一、氰化物对异丁基黄原酸钠从金浸出渣中浮选黄铁矿的影响（论文文献综述）
王梦雨[1]（2021）在《受氰化抑制的铜锌硫硫化矿活化浮选行为及机理研究》文中研究说明氰化提金产生的氰化尾渣含有大量未被回收的铜、铅、锌及金银等有价金属,具有很高的回收利用价值。国内外对氰化渣中铜铅锌硫活化回收的研究较少,机理研究还不够充分。对于氰渣中有用矿物的回收,传统的活化药剂存在成本高、用量大、活化效果差等不足,需要开发新型活化药剂。本文通过浮选试验,系统研究了双氧水、过硫酸盐、高铁酸盐、焦亚硫酸盐、硫酸铜及其组合药剂对受氰化抑制的铜锌硫硫化矿的活化作用。通过电化学方法从理论上分析抑制和活化的可行性,利用红外光谱、XPS、Zeta电位和EPR检测方法分析了活化剂对受氰化抑制硫化矿的活化机理。浮选试验表明,黄铁矿、黄铜矿和闪锌矿均能被氰化钠深度抑制,pH=8.5-9.5时,三种矿物回收率降至10.5%以下。单一和组合药剂可活化三种被抑硫化矿,回收率可恢复至80%-95%。其中强氧化剂需控制用量,防止过度氧化矿物。组合药剂可大大减小药剂用量,推荐双氧水+硫酸铜+焦磷酸盐、过硫酸盐+硫酸亚铁和焦亚硫酸盐+硫酸铜这三种组合药剂作活化剂,用量较小,活化效果更好。Eh-pH图和热力学计算结果表明,硫化矿被氰化钠抑制的组分为金属氰络合物。活化剂的还原电位均高于CN-的氧化电位,活化剂与CN-发生反应的吉布斯自由能变化值均小于零,且均比活化剂与矿物反应的吉布斯自由能变化值小,说明活化剂均能自发与CN-反应,且优先与CN-反应,当双氧水、过硫酸盐和高铁酸盐过量后,会进一步氧化矿物。焦亚硫酸盐与矿物反应的吉布斯自由能变化值大于0,说明不能与矿物反应,有利于硫化矿的活化。Zeta电位分析表明,Na CN会使黄铁矿、黄铜矿和闪锌矿表面的电位大幅下降,说明Na CN化学吸附在矿物表面,降低了矿物的可浮性,而活化剂会破坏CN-的吸附,恢复矿物表面电位,从而活化矿物。红外光谱和XPS结果表明,氰化钠加入后,黄铁矿、黄铜矿和闪锌矿表面均出现了相应的金属氰络合物的峰,CN-在黄铁矿、黄铜矿和闪锌矿表面发生了化学吸附。而活化剂活化后,金属氰络合物峰减弱或消失,其中焦亚硫酸钠活化后,矿物表面的CN-变成SCN-,减弱CN-的抑制作用。氧化性强的活化剂活化后,矿物表面有部分Fe被氧化成Fe2O3和Fe3O4,部分S被氧化成高价的SO42-。EPR表明黄铁矿和过硫酸盐、过硫酸盐+硫酸亚铁、双氧水体系构成的高级氧化体系,产生的SO4-·和HO·自由基有助于破坏氰化钠在黄铁矿上的吸附。
张瀚[2]（2020）在《含锑金精矿选冶联合分离锑金矿物的工艺研究》文中提出随着全球锑金属消耗量的增加,单一锑资源逐渐枯竭殆尽,储量占锑资源21%的锑金共生矿逐步成为提取锑金属的重要资源。对于此类矿床,由于锑含量低,国内外大部分矿山仅作为单一金矿处理,在浮选过程中为强化金的回收而采用大剂量药剂捕收锑金矿物得到含锑金精矿,由于锑金矿物药剂过饱和吸附,从而造成锑金矿物分离困难。此外,在对含锑金精矿脱硫脱砷焙烧过程中,低熔点的锑矿物容易包裹于含金矿物表面,使金难于溶出;并且氰化浸金过程中锑会发生耗氰耗氧反应影响金的回收。因此,研究含锑金精矿的分离对于锑资源的回收以及提高金的浸出率具有重要的理论及其现实意义。本文以国外某含锑金精矿为研究对象,采用选冶联合原则工艺流程,通过浮选分离获得适合火法冶炼的高品质锑精矿,再将尾矿进行碱性湿法浸锑,最后将浸锑液电解沉积得阴极锑,浸锑尾渣则为金精矿,从而实现锑金分离。通过对锑品位19.37%、金品位52.3 g/t,锑氧化率为20.25%的含锑金精矿进行抑金浮锑的研究结果表明:在采用TS-1、TS-3组合抑制剂作硫砷及脉石矿物的抑制剂、硝酸铅作锑活化剂以及乙硫氮作锑捕收剂的条件下,经一粗二扫两精的浮选闭路流程,可获得品位为51.36%、含金66.5 g/t,回收率为76.73%的锑精矿,金在锑精矿中占比为34.77%。红外光谱的测试结果表明:在TS-1作用下,黄铁矿和砷黄铁矿分别在3417.18 cm-1和3413.57cm-1处出现了羟基吸收峰,羟基为亲水性基团;接触角的测试结果表明:加入TS-1后,辉锑矿表面接触角变化不显着,润湿性变化不明显,而黄铁矿和砷黄铁矿表面接触角明显减小,其润湿性增强。这说明TS-1能选择性吸附于载金黄铁矿和砷黄铁矿表面,增加矿物表面的润湿性,使其亲水性增强,从而起到抑制硫砷矿物的作用。在纯矿物浸出试验结果的基础上,采用含锑6.35%、氧化率为64.16%,含金45.9 g/t的浮选尾矿进行碱性湿法浸锑。结果表明:在温度为40℃、硫化钠用量120 g/L、氢氧化钠用量为30 g/L、浸出时间为40 min、液固比3:1和搅拌强度600 r/min的条件下,锑浸出率可达89.13%。研究结果实现了100 t/d的工业应用。为期21天的工业生产表明:在给矿含锑19.39%、含金53.1 g/t的条件下,通过浮选分离可获得含锑48.38%,回收率为76.32%,含金59.5 g/t,金占比为34.20%的锑精矿。而后将浮选后的尾矿通过碱性浸出后电解沉积,可获得品位为96.00%,含金为51.8 g/t,回收率为87.21%的阴极锑,浸锑尾渣即金精矿中含锑0.85%,含金45.3 g/t。通过选冶联合工艺成功分锑金矿物,锑的总回收率为97.83%,金在浮选锑精矿及阴极锑中总占比38.70%,在金精矿中占比61.30%。
余力[3]（2020）在《铁-铵氯盐在铜砷分离过程的翼庇效应机理研究》文中提出铜是一种战略资源,在国民经济发展中起着重要作用,但随着数十年的大规模开采,高品位、易选别的铜矿资源已被消耗殆尽。对品位低、嵌布粒度细、杂质含量高的难处理铜矿的开发成为目前的研究重点,其中高砷铜矿是典型的代表。在国内大部分高砷铜矿床中铜矿物以黄铜矿为主、砷矿物以砷黄铁矿为主,黄铜矿与砷黄铁矿的浮选分离一直是选矿研究中的难点问题。论文以黄铜矿和砷黄铁矿为研究对象,应用量子化学计算,研究了黄铜矿和砷黄铁矿晶体的化学键结构和表面驰豫。通过单矿物浮选试验,确定了常见离子对黄铜矿和砷黄铁矿浮选的影响。发现了铁-铵氯盐能在保证黄铜矿较好可浮性的同时,实现对砷黄铁矿的抑制。在此基础上提出了药剂的“翼庇效应”,即两种矿物浮选分离时,加入调整剂A（Fe Cl3）抑制非目的矿物（砷黄铁矿）,同时加入调整剂B（NH4Cl）对目的矿物（黄铜矿）起到屏蔽、保护等作用,减少调整剂A对目的矿物的抑制作用,实现矿物的选择性分离。论文运用XPS、To F-SIMS表面分析、微区电化学分析、Zeta电位测试、量子化学计算等手段,重点分析了铁-铵氯盐在黄铜矿和砷黄铁矿表面的作用机理,对Fe Cl3对砷黄铁矿和黄铜矿的抑制机理及NH4Cl对黄铜矿的活化机理进行了深入分析阐释。最后,通过对云南某高砷铜矿进行浮选试验,将机理研究成果在实际矿石浮选中应用。矿物晶体及表面计算发现,黄铜矿和砷黄铁矿的S-Fe键性质类似,黄铜矿表面弛豫比砷黄铁矿明显,弛豫后的黄铜矿表面呈现“富硫”的状态,黄铜矿和砷黄铁矿表面的Fe原子相对于S和Cu原子具有更强的活性。热力学计算结果表明,砷黄铁矿较黄铜矿在溶液中易被氧化,在碱性条件下两种矿物所需的氧化电位更低,更容易被氧化。单矿物浮选试验结果表明,Fe3+、Mg2+、Ca2+和Pb2+等离子对砷黄铁矿的浮选有一定抑制效果,其中Fe3+的抑制作用最强。Cu2+在砷黄铁矿浮选过程表现出较为明显的活化行为,NH4+和Al3+对砷黄铁矿浮选的影响不明显。Fe3+、Mg2+和Ca2+在碱性条件下对黄铜矿也有一定抑制作用,Cu2+和NH4+能在碱性环境下对黄铜矿起到活化作用,但单一使用一种离子无法实现黄铜矿与砷黄铁矿的有效分离。通过离子复配浮选试验,发现铁-铵氯盐的复配可以在抑制砷黄铁矿的同时,“保护”黄铜矿的上浮,可实现较好的铜砷分离效果。机理研究发现,FeCl3加入后矿物表面的Zeta电位提高,矿物表面的氧化程度加深。矿物表面产生更多的亲水性物质（氢氧化铁、砷酸盐、亚砷酸盐、硫酸盐和亚硫酸盐）,导致砷黄铁矿可浮性降低。在高p H条件下,由于砷黄铁矿表面上存在As和Fe的氧化残留物,S的氧化受到一定程度的阻碍。量化计算发现Fe3+能取代砷黄铁矿表面的As原子而不能取代砷黄铁矿表面的S原子,Fe3+和Fe（OH）3均能在砷黄铁矿表面吸附,Fe3+在砷黄铁矿表面吸附的最佳位点为中心位点;Fe（OH）3在砷黄铁矿表面最佳的吸附方式为侧位吸附,此时Fe（OH）3靠近矿物表面的两个羟基也向远离矿物表面的方向移动,Fe（OH）3中的羟基难与矿物表面作用,而参与反应的主要是分子中的Fe原子。FeCl3在黄铜矿表面作用,导致矿物表面Fe位点氧化程度加深,而对Cu、S位点没有明显影响,在矿物表面发现更多的亲水化合物Fe（OH）3。Fe（OH）3在黄铜矿表面的吸附能为负值,最佳的吸附方式为正位吸附,Fe Cl3在矿物表面作用导致黄药的吸附量降低,矿物的可浮性减弱。NH4Cl加入后,黄铜矿表面的亲水氧化物并没有减少,但黄药的吸附量明显增加。量子化学计算结果表明NH4Cl中的有效成分NH3与黄铜矿表面的Cu位点反应,导致Cu和S原子之间的电子作用减弱,Cu位点的正电荷增加,活性增强,强化了黄原酸根在矿物表面的作用,使得黄铜矿被活化。实际矿石浮选试验结果表明:云南某高砷铜矿原矿含铜0.76%,含砷1.03%,采用基于翼庇效应的铁-铵氯盐混合药剂作为调整剂,可获得铜精矿Cu品位23.88%,回收率88.45%,含砷0.43%,实现了铜资源的有效回收。
