Stable yellow light emission from lead-free copper halides single crystals for visible light communication

Yellow light-emitting diodes(LEDs) as soft light have attracted abundant attention in lithography room, museum and art gallery. However, the development of efficient yellow LEDs lags behind green and blue LEDs, and the available perovskites yellow LEDs suffer from the instability. Herein, a pressure-assisted cooling method is proposed to grow lead-free CsCu2I3single crystals, which possess uniform surface morphology and enhanced photoluminescence quantum yield(PLQY) stability, with only 10% PLQY losses after being stored in air after 5000 h.Then, the single crystals used for yellow LEDs without encapsulation exhibit a decent Correlated Color Temperature(CCT) of 4290 K, a Commission Internationale de l’Eclairage(CIE) coordinate of(0.38, 0.41), and an excellent 570-h operating stability under heating temperature of 100°C. Finally, the yellow LEDs facilitate the application in wireless visible light communication(VLC), which show a-3 dB bandwidth of 21.5 MHz and a high achievable data rate of 219.2 Mbps by using orthogonal frequency division multiplexing(OFDM) modulation with adaptive bit loading. The present work not only promotes the development of lead-free single crystals, but also inspires the potential of CsCu2I3in the field of yellow illumination and wireless VLC.

某难选铜铁多金属矿高效分选与综合回收试验

某铜铁多金属矿中铜主要以黄铜矿的形式赋存,质量分数为0.26%;铁主要以磁黄铁矿、磁铁矿与褐铁矿的形式赋存,质量分数为27.88%;砷主要以毒砂的形式赋存,质量分数为0.76%。其矿物嵌布粒度较细,且相互间的共生关系密切,属复杂难选高硫高砷的铜-铁多金属矿。基于矿石的性质特点,本文开展系统的选矿试验研究,制定“优先选铜—弱磁选铁—铁硫分离”的选别工艺流程,通过采用Z-200为铜捕收剂,强化粗精矿再磨、铁精矿脱硫等多项措施,有效提高原矿分选过程中铜、铁的回收效果。闭路试验获得了铜品位为25.25%、回收率为81.81%、砷质量分数为0.16%的铜精矿,以及铁品位为64.98%、回收率为33.26%、硫质量分数为0.15%的铁精矿,实现铜、铁、硫矿物的高效分选与综合回收,为类似资源的开发利用提供借鉴。

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。

金刚石涂层游动芯头制备及其在铜管生产中的应用

通过沉积方式和旋转装置设计,采用直流电弧等离子体喷射法在硬质合金游动芯头表面均匀沉积金刚石涂层,并利用白光干涉仪、扫描电子显微镜、Raman光谱仪和压痕法对涂层的表面粗糙度、形貌、质量均匀性和膜–基附着力等进行测试分析。结果表明:金刚石涂层抛光后的表面平均粗糙度S_(a)为76.4 nm,金刚石涂层脱落位置到压痕中心的平均距离为287.9μm,且各位置的金刚石涂层厚度均匀性和质量均较好。将制备的金刚石涂层游动芯头应用于高精度精密铜管生产线中,与硬质合金游动芯头对比,其在降低劳动强度、保证铜管一致性和延长芯头使用寿命方面都有显著效果。

某铜锌矿石铜锌分离浮选工艺研究

国内某铜锌多金属硫化矿中次生硫化铜含量较高,有用矿物嵌布粒度细微、嵌布关系复杂。试验采用磨矿—铜锌混合浮选—混合粗精矿再磨—铜锌分离流程对该矿石中的铜、锌矿物进行了选矿工艺技术条件研究。用试验确定的闭路流程处理该矿石,获得了铜品位为22.72%、铜回收率为82.26%的铜精矿,锌品位为57.63%、锌回收率为62.92%的锌精矿;尾矿中黄铁矿的回收研究将留待后续进行。

难选氧化铜矿石的选矿方法及研究方向

介绍了几种氧化铜矿石的新型浮选药剂,分别针对成分复杂氧化铜矿石、高含泥氧化铜矿石以及微细粒氧化铜矿石总结了近年来的主要选矿方法及研究成果,在此基础上分析了难选氧化铜矿石选矿今后的研究重点和方向。

铜管游动芯头拉拔模具角度优化的有限元模拟

采用二维轴对称弹塑性有限元法对比分析了不同外模模角和游动芯头锥角的配合对拉拔铜管的影响。模拟结果表明,最优外模模角和芯头锥角配合与拉拔应力、摩擦力和芯头稳定位置等因素有关,外模模角、芯头锥角以及两者之间的角度差过大或过小都对铜管的质量不利,这对于精密铜管游动芯头拉拔模具角度的选择,有着一定的参考价值。

