Bio-dissolution of Cu,Mo and Re from molybdenite concentrate using mix mesophilic microorganism in shake flask

The application of the response surface methodology and the central composite design（CCD） technique for modeling and optimization of the influence of some operating variables on copper,molybdenum and rhenium recoveries in a bioleaching process was investigated.Three main bioleaching parameters,namely pH,solid concentration and inoculum percent,were changed during the bioleaching tests based on CCD.The ranges of the bioleaching process variables used in the design were as follows：pH1.46-2.14,solid concentration 0.95%-11.05%,and inoculum percent 1.59%-18.41%.A total of 20 bioleaching tests were carried out by the CCD method according to software-based designed matrix.Empirical model equations were developed according to the copper,molybdenum and rhenium recoveries obtained with these three parameters.Model equations of responses at the base of parameters were achieved by using statistical software.The model equations were then individually optimized by using quadratic programming to maximize copper,molybdenum and rhenium recoveries individually within the experimental range.The optimum conditions for copper recovery were pH 1.68,solid concentration 0.95% and the inoculum 18.41%（v/v）,while molybdenum and rhenium recoveries were 2.18% and 24.41%,respectively.The predicted values for copper,molybdenum and rhenium recoveries were found to be in good agreement with the experimental values.Also jarosite formation during bioleaching tests was also investigated.

铜铅混合精矿硫酸预氧化-浮选分离参数优化试验研究

方铅矿与黄铜矿的分离一直是选矿领域的难点,使用硫酸预氧化可选择性抑制方铅矿表面可浮性,使得两种矿物可浮性产生差异,实现浮选分离。针对铜铅混合精矿硫酸预氧化-浮选分离工艺进行了系统的参数优化。首先,利用单因素试验,分析了预氧化硫酸浓度、温度、时间等关键因素对铜铅混合精矿浮选分离效果的影响;其次,利用正交试验分析,建立了预氧化过程中各影响因素与浮选指标之间的数学模型;通过模型求解,得到最佳预氧化条件为硫酸浓度5 mol/L、时间40 min、温度100℃。最后在上述条件下进行了混合精矿预氧化-浮选闭路试验,获得了铜精矿Cu品位18.03%,Cu回收率94.52%;铅精矿Pb品位47.12%,Pb回收率为91.29%的良好指标,铜铅分离效果显著,对铜铅硫化混合精矿的浮选高效分离提供了一定的借鉴。

富氧铜侧吹熔池熔炼炉内流场与混匀效率模拟研究

鉴于冶金炉窑的高温与不可见性,大多测量手段受到限制,所以本文采用数值模拟对高温下富氧铜侧吹熔炼炉内的流场与混匀效率进行分析。受浮力影响,侧吹气流具有区域性的特点,主要对气流上升轨迹周围熔体直接搅拌,熔池中心存在低速区域,速度小于0.1 m/s。受侧吹气流反冲作用,壁面高应力区域集中在喷嘴附近以及气泡上浮路径周围,该区域壁面应力是相邻喷枪间壁面应力的2~3倍,炉衬更易受损。通过熔池内环流分布状态,沿喷枪轴线方向将熔池划分为高速喷吹区与环流搅拌区。其中环流搅拌区为主反应区,速度小于1 m/s,但速度分布更加均匀,组分的均混时间为34.10 s。平行环流喷吹技术对熔池的混合效率改善最明显,湍流黏度为原工况的1.51倍,均混时间相对降低62.18%。

黑龙江某铜钼混合精矿絮凝沉降性能及机理研究

黑龙江某铜钼混合精矿矿物成分复杂,矿样中-30μm粒级含量占45.56%,微细颗粒含量高,该精矿因成分复杂且微细粒含量高导致精矿浓缩池的絮凝沉降作业面临着沉降慢、溢流浊度高的巨大难题。为探究该精矿的絮凝沉降性能及相关机理,首先,对该样品进行单因素絮凝沉降试验,以沉降高度和上清液浊度为指标考察絮凝剂分子量、絮凝剂浓度、絮凝剂单耗量、矿浆浓度和矿浆pH值对其絮凝沉降效果的影响;其次,利用傅里叶红外光谱对沉降产物进行分析,探究矿物颗粒与絮凝剂之间的配位模式和作用方式;最后,借助分子动力学模拟结果分析样品中各矿物与絮凝剂分子和水分子之间的作用关系。物理结果表明,该样品在阴离子型聚丙烯酰胺(APAM)分子量1000万、配制浓度1.60‰、单耗量25g/t、矿浆浓度25%和矿浆pH=11时絮凝沉降效果最优;红外谱图分析结果表明,APAM与矿物表面发生了氢键吸附和化学吸附;分子动力学结果表明,4种主要矿物与APAM的絮凝吸附均为自发过程,且APAM分子在4种矿物表面均紧密分布,而水分子主要分布在黄铜矿和辉钼矿表面。本文研究结果可为微细粒铜钼混合精矿的絮凝沉降工艺及新型絮凝剂分子的设计开发提供科学依据。