赵立民[4]（2020）在《栾川小庙岭铜钼二次资源超导磁分离-浮选回收试验研究》文中指出铜钼分离是浮选的难题之一,特别是钼精选尾矿,由于其一般含有少量铜,且铜钼可浮性差异小、品位低、粒度细及受残余药剂的影响,使得传统浮选难以分离,铜钼精矿互含高,不利于资源高效回收利用。论文以栾川小庙岭钼精选尾矿为研究对象,提出了超导磁选实现铜钼分离,然后对超导磁分离产品分别进行铜钼浮选的方法,并进行了试验研究,为提高铜钼资源利用率以及深化超导磁选应用领域提供新思路。通过超导磁选分离钼精选尾矿试验研究,对脱药剂用量、背景磁场强度、磁介质类型、复合磁介质比例、分散剂用量、给矿矿浆浓度等条件进行了优化。结果表明,钼品位0.13%,铜品位0.17%的铜钼二次资源在脱药剂用量100 m L,背景磁场强度4 T,场内冲洗水流速22 L/min,六偏磷酸钠用量300g/t,复合磁介质（1.9×2 mm:1 mm菱形）比例为1:1,给矿矿浆浓度20%条件下,经过一次分离试验,可以获得良好的分离指标。其中非磁产品产品钼品位为0.15%,铜品位为0.04%,钼回收率为77.71%,铜回收率为15.35%;磁性产品钼品位为0.09%,铜品位为0.45%,钼回收率为22.29%,铜回收率为84.65%。进一步对超导磁选产品分别进行了钼浮选、铜浮选试验,对矿浆p H、分散剂用量、捕收剂用量及配比、起泡剂用量、矿浆浓度、浮选时间、精扫选次数进行了优化。结果表明:对于非磁产品,在矿浆p H=7,煤油和丁基黄药总用量300g/t且配比2:1,2#油45 g/t,矿浆浓度20%,浮选时间5 min条件下,经过一粗五精三扫开路浮选,可以获得钼精矿钼品位38.05%,回收率40.28%,铜品位0.19%的指标;对于磁性产品,在矿浆p H=9,水玻璃100 g/t,硫酸铜50 g/t,丁基黄药400 g/t,2#油30 g/t,矿浆浓度20%,浮选时间5 min条件下,经过一粗四精四扫开路浮选,可以获得铜精矿品位20.13%,回收率42.17%。在以上研究基础上,进行了超导磁选连续分离-铜钼分别浮选闭路试验,经过超导一次分离,非磁产品一粗五精四扫及磁性产品一粗四精四扫闭路试验,在不使用抑制剂的情况下就可以获得钼品位35.40%,非磁产品闭路浮选作业回收率89.64%,铜品位0.36%的钼精矿及铜品位18.16%,磁性产品闭路浮选作业回收率88.73%的铜精矿。经过数质量流程计算总的钼回收率为70.35%,总的铜回收率为78.72%。该论文有图46幅,表18个,参考论文127篇。
郎剑涛[5]（2020）在《广东梅州高铜高铅高硫难选多金属矿浮选分离研究》文中研究表明复杂多金属矿的铜铅分离问题一直是选矿工作者致力研究的难点,本论文针对广东梅州铜铅复杂多金属硫化矿进行了分选工艺研究,在工艺矿物学研究的基础上,通过开展大量条件探索试验,确定了合理的浮选工艺流程与药剂制度,改善了铜铅互含这一长期困扰该企业生产的实际问题,同时也为类似复杂多金属矿的选别提供了技术参考。工艺矿物学研究结果表明:该矿石以硫化物为主,约占矿石的80.31%;矿石含铜7.99%,含铅9.39%,含锌1.96%,含硫33.68%。其中铜、铅、锌、硫主要以独立矿物的形式分别赋存在黄铜矿、斑铜矿、砷黝铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿和磁黄铁矿等矿物中,各类矿物致密共生,嵌布粒度细,分选难度大。在工艺矿物学研究基础上,针对该矿石含铜高、含铅高、含硫高复杂难分离的特点,分别采用部分混合浮选流程和优先浮选流程进行了原则流程探索试验,在探索试验的基础上,开展了先铜后铅、先铅后铜的优先浮选试验。本论文主要开发了一种高效铜抑制剂,通过先铅后铜优先浮选条件试验,流程结构试验、流程优化试验,获得如下结果:（1）开路流程试验确定采用一次粗选、一次扫选和两次精选的浮选流程选铅,选铅尾矿经过一次粗选、两次扫选和两次精选的浮选流程选铜,获得铅精矿指标品位54.87%,回收率69.81%,含Cu 7.63%;铜精矿品位24.90%,回收率65.68%,含Pb 5.12%。（2）闭路试验获得了合格的铜精矿和铅精矿产品,其中铜精矿含Cu 21.25%,含Pb 6.79%,铜回收率81.08%;铅精矿含Pb 53.26%,含Cu 8.56%,铜回收率74.12%。矿石伴生金属银也得到了有效回收,其中铅精矿中Ag的回收率为17.73%,铜精矿中Ag的回收率为71.24%,Ag的综合回收率到达了88.97%。
谭欣[6]（2020）在《调整剂与捕收剂加药顺序对典型硫化矿物浮选分离的影响》文中进行了进一步梳理浮选加药顺序一般为先加调整剂后加捕收剂,但研究和实践中都发现有时先加捕收剂后加调整剂的浮选技术指标更好,是个别情况还是普遍规律不清楚。目前对调整剂与捕收剂加药顺序对矿物可浮性的影响缺乏系统的研究。为此,论文开展了典型硫化矿捕收剂（乙硫氮、Z-200、丁基钾黄药）与调整剂（硫酸锌、硫酸铜、亚硫酸钠、硫化钠、糊精、腐殖酸钠、阳离子瓜尔胶、DP1 15）加药顺序对黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿等典型硫化矿物浮选分离影响的系统研究。单矿物浮选研究表明,调整剂与捕收剂的加药顺序对硫化矿物的浮选会产生不同的影响。与调整剂先加时相比,调整剂后加时或对矿物的浮选影响较小,或增加或降低矿物的可浮性,从而提高部分硫化矿物分离的选择性。在以乙硫氮作捕收剂、硫酸锌或阳离子瓜尔胶作调整剂的方铅矿与闪锌矿浮选体系以及以Z-200作捕收剂、DP115作调整剂的黄铜矿与闪锌矿（或方铅矿）浮选体系中,后加调整剂更有利于浮选分离。人工混合矿分离浮选研究表明,在相同的浮选条件下,与调整剂先加相比,方铅矿-闪锌矿（1:1）人工混合矿浮选分离,调整剂硫酸锌或阳离子瓜尔胶后于乙硫氮添加的浮选选择性分离指数提高6.18或3.07,并用实际矿石进行了验证,实际矿石浮选的效果与单矿物和人工混合矿结果一致;黄铜矿-闪锌矿（1:1）人工混合矿浮选分离,调整剂DP115后于Z-200添加的浮选选择性分离指数提高10.09;黄铜矿-方铅矿（1:1）人工混合矿浮选分离,调整剂DP1 15后于Z-200添加的浮选选择性分离指数提高4.88。采用吸附量测定和飞行时间二次离子质谱（TOF-SIMS）等现代测试手段研究揭示了无机抑制剂硫酸锌和有机抑制剂（阳离子瓜尔胶和DP115）后加有利于浮选分离的作用机理。乙硫氮浮选分离方铅矿与闪锌矿时,先加捕收剂乙硫氮,后加抑制剂硫酸锌有利于浮选分离的作用机理是抑制剂硫酸锌在闪锌矿表面吸附量增加,而对方铅矿表面乙硫氮捕收剂的吸附影响很小,导致方铅矿与闪锌矿可浮性差异进一步加大而得到有效浮选分离;乙硫氮浮选分离方铅矿与闪锌矿以及Z-200浮选分离黄铜矿与闪锌矿（或方铅矿）时,先加捕收剂乙硫氮（或Z-200）,后加抑制剂阳离子瓜尔胶（或DP115）有利于浮选分离的作用机理是捕收剂乙硫氮（或Z-200）在目的矿物方铅矿（或黄铜矿）表面的吸附受抑制剂阳离子瓜尔胶（或DP115）的影响减弱,导致方铅矿与闪锌矿、黄铜矿与闪锌矿（或方铅矿）可浮性差异进一步加大而得到有效浮选分离。论文综合采用多种现代分析测试方法,阐明了调整剂与捕收剂加药顺序对典型硫化矿物浮选分离效果的影响规律,揭示了加药顺序对捕收剂在矿物表面吸附及解吸的影响机理。论文研究结果为实际典型铜铅锌硫化矿选择性浮选分离的工艺优化提供了重要参考。
