螯合活化剂对石青、水胆矾、砷钙铜矿及硅孔雀石浮选活化的研究

对不同类型的四种氧化铜矿物：碳酸盐石青（２ＣｎＣＯ＿３·Ｃｕ（ＯＨ）＿２）、硫酸盐水胆矾（ＣｕＳＯ＿４·３Ｃｕ（ＯＨ）＿２）、砷酸盐砷钙铜矿（２（ＣｕＣａＡｓＯ＿４·（ＣｕＣａ）（ＯＨ）＿２·１／２Ｈ＿２Ｏ）及硅酸盐硅孔雀石（ＣｕＳｉＯ＿３·２Ｈ＿２Ｏ），进行了分别使用Ｄ＿２药剂（２、５──二硫酚──１、３、４──硫代二唑）及硫化钠作活化剂，黄药作捕收剂的单矿物浮选试验。研究了不同类型氧化铜矿物的浮选行为，Ｄ＿２药剂的作用规律及适用范围。适当介质ｐＨ范围内，Ｄ＿２对黄药浮选四种铜矿物，均有明显活化效果。但除石青、水胆矾外，硫化钠对黄药浮选砷钙铜矿及硅孔雀石均不产生活化作用，反而会抑制硅孔雀石浮游。     

B_2O_3－MgO－SiO_2－Al_2O_3－CaO熔渣的密度及表面张力

为综合利用开发硼铁矿资源，模拟硼铁矿高温选择性还原－熔融分离铁硼工艺的渣组成，用化学试剂合成配制Ｂ２Ｏ３－ＭｇＯ－ＳｉＯ２－Ａｌ２Ｏ３－ＣａＯ渣样，在ＺＣ－１６００型高温综合测试仪上，用双柱联称法同时测定熔渣的密度及表面张力。结果表明：在１４６０～１５００℃密度为２．５±０．５ｇ·ｃｍ－３表面张力为０．４～０．６Ｎ·ｍ－１。其密度及表面张力均随渣中ＭｇＯ含量的增加，或随ＳｉＯ２量的减少而增大，随温度的提高而变小。     

钾长石煅烧活化制备钾硅肥试验研究

钾长石富含钾、硅及其它对农作物有益的多种元素。通过对钾长石中Ｋ２Ｏ、ＳｉＯ２、ＣｕＯ、ＺｎＯ、Ｆｅ２Ｏ３、ＣａＯ组份的水溶性研究,结果表明,钾长石中添加５％￣１０％的碳酸钠,并在７００℃左右煅烧１５￣３０ｍｉｎ,能使Ｋ２Ｏ水溶性由６．７０ｍｇ／ｇ增至６７．８ｍｇ／ｇ,ＳｉＯ２水溶性由０．１４１ｍｇ／ｇ提高到６．０４１ｍｇ／ｇ,可用来制备富含多种微量元素的钾硅肥。     

室温下用氨性硫代硫酸盐从含铜金矿中浸出金

本研究确定室温下用含铜的氨性硫代硫酸盐溶解金的重要参数,包括Ｓ２Ｏ２－３ 、Ｃｕ２＋ 、ＮＨ３·Ｈ２Ｏ、ＳＯ２－３ 、ｐＨ 和浸出时间等。其中Ｓ２Ｏ２－３ 、Ｃｕ２＋ 、ＮＨ３·Ｈ２Ｏ、ｐＨ对金的浸出十分敏感。实验结果表明,在０．３—０．４ＭＳ２Ｏ２－３ 、０．０２ＭＣｕ２＋ 、０．４５ＭＮＨ３·Ｈ２Ｏ、０．２％ ＳＯ２－３ 、ｐＨ９—１０ 的条件下浸取含铜金矿１２—２４ｈ,金的浸出率可达到９５％ 左右     

COK窑法磷酸新工艺200t／a半工业试验获得成功

ＣＯＫ窑法磷酸新工艺２００ｔ／ａ半工业试验获得成功由长沙矿冶研究院开发并提供硬件的ＣＯＫ窑法磷酸新工艺，最近在江西磷肥厂进行２００ｔ／ａ半工业试验井获得成功。半工业试验装置连续作业８６ｈ，获得Ｐ２Ｏ５平均还原挥发率８６．７％，收酸率９９％的理想指标，...     

