用FeCl3浸出硫化铜精矿的研究

针对蒙古硫化铜精矿进行了ＦｅＣｌ３的浸出研究，考察了〔Ｆｅ＾３＋〕〔Ｃｕ＾２＋〕、浸出时间及温度等因素对该矿浸出率的影响。     

高砷铜精矿浸出液制备砷酸铜及热力学研究

高砷铜精矿浸出液中因含砷较高存在砷害问题,砷回收利用具有重要的意义。研究针对某高砷硫化铜精矿除杂后的浸出液,探讨了以砷酸铜形式综合利用砷的热力学及工艺参数。绘制了Cu-As-H2O系电位-pH图,进行了砷酸铜制备工艺过程的热力学分析,对净化后的某高砷硫化铜精矿浸出液,以氨水为中和剂,当pH=5.0~8.0,温度80~90℃时,制得了CuAs2O4、C4H6As6Cu4O16、Cu5As2O10.5H2O、Cu5As4O15.9H2O、Cu2AsO4OH.3H2O及Cu2AsO4OH 6种不同结构的砷酸铜,沉砷后溶液中砷含量为9.11~35.82 mg/L。     

含砷硫化矿的细菌浸出

在参考国内外大量文献的基础上,较系统地介绍了氧化亚铁硫杆菌的特征,培养地,氧化机理,同时也论述了氧化亚铁硫杆菌用于处理含砷硫化矿的原理和影响因素。     

高砷烟尘中砷的浸出动力学

采用水为浸出剂,浸出铅冶炼过程中产生的高砷烟尘.通过pH、液固比、浸出时间和浸出温度等浸出条件变化对砷浸出率的影响,用扫描电镜(SEM)、X射线衍射分析(XRD)及能谱分析仪(EDS)表征原料及浸出渣的结构和形貌,揭示烟尘中砷的浸出规律和动力学行为.结果表明:液固比和浸出温度对砷的浸出率影响最大,浸出过程符合Johnson-Mehl-Avrami (JMA)模型,浸出过程受扩散控制,其动力学方程为-ln(1-α)=9.4×106 exp[-503 80/(RT)]t0.310.6,浸出过程的频率因子A =9.4 ×106,表观活化能Ea=50.38 kJ/mol.     

硫铁矿制酸工业固体废物砷的浸出特性

为了对硫酸制备过程中产生的焙烧炉渣和污泥等固体废物进行类别鉴定,用硫酸硝酸-浸出毒性试验方法对某4个公司样品中的砷元素做了浸出特性研究.结果表明：以硫精砂为原料或部分含硫精砂为原料制酸工艺所造成的砷污染远大于以硫铁矿为原料的制酸工艺;污泥浸出液中,炉渣残渣粒径小于0.075 mm时砷含量最高可达36 mg/L;粒径在0.075～0.2 mm时砷含量最高达30 mg/L;粒径越小,砷浸出量相对越多.污泥浸出液中砷含量均远高于砷的浸出毒性限值浓度（5 mg/L）和污水综合排放标准中砷的限值浓度（0.5 mg/L）,表明厂家未能严格执行“第一类污染物必须车间处理达标后外排措施”的要求,建议监管部门加强第一类污染物监控力度,切实落实相关法律法规.     

乙醇浸出高酸价米糠的研究

探讨了采用９５％的乙醇作溶剂浸出高酸价米糠，通过试验得出：乙醇作溶剂浸出高酸价米糠比浸出低酸价米糠容易进行，而且可以实现在较高温度（７５～７８℃）下浸出米糠油，在室温下分离游离脂肪酸的油脂制取—精炼二合一工艺，缩短了工艺路线     

乙醇浸出高酸价米糠的研究

探讨了采用９５％的乙醇作溶剂浸出高酸价米糠，通过试验得出：乙醇作溶剂浸出高酸价米糠比浸出低酸价米糠容易进行，而且可以实现在较高温度（７５－７８℃）下浸米糠油，在室温下分离游离脂肪酸酸的油脂制取－精炼二合一工艺，缩短了工艺路线。     

冶炼厂水处理污泥提铜除砷研究

以冶炼厂水处理污泥为原料,对其进行除砷提铜研究.探索了采用硫酸熟化-催化氧化从污泥中提取铜的工艺条件,当污泥中硫酸量为1 t/t,氧化剂(CH80)量为0.01 t/t,在液固比为4:1,常温条件下,以250 r/min搅拌3 h,铜的提取率为94%.调节浸出液pH为3.7～4.0后,利用固砷剂除砷固砷,砷去除率为98.54%,此时铜的损失为1.34%,除砷后的浸出液制成硫酸铜产品,铜的总收率在85%以上.     