李恒[7]（2019）在《碳质物对高含碳金矿浮选影响的试验研究》文中研究表明本研究针对某高含碳金矿（碳品位6.68%）浮选过程中碳质物对浮选指标的影响。首先对原矿工艺矿物学进行了系统的研究;然后结合材料表征手段对无选矿药剂浮选分离的碳质物进行了表征,研究了碳质物对药剂的吸附性能,考察了碳质物罩盖在矿物表面及其对浮选的影响;最后对混合浮选工艺进行了条件试验,并结合超声预处理以及添加碳抑制剂的方法,对其工艺进行了优化试验,为该类型含碳金矿浮选提供理论依据和参考。研究结果表明:（1）该金矿样品是一个以含碳糜棱岩化石英岩为主要赋矿岩石的贫硫化物型的细粒金矿;主要金属硫化物为黄铁矿以及少量的闪锌矿,大部分自然金和金属硫化物呈伴生关系,金的共生有用矿物有黄铁矿、毒砂以及少量的石墨,主要载金矿物为黄铁矿。石墨碳主要以隐晶质石墨碳为主,石墨碳与黄铁矿关系较密切,石墨中包裹着微量的黄铁矿,而石英颗粒之间可见大量的碳质分布。（2）无选矿药剂浮选分离的碳质物的物相组成主要以有机碳为主,含有少量的石墨碳和碳酸盐中的碳。该碳质物对捕收剂具有较强的吸附能力（对丁基黄药和丁铵黑药的吸附率分别为49.88%和27.44%）是载金矿物回收率较低的主要原因。在pH=9的条件下,碳质物对丁基黄药和丁铵黑药的吸附率最低。萘磺酸钠抑制剂（400 g/t）可使粗精矿中碳品位从15.44%降至13.89%,金回收率从30.76%提升至45.65%。（3）碳质物在黄铁矿表面罩盖对其可浮性有不利的影响,随着碳质物罩盖在黄铁矿表面的含量从0.1 g增加到1.1 g时,浮选精矿产率从50%下降至32%。碳质物在表面（石英+黄铁矿）罩盖对其浮选有不利的影响,石英、黄铁矿与碳质物浮选体系较石英与黄铁矿浮选体系下获得的精矿中Si含量从13.52%提升至15.63%,硫含量从26.5%下降至23.25%。经超声处理后,浮选精矿中Si含量从15.63%下降至14.76%,硫含量从23.25%上升至24.30%。明显改善了碳质物罩盖所带来的危害,降低了脉石矿物在精矿中的含量,提高了载金矿物品位。（4）浮选开路工艺最佳条件为:磨矿细度为-74μm占65%;石灰为调整剂,最佳用量为2 kg/t;硫酸铜最佳用量为500 g/t;丁基黄药+丁铵黑药作为组合捕收剂,最佳用量为300 g/t+300 g/t;柴油最佳用量为50 g/t。采用两次粗选、两次精选、两次扫选的工艺流程获得了金品位为39.34 g/t,金回收率74.85%的选别指标。经工艺优化后,金品位由39.34 g/t提高到40.28 g/t,金回收率由74.85%提高至79.20%,尾矿金损失率从9.32%降至8.41%。
赵刘闯[8]（2019）在《贵州含锑卡林型原生金矿选矿技术研究》文中研究指明含锑卡林型原生金矿是我国重要的金锑矿石资源,含锑卡林型原生金矿中主要金属矿物为辉锑矿、黄铁矿、毒砂等,金常以微细粒的形态包裹浸染于载体硫化矿物中,各矿物之间的紧密连生造成了该类型矿石的选别难以达到高效的回收。本论文以贵州含锑卡林型原生金矿为研究对象,原矿伴生有益组分较少,金大多被黄铁矿、毒砂为主的硫化矿包裹,选矿难度较大。工艺矿物学研究表明,原矿中金品位为2.04g/t,主要以微细粒金的形式赋存在黄铁矿和毒砂中,这部分金占比为85.34%,锑品位为0.81%,主要以辉锑矿的形式存在,占比为73.29%。该矿主要金属矿物为毒砂、黄铁矿、辉锑矿,脉石矿物有水云母、白云石、石英和炭质等。原矿中矿石结构构造复杂,辉锑矿与毒砂紧密共生,选矿难度较大。针对该矿石,试验探索了“优先浮硫抑锑”、“混合浮选金锑再分离”和“优先浮锑”3种原则工艺流程,试验结果经对比发现和“混合浮选金锑再分离”的原则工艺流程的指标效果不好,且“优先浮硫抑锑”需要考虑加入的石灰成本,“混合浮选金锑再分离”需要考虑金锑的再分离问题,而“优先浮锑”工艺流程是在自然pH的条件下进行的,选别指标较好,因此确定了“优先浮锑”的原则工艺流程。“优先浮锑”浮选流程经过小型试验的条件优化,最终得到的最优浮选锑的粗选条件为:水玻璃用量1000g/t、硝酸铅用量1000g/t、丁铵黑药+乙硫氮用量为20+10g/t、2#油用量为45g/t;最优的浮选金的粗选条件为:碳酸钠用量为1000g/t、硫酸铜用量为500g/t、丁基黄药用量为120g/t、2#油用量为75g/t。经过小型试验的开路和闭路试验,确定了选锑“一粗三精”,选锑尾矿选金“一粗二精二扫”中矿依次返回的试验流程,该流程下可获得锑品位为46.45%,锑回收率为72.83%的锑精矿;金品位为25.56g/t,回收率为91.09%的金精矿。通过15天的扩大连选试验研究,证明了实验室小型试验确定的工艺流程的合理性和可靠性。扩大连选的试验指标为:锑精矿中锑品位45.12%、锑回收率72.97%,金品位2.01g/t;金精矿中金品位25.45g/t、金回收率91.57%。经过成本估算,发现使用该实验方法完全能实现工业化的较高的经济效益。本论文的研究为含锑卡林型原生金矿的浮选方向提供了理论和技术上的指导。
赵航[9]（2019）在《氰化物对氰化尾渣中黄铁矿的浮选抑制机理及活化研究》文中进行了进一步梳理黄铁矿是氰化尾渣中未浸出金的载体矿物,浮选黄铁矿可实现这部分金的富集回收,但是尾渣中的黄铁矿已被氰化物深度抑制,采用常规的浮选工艺和药剂制度难以获得理想的技术指标。本文以黄铁矿单矿物为研究对象,通过模拟氰化浸出及浸出渣浮选的实际矿浆条件,采用单矿物浮选及循环伏安法、稳态极化法、开路电势法、电化学阻抗谱四种电化学测试技术分析了氰化浸出过程对黄铁矿表面性质的影响,研究了CN-及其与黄铁矿相互作用的产物[Fe（CN）6]4-、[Fe（CN）6]3-对黄铁矿可浮性及电化学行为的差异性影响,结合拉曼光谱、XPS对CN-与黄铁矿的表面作用产物进行表征,明确了黄铁矿在含氰溶液体系下浮选受抑的主要原因,进一步筛选出一种可以解除氰化物对黄铁矿强烈抑制作用的组合药剂并开发出一种解抑活化浮选工艺,可为从氰化尾渣中浮选回收黄铁矿提供理论依据和技术参考。氰化浸出过程会强烈抑制黄铁矿的可浮性,当NaCN浓度为0.1 wt.%、浸出36 h后,黄铁矿浮选回收率仅为0.46%。CN-、[Fe（CN）6]3-、[Fe（CN）6]4-抑制黄铁矿浮选作用效果的顺序为:CN->>[Fe（CN）6]3->[Fe（CN）6]4-且CN-在4.0×10-5 mol·L-1的极低浓度时就可实现对黄铁矿的深度抑制。黄铁矿在氰化浸出过程中,CN-会降低黄铁矿表面氧化反应的自发性和反应速率;增大界面电化学的反应阻力。从电化学反应热力学及动力学的角度分析了 CN-、[Fe（CN）6]3-、[Fe（CN）6]4-对黄药在黄铁矿表面氧化过程的影响。CN-、[Fe（CN）6]3-、[Fe（CN）6]4-抑制黄药在黄铁矿表面吸附氧化的机制存在差异,CN-通过抑制氧气在矿物表面的还原反应间接降低了黄药的氧化速率,[Fe（CN）6]3-会直接抑制黄药在矿物表面氧化生成双黄药,[Fe（CN）6]4-对黄药的氧化无显着影响,这种差异性表明CN-与黄铁矿的反应产物[Fe（CN）6]3-、[Fe（CN）6]4-并不是导致黄铁矿在含氰溶液体系中受到深度抑制的主要原因。拉曼光谱及XPS分析结果均显示未在黄铁矿电极表面检出被普遍认为是导致黄药浮选受到强烈抑制的普鲁士蓝亲水性物质,这与普鲁士蓝易从黄铁矿表面脱附及可溶于碱性溶液有关。因此,普鲁士蓝难以阻碍黄药在矿物表面的吸附氧化并使黄铁矿亲水难浮,CN-才是导致黄铁矿在含氰体系中浮选受抑制的主要原因。开发了一种解抑活化工艺,联合使用FeCl2、FeCl3作解抑制剂,实际添加量与理论计算值的摩尔浓度比为2.6时,对氰化物抑制黄铁矿浮选的解抑制效果最佳,黄铁矿回收率由4.73%提升至56.72%。再联合使用硫酸铜、草酸铵作活化剂,添加量分别为2.0×10-4 mol·L-1、3.0×10-4 mol·L-1时,黄铁矿回收率可提升至70.06%。相比传统酸法除氰-硫酸铜活化工艺,黄铁矿浮选回收率提高30.06个百分点,同时实现了在碱性矿浆条件下对黄铁矿的浮选回收。
曾明[10]（2019）在《新型组合抑制剂在铜砷矿物分离中的作用机理研究》文中进行了进一步梳理随着有色金属行业的飞速发展,高品位、易选铜矿资源越来越少,对于贫、细、杂高砷铜矿资源的开发利用就显得尤为重要。世界上15%的铜资源中,As:Cu之比为1:5。铜砷分离是目前浮选领域的一大难题,铜砷浮选分离时,由于体系中存在着一些重金属离子,以及黄铜矿自溶解产生的Cu2+,这些重金属离子对毒砂存在活化作用,经Cu2+活化后的毒砂的可浮性与黄铜矿相近,这就造成了铜砷分离的比较困难。因此,要实现毒砂和黄铜矿的有效分离,对毒砂抑制剂的研制开发具有重要的理论与实际意义。本论文针对铜砷矿目前存在的问题,采用“无机与有机”组合构成的新型组合抑制剂作为毒砂矿的高效抑制剂,论文以黄铜矿、毒砂单矿物为研究对象,考察了各种浮选药剂对两者的分离效果。单矿物浮选试验结果表明,有机抑制剂LAC对毒砂的抑制效果最佳,优于其它有机抑制剂,同时LAC对经Cu SO4活化后的毒砂有明显的去活化作用,Cu SO4能促进LAC对毒砂矿的抑制作用。在单一抑制剂研究的基础上,进一步研究“无机抑制与LAC”构成的组合抑制剂对铜砷矿(Cu2+活化)可浮性的影响,当Ca（Cl O）2与LAC用量为100mg/L+360mg/L时,此时毒砂矿的回收率为6.57%。采用Ca（Cl O）2与LAC组合处理人工混合铜砷矿（1:1）时,可得到铜品位为20.67%、回收率为96.27%的铜精矿,脱砷率达61.96%。与单一抑制剂相比,组合抑制剂的抑制效果优于单一抑制剂,能成功实现铜砷混合矿的浮选分离。分析测试手段结果表明,抑制剂LAC及组合抑制剂能增强毒砂矿表面的亲水性,使毒砂矿表面电位向正向移动,同时能减弱丁基黄药在毒砂矿表面的吸附量,LAC和Ca（Cl O）2与LAC组合能促进毒砂矿表面砷离子的溶解。SEM-EDS结果表明,Ca（Cl O）2与LAC组合的抑制作用是由于Ca（Cl O）2的氧化作用与LAC的络合作用协同在毒砂表面形成并吸附了大量的亲水沉淀物。XPS结果表明,经Cu SO4活化后的毒砂矿表面铜离子与LAC中羧基等基团络合生成亲水性的络合物吸附在毒砂矿表面,增强LAC的抑制效果;TOF-SIMS分析结果表明,加入LAC后,毒砂矿表面羧基、苯环基团含量增加,LAC抑制毒砂起主要作用的是羧基基团。因此,采用LAC及Ca（Cl O）2与LAC组合抑制剂能有效的实现铜砷分离。
