Бидний тухай
Багш ажилтан
The formation of a passive layer during the hydrometallurgical leaching of copper from chalcopyrite leads to a relatively low copper recovery owing to the halting of the leaching efficiency. Thus, the copper recovery during chalcopyrite leaching needs to be promoted and the formation of passive layers on the mineral surface must be reduced. Organic solvents and surfactants are used to thin the passive layer, improve electron transfer through the passive layer using electrical conductors, and improve leaching through the galvanic effect. Recent research that combined the galvanic effect and enhancement of the electrical conductivity of passive layers has been intensively discussed. Therefore, in this study, we determine the effect of carbon black on the leaching mechanism of chalcopyrite in the presence of manganese dioxide and pyrite. Chalcopyrite leaching is performed using a 1 M sulfuric acid solution under ambient conditions. Inductively coupled plasma-optical emission spectrometry is used to measure the mass concentrations of the copper and iron ions, and an X-ray diffraction pattern of the solid residue after leaching is obtained. Moreover, a cyclic voltammogram is obtained by measuring the current at the working electrode, which is prepared using pure chalcopyrite and pyrite, to reveal the role of carbon black in the leaching process. The copper recovery of our CuFeS2+FeS2+MnO2+C system (91.6%) is significantly higher than that of a CuFeS2+FeS2 system (1.0%) after 1 M sulfuric acid leaching owing to the galvanic effect. In addition, the results indicate that the electron transfer reaction associated with chalcopyrite, chalcocite, pyrite, and elemental sulfur occurs, which leads to the continuous leaching of chalcopyrite into copper minerals, including chalcopyrite and covellite. When chalcopyrite is leached in sulfuric acid with manganese dioxide, the passive layers are activated by the influence of carbon black. Carbon black served as the active site for the reaction, enhancing the effect of charge carriers and facilitating additional oxidation half-reactions. This ultimately led to improved chalcopyrite leaching and a continuous increase in copper recovery.
Сүүлийн жилүүдэд стратегийн чухал ач холбогдолтой түүхий эдийн нэг болох газрын ховор элементийн эрэлт нэмэгдэж байгаа хэдий ч тэдгээрийн анхдагч, үл нөхөн сэргээгдэх байгалийн баялагийн нөөц хязгаарлагдмал учраас нэгэнт илрүүлсэн нөөцийг бүрэн ашиглах асуудал чухлаар тавигдаж байна. Ийм учраас газрын ховор элементийг өндөр металл авалттай, үр ашигтай, энергийн зарцуулалт багатай, байгаль орчинд ээлтэй аргаар уусган баяжуулах арга, технологийг оновчтой сонгон хэрэглэх шаардлага суддлаачдын өмнө тулгарч байна. Үүний нэг бол металлыг сонгомлоор уусгах, бага, сарнимал агуулгатай ядуу хүдрийг уусган баяжуулахад тохиромжтой, эдийн засгийн хэмнэлттэй арга болох биоуусгалт буюу био баяжуулалтын арга юм. Энэхүү судалгааны ажлаар зэс молибдены хүдрийн баяжуулалтын дараах хаягдал дахь газрын ховор элтементийг биологийн, химийн аргаар уусган баяжуулах боломжийг харьцуулан судаллаа. Зэс молибдены хүдрийн баяжуулалтын дараах хаягдал нь Си 852.1 мг/кг, Мо 37.17 мг/кг, Lа 21.20 мг/кг, Се 16.98 мг/кг, Nd 11.58 мг/кг, Рг 2.91 мг/кг агуулж байгааг химийн анализаар, халькозин, молибденит, халькантит, сейдит зэрэг эрдсүүд байгааг ретген диффракцийн шинжилгээгээр тодорхойллоо. Биоуусгалтыг тионы төрлийн болон газрын ховор элементийг уусгах чадвартай холимог бактерийн дөрвөн ялгаатай өсгөвөр хэрэглэн 35°С температурт хатуу шингэний харьцаа 1:6 үед 28 хоногийн турш явуулж, уусгалтын явцыг уусмалд шилжсэн газрын ховор элемент, зэс, молибдены агуулга, уусмалын рН, исэлдэх-ангижрах потенциалыг хэмжих замаар хянасан. Хүчлийн уусгалтад 1 М концентрацитай хүхрийн хүчлийг хэрэглэсэн. Уусмалын рН болон исэлдэх ангижрах потенциал нь уусгалтын явцад харьцангуй тогтмол буюу 1.0- 1.7, 373-395 мВ, харин хүчлийн уусгалтын хурд биоуусгалттай харьцуулахад 2.0-2.5 дахин их байсан. Түүнчлэн хаягдалд агуулагдаж байгаа зэс нь уусгалтын бусад системтэй харьцуулахад тионы бактерийн холимог өсгөвөртэй системд илүү уусаж байв. Баяжуулалтын дараах хаягдлын хүчлийн уусгалтаар Lа, Се, Рг, Nd, биоуусгалтаар Lа. Се, Nd зэрэг металлын уусгалтын хувь харьцангуй их байв. Хүчлийн болон биоуусгалтын хурдыг холимог болон химийн урвалын кинетик загвараар харьцуулан судлахад уусгалт нь диффузийн процессын холимог загвараар явагдаж байлаа.
