氧化铜精矿熔炼过程中铜、钴、铁的还原行为

针对刚果金含钴氧化铜精矿采用铁橄榄石渣型进行了焦炭还原熔炼,考察了m(CaO)/m(SiO_(2)),m(FeO)/m(SiO_(2))和焦比等对铜、钴还原率的影响.对铜、钴、铁和硅氧化物的还原顺序和还原条件进行了热力学分析,借助金属氧化物还原热力学模型与焦炭气化动力学对铜、钴、铁氧化物的还原进程进行了量化分析.研究结果表明,氧化铜精矿中金属铜、钴、铁的还原分为前期的竞争性快速还原期和后期的铜、钴慢速还原期,在慢速还原期已经还原的金属铁还会发生再氧化;金属铁前期大量的竞争性还原和后期的再氧化会降低铜、钴、铁的还原率和焦炭的有效利用率.揭示了粗铜表面铁合金层的形成机制.

高镍铜阳极泥中硒和碲的依次脱除（英文）

对苏打焙烧-碱浸-酸浸从高镍铜阳极泥中依次脱除硒和碲的工艺进行试验研究。通过热力学分析结合各工序中间产物的XRD图谱变化推断整个过程的反应机理。在苏打焙烧过程中,铜阳极泥中以Cu4SeTe形式存在的铜被氧化成CuO和Cu3TeO6,而硒和碲则分别转化为Ag2SeO4和Cu3TeO6。在焙砂碱浸过程中,Ag2SeO4容易溶解浸出,但Cu3TeO6转化为CuTeO3仍然难以浸出,因此在焙烧-碱浸过程硒优先于碲被浸出。残留在碱浸渣中的CuTeO3和CuO很容易在接下来的酸浸过程中浸出。试验研究结果显示,在最佳的苏打焙烧-碱浸过程中,超过97%的硒被浸出,而碲几乎不浸出,从而实现了硒与碲的分离。在随后的酸浸过程中,超过96%的铜和几乎所有的碲被浸出进入酸浸液中。

铁矾渣还原焙烧制备磁铁矿的研究

对某锌冶炼厂的铁矾渣进行了粉煤还原焙烧-磁选试验研究,考查了焙烧过程中Zn、Fe、S等主要元素的行为。研究结果表明,在900℃时还原焙烧可以产出磁性很强的磁铁矿,Zn转化为铁酸锌。超过900℃时会有有碱性硫化物生成。粉煤还原焙烧铁矾的最佳条件是:温度900℃,粉煤用量为45g/kg,焙烧时间75min。此时烧渣含S3.07%,含Fe55.94%,烧渣水浸后含S降低到1.47%。在最佳条件下进行焙烧—磁选,精矿含Fe在58.99%～58.72%之间,精矿中Zn含量均比尾矿高约1%,烧渣中大部分S与磁性产物在一起,磁选精矿含S在2.5%～3%之间。

中条山低品位铜矿石的细菌浸出研究

为了提高铜的浸出率和浸出速率，对中条山的低品位铜矿石进行了细菌浸出研究，对细菌浸出的介质进行了选择，并对细菌浸出的ｐＨ值、接种量和适用的温度等因素进行了条件选择试验．结果表明，细菌浸出在２０－３４．５℃之间均有氧化浸出活性，在最佳条件下，８６ｈ内铜的浸出率可达到约８０％，比硫酸和Ｆｅ３＋联合浸出的浸出率约高５％。

硫化矿物细菌氧化机理研究进展

对于以氧化铁硫杆菌为代表的嗜中温菌的浸矿研究进行了回顾，对黄铜矿、闪锌矿和黄铁矿及砷黄铁矿的细菌氧化机理的研究进行了分析，认为闪锌矿的细菌浸出倾向于间接作用机理，细菌的作用在于清理矿物表面硫层及再生Ｆｅ３＋，黄铜矿和黄铁矿的细菌氧化是通过包含直接与间接机理的复合机理进行，而在两种作用的相对贡献方面更倾向于以间接机理为主。

辉铜矿和铜蓝的浸出机理研究

利用半导体电化学腐蚀原理对辉铜矿和铜蓝浸出机理进行理论分析 ,研究细菌浸出低品位含铜矿石的机理和动力学 ,并对部分原矿和浸出渣进行了光学显微分析。试验结果证实了辉铜矿在浸出过程中产生一系列具有不同组成的中间产物。随着铜硫比的降低 ,中间产物浸出所需的氧化还原电位越来越高 。

