针对原地浸出动态开采体系在实际应用中存在的实时数据分析不足、智能决策支持欠缺及动态优化能力有限等问题,分析了数字孪生技术与原地浸出采铀工艺相结合的优势,通过与缪子成像、光纤水位监测、先进传感技术、人工智能和大数据分析等先进关键技术相结合,构建了一套高效的数智化铀矿采矿平台。该平台包括地质结构模型、地下水渗流模型、反应运移模型和智能代理模型,核心算法涵盖深度学习、数据同化、多目标优化和不确定性分析。原地浸出动态开采体系的建立有助于提高铀资源的开发利用效率,能为其他矿产资源的开采提供有益参考,具有一定的理论意义和实践价值。

针对地浸采铀水冶流程中,利用板框压滤机处理沉淀浆体制备黄饼工艺自动化程度较低的问题,采用一种水平带式真空过滤机在地浸铀矿山首次进行重铀酸钠沉淀浆体抽滤脱水试验研究,重点考察了不同操作条件对黄饼产品含水量的影响。结果表明:该系统在抽滤真空度-0.06~-0.08 MPa、滤布精度38 μm、浆体停留时间640 s、进料流量353~589 kg/h、反洗及密封循环水量10 m³/h条件下,从布料—抽滤—卸料—滤布反洗全过程可自动循环、连续稳定运行,产品含水量能达到一级品标准,满足年产500 t左右金属铀的矿山对沉淀浆体脱水能力要求,初步证实了采用带式真空过滤机对沉淀浆体进行脱水的技术可行性。该抽滤脱水工艺能减轻作业人员劳动强度,降低辐射危害,提高整个水冶流程自动化程度,具有一定推广应用价值。

针对含钒物相以绢云母为主、钒以类质同象形式赋存的石煤钒矿,研究了用重晶石焙烧—酸浸工艺从中提取钒,考察了磨矿细度、重晶石用量、焙烧温度、焙烧时间、液固体积质量比、硫酸用量、浸出温度及浸出时间对钒浸出率的影响。结果表明:石煤钒矿磨矿细度为-200目占比70%、重晶石用量5%、焙烧温度850 ℃、焙烧时间16 h、液固体积质量比2/1、硫酸用量8%、浸出温度25 ℃和浸出时间2 h条件下,钒浸出率可达89%以上,浸出效果较好。

研究了采用氧化浸出法和还原浸出法直接浸出刚果(金)某铜钴混合矿中的Cu、Co,对比分析了2种方法Cu、Co浸出行为,并进一步探讨了浮选—氧化浸出选冶联合法对铜、钴浸出率的提升效果。结果表明:氧化浸出和还原浸出的Cu浸出率分别为80%和70%左右,Co浸出率分别为63%和57%左右,氧化浸出效果优于还原浸出;通过采用浮选—氧化浸出选冶联合法,闭路浮选精矿Cu和Co的品位分别为16.84%及6.53%,Cu和Co综合回收率分别为91.71%和61.87%,金属回收效果得到明显提升。

含银二次资源的高效利用对于弥补我国银矿资源不足、缓解供需矛盾、保障国家战略金属供给安全具有重要意义。针对废旧银铜焊条,研究了在HCl-H₂O₂体系中浸出分离铜银,并制备高纯AgCl,考察了各因素对铜银分离效果的影响。结果表明:在H₂O₂过量系数为1.3、HCl过量系数为1.4、液固质量比为11∶1、浸出温度40 ℃、浸出时间3 h优化条件下,铜浸出率达99.38%;浸出渣为粒径2~4 μm不规则的球状颗粒,主要物相为AgCl,主要成分为Ag和Cl,总质量分数占99%以上。

以铜冶炼稀酸为原料,研究了采用草酸选择性沉铜除砷,考察了草酸用量、溶液pH、搅拌速度、反应温度和时间对铜砷分离的影响。结果表明:在H₂C₂O₄/Cu物质的量比1.1、溶液pH=0.4、搅拌速度500 r/min、反应温度25 ℃、反应时间30 min条件下,铜沉淀率达98.5%以上,砷沉淀率低于0.20%,铜、砷可实现高效分离。

研究了采用HCl-H₂SO₄协同分解白钨矿,考察了各工艺参数对分解效果的影响,并探讨了分解过程动力学。结果表明:在盐酸浓度22%、浓硫酸用量0.5%、液固体积质量比2.5∶1、分解温度85 ℃、分解时间2 h、搅拌速率360 r/min优化条件下,白钨矿中钨酸钙分解率达99.6%,分解率较高;HCl-H₂SO₄协同分解白钨矿过程受化学反应和固体膜层混合控制,表观活化能为45.52 kJ/mol,白钨矿中的钨酸钙可高效转变为钨酸,从而使白钨矿中钨提取率得到有效提升。