含硼炉渣脱硫性能研究

用静态平衡法研究了含有 Ｂ２Ｏ３的 ＭｇＯ－ＣａＯ－ＳｉＯ２－Ｂ２Ｏ３－Ａｌ２Ｏ３五元渣系的脱硫率与炉渣组成变化的关系．当三元碱度Ｒ３小于２．２时,脱硫率随Ｒ３增大而增大,随Ｂ２Ｏ２含量的增加而减小; Ｒ３较大时,其增大对脱硫率影响不大,这时 Ｂ２Ｏ３含量的增加有利于改善动力学因素,提高脱硫率．     

难浸金矿选择性固砷焙烧预处理新工艺

在难浸金矿加熟石灰固砷、固硫焙烧预处理工艺的基础上，提出了选择性固砷焙烧新工艺。热力学分析表明，加入钙盐选择性固砷焙烧是可行的，钙盐的加入可减少甚至避免Ｆｅ２（ＳＯ４）３和ＦｅＡｓＯ４的形成，而且３ＣａＯ·Ａｓ２Ｏ５比ＣａＳＯ４更稳定，即３ＣａＯ·Ａｓ２Ｏ５比ＣａＳＯ４更易形成。试验研究结果表明，对于含砷１２１％，硫２０９９％、锑１３４％、碳３２６％的金精矿，经选择性固砷焙烧预处理，砷的固定率可达到９２％，而７８％～８４％的硫则以ＳＯ２气体挥发，金浸出率为９２％左右。     

多金属硫化矿物的氧化氨浸行为

《ＭｉｎｅｒａｌｓＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ》１９９８年１１卷１１期上发表ＲＡＯＳａｒｖｅｓｗａｒａＫ等人文章,报道了多金属硫化物的氧化特征和溶解反应的机理。作者对纯的铜、锌、铅硫化矿物和它们的混合物,单一硫化物精矿及其混合物的氧化氨浸作了系统的研究。ＣｕＳ－ＦｅＳ２（质量比１∶４）二元混合物（与批量精矿Ｂ中主要矿物黄铜矿的组成ＣｕＦｅＳ２类似）的氧化氨浸结果表明,在２０ｍｉｎ内,铜的溶解率可达９０％以上,２ｈ内达到平衡,此时ＦｅＳ２全部被氧化成Ｆｅ２Ｏ３。然而,对ＣｕＳ－ＺｎＳ－ＦｅＳ２的三元混合…     

海洋多金属结核还原浸出动力学

在１ｍｄ／ｌＨ２ＳＯ４或１ｍｏｌ／１ＨＣｌ溶液中，考察了用硫化锌精矿还原浸出太平洋多金属结核时Ｎｉ‘Ｃｏ’Ｃｎ、Ｚｎ、Ｍｎ和Ｆｅ的溶出动力学行为。实验结果表明，浸出过程可用未反应核收缩模型描述，各种金属在不同的浸出介质中溶出动力学方程不同。在Ｈ２ＳＯ４溶液中，Ｚｎ和Ｆｅ溶出速度受扩散控制，Ｍｎ、ＣＯ和Ｎｉ受化学反应控制，Ｃｕ在浸出５ｍｉｎ时间内已达很高的溶出率，此后溶出速度受通过固体产物层扩散和化学反应混合控制。在ＨＣｌ溶液中，Ｍｎ、Ｃｏ和Ｎｉ溶出仍受表面结晶化学反应控制，而Ｚｎ、Ｆｅ和Ｃｕ受通过固体产物层扩散和表面化学反应混合控制。还研究了浸出温度对各金属溶出速度的影响，并得出了其中部分金属浸出反应的表观活化能。     

辉锑矿的活化与浮选特性

研究了用黄药作捕收剂时辉锑矿的浮选特性。辉锑矿的浮选可分为三个区：易浮区（ｐＨ≤５）、活化区（ｐＨ５～１０）和非浮选区（ｐＨ≥１０）。重金属离子对辉锑矿的活化作用为：ＨｇＣｌ＿２＞Ｐｂ（ＮＯ＿３）＿２＞ＣｕＳＯ＿４＞ＺｎＳＯ＿４＞ＦｅＳＯ＿４＞ＦｅＣｌ＿８。Ｐｂ￣（２＋）比Ｃｕ￣（２＋）在辉锑矿表面具有更好的吸附特性，用ＸＰＳ证明ＣｕＳＯ＿４活化辉锑矿的最终产物是Ｃｕ＿２Ｓ。     