低品位次生硫化铜矿的细菌浸出研究

在硫酸体系中 ,对含有辉铜矿、蓝辉铜矿和铜蓝的低品位次生硫化铜矿的Fe3+ 浸出和细菌浸出进行了研究 ,通过对浸出过程的动力学进行分析 ,揭示了次生硫化铜矿的浸出过程和细菌浸出的作用机理 ,得出了细菌浸铜主要以间接机理进行的结论 ,提出了加快铜浸出速率的 2条途径。

氧化铁硫杆菌氧化Fe^(2+)的机理分析

通过热力学计算初步确定了Fe2+进入氧化铁硫杆菌生物呼吸链的位置，对生物合成的自由能利用率进行了计算分析，并根据近期研究结果分析推测了铁硫蛋白和兰铜蛋白在细菌氧化Fe2+过程中所起的作用．

高镍铜阳极泥中硒、碲、铜的顺序脱除

针对高含镍铜阳极泥,采用直接添加氢氧化钠焙烧-碱浸-酸浸流程进行Se、Te、Cu的脱除试验研究,并对过程的反应机理进行了分析。研究发现,加碱氧化焙烧过程中硒化物和碲化物中的Cu变成Cu O和Cu3Te O6;Se、Te分别转变成在碱性溶液中易溶的Na2Se O3和不溶的Ag2Te O3、Cu3Te O6,为Se、Te、Cu的选择性脱除奠定了基础。试验结果表明,最佳焙烧-碱浸的条件为:Na OH剂量为阳极泥的10%,焙烧时间1.5h,焙烧温度500℃。碱浸时间1.0h、Na OH浓度20g/L、碱浸温度80℃、液固比5∶1。在此条件下Se的浸出率为95.50%,碱浸渣中Se的含量从3.93%下降到0.23%。碱浸渣酸浸除铜碲的最佳条件为:H2SO4浓度为90g/L、酸浸温度70℃、酸浸时间1.0h、液固比20∶1;在此条件下,Cu、Te的脱除率分别为96.18%、98.48%。

锌硫分选尾矿中有价金属的提取研究

本文对锌硫分离浮选尾矿进行了工艺矿物学研究,XRD分析和多元素化学分析显示尾矿中的主要金属硫化矿物为黄铁矿,主要脉石成分有石英、绿泥石和蛇纹石,尾矿中的主要有价金属为铜、锌和银。采用化学物相分析查明了尾矿中铜和锌的主要矿物组成。通过X-射线光电子能谱分析确定了试样的基本化学组成,然后在显微镜下研究了铜、锌矿物的赋存状态。在工艺矿物学研究的基础上,在约240g/L NaCl酸性水溶液中对尾矿中的铜、锌和银进行了浸出试验研究,通过矿浆浓度、温度、初始Cu2+浓度和盐酸浓度对浸出率影响的试验研究,得出铜、锌和银的最佳浸出条件为:矿浆浓度241.9g/L,温度86℃,初始[Cu2+]=19.24g/L,初始[HCl]=0.17mol/L。在此条件下经过8h的浸出,铜、锌、银的浸出率分别达到83.35%、92.10%和85.26%。

钙镁除铋的机理(英文)

为了深入了解钙镁除铋的机理,研究了钙添加量对铅中铋脱除深度的影响。将除铋渣样进行电子探针分析(EPMA)。结果表明,控制除铋过程的化合物是Ca3Mg7Bi8。与Pb-Ca-Mg体系中存在的Ca3Mg4Pbx化合物类似,Ca3Mg7Bi8化合物可以看成是由Ca3Bi2、CaBi、CaBi3和Mg3Bi2形成的固溶体。同时,在除铋过程中所形成的Ca3Mg7Bi8化合物有两种赋存状态,一种以自由铋化物状态存在于渣相的基体中,另一种则与Pb-Ca相共生。

用钙、镁和锑深度除铋(英文)

为了实现铅的深度除铋,对钙、镁添加量以及锑处理和温度对铅中除铋深度的影响进行研究,并对除铋机理进行讨论。结果表明,当钙、镁添加量分别达到0.112%和0.395%时,在330℃时不用添加锑就可以使产品的含铋量降低到0.001%。维持镁加入量为0.155%,当钙添加量低于0.09%(包晶反应点的浓度),随后采用锑处理可以很容易使铋含量降到0.001%;但当钙添加量大于0.09%时,锑处理对除铋的作用效果越来越差。