二、氰化物对异丁基黄原酸钠从金浸出渣中浮选黄铁矿的影响（论文开题报告）
（1）论文研究背景及目的
此处内容要求：
首先简单简介论文所研究问题的基本概念和背景，再而简单明了地指出论文所要研究解决的具体问题，并提出你的论文准备的观点或解决方法。
写法范例：
本文主要提出一款精简64位RISC处理器存储管理单元结构并详细分析其设计过程。在该MMU结构中,TLB采用叁个分离的TLB,TLB采用基于内容查找的相联存储器并行查找,支持粗粒度为64KB和细粒度为4KB两种页面大小,采用多级分层页表结构映射地址空间,并详细论述了四级页表转换过程,TLB结构组织等。该MMU结构将作为该处理器存储系统实现的一个重要组成部分。
（2）本文研究方法
调查法：该方法是有目的、有系统的搜集有关研究对象的具体信息。
观察法：用自己的感官和辅助工具直接观察研究对象从而得到有关信息。
实验法：通过主支变革、控制研究对象来发现与确认事物间的因果关系。
文献研究法：通过调查文献来获得资料，从而全面的、正确的了解掌握研究方法。
实证研究法：依据现有的科学理论和实践的需要提出设计。
定性分析法：对研究对象进行“质”的方面的研究，这个方法需要计算的数据较少。
定量分析法：通过具体的数字，使人们对研究对象的认识进一步精确化。
跨学科研究法：运用多学科的理论、方法和成果从整体上对某一课题进行研究。
功能分析法：这是社会科学用来分析社会现象的一种方法，从某一功能出发研究多个方面的影响。
模拟法：通过创设一个与原型相似的模型来间接研究原型某种特性的一种形容方法。
三、氰化物对异丁基黄原酸钠从金浸出渣中浮选黄铁矿的影响（论文提纲范文）
（1）受氰化抑制的铜锌硫硫化矿活化浮选行为及机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 氰化物概述 |
| 1.1.1 氰化物的性质和应用 |
| 1.1.2 氰化物的危害 |
| 1.2 氰化物抑制硫化矿浮选的研究 |
| 1.2.1 氰化物抑制黄铁矿浮选的研究 |
| 1.2.2 氰化物抑制黄铜矿浮选的研究 |
| 1.2.3 氰化物抑制闪锌矿浮选的研究 |
| 1.3 氰化渣概述 |
| 1.3.1 氰化提金现状 |
| 1.3.2 氰化渣的来源和分类 |
| 1.3.3 氰化渣的危害和特点 |
| 1.4 氰化渣综合利用现状 |
| 1.4.1 氰化渣的预处理 |
| 1.4.2 氰化渣中有价元素的回收 |
| 1.4.3 氰化渣的无害化处理 |
| 1.5 论文的研究意义和主要内容 |
| 1.5.1 论文的研究意义 |
| 1.5.2 论文研究的主要内容 |
| 第二章 试验材料及研究方法 |
| 2.1 试验矿样 |
| 2.2 试验药剂及设备 |
| 2.2.1 试验药剂 |
| 2.2.2 试验设备 |
| 2.3 试验和检测方法 |
| 2.3.1 单矿物试验方法 |
| 2.3.2 X射线衍射(XRD)检测 |
| 2.3.3 电化学和热力学机理分析 |
| 2.3.4 红外光谱检测 |
| 2.3.5 X射线光电子能谱(XPS)检测 |
| 2.3.6 Zeta电位测试 |
| 2.3.7 EPR分析 |
| 第三章 氰化钠对硫化矿的抑制作用研究 |
| 3.1 单矿物浮选试验 |
| 3.1.1 矿浆pH值对硫化矿浮选行为的影响 |
| 3.1.2 丁黄用量对硫化矿浮选行为的影响 |
| 3.1.3 硫酸铜用量对闪锌矿浮选行为的影响 |
| 3.1.4 矿浆pH值对硫酸铜活化闪锌矿浮选行为的影响 |
| 3.2 氰化钠抑制硫化矿的浮选试验 |
| 3.2.1 氰化钠用量对硫化矿浮选行为的影响 |
| 3.2.2 矿浆pH值对受抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 3.3 本章小结 |
| 第四章 受氰化钠抑制的硫化矿活化浮选试验研究 |
| 4.1 双氧水对受氰化钠抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.1.1 双氧水用量对受氰化钠抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.1.2 矿浆pH值对受氰化钠抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.2 过硫酸盐对受氰化钠抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.2.1 过硫酸盐用量对受氰化钠抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.2.2 矿浆pH值对受氰化钠抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.3 高铁酸盐对受氰化钠抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.3.1 高铁酸盐用量对受氰化钠抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.3.2 矿浆pH值对受氰化钠抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.4 焦亚硫酸盐对受氰化钠抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.4.1 焦亚硫酸盐用量对受氰化钠抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.4.2 矿浆pH值对受氰化钠抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.5 硫酸铜对受氰化钠抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.5.1 硫酸铜用量对受氰化钠抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.5.2 矿浆pH值对受氰化钠抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.6 双氧水+硫酸铜对受氰化钠抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.6.1 双氧水+硫酸铜用量对受氰化钠抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.6.2 矿浆pH值对受氰化钠抑制的硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.7 双氧水+硫酸铜+焦磷酸盐对受氰化钠抑制的硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.7.1 双氧水+硫酸铜+焦磷酸盐用量对受氰化钠抑制的硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.7.2 矿浆pH值对受氰化钠抑制的硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.8 过硫酸盐+硫酸亚铁对受氰化钠抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.8.1 过硫酸盐+硫酸亚铁用量对受氰化钠抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.8.2 矿浆pH值对受氰化钠抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.9 焦亚硫酸盐+硫酸铜对受氰化钠抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.9.1 焦亚硫酸盐+硫酸铜用量对受氰化钠抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.9.2 矿浆pH值对受氰化钠抑制硫化矿浮选行为的影响 |
| 4.10 本章小结 |
| 第五章 受氰化钠抑制的硫化矿活化机理研究 |
| 5.1 三种矿物和氰化钠及活化剂的电化学作用机理 |
| 5.1.1 黄铁矿-水体系的Eh-pH图 |
| 5.1.2 Fe-CN-黄药体系的Eh-pH图 |
| 5.1.3 HCN-活化剂-水体系的Eh-pH图 |
| 5.1.4 活化剂的活化作用热力学计算 |
| 5.2 活化剂对受氰化钠抑制硫化矿Zeta电位的影响 |
| 5.2.1 活化剂对受氰化钠抑制黄铁矿Zeta电位的影响 |
| 5.2.2 活化剂对受氰化钠抑制黄铜矿Zeta电位的影响 |
