showed according to beta diversity index,and the maximum value reached 0.375.Acidithiobacillus ferrooxidans accounted for the highest proportion throughout the bioleaching process,and that of sample in the presence of 5 g·L^(−) AWF reached 28.63%.The results should show reference to application of agricultural wastes and low grade copper sulfide ores.

云南某低品位铅锌硫化矿选矿试验研究

云南某低品位硫化铅锌矿含Pb0.42%、Zn0.39%,矿物组成较复杂,含有方铅矿、白铅矿、闪锌矿、氧化锌矿等多种矿物。采用铅锌混合浮选抛尾—铅锌分离选矿流程回收利用该铅锌矿。结果表明,采用该处理工艺可获得Pb品位70.34%、Pb回收率84.06%的铅精矿,Zn品位45.74%、Zn回收率80.65%的锌精矿。

真空蒸馏还原工艺在处理含铅锌物料中的能耗核算

某企业采用真空蒸馏置换处理工艺每年处理10万t含铅锌物料,该工艺主要以混合渣和低品位铅锌矿为原料,以焦炭为还原剂,经原料干燥、混合、压球、真空还原蒸馏、冷凝、精炼等工序制取金属锌及铅合金。年综合能耗14721.53tce,锌锭产品单位能耗736.08kgce/t,达到国内先进水平,具有明显的节能环保优势.

低品位铅锌矿选矿工艺的研究解析

低品位铅锌矿选矿工艺优化可以解决矿石浮选中存在的问题,有效优化操作流程,提高选矿质量。基于此,文章主要分析了影响低品位铅锌矿选矿工艺的因素,明确了低品位铅锌矿选矿工艺优化思路,以供参考。

加拿大某碳质铅锌矿不同预选抛废方案试验研究

加拿大某铅锌矿铅品位1.03%,锌品位5.86%,且矿石中有机碳含量为1.48%,属于典型的碳质铅锌矿。为提高该矿石的铅锌入选品位,同时降低有机碳含量,分别进行不同入选粒度要求的光电抛废脱碳试验、重介质抛废脱碳试验和摇床重选脱碳试验。试验结果表明:三种预选抛废方案均可提高铅锌入选品位,并降低抛废精矿含碳量。相比较而言,重介质分选工艺抛废率可达到47.13%,抛废精矿铅品位和锌品位分别提高至1.70%和10.78%,铅锌损失率分别为10.32%和3.59%,有机碳含量降低至0.94%,技术指标相对最佳;其次是光电分选方案;摇床重选方案抛废率较低,抛废尾矿中铅锌损失率相对较高。

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。

440 t/h燃煤锅炉低氮燃烧模式下水冷壁高温腐蚀分析

分别采用X射线荧光光谱、X射线衍射光谱、电镜扫描和能谱分析等方法,对某440t/h燃煤锅炉下层燃烧器附近水冷壁区域收集的腐蚀层进行详细表征,分析并讨论腐蚀产物的形成和痕量元素富集特点。结果表明:腐蚀内层主要含有FeS_(2)、Fe_(2)O_(3)、PbS和ZnS,但Pb比Zn富集程度高;腐蚀外层以ZnS、PbS、GaS、Fe_(1-x)S和Zn_(1.0)Al_(1.04)S_(2.13)为主,还含有少量Ga、Se、Bi等元素,但Zn与Ga元素富集程度显著高于内层;腐蚀层中Pb、Zn、Ga、Se、Ge、As、Bi、Th、Sn、Sb等元素主要通过气化-冷凝和黏附的未燃尽碳颗粒释放析出的方式到达管壁,部分元素仍存在二次气化现象并扩散至腐蚀层深处,以进一步增大腐蚀裂纹尺度。基体铁的氧化和硫化反应同时发生并相互竞争,靠近基体侧腐蚀层先发生裂缝后逐渐开始破碎。黄铁矿向外转移中会释放气态硫并生成多种晶型的磁黄铁矿,这说明气态硫在腐蚀过程中扮演重要作用。此外,沉积层中微细颗粒和气态痕量元素可能会向基体侧移动与扩散渗透,增加腐蚀内部应力进而加剧腐蚀。

青海某低品位难选铅锌矿石合理选矿流程的探索

青海某铅锌矿铅锌品位低,铅矿物与锌硫矿物共生关系密切,属于难选低品位铅锌矿石,采用优先浮选工艺方案对该矿石进行了小型试验.试验结果表明,优先浮选工艺方案利用铅矿物与锌硫矿物可浮性差异较大的特点,采用石灰、亚硫酸钠和硫酸锌等抑制锌硫,以乙硫氮为铅捕收剂,进行铅矿物的优先浮选,选铅尾矿脱水后调节矿浆pH值至10.5左右,用硫酸铜作为活化剂来活化铁闪锌矿选锌,试验在原矿含铅2.27%,含锌1.17%的条件下,取得了铅精矿含铅50.87%,铅回收率为78.33%,锌精矿含锌45.30%,锌回收率为70.47%的技术指标.