钛磁铁矿球团预还原影响因素的实验研究

对钛磁铁矿球团预还原进行实验研究, 考察实验预还原温度、球团配碳量和球团配料碱度对金属化率的影响。研究结果表明: 钛磁铁矿含碳球团配碳量以C/O为1.2最佳, 不符合此配比均会导致达到最佳还原速率的时间增加; 在钛磁铁矿含碳球团中加入合适的CaO可有效促进其预还原, 在T=1 300 ℃、C/O=1.2、CaO/SiO2=1.3的实验条件下, 球团金属化率可在15 min内达到峰值, 但过量CaO会成为预还原阻力; 低于900 ℃预还原温度下, 钛磁铁矿的煤基直接还原则难以实现。     

铜渣还原-熔分过程中砷的行为特征

对铜渣直接还原和高温熔分过程中砷的行为特性进行了研究。结果表明,直接还原过程中,砷脱除率较低,只有26.0%左右,升高温度、提高配碳量和炉料碱度均不利于砷的脱除,而延长还原时间可促进砷的脱除。在保证球团金属化率的基础上,在还原温度1 300 ℃、C/O比1.2、碱度0.6、还原时间30 min的最优条件下,还原后球团内砷含量最低为0.073%。高温熔分过程中,砷元素富集进入铁相,少部分进入渣相,在保温温度1 455 ℃、CaO添加量4%、CaF₂添加量1%、保温时间30 min时,铁相中砷含量为0.082%。     

混合方式对CaO/煤焦水蒸气气化反应的影响

采用某内蒙烟煤,基于加压固定床反应器,通过气体产物分析研究了CaO/煤焦混合方式以及反应条件对煤焦水蒸气气化反应的影响。研究表明,在相同反应气氛下,添加CaO能够显著提高煤焦水蒸气气化反应速度,且其提高程度与CaO/煤焦的混合方式有关,与不添加CaO时相比,CaO/煤焦混合物共热解制得的煤焦/CaO水蒸气气化反应速度可提高182.34%,而煤单独热解制得煤焦与CaO机械混合的煤焦/CaO水蒸气气化反应速度仅提高21.13%,钙离子在煤焦中的分散程度是影响CaO/煤焦水蒸气气化反应的主要因素。CaO/煤焦水蒸气气化反应速率随Ca/C摩尔比增加先升高后降低,在Ca/C摩尔比约为1.0时反应最快。当温度由650℃升高至750℃,CaO/煤焦水蒸气气化反应速度提高了594.67%;水蒸气分压力由0.35 MPa提高至0.50,0.65 MPa,气化反应速度分别提高了95.86%和204.14%。     

复合氧化钼压块自还原过程试验研究

对复合MoO_3压块自还原反应中还原剂和抑制剂抑制MoO_3的升华过程进行了热力学分析,并结合热重实验研究了SiC(C)和CaO对MoO_3升华的抑制效果,通过复合MoO_3压块自还原实验,研究还原剂类型和配比、还原温度及CaO加入比例对MoO_3压块反应后物相组成的影响。结果表明,当C(SiC)与CaO混合加入到复合MoO_3压块中时,对MoO_3升华的抑制效果优于只加入C(SiC)或CaO;加入C或SiC的复合MoO_3压块自还原反应是一个分段式还原的过程,随着反应温度的升高,MoO_3被依次还原为MoO2、Mo;同时,提高CaO的加入量,产物中CaMoO4比例提高,能更有效地抑制MoO_3的升华。     

Ag~+在细菌浸出中的催化作用研究

研究了Ag+ 催化浸出中的细菌生理作用 ,结果表明 :Ag+ 对Fe2 + 氧化有很强的抑制作用 ,即随着Cu2 +在浸出液中的浓度增加而增强了其对Ag+ 毒性的拮抗作用 ;在较低的Fe2 + 与S0 的原子摩尔比下 ,S0 对Fe2 +的细菌氧化有强抑制作用 ;矿物中的Fe2 + 细菌氧化浸出抑制是Ag+ 催化浸出体系中高效浸出的最重要的细菌生理原因。因此 ,增强对Fe2 + 细菌氧化的抑制作用 ,可大幅度提高铜浸出率。     

刚果(金)某氧化铜精矿还原熔炼渣型优化实验

刚果（金）某地区经浮选得到的氧化铜精矿，含铜28.39 %，矿石中的铜主要赋存在孔雀石中。在实际生产中，采用鼓风炉还原熔炼处理该类氧化铜精矿，存在熔炼温度较高、氧化钙添加量大、熔炼渣含铜偏高的问题，为此，进行渣型优化实验研究，考察了还原焦比、CaO:SiO2比和氧化亚铁加入量对氧化铜精矿还原熔炼的影响。结果表明，在还原熔炼时，焦比主要影响粗铜产率和铜回收率，CaO:SiO2主要影响渣中铜含量，熔炼温度是影响渣黏度的主要因素。在还原焦比为5 %，选择酸性熔炼渣型，渣中CaO:SiO2为0.4-0.55，FeO:SiO2为0.13条件下，渣含铜可降至0.4 %以下，铜回收率在98 %以上。     