| 5.2.3 活化剂对受氰化钠抑制闪锌矿Zeta电位的影响 |
| 5.3 氰化钠和活化剂对三种矿物作用前后红外光谱分析 |
| 5.3.1 氰化钠和活化剂对黄铁矿作用前后红外光谱分析 |
| 5.3.2 氰化钠和活化剂对黄铜矿作用前后红外光谱分析 |
| 5.3.3 氰化钠和活化剂对闪锌矿作用前后红外光谱分析 |
| 5.4 氰化钠和活化剂对三种矿物作用前后XPS分析 |
| 5.5 EPR分析 |
| 5.6 本章小结 |
| 第六章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间的研究成果 |
（2）含锑金精矿选冶联合分离锑金矿物的工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 锑、金及其矿物性质 |
| 1.1.1 锑及主要含锑矿物性质 |
| 1.1.2 金及其载金矿物的性质 |
| 1.1.3 锑及含锑金矿资源 |
| 1.2 含锑金矿的浮选分离方法 |
| 1.2.1 含锑金矿浮选分离工艺研究 |
| 1.2.2 含锑金矿浮选分离药剂研究 |
| 1.2.3 含锑金精矿浮选的问题及展望 |
| 1.3 锑矿物湿法浸出的方法 |
| 1.3.1 酸性湿法浸锑研究 |
| 1.3.2 碱性湿法浸锑研究 |
| 1.4 本课题的研究内容、目的及意义 |
| 1.4.1 本课题的研究内容 |
| 1.4.2 本课题的研究的目的及意义 |
| 第二章 试验矿样性质及药剂、仪器设备研究 |
| 2.1 试样采集及性质 |
| 2.1.1 锑纯矿物试样制备及性质 |
| 2.1.2 含锑金精矿试样 |
| 2.1.3 含锑金精矿主要金属元素粒度分布 |
| 2.2 试验仪器和设备 |
| 2.3 试验药剂 |
| 2.4 研究方法 |
| 2.4.1 试验流程 |
| 2.4.2 试验方法 |
| 第三章 含锑金精矿浮选分离试验研究 |
| 3.1 浮选分离工艺流程的设计 |
| 3.2 抑制剂的选型及用量对锑金浮选分离的影响 |
| 3.2.1 抑制剂的种类对锑金浮选分离的影响 |
| 3.2.2 抑制剂TS-1的用量对锑金浮选分离的影响 |
| 3.2.3 碳质脉石抑制剂种类对锑金浮选分离的影响 |
| 3.2.4 碳质脉石抑制剂TS-3用量对锑金浮选分离的影响 |
| 3.3 活化剂的种类及用量对锑金浮选分离的影响 |
| 3.3.1 活化剂的种类对锑金浮选分离的影响 |
| 3.3.2 活化剂硝酸铅用量对锑金浮选分离的影响 |
| 3.4 捕收剂种类及用量对锑金浮选分离的影响 |
| 3.4.1 捕收剂种类对锑金浮选分离的影响 |
| 3.4.2 乙硫氮的用量对锑金浮选分离的影响 |
| 3.5 开路试验流程及结果研究 |
| 3.6 闭路试验流程及结果分析 |
| 3.6.1 闭路试验流程 |
| 3.6.2 闭路试验数质量流程图 |
| 3.6.3 锑精矿性质分析 |
| 3.6.4 浮选尾矿性质分析 |
| 3.7 本章小结 |
| 第四章 TS-1作用机理研究 |
| 4.1 TS-1的理化性质 |
| 4.2 TS-1润湿性的研究 |
| 4.2.1 矿物接触角的测定方法 |
| 4.2.2 药剂对辉锑矿润湿性的研究 |
| 4.2.3 药剂对黄铁矿润湿性的研究 |
| 4.2.4 药剂对砷黄铁矿润湿性的研究 |
| 4.3 TS-1药剂作用下的红外光谱图 |
| 4.3.1 红外光谱的测试方法 |
| 4.3.2 添加TS-1的黄铁矿的红外光谱图 |
| 4.3.3 TS-1作用于砷黄铁矿的红外光谱测试图 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 锑的浸出试验研究 |
| 5.1 试验研究方法 |
| 5.2 酸性与碱性湿法浸出锑的对比研究分析 |
| 5.3 碱性浸出锑的试验研究 |
| 5.3.1 碱性浸出锑的原理 |
| 5.3.2 碱性浸出锑的试验方案 |
| 5.3.3 温度对锑浸出率的影响研究 |
| 5.3.4 原料粒度对锑浸出率的影响研究 |
| 5.3.5 浸出时间对锑浸出率的影响研究 |
| 5.3.6 液固比对锑浸出率的影响研究 |
| 5.3.7 搅拌强度对锑浸出率的影响研究 |
| 5.3.8 硫化钠用量对锑浸出率的影响研究 |
| 5.3.9 氢氧化钠用量对锑浸出率的影响研究 |
| 5.3.10 浮选尾矿碱性湿法浸出锑的优化试验研究 |
| 5.3.11 碱性湿法浸出锑渣的分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 工业生产试验研究 |
| 6.1 工业试验前期准备工作研究 |
| 6.1.1 浮选分离现场调试前期准备工作 |
| 6.1.2 碱性湿法浸出放大试验研究 |
| 6.1.3 浸出及电解沉积工业试验前期准备 |
| 6.2 工业生产指标研究 |
| 6.2.1 浮选工业试验生产指标 |
| 6.2.2 碱浸—电积的工业试验生产指标 |
| 6.3 生产成本及经济效益分析 |
| 6.4 本章小结 |
| 第七章 结论 |
| 参考文献 |
| 附录 |
| 附录1 :电解厂平面图 |
| 附录2 :浮选工业指标 |
| 附录3 :碱性湿法炼锑工业指标 |
| 致谢 |
| 硕士期间发表的论文 |
（3）铁-铵氯盐在铜砷分离过程的翼庇效应机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 铜、砷矿产资源概述 |
| 1.1.1 铜资源概述 |
| 1.1.2 砷资源概况 |
| 1.1.3 黄铜矿和砷黄铁矿的性质 |
| 1.2 黄铜矿和砷黄铁矿的浮选理论及研究进展 |
| 1.2.1 黄铜矿的浮选研究进展 |
| 1.2.2 砷黄铁矿的浮选研究进展 |
| 1.3 黄铜矿和砷黄铁矿浮选分离现状 |
| 1.3.1 无机抑制剂 |
| 1.3.2 有机抑制剂 |
| 1.3.3 铜砷浮选分离其他方法 |
| 1.4 课题的研究内容及意义 |
| 第二章 理论计算及试验研究方法 |
| 2.1 理论计算及计算平台 |
| 2.1.1 薛定谔方程 |
| 2.1.2 密度泛函理论 |
| 2.1.3 交换相关泛函 |
| 2.1.4 CASTEP简介 |
| 2.2 试验原料及研究方法 |
| 2.2.1 试验原料 |
| 2.2.2 试验设备及药剂 |
| 2.2.3 纯矿物浮选试验 |
| 2.2.4 X射线衍射分析 |
| 2.2.5 X射线光电子能谱分析 |
| 2.2.6 ICP-MS分析 |
| 2.2.7 红外光谱分析 |
| 2.2.8 黄药吸附量测试 |
| 2.2.9 Zeta电位及p H控制 |
| 2.2.10 电化学微区交流阻抗(LEIS)测试 |
| 2.2.11 飞行时间二次离子质谱仪分析 |
| 2.3 重要的试验步骤 |
| 第三章 铜砷矿物晶体结构及表面性质研究 |
| 3.1 天然砷黄铁矿晶体几何和电子结构 |
| 3.1.1 天然砷黄铁矿晶体几何结构 |
| 3.1.2 能带和态密度分析 |
| 3.1.3 原子和键的布居分析 |
| 3.1.4 电荷密度分析 |
| 3.1.5 砷黄铁矿表面弛豫表征 |
| 3.2 天然黄铜矿晶体几何和电子结构 |
| 3.2.1 天然黄铜矿晶体几何结构 |
| 3.2.2 能带和态密度分析 |
| 3.2.3 原子和键的布居分析 |
| 3.2.4 电荷密度分析 |
| 3.2.5 黄铜矿表面弛豫表征 |
| 3.3 砷黄铁矿和黄铜矿溶液中表面反应的热力学计算 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 离子对铜砷矿物浮选的影响 |
| 4.1 单一离子对砷黄铁矿浮选的影响 |
| 4.2 离子复配对黄铜矿和砷黄铁矿浮选的影响 |
| 4.3 铁-铵氯盐对铜砷人工混合矿物浮选的影响 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 FeCl_3对砷黄铁矿的抑制机理研究 |
| 5.1 FeCl_3对砷黄铁矿表面Zeta电位的影响 |
| 5.2 FeCl_3对砷黄铁矿表面电导率的影响 |
| 5.3 FeCl_3对砷黄铁矿表面元素价态的影响 |
| 5.4 FeCl_3在砷黄铁矿表面的取代及吸附模拟 |
| 5.4.1 Fe在砷黄铁矿表面的取代模拟 |
| 5.4.2 Fe~(3+)在砷黄铁矿表面的吸附模拟 |
| 5.4.3 Fe(OH)_3在砷黄铁矿表面的吸附模拟 |
| 5.5 FeCl_3在砷黄铁矿表面的吸附模型 |
| 5.6 本章小结 |
| 第六章 铁-铵氯盐在黄铜矿表面的作用机理 |
| 6.1 LEIS分析 |
| 6.2 XPS分析 |
| 6.3 红外光谱分析 |
| 6.4 To F-SIMS分析 |
| 6.5 铁-氯铵盐作用前后乙基黄药的吸附量测定 |