内蒙古某含碳低品位硫化铅锌矿石选矿试验

针对内蒙古某含碳低品位硫化铅锌矿石有机碳含量高并以隐晶质形式存在、铅锌硫化物嵌布粒度微细等特点,采用磨矿后预先浮选脱碳—铅锌硫依次浮选—铅、锌粗精矿精选前进行再磨的工艺流程对其进行选矿试验,并在铅精选时加入碳的高效抑制剂铁铬木质素磺酸盐,最终获得了铅品位为53.67%、铅回收率为56.93%的铅精矿,锌品位为44.64%、锌回收率为83.19%的锌精矿和硫品位为36.89%、硫回收率为59.11%的硫精矿,从而为该矿石的开发利用提供了依据。

微波处理低品位氧化铅锌矿

采用微波对低品位氧化铅锌矿进行处理。结果表明,试验矿物对微波有较好的吸收能力,微波在矿物的浸出方面有积极效果,矿物经微波活化后锌、铁的浸出率都有增加,且微波活化对铁浸出的影响更为明显。

云南某氧化铅锌矿选矿试验研究

云南某氧化铅锌矿嵌布粒度微细、伴生关系复杂、含泥量大且原矿品位低。通过多种方案的比较,采用硫化钠作铅矿物活化剂、丁基黄药作捕收剂优先选铅;选铅尾矿用十八胺作捕收剂的试验方案,获得了含铅50.60%、铅回收率为77.65%的铅精矿,以及含锌40.39%、锌回收率为75.85%的锌精矿。

凝胶型固体二氧化氯释放速率的研究

以琼脂为基础，制成凝胶型固体二氧化氯，对其二氧化氯的释放性能进行了研究，探讨了二氧化氯气体释放速率的变化及影响因素。

四川某低品位氧化铅锌矿石浮选试验研究

四川省某低品位铅锌矿矿石因氧化程度高、矿物嵌布粒度细、易泥化等特点,尤其是矿石中含有大量的赤、褐铁矿,而锌矿物以菱锌矿为主,且品位低,回收难度极大,此类矿石常被视为呆矿。本试验针对矿石特性按照阶段磨矿、优先浮选的原则流程,在传统的硫化浮选工艺基础上,采用组合捕收剂L-05选别氧化锌矿,最终获得了铅品位和回收率分别为50.22%和76.25%、含锌1.89%的铅精矿及锌品位和回收率分别为20.01%和56.14%、含铅1.52%的锌精矿,成功实现了氧化铅锌矿石的有效分选。

某低品位铅锌河道尾砂浮选工艺研究

为了综合回收某河道堆存尾砂中的铅、锌、硫、砷等有用组分,采用混合浮选-混合精矿分离浮选工艺,最终得到铅锌精矿铅、锌品位分别为2.37%和6.67%,回收率分别为24.73%和57.76%,硫砷精矿硫、砷品位分别为21.56%和7.23%,回收率分别为38.78%和37.39%。

低品位氧化铅锌矿物的浮选回收试验研究

针对山东某低品位铅锌矿,通过X射线衍射分析(XRD)和扫描电镜分析(SEM)确定铅矿物主要以白铅矿的形式存在,锌矿物主要以钙锌白云石、菱锌矿和硅锌矿的形式存在。通过试验研究了磨矿细度对铅锌回收率的影响,确定最佳磨矿细度为-0.074 mm占84%,然后添加Na2S对铅锌矿物进行硫化处理,在不添加锌抑制剂的情况下直接用丁基黄药和乙硫氮对铅矿物进行捕收,铅品位从原矿中的0.88%提高至57.11%,铅回收率达到61.17%。选铅尾矿用Cu SO4对锌进行活化,然后用丁基黄药对锌矿物进行捕收,得到锌回收率为31.45%、锌品位为35.24%的锌精矿,使铅锌得到较好分离。试验结果表明,硫化作用对解离的氧化铅矿物活化作用较大,在最佳磨矿细度下,能够获得较好的回收率。

用硫化铅精矿还原酸浸低品位软锰矿试验研究

研究了以废铁屑作添加剂、硫化铅精矿作还原剂,用硫酸浸出低品位软锰矿,考察了配料质量比、温度、硫酸浓度、反应时间、液固体积质量比对锰浸出率的影响。试验结果表明:控制浸出条件可获得96.17%的锰浸出率,铅几乎全部进入渣中;锰的浸出与S0的形成及浸出温度密切相关,硫酸浓度(矿浆pH)对S0的形成影响最大;优化后的浸出条件为m(软锰矿)∶m(铅精矿)∶m(铁屑)=3∶1∶1,反应时间2h,硫酸浓度2mol/L,浸出温度90℃,液固体积质量比5∶1,矿石粒径-74μm占90%以上。

低品位氧化铅锌矿的硫化及浮选

介绍对难选氧化铅锌矿用新的联合法富集,即先用元素硫在水热条件下使氧化矿物硫化,然后用普通浮选法对人造硫化矿进行浮选。

广西某低品位硫氧混合型铅锌矿选矿工艺

在工艺矿物学研究的基础上针对广西某大型低品位硫氧混合型铅锌矿进行了选矿工艺研究。结果表明,矿石中的方铅矿属于细粒嵌布,与闪锌矿、黄铁矿相互交代连生,且有部分氧化和泥化,采用优先浮铅—活化浮锌的工艺流程依次获得铅精矿、锌精矿。全流程闭路试验得到含铅52.13%、锌3.15%,铅回收率为61.36%的铅精矿和含锌51.60%,锌回收率为90.04%的锌精矿。

内蒙古某低品位难选铅锌矿石选矿工艺研究

内蒙古某铅锌矿石由于铅锌品位低、锌主要以铁闪锌矿形式存在、铅锌矿物嵌布粒度细且与其他矿物共生密切、含有较多与铁闪锌矿可选性相近的磁黄铁矿而难选。根据矿石性质,采用优先浮铅—铅尾矿弱磁选分离磁黄铁矿—弱磁选尾矿浮锌—锌尾矿浮黄铁矿工艺流程处理该矿石,闭路试验获得了铅品位为42.27%、铅回收率为71.46%的铅精矿,锌品位为44.11%、锌回收率为70.93%的锌精矿及硫品位为34.89%、硫回收率为85.66%的综合硫精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了依据。