铜冶炼渣中铁的生物炭深度还原—磁选回收试验

铜冶炼渣中铁含量达30%~40%,但铁元素主要以铁橄榄石的形式存在,采用传统方法难以回收利用。以可再生生物炭为还原剂,通过深度还原—磁选回收铜冶炼渣中的铁,考察了还原条件对铜冶炼渣深度还原的影响。当还原温度为1 200 ℃、还原时间为75 min、CaO用量10%、碳氧摩尔比为1.5时,深度还原产品的金属化率达到86.83%,经过磨矿磁选可获得铁品位为62.84%、回收率为81.92%的磁选精矿。铜冶炼渣中主要含铁矿物有Fe2SiO4、Fe3O4及少量的Fe2O3,其还原过程为Fe2SiO4→FeO→Fe、Fe2O3→Fe3O4→FeO→Fe,得到的金属铁逐渐聚集长大最终形成有利于磁选分离的金属铁颗粒。     

CaO和Na2CO3用量对高磷鲕状赤铁矿石深度还原分选的影响

采用深度还原技术处理高磷鲕状赤铁矿可以取得良好的技术经济指标,但添加剂（如CaO和Na₂CO₃）在深度还原过程中的作用仍需深入研究。以鄂西某宁乡式高磷鲕状赤铁矿石为原料,考察还原温度、还原时间、碳氧摩尔比对还原指标的影响。结果表明,适宜的深度还原条件为还原温度1 523 K、还原时间30 min、碳氧摩尔比2.0,获得的还原物料铁金属化率为86.21%,还原物料经磁选获得的磁选精矿铁品位为91.69%、回收率为92.23%。在最佳还原条件下分别以CaO和Na₂CO₃为添加剂进行深度还原试验,采用化学成分分析和X射线衍射（XRD）探究了CaO和Na₂CO₃用量对高磷鲕状赤铁矿石深度还原分选指标、脱磷效果和物相转变的影响。结果表明,添加CaO和Na₂CO₃均可抑制深度还原过程中铁橄榄石的生成,有效降低精矿中磷含量,提高铁回收率;CaO可与物料中的SiO2和Al2O3反应生成硅灰石和钙铝黄长石等高熔点硅酸盐,不利于铁品位的提高;Na₂CO₃可与物料中的SiO₂和Al₂O₃反应生成钠长石等低熔点硅酸盐,有利于铁品位的提高。     

硫化铜精矿氧化焙砂还原熔炼研究

对高品位硫化铜精矿氧化沸腾焙砂进行了还原熔炼实验研究, 首先将硫化铜精矿在沸腾炉中进行氧化焙烧, 然后将焙砂在添加炭质还原剂及石英、氧化钙等条件下进行还原熔炼。实验结果表明, 该硫化铜精矿在850 ℃, 氧化焙烧2 h得到的氧化焙砂, 在1 350 ℃下还原熔炼20 min可得到熔炼产品粗铜, 自熔渣熔炼时, 粗铜品位为88%~95%, 铜直收率为96%~98%; 加石英熔炼时, 粗铜品位为95%左右, 铜直收率为97%左右; 加CaO熔炼时, CaO 4%~9%, 粗铜品位为95%~97%, 铜直收率为93%~96%。     

电锌工艺中铜渣除氯应用实践

以锌粉与久置的铜镉渣为原料,利用铜渣除氯原理去除电锌工艺系统中的氯,研究工艺参数对氯脱除率的影响。结果表明,采用硫酸铜溶液和锌粉置换生成的新制活性铜粉进行电锌工艺中铜渣除氯,氯的脱除率达77%～81%,温度影响不大。采用久置铜镉渣洗液提供铜离子,用锌粉置换铜离子生成的活性铜粉进行铜渣除氯时,氯的脱除率随n(Cu)T/n(Cl~-)比值的增大而升高。当n(Cu)T/n(Cl~-)比值从4增加到12时,氯的脱除率从72.66%提高至87.98%。对于久置的铜镉渣制备的铜渣,其中的铜已失去和铜离子、Cl~-反应生成氯化亚铜的活性,因此通过调节温度、pH值、n(Cu)T/n(Cl~-)比值均不能有效地脱除溶液中的Cl~-。