| 6.6 NH4Cl对黄铜矿的溶解测定 |
| 6.7 铁-铵氯盐在黄铜矿表面的吸附模拟 |
| 6.7.1 Fe(OH)_3在黄铜矿表面的吸附模拟 |
| 6.7.2 NH_3在黄铜矿表面的吸附模拟 |
| 6.8 机理分析 |
| 6.8.1 FeCl_3对黄铜矿的抑制作用 |
| 6.8.2 NH_4Cl对黄铜矿的活化作用 |
| 6.9 本章小结 |
| 第七章 云南某高砷铜矿浮选试验研究 |
| 7.1 原矿性质 |
| 7.2 粗选条件试验 |
| 7.3 开路试验流程 |
| 7.4 闭路试验流程 |
| 7.5 本章小结 |
| 第八章 主要结论与创新点 |
| 8.1 主要结论 |
| 8.2 主要创新点 |
| 8.3 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 攻读博士学位期间主要成果 |
（4）栾川小庙岭铜钼二次资源超导磁分离-浮选回收试验研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 课题来源 |
| 1.2 研究背景及意义 |
| 1.3 技术路线和研究内容 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 铜、钼资源概述 |
| 2.2 黄铜矿和辉钼矿性质 |
| 2.3 铜钼硫化矿选矿研究现状 |
| 2.4 铜钼硫化矿浮选药剂现状 |
| 2.5 超导磁选研究现状 |
| 3 试验矿样、设备、药剂及研究方法 |
| 3.1 矿石制备和性质 |
| 3.2 试验药剂 |
| 3.3 试验仪器 |
| 3.4 试验研究方法 |
| 4 超导磁选分离试验研究 |
| 4.1 条件试验 |
| 4.2 本章小结 |
| 5 铜钼分别浮选开路试验研究 |
| 5.1 非磁产品浮选试验 |
| 5.2 磁性产品浮选试验 |
| 5.3 本章小结 |
| 6 超导磁选-浮选闭路试验研究 |
| 6.1 超导磁选连续实验及结果分析 |
| 6.2 浮选连续试验 |
| 6.3 数质量流程图 |
| 6.4 本章小结 |
| 7 结论与展望 |
| 7.1 主要结论 |
| 7.2 展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（5）广东梅州高铜高铅高硫难选多金属矿浮选分离研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜铅资源概况 |
| 1.1.1 铜铅的理化性质 |
| 1.1.2 铜铅的主要用途 |
| 1.1.3 铜铅资源形势 |
| 1.2 铜铅矿床类型和主要矿物 |
| 1.2.1 铜矿床类型 |
| 1.2.2 铅锌矿床类型 |
| 1.2.3 铜、铅的主要矿物 |
| 1.3 铜铅复杂多金属硫化矿浮选技术研究现状 |
| 1.3.1 磨矿细度 |
| 1.3.2 浮选工艺流程 |
| 1.3.2.1 优先浮选流程 |
| 1.3.2.2 混合浮选流程 |
| 1.3.2.3 部分混合浮选流程 |
| 1.3.2.4 等可浮选流程 |
| 1.3.2.5 其他工艺流程 |
| 1.3.3 浮选药剂制度 |
| 1.3.3.1 抑铜浮铅 |
| 1.3.3.2 抑铅浮铜 |
| 1.3.3.3 联合法 |
| 1.4 项目背景及主要研究内容 |
| 第二章 试验矿样、药剂、仪器设备及研究方法 |
| 2.1 试验矿样的采集制备 |
| 2.2 试验药剂及仪器设备 |
| 2.2.1 试验药剂 |
| 2.2.2 试验设备 |
| 2.3 试验研究方法 |
| 第三章 原矿的工艺矿物学研究 |
| 3.1 矿石的构造、结构 |
| 3.1.1 构造 |
| 3.1.2 结构 |
| 3.2 矿石的化学成分 |
| 3.2.1 矿石X荧光分析和化学多元素分析 |
| 3.2.2 矿石的X-衍射分析 |
| 3.3 矿石的矿物组成 |
| 3.4 矿石中主要矿物的嵌布特征 |
| 3.4.1 硫化物 |
| 3.4.2 氧化物 |
| 3.4.3 碳酸盐 |
| 3.4.4 硅酸盐 |
| 3.4.5 硫酸盐 |
| 3.4.6 磷酸盐 |
| 3.5 铜铅锌硫的赋存状态 |
| 3.5.1 铜的赋存状态 |
| 3.5.2 铅的赋存状态 |
| 3.5.3 锌的赋存状态 |
| 3.5.4 硫的赋存状态 |
| 3.6 -74μm占70%时目的矿物解离度特征 |
| 3.6.1 主要目的矿物的共生关系分析 |
| 3.6.2 主要目的矿物的粒度分布特征 |
| 3.6.3 主要目的矿物的解离度特征 |
| 3.7 结论与启示 |
| 3.7.1 结论 |
| 3.7.2 启示 |
| 第四章 原则流程探索试验研究 |
| 4.1 部分混合浮选流程探索 |
| 4.2 先铅后铜优先浮选流程探索 |
| 4.3 浮选原则流程的确定 |
| 第五章 选铅试验研究 |
| 5.1 磨矿细度试验 |
| 5.2 CaO用量试验 |
| 5.3 KM-40用量试验 |
| 5.4 KM-40作用时间试验 |
| 5.5 选铅捕收剂种类试验 |
| 5.6 选铅捕收剂用量试验 |
| 第六章 选铜试验研究 |
| 6.1 硫化钠用量试验 |
| 6.2 闪锌矿的抑制剂用量试验 |
| 6.3 黄铁矿的抑制剂种类试验 |
| 6.4 黄铁矿的组合抑制剂用量试验 |
| 6.5 选铜捕收剂用量试验 |
| 第七章 流程试验 |
| 7.1 开路流程试验 |
| 7.2 闭路流程试验 |
| 7.3 闭路精矿产品化学多元素分析 |
| 7.4 不足及展望 |
| 第八章 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
| 附录 A 攻读硕士期间发表论文/专利 |
| 附录 B 攻读硕士期间参与的科研项目 |
| 附录 C 攻读硕士学位期间获得的奖励和荣誉 |
（6）调整剂与捕收剂加药顺序对典型硫化矿物浮选分离的影响（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 典型铜铅锌铁硫化矿物可浮性及浮选工艺流程 |
| 2.1.1 典型铜铅锌铁硫化矿物的可浮性 |
| 2.1.2 典型铜铅锌铁硫化矿浮选体系与浮选工艺流程 |
| 2.2 浮选药剂与典型铜铅锌铁硫化矿物的作用机理 |
| 2.2.1 捕收剂与典型铜铅锌铁硫化矿物的作用机理 |
| 2.2.2 调整剂与典型铜铅锌铁硫化矿物的作用机理 |
| 2.3 浮选过程中调整剂与捕收剂加药顺序的研究进展 |
| 2.3.1 氧化矿浮选研究进展 |
| 2.3.2 硫化矿浮选研究进展 |
| 2.4 小结 |
| 3 研究内容与试验方法 |
| 3.1 研究目标 |
| 3.2 技术路线 |
| 3.3 研究内容 |
| 3.4 试验样品 |
| 3.4.1 试样的采集与制备 |
| 3.4.2 试样的基本性质 |
| 3.5 试验方法 |
| 3.5.1 浮选试验方法 |
| 3.5.2 机理研究方法 |
| 3.6 评价指标 |
| 3.7 试验药剂及试验设备 |
| 3.7.1 主要试验药剂 |
| 3.7.2 主要试验设备 |
| 4 调整剂与捕收剂加药顺序对典型硫化矿物可浮性的影响 |
| 4.1 捕收剂种类对典型硫化矿物可浮性的影响 |
| 4.1.1 乙硫氮对典型硫化矿物可浮性的影响 |
| 4.1.2 Z-200对典型硫化矿物可浮性的影响 |
| 4.1.3 丁基钾黄药对铅锌硫化矿物可浮性的影响 |
| 4.2 无机调整剂的加药顺序对典型硫化矿物可浮性的影响 |
| 4.2.1 硫酸锌加药顺序对典型硫化矿物可浮性的影响 |
| 4.2.2 硫酸铜加药顺序对典型硫化矿物可浮性的影响 |
| 4.2.3 亚硫酸钠加药顺序对典型硫化矿物可浮性的影响 |
| 4.2.4 硫化钠加药顺序对典型硫化矿物可浮性的影响 |
| 4.3 有机调整剂加药顺序对典型硫化矿物可浮性的影响 |
| 4.3.1 糊精加药顺序对典型硫化矿物可浮性的影响 |
| 4.3.2 腐殖酸钠加药顺序对典型硫化矿物可浮性的影响 |
| 4.3.3 阳离子瓜尔胶加药顺序对典型硫化矿物可浮性的影响 |
| 4.3.4 DP115加药顺序对典型硫化矿物可浮性的影响 |
| 4.4 加药顺序对典型硫化矿物浮选分离的影响规律 |
| 4.5 小结 |
| 5 人工混合矿和实际矿石浮选分离试验 |
| 5.1 人工混合矿浮选分离试验 |
| 5.2 铅锌硫化矿实际矿石浮选分离试验 |
| 5.3 小结 |
| 6 调整剂与捕收剂加药顺序对典型硫化矿物可浮性影响的作用机理 |
| 6.1 浮选药剂的溶液化学计算与分析 |
| 6.1.1 乙硫氮的溶液化学计算与分析 |
| 6.1.2 锌离子的溶液化学计算与分析 |
| 6.2 硫酸锌与乙硫氮加药顺序对铅锌硫化矿物可浮性影响的机理 |