云南某贫细硫化铜矿石选矿工艺优化研究

云南某低品位细粒嵌布的铜矿石铜、硫品位分别为0.161%和9.704%,有价铜矿物嵌布粒度细,铜硫分离富集难度较大。为实现该硫化铜矿石资源的高效开发利用,在选厂原选矿流程及原矿工艺矿物学研究基础上,进行了系统的磨浮试验。结果表明:矿石采用磨矿—1粗2扫铜硫混合浮选—混浮粗精矿再磨—1粗3精2扫铜硫分离浮选闭路流程处理,可获得铜品位14.69%、铜回收率63.15%的铜精矿,硫品位29.16%、硫回收率75.10%的硫精矿,试验铜精矿品位较现场提高近3个百分点,铜回收率提高15个百分点以上,显著优于现场生产指标,达到了理想的综合回收铜硫效果。研究结果可作为工艺流程优化的依据。

某低品位铅锌铜多金属硫化矿富集与分离试验研究

云南某低品位铅锌铜多金属硫化矿铅品位0.61%、锌品位3.28%、铜品位0.25%,伴生Au、Ag品位分别为0.09、18.04 g/t。矿石嵌布粒度较细,共生关系复杂。为高效开发利用该低品位矿石,进行了系统的浮选试验。结果表明:矿石采用铜铅混合浮选—铜铅分离—锌浮选工艺处理,获得了铜品位21.97%、铜回收率80.85%、金品位1.60 g/t、银品位189.00 g/t、铅品位1.80%的铜精矿,铅品位76.22%、铅回收率88.72%、金品位0.75 g/t、银品位1433.00 g/t、铜品位1.87%的铅精矿,锌品位52.18%、锌回收率93.03%的锌精矿,主要有价成分铅、锌、铜的分离与富集效果较好,金、银一定程度富集在铜精矿、铅精矿中;铜精矿锌含量偏高与黄铜矿、闪锌矿间的嵌布关系异常密切有关;原矿Au、Ag品位低,且在矿石中分散程度高是造成金银综合回收指标偏低的原因。

云南某多金属矿铜铅混合浮选工艺试验研究

为提高云南某铜铅锌多金属矿的选矿指标,降低选矿药剂成本,提升经济效益,在矿石性质研究的基础上,进行了铜铅混合浮选工艺试验研究。试验结果表明:在捕收剂丁基黄药+Z-200用量为(50+30)g/t,锌抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠用量为(600+300)g/t,起泡剂BK204用量为30 g/t,一段磨矿细度为-0.074 mm80%,粗精矿再磨细度为-0.032 mm90%的条件下,经1粗2扫、1粗精再磨2精的铜铅混合浮选流程,可获得铜品位12.06%、铅品位18.85%、锌品位6.14%、铜回收率87.98%、铅回收率85.33%、锌回收率4.22%的铜铅混合精矿。

内蒙古某含铜铅精矿铜铅分离矿物学影响因素研究

为高效利用内蒙古某选厂含铜铅精矿,通过化学多元素分析、铜物相分析、光学显微镜、MLA等多种分析手段,对含铜铅精矿进行了详细的工艺矿物学研究。结果表明:含铜铅精矿中铅、铜含量分别为72.58%、0.81%,矿物组成以方铅矿为主,少量闪锌矿、黄铁矿、黄铜矿及其他矿物,方铅矿、黄铜矿的嵌布粒度主要处于0.01~0.10 mm,属细粒级嵌布范畴,方铅矿和黄铜矿的单体+富连生体占比分别为97.14%,86.23%,解离情况好,在合理的选矿工艺条件下,可有效实现铜、铅的分离与富集。

海藻酸钠-硫化钠在铜钼混合精矿浮选分离中的抑制研究

针对铜钼分离过程中硫化钠用量过大的环保压力,以及抑制剂选择性差导致钼精矿指标达不到产品要求的问题,采用浮选试验、动电位测量、吸附量测定等方法,进行了海藻酸钠-硫化钠组合抑制剂分离铜钼的试验研究。浮选结果表明,以海藻酸钠+硫化钠为组合抑制剂,水玻璃和氟硅酸钠为调整剂、煤油为捕收剂,采用硫化钠+活性炭+再磨+硫化钠工艺对某铜钼混合精矿进行脱药处理后,1粗1扫4精闭路浮选工艺,可以获得钼品位为44.60%、钼回收率为94.84%的合格钼精矿。与单一硫化钠抑制剂方案相比,组合抑制剂工艺的硫化钠用量降低了约41%,取得了较好的环境和经济效益。动电位和吸附量分析表明,海藻酸钠与黄铜矿之间的亲和力强于辉钼矿,对黄铜矿浮选表现出较好的选择性抑制效果,是组合抑制剂提升分离效果的原因。

