紫金山高品位铜矿石的热压氧氨浸铜研究

对紫金山高品位铜矿进行了热压氧氨浸铜工艺研究 ,并从初始氨浓度、浸出温度、浸出时间等几方面对工艺参数进行了探讨。结果表明 ,初始氨浓度、浸出温度及铵盐量在一定范围内有最佳值 ;减小粒度、延长反应时间、增大搅拌速度、减小矿浆浓度可以提高Cu的浸出率。在氧气分压 0 5MPa,温度10 0℃ ,浸出时间 4h条件下 ,Cu的浸出率可达 96 1%。

低品位铜矿选矿工艺研究

对某低品位铜矿石的选别工艺进行了试验研究。通过浮选条件试验,确定采用一段粗磨(细度-74μm含量占51%)丢尾、闪速浮铜、铜硫混浮再磨分选流程,得到了含铜品位31.17%、铜回收率93.53%、伴生金回收率52.17%的铜精矿和含硫43.2%、回收率44.31%的硫精矿。结果表明,此选别工艺可有效处理该低品位铜矿石。

青海某钼矿选矿试验研究

针对青海某大型钼矿床矿石进行了选矿试验研究。采用一次粗选、两次扫选、三次精选闭路流程取得了精矿含钼51.68%、钼回收率96.40%的技术指标。该工艺流程合理,易于工业化。

难处理金矿选矿试验研究

对难处理卡林型混合金矿石进行试验研究,得到处理该矿石合理的工艺流程及药剂条件。即采用细磨后强化浮选自然金及硫化物、浮选尾矿氰化回收氧化物的联合选别工艺,经实验室开路流程得到含Au品位55.89g/t,Au回收率70.08%的金精矿。浮选尾矿直接常规氰化浸金,Au作业浸出率91.5%。联合选别Au综合回收率90.4%。

河南某多金属铁矿石选矿试验研究

河南某铁矿矿石中除磁铁矿外,还伴生有铜、硫矿物,其中硫矿物有相当一部分为磁黄铁矿。为了给该矿的矿床工业评价及矿石可选性评估提供依据,对该矿矿石进行了选矿试验研究。试验结果表明:采用铜、硫依次浮选—浮选尾矿弱磁选联合工艺流程,可以综合回收矿石中的铜、硫、铁。获得的铁精矿铁品位为65.10%,回收率为57.23%,硫精矿硫品位为42.00%,回收率为95.62%,铜精矿铜品位为19.20%,回收率为52.79%,并且铁精矿含铜和含硫分别为0.03%和0.25%,达到国家铁精矿粉矿二级品的含杂标准。

高砷高锑难浸金矿石的碱性水化学预氧化氰化浸金工艺研究

介绍了高砷、高锑难浸金矿石的成分、工艺矿物学特征,碱性(NaOH)水化学预氧化 氰化浸金工艺,考察了碱性水化学预氧化 氰化浸金工艺对影响金浸出的褚因素,探讨了矿石成分的改变及金难浸的原因。结果表明,矿石用碱(NaOH)水化学预氧化后,成分及工艺矿物性质发生了显著变化,矿渣以脉石矿物为主,硫化矿物少量,金浸出率达91.56%。

从含金高碳难处理废料中浸出金的试验研究

介绍了含金高碳难处理废料的组成及工艺矿物学特点。废料加添加剂(NaCl+KNO3)焙烧、焙砂氰化浸出金,考察了氰化钠和混合氧化剂(H2O2+KMnO4)用量对金浸出率的影响。试验结果表明,金浸出率达99.21%。

含砷硫高碳卡淋型金矿石焙烧氰化浸金工艺试验研究

介绍了含砷硫高碳卡淋型金矿石的成分、工艺矿物学特征。采用焙烧 氰化浸出工艺提取金,考察了焙烧温度、时间、固化剂加入量、矿石粒度及氰化浸出时NaCN用量对金浸出率的影响,探讨了焙砂中硫化物物相改变及金难于浸出的原因。结果表明,矿石焙烧后,硫化矿物物相及工艺性质发生了显著变化,由还原态转变成了氧化态,金的氰化浸出率达89 9%。焙烧渣中的金主要残存于碳酸盐和硅酸盐中,很难再被浸出。

从含砷锑难处理金矿石中浸出金的试验研究

介绍了含砷锑难处理金矿石的矿物组成及工艺矿物学特征。在氰化浸金过程中,加入一定量混合氧化剂(H2O2+KMnO4)和混合助浸剂(Pb(Ac)2+A),金得到有效浸出,浸出率达91.17%。

碱性(石灰)热压氧化预处理难浸金矿工艺的机理研究

从热力学角度分析了碱性 (石灰 )热压氧化预处理难浸金矿的可能性 ,并对其过程机理进行了动力学分析。在此基础上进行动力学实验 ,考察了温度、压力等工艺参数对氧化预处理的影响 ,从而确定生产的最佳工艺条件。

半导体纳米微粒/聚苯胺复合材料的制备和性能研究

简述了近年来新发展的几种半导体纳米微粒/聚苯胺复合材料的构建方法,总结了半导体纳米微粒/聚苯胺复合材料性能表征的部分工作,讨论了半导体纳米微粒的尺寸大小、粒度分布及复合材料的光学和光电化学性能研究等。