| 6.2.1 铅锌硫化矿物表面药剂吸附量测定 |
| 6.2.2 铅锌硫化矿物药剂吸附表面FTIR分析 |
| 6.2.3 铅锌硫化矿物药剂吸附表面XPS分析 |
| 6.2.4 铅锌硫化矿物药剂吸附表面TOF-SIMS分析 |
| 6.2.5 硫酸锌与乙硫氮加药顺序对铅锌硫化矿物可浮性影响的机理模型 |
| 6.3 阳离子瓜尔胶与乙硫氮加药顺序对铅锌硫化矿物可浮性影响的机理 |
| 6.3.1 铅锌硫化矿物表面药剂吸附量测定 |
| 6.3.2 铅锌硫化矿物药剂吸附表面FTIR分析 |
| 6.3.3 铅锌硫化矿物药剂吸附表面XPS分析 |
| 6.3.4 铅锌硫化矿物药剂吸附表面TOF-SIMS分析 |
| 6.3.5 阳离子瓜尔胶与乙硫氮加药顺序对铅锌硫化矿物可浮性影响的机理模型 |
| 6.4 DP115与Z-200加药顺序对铜铅锌硫化矿物可浮性影响的机理 |
| 6.4.1 铜铅锌硫化矿物表面药剂吸附量测定 |
| 6.4.2 pH值及加药顺序对铜铅锌硫化矿物表面药剂吸附量的影响 |
| 6.4.3 硫化矿物药剂吸附表面TOF-SIMS分析 |
| 6.4.4 DP115与Z-200加药顺序对铜铅锌硫化矿物可浮性影响的机理模型 |
| 6.5 小结 |
| 7 结论 |
| 参考文献 |
| 作者简历及在学研究成果 |
| 学位论文数据集 |
（7）碳质物对高含碳金矿浮选影响的试验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 含碳金矿概述及其难处理的原因 |
| 1.1.1 含碳金矿概述 |
| 1.1.2 难处理原因 |
| 1.1.3 碳质物的组成及其对金浸出的影响 |
| 1.2 含碳金矿预处理研究进展 |
| 1.3 浮选过程中碳质物的处理现状 |
| 1.4 问题的提出 |
| 1.5 研究内容及意义 |
| 2 试验条件及方法 |
| 2.1 矿样的采集与制备 |
| 2.2 试验设备 |
| 2.3 试验药剂 |
| 2.4 试验方法 |
| 3 原矿工艺矿物学研究 |
| 3.1 矿石性质 |
| 3.1.1 矿石化学组成 |
| 3.1.2 矿物粒度分布 |
| 3.1.3 矿石工艺性质 |
| 3.2 矿石类型 |
| 3.3 主要矿物的分布特征 |
| 3.3.1 金的分布特征 |
| 3.3.2 石墨碳的分布特征 |
| 3.3.3 黄铁矿的分布特征 |
| 3.3.4 石英的分布特征 |
| 3.4 小结 |
| 4 碳质物的吸附以及罩盖行为对载金矿物浮选的影响 |
| 4.1 碳质物的表征 |
| 4.1.1 晶体结构分析 |
| 4.1.2 微观形貌分析 |
| 4.1.3 碳化学物相分析 |
| 4.1.4 石墨化程度分析 |
| 4.1.5 主要官能团分析 |
| 4.1.6 表面元素价态分析 |
| 4.2 碳质物对捕收剂的吸附试验研究 |
| 4.2.1 药剂标准曲线 |
| 4.2.2 碳质物对捕收剂的吸附试验 |
| 4.2.3 不同抑制剂对碳质物的抑制试验 |
| 4.3 碳质物在矿物表面罩盖及其对浮选的影响 |
| 4.3.1 碳质物在黄铁矿表面罩盖及其对可浮性的影响 |
| 4.3.2 碳质物在表面(黄铁矿+石英)罩盖及其对浮选的影响 |
| 4.3.3 超声处理对碳质物罩盖矿物浮选的影响 |
| 4.4 小结 |
| 5 浮选工艺优化试验研究 |
| 5.1 工艺条件试验 |
| 5.2 工艺优化开路试验 |
| 5.3 小结 |
| 6 结论 |
| 参考文献 |
| 攻读硕士期间的研究成果 |
| 致谢 |
（8）贵州含锑卡林型原生金矿选矿技术研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 金的性质、用途及资源概况 |
| 1.1.1 金的性质 |
| 1.1.2 金的用途 |
| 1.2 卡林型金矿的资源概况 |
| 1.2.1 卡林型金矿中金的赋存状态 |
| 1.2.2 卡林型金矿难浸的原因 |
| 1.3 金的选矿方法 |
| 1.3.1 重选法 |
| 1.3.2 浮选法 |
| 1.3.3 氰化法 |
| 1.3.4 混汞法 |
| 1.3.5 其他方法 |
| 1.4 锑的性质、用途及资源概况 |
| 1.4.1 锑的性质 |
| 1.4.2 锑的用途 |
| 1.4.3 世界锑资源概况 |
| 1.4.4 中国锑资源概况 |
| 1.5 辉锑矿的浮选研究现状 |
| 1.5.1 辉锑矿的可浮性 |
| 1.5.2 辉锑矿的抑制 |
| 1.5.3 辉锑矿的活化 |
| 1.5.4 硫化锑矿的浮选捕收剂 |
| 1.5.5 近年来国内外辉锑矿选矿进展 |
| 1.6 辉锑矿与毒砂、黄铁矿(包裹金)的分选研究 |
| 1.7 本课题研究内容及意义 |
| 1.7.1 研究的主要内容 |
| 1.7.2 课题的意义 |
| 第二章 试验原料、仪器、药剂及研究方法 |
| 2.1 矿样的采取及制备 |
| 2.2 试验仪器 |
| 2.3 试验药剂 |
| 2.4 试验研究及测试方法 |
| 2.4.1 试验研究方法 |
| 2.4.2 试验测试方法 |
| 第三章 原矿工艺矿物学研究 |
| 3.1 原矿光谱分析及化学多元素分析 |
| 3.2 原矿金、锑、砷物相分析 |
| 3.3 XRD衍射分析 |
| 3.4 矿石结构构造、矿物组成、矿石类型 |
| 3.5 单矿物分析 |
| 3.6 原矿粒度筛析 |
| 3.7 原矿物理性质测定 |
| 3.8 金与砷品位关系研究 |
| 3.9 矿石Bond功指数测定 |
| 3.9.1 球磨磨矿功指数测定试验设计 |
| 3.9.2 试验测定 |
| 3.10 原矿性质小结 |
| 第四章 实验室选矿试验研究 |
| 4.1 矿石磨矿细度测定试验 |
| 4.2 原则流程探索试验 |
| 4.2.1 优先浮硫抑锑试验 |
| 4.2.2 混合浮选试验 |
| 4.2.3 优先浮锑试验 |
| 4.3 锑浮选回路粗选条件优化试验 |
| 4.3.1 磨矿细度条件试验 |
| 4.3.2 水玻璃用量试验 |
| 4.3.4 捕收剂种类及用量试验 |
| 4.3.5 浮选浓度试验 |
| 4.3.6 锑粗选浮选时间条件试验 |
| 4.3.7 锑浮选回路开路流程试验 |
| 4.3.8 锑浮选回路闭路试验 |
| 4.4 金浮选回路粗选条件试验 |
| 4.4.1 碳酸钠用量试验 |
| 4.4.2 硫酸铜量试验 |
| 4.4.3 丁黄用量试验 |
| 4.4.4 金浮选时间条件试验 |
| 4.4.5 金浮选开路流程试验 |
| 4.5 全流程开路试验 |
| 4.6 闭路试验流程 |
| 4.7 小结 |
| 第五章 扩大连选试验研究 |
| 5.1 试验地点及规模 |
| 5.2 试验过程 |
| 5.3 扩大连选试验工艺流程及技术条件 |
| 5.3.1 产品方案 |
| 5.3.2 工艺流程 |
| 5.3.3 主要设备清单 |
| 5.3.4 技术指令 |
| 5.3.5 取样点及取样制度 |
| 5.3.6 主要技术参数及药剂制度 |
| 5.4 磨矿系统考察与分析 |
| 5.5 扩大连选试验结果与分析 |
| 5.6 流程考察及数质量流程 |
| 5.6.1 浮选作业浓度测定 |
| 5.6.2 数质量流程图 |
| 5.6.3 药剂用量考查结果 |
| 5.7 产品查定 |
| 5.8 精矿尾矿水质分析 |
| 5.9 技术经济分析 |
| 5.10 本章结论 |
| 第六章 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 A 攻读硕士学位期间发表的论文 |
| 附录 B 攻读硕士期间参加的科研项目 |
| 附录 C 攻读硕士期间获得的奖励 |
（9）氰化物对氰化尾渣中黄铁矿的浮选抑制机理及活化研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 文献综述 |
| 1.1 氰化尾渣概述 |
| 1.1.1 我国氰化尾渣资源概况 |
| 1.1.2 氰化尾渣的种类及特点 |
| 1.1.3 国内外黄金矿山处理氰化尾渣的生产实践 |
| 1.2 氰化浸金工艺概述 |
| 1.3 黄铁矿的性质及用途 |
| 1.3.1 黄铁矿的性质 |
| 1.3.2 黄铁矿的可浮性及选别方法 |
| 1.3.3 黄铁矿的用途 |
| 1.4 氰化物抑制黄铁矿浮选的机理研究进展 |
| 1.5 除氰机理及工艺研究进展 |
| 1.5.1 活性炭吸附法 |
| 1.5.2 酸化挥发法 |
| 1.5.3 氧化分解法 |
| 1.5.4 沉淀固化法 |
| 1.5.5 自然降解法 |
| 1.5.6 微生物降解法 |
| 1.6 从氰化尾渣中回收黄铁矿的工艺及研究现状 |
| 1.7 论文研究的意义与主要内容 |
| 1.7.1 论文的研究意义 |
| 1.7.2 论文研究的主要内容 |
| 2 试验材料及研究方法 |