西藏墨竹工卡县帮浦矿区铜铅锌原矿的选矿试验研究及生产实践

为提高选矿经济效益,对帮浦矿区铜铅锌原矿展开了选矿试验研究,小型闭路试验得到了合格铜精矿、铅精矿、锌精矿3个产品。在试验研究成果的基础上,采用AD3低毒环保型抑铅浮铜药剂进行了工业试生产,取得了较为理想的选矿技术指标,铜精矿产量增加,铅精矿品位与质量提高,大大提升了选矿经济效益。

福建某锌精矿铜钼综合回收试验研究

福建某锌选矿厂的锌精矿含锌47.33%、含铜1.29%、含钼0.49%,铜、钼一直未得到有效回收。针对该锌精矿,开展再磨脱药—铜钼混合浮选—铜钼分离流程试验研究,铜钼混合浮选采用一粗两扫三精—粗精矿再磨工艺流程,铜钼分离采用一粗一扫四精工艺流程。全流程闭路试验可得到含铜20.11%、含金0.78 g/t、铜回收率65.9%的铜精矿,含钼39.49%、含铼18.28 g/t、钼回收率93.0%的钼精矿,以及含锌49.53%、锌回收率99.0%的锌精矿,有效降低了锌精矿中铜、钼杂质含量,同时得到了铜精矿和钼精矿产品,实现了锌、铜、钼的高效分离。

高锌含量铅锌氧化渣直接还原试验研究

铅锌氧化渣熔融还原是得到金属铅和锌的重要步骤,但氧化渣中锌含量升高和铅含量降低会导致熔化温度增加,使得还原工艺条件发生较大变化。本文对高锌含量铅锌渣(Zn≈25%)的还原工艺条件和渣型制度进行了研究,主要考察了还原煤量、还原温度、还原时间、Fe/SiO_(2)、CaO/SiO_(2)对铅锌氧化渣中Pb、Zn、Cu回收率的影响。试验结果表明,铅锌渣Pb、Zn、Cu金属回收率随着还原煤量、还原温度、还原时间的增加而增加,但过高的煤比和还原温度不利于Pb、Cu回收率的提高;铅锌渣Pb、Zn、Cu金属回收率随着Fe/SiO_(2)和CaO/SiO_(2)的增加而增加,但Fe/SiO_(2)增加至0.78,CaO/SiO_(2)增加至0.8时,继续增加Fe/SiO_(2)和CaO/SiO_(2)将降低Pb、Zn、Cu金属回收率。试验用铅锌渣的适宜还原条件为煤比1.2~1.4、还原温度1623~1673 K、还原时间90~120 min、Fe/SiO_(2)=0.78~1.17,CaO/SiO_(2)=0.5~0.8。在上述工艺条件下,铅锌氧化渣中Pb、Zn、Cu回收率分别可达84.01%、94.51%、85.8%以上。

波长色散型X射线荧光光谱法测定J矿山矿样中银、铜、铅、锌含量

采用波长色散型X射线荧光光谱法测定了J矿山矿石样品中的Ag、Cu、Pb、Zn,确定了粉末压片-校准曲线绘制-仪器测定等相关条件,并进行了抽样检测与常规化学分析方法比对。结果表明,该方法精密度好,方法比对结果满意,满足一般矿山的生产需求。由于其检测用时短、人力成本低的特点,可以在实际生产中取得良好的效果。

国外某铜钼混合精矿磁选分离工艺试验研究

以国外某铜钼选厂含铜、钼品位分别为15.98%和9.25%的铜钼混合精矿作为研究对象,针对该混合精矿的矿物学特征,基于前期探索试验结果,确定采用“SLon-立环脉动高梯度磁选机一粗一扫”的工艺流程处理该铜钼混合精矿。通过流程试验结果表明:获得了含Cu品位26.04%,Mo 3.33%的铜精矿;含Mo品位14.52%,含Cu 7.02%的钼精矿。本研究实现了铜钼混合精矿的高效分离,可为铜钼绿色分离提供技术支撑。

金精矿中金银铜铅锌的测定及不确定度分析

在国家经济发展的同时,金属工业的科技水准也在稳步提高,在金属工业中,利用科技手段对岩石矿物进行化验具有十分重要的意义。分析检测岩石矿物,它不但可以对矿石的化学成分进行分析,还可以对矿石中金、银、铜、铅、锌等各种成分进行测量,对矿产资源的开发、冶炼过程中的取样等都具有重要的指导意义。文中介绍了金精矿中金银铜铅锌常用的测定方法,具体分析了金银铜铅锌的测定,探讨了测定的不确定度,旨在为相关工作提供帮助,助力采矿事业的高质量持续发展。