Monazite is phosphate mineral that containing rare earth elements and one of the main sources to extract rare earth elements, and depending on its chemical and thermal stability, it is difficult to recover ores, being necessary to extract with sulfuric acid or sodium hydroxide at high temperature. As a result of sulfuric acid process, environmentally-friendly and cost effective biohydrometallurgical process have been developing due to its corrosion of equipment of factories, toxic gas and toxic waste generation. Therefore, researchers chose biohydrometallurgical technology as a technology for leaching low-grade and scattered ores, which has environmentally- friendly and cost-effectively. In the biohydrometallurgical process, is important to distinguish and use microorganisms that selectively leach the minerals and ores. The goal of this study was to isolate and culture the local strains of bacteria capable of leaching rare earth elements from the ore containing monazite mineral of the Mushgia khudag deposit. It has been observed that the growth of bacteria was conducted, based on the isolation of bacteria from ore that containing monazite mineral at 30℃ using bacteria mediums, such as Burkholderia cepacia, Enterobacter aerogenes, Pseudomonas aerigonasa etc. Changes of pH and ORP were measured with interval of 48 hours; bacteria cultivation was observed through optical microscope. As can be seen from the result, 2-3 types of local strains of bacteria that can be used for the bioleaching rare earth elements from the ore containing monazite were cultured, and it was determined that they are active in further dissolving rare earth elements.
Сүүлийн жилүүдэд эрдэс түүхий эдийн олборлолт, арсен агуулсан эрдэс чулуулгийн өгөршилөөр гадаргын болон гүний усан дахь арсены (As) агуулга хүлцэх агууламжаас ихсэх тохиолдлууд гарч байна. Энэ судалгааны ажлаар коагулянтаа орчинд нь тасралтгүй үүсгэдэг, нэмэлт урвалж шаарддаггүй, цахилгааны зарцуулалт багатай электрокоагуляцийн аргаар усан уусмал дахь As(V)-ыг тунадасжуулах зохистой нөхцөлийг тогтоох ажлыг хийж, үр дүнг спектрофотометр, индукцийн холбоост плазм-масс спектрометр, потенциометрийн аргаар тодорхойллоо. Зохистой нөхцөлийг тодорхойлох туршилтын дүнгээс харахад, усан орчноос As(V)-ын тунадасжуулалт рН=4-8-ын утганд >95%, электролитын концентрацийн 0.25 –0.75 г/л мужид >90%, гүйдлийн нягтын 15 –60 мА/см2мужид >96% бүтээмжтэй байв. Уусмалын рН ~7, NaCl-ын концентраци 0.5 г/л, гүйдлийн нягт 20 мА/см2үед 50 мг/л концентрацитай As(V)-ын зайлуулалт хамгийн их буюу 99.6% нь усан орчноос тунадасжиж байлаа. Исэлдэх ангижрах потенциал, рН-ын хугацаанаас хамаарах хамаарал, үүссэн тунадсын нил улаан туяаны спектрийн шинжилгээний үр дүнгээр, электрокоагуляциар As(V)-ын зайлуулалт нь химийн тунадасжилт (FeAsO4), адсорбц (Fe(OH)3×HAsO42-)-ийн процессоор явагддагийг тогтоолоо.