| 2.1 试验矿样及制备 |
| 2.1.1 单矿物 |
| 2.1.2 矿物电极 |
| 2.2 试验药剂及仪器设备 |
| 2.3 试验研究方法 |
| 2.3.1 氰化浸出试验 |
| 2.3.2 单矿物浮选试验 |
| 2.3.3 电化学试验 |
| 2.3.4 分析检测方法 |
| 3 黄铁矿氰化浸出及浮选试验研究 |
| 3.1 氰化浸出过程对黄铁矿可浮性的影响 |
| 3.2 氰化物对黄铁矿可浮性的影响 |
| 3.3 红外光谱分析 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 浮选矿浆体系中主要离子的溶液化学及电化学计算 |
| 4.1 浮选矿浆体系中主要金属离子的溶液化学计算 |
| 4.1.1 无氰矿浆体系中水合金属离子的log C-pH图 |
| 4.1.2 有氰矿浆体系中水合金属离子的log C-pH图 |
| 4.1.3 六氰合亚铁、六氰合铁络离子的条件稳定常数计算 |
| 4.2 黄铁矿在含氰溶液体系下的电化学计算 |
| 4.2.1 丁黄药的E_h-pH图 |
| 4.2.2 黄铁矿浮选临界pH计算 |
| 4.2.3 黄铁矿在含氰溶液体系下的电化学计算 |
| 4.3 本章小结 |
| 5 黄铁矿在无氰及有氰溶液体系下的电化学行为差异性研究 |
| 5.1 氰化浸出过程对黄铁矿电化学行为的影响 |
| 5.1.1 循环伏安曲线 |
| 5.1.2 稳态极化曲线 |
| 5.1.3 开路电势 |
| 5.1.4 电化学阻抗谱 |
| 5.2 氰化物抑制黄铁矿浮选的电化学研究 |
| 5.2.1 循环伏安曲线 |
| 5.2.2 稳态极化曲线 |
| 5.2.3 开路电势 |
| 5.2.4 电化学阻抗谱 |
| 5.3 黄铁矿电极与氰化物作用后的表面产物分析 |
| 5.3.1 拉曼光谱分析 |
| 5.3.2 X射线光电子能谱分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 受氰化物深度抑制的黄铁矿的解抑活化浮选研究 |
| 6.1 受氰化物深度抑制的黄铁矿的解抑研究 |
| 6.2 受氰化物深度抑制的黄铁矿的活化浮选研究 |
| 6.2.1 活化剂种类及用量试验 |
| 6.2.2 活化工艺对比试验 |
| 6.3 本章小结 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 攻读硕士学位期间取得的学术成果 |
| 致谢 |
（10）新型组合抑制剂在铜砷矿物分离中的作用机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜砷资源概述 |
| 1.1.1 铜资源概述 |
| 1.1.2 铜矿物性质及用途 |
| 1.1.3 铜的质量标准 |
| 1.1.4 砷资源概述 |
| 1.1.5 毒砂的性质及用途 |
| 1.1.6 砷的危害 |
| 1.2 黄铜矿与毒砂的浮游性 |
| 1.2.1 黄铜矿浮游性 |
| 1.2.2 毒砂的浮游性 |
| 1.3 黄铜矿与毒砂的分离研究现状 |
| 1.3.1 高效捕收剂研究现状 |
| 1.3.2 毒砂抑制剂研究现状 |
| 1.3.3 其他方法分离铜砷 |
| 1.4 论文研究的意义与内容 |
| 1.4.1 论文研究的意义 |
| 1.4.2 论文研究的内容 |
| 第二章 试验样品、仪器、药剂和研究方法 |
| 2.1 试验样品 |
| 2.1.1 单矿物 |
| 2.2 试验药剂和设备 |
| 2.2.1 试验药剂 |
| 2.2.2 试验设备 |
| 2.3 试验研究方法 |
| 2.3.1 单矿物浮选试验 |
| 2.3.2 接触角测定 |
| 2.3.3 Zeta电位测定 |
| 2.3.4 吸附量测定 |
| 2.3.5 砷离子浓度测定 |
| 2.3.6 SEM-EDS分析 |
| 2.3.7 XPS分析 |
| 2.3.8 飞行时间二次离子质谱分析 |
| 第三章 黄铜矿和毒砂单矿物浮选行为研究 |
| 3.1 pH值对铜砷矿物浮选行为的影响 |
| 3.2 捕收剂用量对铜砷矿物浮选行为的影响 |
| 3.3 活化剂对铜砷矿物浮选行为的影响 |
| 3.4 无机抑制剂对毒砂浮选行为的影响 |
| 3.4.1 KMnO4用量对毒砂浮选行为的影响 |
| 3.4.2 Ca(ClO)_2用量对毒砂浮选行为的影响 |
| 3.4.3 CaO用量对毒砂浮选行为的影响 |
| 3.4.4 Na_2SO_3用量对毒砂浮选行为的影响 |
| 3.5 有机抑制剂对毒砂浮选行为的影响 |
| 3.5.1 CMC对毒砂浮选行为的影响 |
| 3.5.2 腐殖酸钠对毒砂浮选行为的影响 |
| 3.5.3 LAC对毒砂浮选行为的影响 |
| 3.6 抑制剂对铜、砷(CuSO4活化)矿物浮选行为的影响 |
| 3.6.1 KMnO4用量对铜砷矿物浮选的影响 |
| 3.6.2 Ca(ClO)_2用量对铜砷矿物浮选的影响 |
| 3.6.3 CaO用量对铜砷矿物浮选的影响 |
| 3.6.4 LAC用量对铜砷矿物浮选的影响 |
| 3.7 组合抑制剂对铜砷矿物浮选行为的影响 |
| 3.7.1 CaO+LAC对铜砷矿物可浮性的影响 |
| 3.7.2 Na_2SO_3+LAC对铜砷矿物可浮性的影响 |
| 3.7.3 Ca(ClO)_2+LAC对铜砷矿物可浮性的影响 |
| 3.8 人工混合铜砷矿浮选分离试验研究 |
| 3.9 本章小结 |
| 第四章 LAC及组合抑制剂的作用机理研究 |
| 4.1 毒砂矿物表面润湿性的研究 |
| 4.2 毒砂矿物表面Zeta电位测试与机理研究 |
| 4.2.1 捕收剂、活化剂对毒砂矿物表面Zeta电位的影响 |
| 4.2.2 抑制剂对毒砂矿物表面Zeta电位的影响 |
| 4.3 毒砂矿物表面丁基黄药吸附量的测定与机理研究 |
| 4.3.1 丁基黄药的波长λ与吸光度A0的关系曲线 |
| 4.3.2 丁基黄药吸光度的标准曲线测定 |
| 4.3.3 活化剂对毒砂吸附丁基黄药的影响 |
| 4.3.4 抑制剂对毒砂矿物吸附丁基黄药的影响 |
| 4.4 LAC作用下毒砂矿溶解行为研究 |
| 4.5 不同条件下毒砂矿物表面SEM-EDS分析 |
| 4.6 不同条件下毒砂矿物表面XPS研究 |
| 4.6.1 毒砂单矿物XPS研究 |
| 4.6.2 LAC作用后毒砂矿物表面XPS研究 |
| 4.6.3 CuSO_4活化后毒砂矿物表面XPS研究 |
| 4.6.4 LAC作用后毒砂(Cu~(2+)活化)矿表面XPS研究 |
| 4.6.5 Ca(ClO)_2+LAC作用后毒砂(Cu~(2+)活化)表面XPS研究 |
| 4.7 不同条件下毒砂矿物表面TOF-SIMS研究 |
| 4.7.1 毒砂单矿物表面TOF-SIMS研究 |
| 4.7.2 LAC作用后毒砂表面TOF-SIMS研究 |
| 4.7.3 CuSO_4作用后毒砂表面TOF-SIMS研究 |
| 4.7.4 LAC作用后毒砂(Cu~(2+)活化)表面TOF-SIMS研究 |
| 4.7.5 Ca(ClO)_2+LAC作用后毒砂(Cu~(2+)活化)表面TOF-SIMS研究 |
| 4.8 本章小结 |
| 第五章 结论和创新点 |
| 5.1 结论 |
| 5.2 创新点 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录A 攻读硕士期间发表论文及申请专利 |
| 附录B 攻读硕士学位期间参与的科研项目 |
| 附录C 攻读硕士学位期间获得的奖励和荣誉 |
四、氰化物对异丁基黄原酸钠从金浸出渣中浮选黄铁矿的影响（论文参考文献）
- [1]受氰化抑制的铜锌硫硫化矿活化浮选行为及机理研究[D]. 王梦雨. 江西理工大学, 2021(01)
- [2]含锑金精矿选冶联合分离锑金矿物的工艺研究[D]. 张瀚. 广西大学, 2020(02)
- [3]铁-铵氯盐在铜砷分离过程的翼庇效应机理研究[D]. 余力. 昆明理工大学, 2020
- [4]栾川小庙岭铜钼二次资源超导磁分离-浮选回收试验研究[D]. 赵立民. 中国矿业大学, 2020(03)
- [5]广东梅州高铜高铅高硫难选多金属矿浮选分离研究[D]. 郎剑涛. 昆明理工大学, 2020(04)
- [6]调整剂与捕收剂加药顺序对典型硫化矿物浮选分离的影响[D]. 谭欣. 北京科技大学, 2020(01)
- [7]碳质物对高含碳金矿浮选影响的试验研究[D]. 李恒. 西安建筑科技大学, 2019(06)
- [8]贵州含锑卡林型原生金矿选矿技术研究[D]. 赵刘闯. 昆明理工大学, 2019(04)
- [9]氰化物对氰化尾渣中黄铁矿的浮选抑制机理及活化研究[D]. 赵航. 北京有色金属研究总院, 2019(07)
- [10]新型组合抑制剂在铜砷矿物分离中的作用机理研究[D]. 曾明. 昆明理工大学, 2019(05)