黄铜矿精矿的酸性热压氧化提铜工艺研究

对黄铜矿精矿进行酸性热压氧化提铜工艺研究 ,探讨了初始酸浓度、浸出温度、浸出时间等工艺参数对铜浸出率的影响。结果表明 :最佳浸出温度为 110～ 115℃ ;初始酸度和NaCl浓度增加、氧分压提高、反应时间延长可以提高Cu的浸出率。当氧气分压 0 .45MPa ,浸出温度 110℃ ,浸出时间 4h ,NaCl初始浓度为 40g L ,H2 SO4初始浓度为 110g L ,液固比 5∶1,搅拌速度 75 0r min时 ,Cu的浸出率可达 98%。在液固比为 4∶1,氰化钠用量为 2kg t ,氰化时间 2 4h ,振荡氰化条件下 ,金的浸出率为 85 %。

从铜金精矿中湿法综合回收金银铜硫的工艺研究

对铜金精矿热压酸浸-萃取-电积提取铜、浸铜渣氰化提取金银和煤油溶解提取元素硫的综合回收工艺进行了研究。热压浸铜在110℃和0.45 MPa氧分压下操作,有价元素综合回收率高,对环境污染小,是一种清洁的湿法冶金工艺,金、银、铜和硫的回收率分别达到98.3%、82.7%、98.1%和99.2%。

从含锰铁难处理矿石中浸出银铅锌的试验研究

介绍了含锰铁的银矿石的矿物学组成及工艺矿物学特点。矿石经焙烧、焙砂湿法分步浸出银、铅、锌的试验结果表明,银、铅、锌浸出率分别为93.31%,96.24%和96.50%。

铜电解槽内电解液流场的数值模拟

以国内某冶炼厂铜电解槽为原型,基于计算流体力学,利用Fluent软件对铜电解槽内流场进行数值模拟,并对槽内不同特征截面上电解液流动状态进行分析。结果表明:模拟计算得到的槽面电解液流动状况与现场观测结果基本吻合,从而验证模拟结果的有效性;采用该"下进上出"电解液循环方式对槽内特征区域电解液的有效流量进行计算,发现电解液有效利用率仅15.41%左右。针对该问题分析成因后提出了具体建议和措施,为进一步优化电解槽结构、改进操作工艺和扩大产能提供理论依据。

制备条件对纳米ZnO溶胶性质的影响

采用溶胶 凝胶法 ,以醋酸锌和氢氧化锂为主要原料制备了纳米ZnO溶胶。同时利用透射电镜、紫外 吸收光谱和荧光光谱研究了不同制备条件如陈化时间和加水量对纳米ZnO溶胶胶粒尺寸和性质的影响。结果表明 ,通过改变陈化时间或加水量可以有效地对纳米ZnO胶粒的尺寸进行控制 ,从而容易地改变纳米ZnO溶胶的光吸收和发光等光学性能。

ZnO-聚苯胺同轴纳米线及其列阵的制备和表征

以阳极氧化铝膜 (AAO)作模板 ,制备聚苯胺 (PANI)纳米管和PANI纳米管列阵 ;同时利用溶胶_凝胶法制备ZnO_PANI同轴纳米线和同轴纳米线列阵 .PANI纳米管和ZnO_PANI同轴纳米线的形貌通过透射电子显微镜表征 .PANI纳米管的外径约 3 0nm ,内径约 1 0nm ;ZnO_PANI同轴纳米线直径约 60nm .实验发现 ,较之ZnO纳米线 ,同轴AAO模板中纳米线列阵的可见光发射谱带兰移 ,强度显著增强 ,这可能和PANI链上的NH基团与表面Zn2 +离子之间的相互作用有关 ,以及由于ZnO纳米微粒在PANI上富集、PANI的光生载流子部分转移给ZnO微粒所致 .实验还发现分散在NaOH溶液中的同轴纳米线 。

JT5-2型双室锯齿波跳汰机在某锡石选矿厂的应用

对锡含量为0.5%的低品位矿进行选矿研究。由于矿石品位低,尾矿量大,为了减少设备及简化流程,重点从抛尾方面入手,对抛尾工艺及设备进行选择。提出采用JT5-2型双室锯齿波跳汰机代替JT3-1型单室跳汰机,以及用来选别双螺旋分级机返砂的螺旋溜槽,取得了理想的指标。工业试验表明,新设备的应用,使得抛废率从18%￣22%提高到25%￣30%,而且设备台数较少,处理能力由1500t/d提高到2000t/d,取得了显著的经济效益和社会效益。

PANI的内光电发射

利用电化学方法在自组装一层对氨基硫醇 (PATP)的金电极上制备三种氧化还原态的聚苯胺 (PANI)膜 . PANI膜底层比较致密 ,表面呈山包状 ,该膜在 K3Fe(CN) 6 /K4 Fe(CN) 6 溶液的循环伏安图表明了部分氧化态 PANI膜具有良好的电子传输性能 .从光电流谱得到氧化态 PANI的禁带能为 1 .45 e V.首次发现部分氧化态 PANI膜的光电流谱遵循 Fowler定律 (IPCE1 / 2 ～ hν呈线性 ) ,具有内光电发射的性质 .通过 Fowler图得出部分氧化态 PANI的绝缘母体的禁带宽度为 3 .3 3 e V,并且证实该绝缘母体为还原态 PANI.从 Mott-Schottky图得到部分氧化态和还原态 PANI的平带电位都为 0 .63 V(vs. SCE) .提出了和 PANI的颗粒金属岛导电模型一致的内光电发射机理来解释部分氧化态

提高选厂生产技术指标的途径

通过分析某铅锌选厂选矿生产过程中存在的问题,针对生产环节中的薄弱点,提出了提高选矿生产技术指标的途径,并进行了生产实践。实施前后的生产指标进行了对比结果表明,铅和锌回收率分别提高了2.01和0.63个百分点。