变电站接地网引下线氧浓差腐蚀仿真计算研究

变电站接地网长期运行存在明显腐蚀问题,基于有限元法建立变电站接地网引下线腐蚀三维模型,分析不同材料、形状以及表层不同破损情况下的接地网引下线的腐蚀情况。计算结果表明:地面至地面以下20 cm区域的氧气摩尔浓度差异大,该区域电极表面电流密度比其他区域电流密度大,即发生了氧浓差腐蚀;当引下线表层镀膜完整,并且孔隙饱和度在0.20~0.35之间时,镀锌扁钢引下线比铜覆扁钢接地网引下线表面电流密度小,保护效果好;当孔隙饱和度在0.35~0.8之间时,镀锌扁钢引下线比铜覆扁钢引下线表面电流密度大,保护效果差;当引下线表层镀膜完整时,镀锌扁钢比镀锌圆钢引下线表面电流密度小,腐蚀速率小;氧浓差对表层镀膜完整的引下线的腐蚀影响较轻;当接地网引下线地下埋藏部分镀锌表层局部破损时,表层腐蚀孔周围电流密度较大,腐蚀较为严重;当接地网引下线地下埋藏部分镀锌表层腐蚀殆尽时,地面至地面以下20 cm的电流密度显著高于其他区域,氧浓差腐蚀现象显著。

四川某低品位难选铜镍硫化矿石选矿试验研究

四川某低品位难选铜镍硫化矿石含铜0.22%、镍0.47%,矿石中含铜、镍矿物工艺粒度细微,铜镍极难实现有效分离,故采取直接浮选方法获得铜镍混合精矿,并详细考察了磨矿细度、抑制剂、调整剂等影响因素。结果表明:在磨矿细度-74μm占70%,经一次粗选、两次扫选、三次精选浮选工艺流程,可获得产率5.88%、铜品位3.31%、镍品位5.92%、铜回收率86.60%、镍回收率73.84%的铜镍混合精矿,选矿试验指标较好。

西藏某铜钼混合精矿工艺矿物学研究

采用化学分析、显微镜下分析和MLA分析等方法对西藏某铜钼混合精矿进行了工艺矿物学研究.研究表明:该混合精矿中铜质量分数19.00%、钼质量分数0.38%,铜、钼均主要以硫化物的形式存在;混合精矿中主要矿物为黄铁矿、黄铜矿和斑铜矿,辉钼矿的质量分数为1.0%;混合精矿磨矿细度很细;辉钼矿解离程度较好,少部分辉钼矿以与黄铜矿、黄铁矿连生的形式存在.研究结果为现场铜钼分离改造提供了理论指导.

从某铜钼混合精矿中回收高品质钼精矿的工艺试验研究

以黑龙江某大型铜钼矿选矿厂Mo和Cu品位分别为6.39%和0.71%的铜钼混合精矿为研究对象,在工艺矿物学分析的基础上进行铜钼分离试验。结果表明:混合精矿中铜、钼金属主要以硫化钼和硫化铜形式存在,分别占97.77%和96.54%,铜钼金属矿物存在连生体,含铜矿物呈微细粒分布,这导致铜钼分离困难。。浮选试验表明,在再磨细度为-45μm占75.43%条件下,以巯基乙酸钠为抑制剂,Na2SiO3为矿泥分散剂,煤油为捕收剂,2#油为起泡剂,采用1粗4精3扫的铜钼分离工艺流程,获得了Mo品位和回收率分别为51.08%和86.28%,且Cu品位0.19%的钼精矿,可以满足特级钼精矿产品的质量要求。

某低品位铜钼矿石浮选试验研究

某低品位铜钼矿石含铜0.62%、含钼0.028%,主要铜矿物为黄铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝、黝铜矿,主要钼矿物为辉钼矿,主要脉石矿物为石英和长石,其次为云母(黑云母,白云母,绢云母)和黏土类矿物(高岭石、变水高岭石等)。为了确定合适的铜钼回收工艺,在分析了矿石性质的基础上,采用铜钼混合浮选—铜钼混合精矿再磨—铜钼分离流程进行了试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,采用1粗1精2扫铜钼混浮、混合精矿再磨至-0.074 mm占65%的情况下1粗4精2扫流程铜钼分离,最终获得铜品位为26.70%、铜回收率为87.23%、含钼0.071%的铜精矿,钼品位为47.59%、钼回收率为84.18%、含铜0.07%的钼精矿,较好地实现了铜钼的分离回收。