载金炭解吸动力学模型的建立及检验

由传质理论推导建立了载金炭解吸的动力学模型，经过实验数据的线性回归和检验证明该模型能较好地描述实际解吸过程的动力学。

钙镁加入量对火法除铋深度的影响研究

在实验室中详细考察了钙镁加入量对铅中除铋深度的影响，在钙加入量为０．１１２％，镁加入量为０．３９５％时，可使终铅含铋降到０．００１％，对除铋反应的机理进行了探讨和研究。

中条山低品位铜矿地下溶浸的研究

对中条山铜矿峪铜矿的低品位含铜矿石进行了可浸性研究 ,试验结果表明 ,经过 86 h的浸出 ,单独使用硫酸时铜的浸出率只有 6 8.98% ;若加入 3.14g/ L的 Fe3+ ,可使铜的浸出率提高到74.34 % ;若再加入 5 g/ L的 Na Cl助浸 ,铜的浸出率则可提高到 79.98%。化学物相和光学显微图像分析表明 ,氧化铜的浸出很快就可完成 ,辉铜矿和斑铜矿也以较快的速度降解为蓝辉铜矿和铜蓝 。

钙镁除铋机理的热力学分析

将配料时各物质的初始浓度积和实验终了时的浓度积与其它研究者得出的公式计算的各种物质的溶度积进行比较，论证了钙、镁除铋的机理，并对各研究者所得出的溶度积之间的偏差作出了分析．

加锑对钙镁深度脱铋影响的研究

对钙镁脱铋后的铅合金加锑进行处理，使铅中含铋降到了0．0009％。在实验室研究了钙加入量和温度对锑处理效果的影响，并对锑处理的反应机理进行了分析和讨论。

氰化废水回收技术综述

氰化浸出工艺至今仍是占绝对统治地位的提金方法,金矿石中常常伴生含量不等的各类杂质金属矿物,导致氰化物消耗和氰化尾液中氰化物含量显著增加。目前普遍应用的氰化废水净化工艺对处理简单的含游离氰化物的废水是非常有效的。如果矿石中存在其他有价金属如铜等,则氰化物将流失于尾矿、尾渣中难以有效回收,杂质元素的存在增加了氰化物的消耗,严重时甚至使整个金氰化回收工艺失效。针对黄金矿山含氰废水的性质和特点,已研究开发了多种回收技术和方法。由于各种杂质金属的累积效应,含氰废水直接返回工艺通常很难实现。AVR法及由此技术衍生的方法如硫化物沉淀技术生产成本较高、且不能有效回收含氰废液中的有价金属。受制于对氰化物的吸附能力,活性炭只能处理低氰废水。树脂吸附和溶剂萃取工艺可以针对含氰废水性质进行合理的选择性设计,但通常生产成本较高,操作工序繁琐复杂。采用液膜和其他如渗析法等技术仍然处于实验室研究阶段,能够有效应用于工业实践的氰化废液回收技术仍有待开发。

瑞木红土矿摇床铬铁矿粗精的磁选富集

瑞木红土矿中存在含铬尖晶石矿物,在进行矿浆管道输送和高压浸出之前需要先经过铬矿选矿处理,以减轻对管道和高压釜的磨损.目前瑞木红土矿项目选矿得到的铬铁矿精矿其铬铁质量分数比(w(Cr2O3)/w(Fe O))仅为2.3,不能满足冶金级铬铁矿的要求.针对瑞木红土矿项目摇床分选所得的铬铁矿粗精矿开展了工艺矿物学和磁选提高铬铁质量分数比的研究.筛分实验和矿物提纯实验结果表明,去除细颗粒矿物以及分离脉石矿物是提高铬铁矿铬铁质量分数比的有效途径.对筛分后的+0.074 mm的粗精矿进行磁选分离,所得到的铬铁矿精矿铬铁质量分数比为2.59,铬回收率为63.89%.

堆浸载金炭解吸贵液用炭纤维电积法提金工业试验研究

用炭纤维电积法处理含金５５～１８０ｇ／ｍ３的堆浸场载金炭解吸贵液，经３个月的连续工艺试验表明，在电解条件与钢毛法相同时，贫液品位可降至０．５ｇ／ｍ３，金电解沉积率＞９９％，阴极电流效率达７％～１１％，反向电解可得Ａｕ＋Ａｇ≈９５％～９９％的合质金，炭纤维反复使用３个月无明显损耗，性能不变。一个炭纤维电解槽可取代２～３个同样容积的钢毛电解槽。