研究了采用酸碱协同分离法回收钢渣中的钙、硅元素,考察了浸出剂浓度、温度、浸出时间及液固体积质量比对钙、硅元素浸出率的影响,探究了其在不同浸出条件下的浸出规律。结果表明:浸出剂浓度、浸出时间、液固体积质量比对钙、硅元素浸出率有较大的影响,而温度对钙、硅元素的浸出率影响不明显;在盐酸浓度0.75 mol/L、浸出时间30 min、温度25 ℃及液固体积质量比10∶1条件下,钙浸出率为53.74%,所制得的草酸钙纯度可达98.94%;在氢氧化钠浓度1.5 mol/L、温度95 ℃、浸出时间120 min及液固体积质量比20∶1条件下,二氧化硅浸出率为43.22%,所制得二氧化硅纯度可达80.85%。该法能有效分离回收钢渣中钙、硅元素,实现资源化利用。

酸泥浸铅渣中含有大量复杂稀散贵金属,具有极高的回收价值。研究了以盐酸+硫酸为浸出剂、氯酸钠为氧化剂从酸泥浸铅渣中同时浸出硒、铋、铜、汞,考察了温度、氯酸钠用量、浸出时间、液固体积质量比、盐酸浓度对硒、铋、铜、汞浸出率的影响。结果表明:在温度40 ℃、氯酸钠用量为原料质量的40%、浸出时间1 h、液固体积质量比4 mL/1 g、盐酸浓度1 mol/L、硫酸浓度1.5 mol/L条件下,硒、铋、铜、汞浸出率分别为98.78%、98.13%、99.38%、99.42%。该法可实现硒、铋、铜、汞的高效浸出,同时使留存于渣中的锡、铅、银得到较好富集。

研究了采用绿矾焙烧—水浸—碳酸铵沉淀工艺从蛇纹石中分离回收镁和镍并矿化封存CO₂。考察了硫酸化焙烧过程中焙烧温度、绿矾/蛇纹石质量比、焙烧时间对镁和镍浸出率的影响,以及矿化反应(生成碳酸镁沉淀)过程中碳酸铵质量浓度、矿化温度对水浸后液中镁、镍沉淀率的影响。探讨了碳酸铵质量浓度及矿化温度对金属离子沉淀行为和沉淀物微观形貌的影响规律。结果表明:在焙烧温度670 ℃、绿矾/蛇纹石质量比5/1、焙烧时间90 min最佳条件下,镁、镍浸出率分别为89%和85%;矿化反应中,在碳酸铵质量浓度150 g/L、矿化温度80 ℃条件下,Ni²⁺沉淀率<5%,Mg²⁺沉淀率为97%,Fe³⁺全部沉淀;随碳酸铵质量浓度增大,沉淀产物发生了Ni₆Fe₂(CO₃)(OH)₁₆·4H₂O到MgCO₃·3H₂O再到(NH₄)₂Mg(CO₃)₂·3H₂O的转变;随矿化温度升高,沉淀产物从(NH₄)₂Mg(CO₃)₂·3H₂O逐渐转变成Mg₅(CO₃)₄(OH)₂·4H₂O;低温下碳酸镁沉淀的微观形貌呈棒状,而高温下呈片状。试验结果可为蛇纹石中提取镍、后续CO₂减排工艺和工业固废绿矾的高效利用提供一种新思路。

针对氧化锌冶炼烟尘中氟氯含量高,直接返回系统易导致阴阳极板腐蚀、电积锌质量差等问题,研究了采用“酸浸—石灰一次中和除氟—石灰二次中和沉锌”梯级处理工艺从氧化锌冶炼烟尘中回收锌。结果表明:在浸出温度80 ℃、浸出终点pH=1.0、液固体积质量比4/1、浸出时间1 h优化工艺条件下,Zn、F、Cl浸出率分别为96.15%、95.26%、97.44%;用石灰调节酸浸液沉淀反应终点pH至5.2时,氟沉淀率为95.17%,而锌损失率仅为1.73%;用石灰二次调节除氟后液沉淀反应终点pH为8.0时,锌全部沉淀,所得中和渣中锌质量分数为24%左右;全流程工艺的氟、氯脱除率分别约为92%、97%,锌回收率>90%,同时铅、银可进入酸浸渣中加以回收。该工艺可实现危害元素氟、氯的高效脱除,以及锌、铅、银的有效回收,具有一定推广价值。