熔池炼铜精矿配料的组合优化算法

应用组合最优化原理对熔池炼铜的精矿配料问题进行了研究。提出了在精矿种类大于料仓数的条件下,混合精矿配料的数学模型。通过计算,可得到配料作业序列和各次配料的精矿比,考查了配料仓数和混合精矿成分的波动范围与剩矿率的关系,从理论上指明了白银炼铜法现有配料系统技术改造方向及解决途径。     

铜精矿鼓风烧结过程研究

铜精矿鼓风烧结工艺不像铅精矿鼓风烧结工艺那样研究深透,它有本身的许多特点。本文采用微薄单元层方法对烧结过程进行研究分析得出：湿球的水份对烧结过程影响很大。并对实际操作过程中遇到的一些问题提出了解决办法。     

提高因民公司铜精矿中金品位试验研究

不改变因民公司选厂现有浮选工艺流程,并在保持现有铜选矿技术指标(铜回收率84.50%,铜精矿品位24%)不变的基础上,通过试验研究,将铜精矿中的金品位由现在的0.80 g/t提高到1.00 g/t(计价品位)以上,提高企业收入,同时提高资源综合利用率,实现矿山的持续健康发展。     

硫化铜精矿焙烧的非等温动力学研究

采用DTA，TG结合X-射线衍射分析，对硫化铜精矿的焙烧的动力学进行了研究．发现硫化铜精矿焙烧可以分成两个阶段．在第一个阶段(673～857K)，铜的硫化物被氧化成硫酸盐；在第三个阶段(857～1073K)，生成的硫酸盐将分解为氧化物．其两个阶段都受界面化学反应所控制，表观活化能分别为159．5kJ／mol和242．2H／mol．     

难处理高结合率氧化铜矿选冶联合工艺研究

采用选冶联合工艺对含铜1.53％、氧化率47.06％、结合率21.57％的高结合率氧化铜矿进行回收.原矿的砂光片分析结果表明,矿石中大部分铜矿物嵌布粒度极细,多呈星点状和不均匀浸染状分布,与硅、钙、镁、铝等脉石共生严重,导致浮游性较差.针对该矿石的特点,研究了工艺参数及流程结构对指标的影响,确定了“三次粗选—粗精矿再磨—三次精选”的硫化浮选工艺流程,获得了含铜品位为23.43％、回收率为53.72％的铜精矿.对尾矿的形貌及矿物组成表征发现：铜矿物呈细粒浸染状或被硅酸盐矿物包裹,导致这部分铜损失在尾矿中.在最佳的酸浸工艺条件下,对浮选尾矿进行酸浸试验,获得了相对原矿的浸出率为33.21％的试验指标;铜综合回收率为86.93％.     

Effect of Flotation Reagents on the Cake Moisture of Copper Concentrate

The effect of reagents used in separating chalcopyrite from pyrite on the cake moisture of the copper concentrate at Daye Iron Mine Mineral Processing Plant was investigated. The results showed that the dosage of lime used for depressing pyrite was the main factor that increased the filter cake moisture of copper concentrate. With increasing the dosage of lime, the cake moisture of copper concentrate increased sharply. The cause was concluded to be the addition of lime to the pulp, which resulted in the formation of floc and a high pH value. The collector Z-200#, used for collecting chalcopyrite, had, as well, an adverse effect on the cake moisture of copper concentrate, but its effect was inferior in respect to that of lime. The cake moisture of copper concentrate can be decreased by changing the method with which lime is added and the pH value of pulp is regulated. The experiment results showed that the sulfuric acid was the best regulator. When the clarified liquor of lime was used as a depressant and the pH value of the pulp was regulated to 6.5?7.0 by adding sulfuric acid, the cake moisture of copper concentrate was reduced from 15.49% to 13.13%. The examination of chalcopyrite surface by using ESCA (Electron Spectroscopy for Chemical Analysis) showed that calcium sulfate and iron hydroxide had formed on the surface of chalcopyrite when lime was added to the pulp. The formation of calcium sulfate and iron hydroxide on its surface increased the hydrophilicity of chalcopyrite so that its cake moisture increased. The addition of sulfuric acid to the pulp not only removed the calcium sulfate, but also reduced the concentration of iron hydroxide on the surface of chalcopyrite so that the cake moisture of copper concentrate was decreased.     

低品位铜锌混合矿加压浸出研究

研究了低品位多金属铜锌混合矿的浸出条件．探讨了氧分压、酸度、温度、反应时间、添加剂等因素对铜锌浸出率的影响．结果表明，铜和锌的浸出率可达98％和99％．提高了矿产资源的利用率，利用直接加压浸出的方法取代传统的焙烧——浸出工艺。从生产源头上消涂了烟气污染．     

硫化铜精矿硫酸化焙烧的热力学分析

用物质自由焓函数法,计算了硫化铜精矿进行硫酸化焙烧时主要反应的标准自由焓△G_T~0,作出了△G_T~0-T图和优势区图(1gPso_2-1gPo_2关系图),较为简单,明了、直观地从理论上确定了硫化铜精矿硫酸化焙烧时所应控制的炉温和气氛,为工业生产提供了理论上的依据。     

硫化锌精矿中镓锗在高压氧浸中的浸出行为研究

试验研究了硫化锌精矿中镓、锗在高压氧浸中的浸出行为,考察确定了酸锌的量比,浸出时间,浸出液初始Fe(II)离子浓度,木质素添加量,矿石粒度,温度等因素对各元素浸出率的影响。结果表明,锗与锌的浸出行为较为一致;而镓与铁的浸出行为密切相关,使铁充分浸出并保持浸出液具有足够的酸度,防止高温下Fe(II)离子的氧化水解,是提高金属镓浸出率的关键。对富含镓、锗等稀散金属的硫化锌精矿,采用两段逆流流程浸出,既可保证镓、锗浸出率在80%以上,又能使得一段浸出后液酸度(H2SO4)<20 g/L,从而有利于其后续的中和。