福建某铜矿石选铜试验

福建某铜矿石有用矿物有硫化铜和黄铁矿。对该矿石进行了优先浮铜工艺技术条件研究,结果表明,采用2粗4扫、粗精矿合并1次精选、中矿顺序返回流程处理,最终获得了铜品位为22.44%、铜回收率为90.23%的铜精矿,铜精矿硫回收率仅为17.58%,为铜尾矿选硫取得较高硫回收率创造了条件。

火焰原子吸收光谱法测定铜镍矿浮选产品中铜、镍、镁

研究了用火焰原子吸收光谱法在同一溶液体系中直接快速测定金川铜镍矿浮选产品中铜、镍、镁含量的新方法。考察了产品中高含量的 Si O2 对测定镁的干扰情况 ,并提出了排除这项干扰的简便方法。根据各元素的标准溶液系列的测定数据 ,推算出了铜、镍、镁 3元素的线性回归方程及线性相关系数 ;特征浓度铜为 0 .4 0 mg· L-1/1% ,镍为 0 .4 8mg·L-1/1% ,Mg为 0 .0 18mg·L-1/1% ;线性浓度范围铜、镍均为 0— 10 mg·L-1,镁为 0 .2— 1.2 mg·L-1。相对标准偏差铜为 2 .5 % (n=6 ) ,镍为 2 .3% (n=6 ) ,镁为2 .8% (n=6 ) ,加标回收率铜为 96 .5 %— 10 2 .5 % ,镍为 98.8%— 10 3.5 % ,镁为 98.2 %— 10 2 .5 %。这种方法操作简便、快速、实用 ,具有较好的精密度和准确度 。

微细粒氧化铜矿物难选原因探讨

微细粒嵌布的氧化铜矿物资源越来越多,由于其特殊的性质,非常难选。本文通过对现场统计数据的分析及不同粒级孔雀石纯矿物实验结果的对比,揭示了微细粒氧化铜矿物难选的原因,为微细粒难选氧化铜矿物的选矿回收方法的研究,提供了有益的借鉴。

薄壁铜管游动芯头拉拔过程拉拔力影响因素分析

为准确把握薄壁铜管游动芯头拉拔过程的拉拔力,该文应用非线性有限元分析软件ABAQUS建立了薄壁铜管游动芯头拉拔过程的弹塑性有限元模型,分析了内外模具锥角、游动芯头定径段长度、延伸率、摩擦因素以及拉拔速度等工艺参数对薄壁铜管拉拔过程中拉拔力的影响规律。研究表明,芯头或外模的锥角存在一个最佳组合范围,芯头定径段长度和拉拔速度对拉拔力的影响作用非常小,延伸率和摩擦系数的增加将引起拉拔力的明显增加。研究结果为实际生产中的工艺改进提供了科学依据。

直击雷作用下浮顶储罐的电压分布

制作了大型浮顶储罐的等比例模型,研究了储罐模型浮顶在直击雷作用下,使用1根和6根铜编织带时储罐浮顶中心、浮顶边缘、罐壁及罐底各点对地电压分布情况,还使用有限元电场分析软件对储罐罐体以及浮顶上的电压分布进行了计算.结果表明,增加铜带数量可以有效降低浮盘和罐壁间的电位差,从而在一定程度上减少电火花的产生.

浙江某复杂难选银多金属矿石选矿试验

浙江某银多金属矿石银、铜、铅、锌含量分别为153 g/t、0.29%、0.83%、1.41%,铜、铅、锌主要以硫化物形式存在,主要有用矿物黄铜矿、方铅矿、闪锌矿之间以及与毒砂之间连生紧密,嵌布粒度粗细不均且形状不规则。为高效开发利用该矿石资源,在工艺矿物学研究基础上进行了选矿试验研究。试验结果表明,在磨矿细度为-0.045mm占91.4%的情况下,采用1粗4精1扫铜铅混浮、铜铅混合精矿1粗2精2扫抑铅浮铜、混浮尾矿1粗4精2扫、中矿顺序返回流程处理,可取得铜品位为22.47%、银品位为1 373 g/t、铜回收率为69.08%、银回收率为8.02%的铜精矿,铅品位为40.63%、银品位为6 585 g/t、铅回收率为81.14%、银回收率为71.64%的铅精矿,锌品位为41.72%、银品位为197 g/t、锌回收率为79.85%、银回收率为3.48%的锌精矿。试验闭路流程是该矿石高效开发利用流程。