采用萃淋树脂吸附法提纯稀土时,稀土与非稀土杂质之间深度分离存在一定困难。针对该问题,采用静态法研究了CL-P507树脂对La³⁺和Zn²⁺的吸附规律,考察了吸附时间、料液pH、温度对CL-P507树脂吸附Zn²⁺和La³⁺的影响,分析了Zn²⁺和La³⁺的吸附动力学及热力学,探讨了Zn²⁺和La³⁺在吸附过程的分离迁移规律。结果表明:CL-P507树脂的磷酸功能基中的H⁺会参与吸附反应,当料液pH=4.0、La³⁺和Zn²⁺吸附时间分别为8、15 min时均可达到吸附平衡,静态平衡吸附量分别达0.098 9、0.153 4 mmol/g;CL-P507树脂对La³⁺、Zn²⁺的吸附反应均为吸热过程,且均遵循Langmuir等温吸附模型和准二级动力学模型,受化学反应控制。研究结果可为稀土与非稀土杂质的深度分离提供一定理论指导。

研究了以赤泥酸浸所得铝酸钠溶液为原料,通过水热法制备一种具有层状结构的类绣球花状γ-AlOOH吸附剂并用于吸附刚果红。考察了溶液初始pH、刚果红初始质量浓度对吸附的影响,探究了γ-AlOOH对刚果红的吸附机制。结果表明:适宜条件下,刚果红饱和吸附量达1 748.15 mg/g;用准二阶动力学模型和Langmuir等温吸附模型描述吸附过程更合适,吸附行为主要以单层吸附为主;吸附过程是自发、吸热且混乱度增大的。该工艺可为解决水体刚果红污染和赤泥堆积提供一种有效的解决方案,符合“以废治废、变废为宝”绿色发展理念,具有一定推广应用价值。

研究了采用水热法制备g-C₃N₄/Bi₂WO₆复合光催化剂,并探究了其在可见光下催化还原Cr(Ⅵ)的性能及机制。结果表明:g-C₃N₄/Bi₂WO₆为纳米片堆积成的花瓣状结构,比表面积比g-C₃N₄和Bi₂WO₆更大,可为光催化反应提供更多活性位点;在40 min黑暗条件下,g-C₃N₄/Bi₂WO₆对Cr(Ⅵ)的吸附率为43.2%,其吸附行为符合准二级动力学模型;可见光照射100 min后,g-C₃N₄/Bi₂WO₆对Cr(Ⅵ)的光催化还原率为81.3%,其光催化还原过程符合准一级动力学模型;g-C₃N₄与Bi₂WO₆复合后形成了Z型异质结,拓宽了其光吸收范围,促进了光生电子-空穴的分离,从而显示出优异的可见光催化活性。

研究了采用P204(二(2-乙基己基)磷酸酯)从浮选铅尾矿硫酸浸出净化液中萃取锌,优化了萃取和反萃取工艺条件,并通过富锌液蒸发结晶制备了ZnSO₄·7H₂O。结果表明:在有机相组成为50%P204+50%磺化煤油、P204皂化度65%、萃原液pH=3.5、相比V_A/V_O=1/1、萃取时间10 min和萃取级数为二级条件下,锌萃取率可达99.11%;萃取所得饱和有机相在反萃剂(H₂SO₄)浓度7%、反萃相比V_O/V_A=2/1、反萃取时间10 min和反萃取级数为三级条件下,锌反萃率可达99.32%。制备的ZnSO₄·7H₂O满足HG/T 2326—2015要求,其微观形貌以颗粒状和层状结构均匀分布。

研究了用硫酸浸出—石灰沉淀联合法从含锂铝废电解质中提锂固氟,考察了各工艺参数对锂浸出率和除氟率的影响。结果表明:在硫酸浓度1.2 mol/L、酸浸温度95 ℃、酸浸时间20 min、液固体积质量比4/1、酸浸液pH=7、沉淀时间1 h、沉淀温度95 ℃的最佳工艺条件下,锂的综合浸出率为85%,溶液中氟离子去除率可达99.91%;氧化钙的加入能促进溶液中氟离子向氟化钙沉淀转化,得到具有较高结晶度的CaF₂产品,处理后溶液pH符合制备碳酸锂要求,可实现氟化物和含锂溶液的分离回收。

为进一步提高湿法冶金资源回收率,解决资源回收流程控制的智能化、自动化控制程度不高的问题,提出了一种采用Transformer模型进行金属浸出率预测,再采用Distributional Q-function改进DQN模型进行湿法冶金金浸出率最大化的湿法冶金流程控制方法。结果表明:该系统控制方法能有效提升湿法冶金过程中金属浸出率的预测准确率;基于Distributional Q-function改进DQN模型能有效降低资源回收率最大化模型的迭代计算时间。该法能有效提高某工厂湿法冶金资源回收率。