中国有色矿业集团赞比亚穆利亚希复杂混合铜矿中铜氧化率为80%左右,结合率为40%左右,处理难度极大,现场采用单一的酸法浸出工艺,当原矿磨矿细度-0.074mm占80%,浸出温度65℃,浸出时间4h时,铜浸出率为78%左右。目前现场工艺存在的问题是铜浸出率不高,加热成本过大,导致经济效益差,铜资源回收利用率低。论文以该矿石为研究对象,针对现场存在的问题,在尽量利用现场条件的基础上,通过改变工艺流程,降低加热成本,提高铜的回收率,对提高企业的经济效益和铜矿资源的综合利用率具有重要意义。论文在广泛查阅相关文献资料的基础上,对该复杂混合铜矿进行了工艺矿物学研究,依据工艺矿物学研究发现并证实的铁质矿物包裹氧化铜和浸染结合铜的现象,设计了“磨矿-浮选-高梯度磁选-磁选精矿磨矿-高温强化浸出”选冶新流程,即先将易选的硫化铜和部分游离氧化铜混合浮选回收,浮选尾矿采用高梯度磁选将铁质浸染、包裹的结合铜和氧化铜矿富集,磁选精矿磨矿后,高温强化浸出铁质浸染、包裹的结合铜和氧化铜矿,中温浸出磁选尾矿中的氧化铜矿,高效回收复杂混合铜矿资源。通过工艺流程的条件优化与试验,确定了最佳流程结构和工艺参数,获得了良好的技术指标。同时研究了磁选精矿中铁质浸染型结合铜矿的浸出动力学,采用BET和BJH等研究了磁选精矿及浸出渣的孔隙度和粒度组成,揭示了包裹型氧化铜和浸染型结合铜的强化浸出机理。原矿工艺矿物学研究表明,矿石中有用成分Cu含量为1.46%,SiO2、Al2O3和MgO含量分别为56.60%、14.62%和5.53%。氧化铜分布率高达76.92%,其中游离氧化铜和结合氧化铜分布率分别为37.76%和39.16%,硫化物及其它的分布率为23.08%。矿石中主要以辉铜矿、蓝辉铜矿、斑铜矿、铜蓝、黄铜矿、赤铜矿、硅孔雀石、孔雀石等矿物存在,部分铜以机械混入的形式（结合铜）赋存在褐铁矿和黑云母中,发现了铁质矿物浸染结合铜的现象。试验研究表明,单一的浮选、磁选、浸出方法均不能将铜资源最大化回收,“磨矿-浮选-高梯度磁选-磁选精矿磨矿-高温强化浸出”选冶新流程的工艺优化与试验结果表明,原矿磨矿细度-0.074mm占80%,一粗一扫一精闭路浮选,当硫化钠用量为400g/t,丁基黄药用量为500g/t时,获得了Cu品位为29.37%,回收率为32.22%合格的铜精矿。浮选尾矿经磁场强度1.2T的高梯度磁选,获得了Cu品位为2.06%,作业回收率为48.01%的磁选精矿,磁选尾矿Cu品位为0.64%,作业损失率为51.99%。磁选精矿再磨-0.044mm占84.22%,当磁选精矿浸出温度为65℃,浓硫酸用量为90kg/t,浸出时间为2 h时,铜浸出率为85.03%,磁选尾矿中温浸出,当浸出温度为40℃,浓硫酸用量为45kg/t,浸出时间为4 h时,铜浸出率为76.48%。通过集成浮选、磁选、浸出工艺,形成选冶联合流程,获得了铜综合回收率为86.02%的技术指标。磁选产物的工艺矿物学研究结果进一步证实了铁质矿物浸染结合铜和包裹氧化铜矿物的现象。浸出渣工艺矿物学研究表明,磁选精矿高温强化浸出后的浸出渣表面侵蚀严重,产生很多新的裂痕和缝隙,而磁选尾矿浸出后的浸出渣表面没有产生裂痕和缝隙,高温可以加强对矿石表面的侵蚀,使矿石产生新的裂痕和缝隙,从而提高浸出效果。浮选尾矿、磁选精矿和磁选尾矿的浸出反应动力学研究表明,浸出过程基于缩核模型,过程反应速率受三维扩散控制,其方程为[1-（1-）1/3]2=6)8)t。表观活化能分别为17.37kJ/mol、13.80 kJ/mol和21.19 kJ/mol,符合扩散控制中表观活化能较小的动力学特征。确定了铁质矿物浸染结合铜的浸出反应动力学模型,为现场作业提供理论指导。磁选精矿及其浸出渣粒度测定结果表明,浸出渣中粗粒级含量减少、细粒级含量增多,而且浸出渣的体积平均粒径降低,浸出温度越高,硫酸用量越大,细粒级增大幅度越明显,说明高温和高浓度硫酸更容易使颗粒变细,进而提高浸出效果。查明了浸出反应过程对铁质浸染结合铜矿石粒度的影响。磁选精矿及其浸出渣孔隙度研究表明,N2吸附-脱附等温线都属于Ⅳ型,均为介孔类矿石（2-50nm）,等温线的回滞环为H3型,这揭示浸出渣具有层状结构聚集体产生的介孔狭缝。通过BET分析发现浸出渣的表面积降低,且温度越高对浸出渣表面积影响越大。通过BJH法分析发现浸出渣孔体积变小,内部孔深度变浅,表明矿石孔隙内部发生化学反应后产生了新的固体附着在孔隙内,传质受阻,揭示了铁质浸染型结合铜浸出过程孔隙的变化机制。