内蒙古某铜铅锌多金属矿选矿试验研究

以内蒙古某铜铅锌复杂多金属硫化矿为研究对象,在对该矿石工艺矿物学研究的基础上,进行了大量的探索试验研究。最终采用先磁选除铁—铜铅混合浮选—铜铅分离—铜铅尾矿选锌的工艺流程,以及应用新型高效铜铅捕收剂QF-11、抑制剂CMC等,获得了含铁49.42%、回收率为56.93%的磁精矿,含铜21.12%、回收率75.49%的铜精矿,含铅48.29%、回收率79.23%的铅精矿,含锌46.73%、回收率86.30%的锌精矿,银综合回收率76.60%,实现了对该矿石综合利用的目的。

熔炉铜液内沉淀物及飘浮物产生的原因及解决办法

对连铸上引杆熔炉失效部位进行了光谱及物相化验 ,分析了熔炉铜液内沉淀物及飘浮物产生的原因 ,从飘浮物的成分与物相看 ,造渣的主要元素是Cu、Si、Mg ,分别以CuO、SiO2 和MgO的形式参与造渣形成多相复杂化合物 ,其中稀土起加剧造渣作用。为解决问题 ,其主要措施是在同一炉中不应既用酸性炉料又用碱性炉料 ,以防止酸碱中和造渣而损坏熔炉。

四川某铜铅锌多金属矿浮选工艺

四川某铜铅锌多金属矿含铜0.38%、铅2.16%、锌2.72%,伴生银204.54 g/t,在工艺矿物学研究的基础上,采用"铜铅混浮—铜铅分离—尾矿选锌"工艺流程浮选,最终获得含铜20.12%、铜回收率为73.21%、含银8 622.97 g/t的铜精矿,含铅56.12%、铅回收率为84.47%、含银1 559.01 g/t的铅精矿和含锌51.87%、锌回收率80.80%的锌精矿。

用新型抑制剂Yn对某难选铜锌矿石抑锌浮铜

广西某待开发难选铜锌矿石将来拟采用铜锌依次浮选工艺流程进行选别。由于矿石中一部分锌矿物与铜矿物可浮性相近,为了能取得较好的优先浮铜效果,采用一种新型小分子有机抑制剂Yn与酯类捕收剂Z-200配合进行了抑锌浮铜试验,获得了铜品位为23.15%、铜回收率为78.24%、锌含量为5.61%的铜精矿,与采用ZnSO4+Na2SO3为抑制剂相比,铜精矿铜品位和铜回收率分别提高4.59和8.83个百分点、锌含量降低2.61个百分点。

某铜钨钼多金属矿综合回收试验研究

某大型铜钨钼多金属矿,有价金属储量大、组分多,主要有铜、钨、钼金属,矿石性质复杂,选别分离难度较大。通过对该矿石进行工艺矿物学及选别工艺的综合研究结果表明,采用铜钼混浮—混浮尾矿浮重联合回收钨工艺流程处理该矿石可获得较好的回收指标,最终获得铜品位为21.89%、回收率为94.62%的铜精矿;钨品位为63.10%、回收率为86.77%的钨精矿;钼品位为48.96%、回收率为92.54%的钼精矿,达到了综合回收的目的,为该矿的后续开发及选厂建设提供了技术依据。

安徽某难选硫化铜矿石浮选试验研究

安徽某热液蚀变的接触变质原生硫化铜矿矿石因性质复杂而难选,以常用浮选药剂按常规铜硫混浮—铜硫分离流程进行选矿试生产不能达到设计指标,致使选厂不能正常投产。为此,对该矿石进行了合理浮选工艺流程和新药剂制度的试验研究。试验采用自行研制的新型酯类捕收剂QL先脱除易浮脉石,然后用复合捕收剂MC进行铜硫混浮、以石灰为抑制剂进行铜硫分离,获得了铜品位22.78%、回收率86.80%的铜精矿,超过铜精矿铜品位21.30%、回收率85.50%的设计指标。新的工艺流程适应矿石性质,药剂制度简单、用量少,易于工业化。

噶拉勒铜矿选矿试验研究

嘎拉勒铜矿是与燕山晚期中酸性侵入岩有关的矽卡岩矿床,具有矿化类型复杂、矿石组构复杂及矿物嵌布粒度变化大的特征。通过对嘎拉勒铜矿矿石组成、矿物赋存特征、原矿化学成分及物相的分析研究,结合浮选工艺条件优化试验,选用浮选磨矿细度为-74μm(70%),确定粗选作业,并调整添加碳酸钠500 g/t,脉石抑制剂六偏磷酸钠400 g/t,活化剂Na_2S 200 g/t,捕收剂异戊基黄药80 g/t+丁基铵黑药40 g/t。浮选尾矿进行了湿式磁选的磁场强度试验,最终确定粗选磁场强度为1060 A/m,获得铜金精矿中铜品位18.10%,回收率达82.4%。