一、黄铜矿、黄铁矿快速浮选分离新技术研究（论文文献综述）
马东[1]（2021）在《酰基硫代酰胺对硫化矿的浮选性能与机理研究》文中认为浮选捕收剂是矿物浮选过程中必不可少的药剂,具有高效回收能力捕收剂的分子设计与合成成为选矿领域的热点。本文合成了一系列酰基硫代酰胺捕收剂,其分子结构中的S、O配位原子容易与金属原子发生螯合,可以显着提高对硫化矿的浮选性能,同时通过一系列检测手段,考察了酰基硫代酰胺在硫化矿表面的浮选性能与机理。利用量子化学计算考察了乙酰基硫代苯甲酰胺（ATBA）、丁酰基硫代苯甲酰胺（BTBA）、特戊酰基硫代苯甲酰胺（TTBA）的分子几何结构参数和量化性质,并与传统捕收剂乙硫氨酯（IPETC）作对比,预测了不同捕收剂对矿物的捕收能力及其作用位点。乙硫氨酯和酰基硫代酰胺捕收剂疏水性强弱顺序为:TTBA>BTBA>IPETC>ATBA,表明TTBA和BTBA的疏水性都强于IPETC,ATBA的疏水性弱于IPETC;静电势能图表明,酰基硫代酰胺正电荷集中在与N原子相连的H原子上,负电荷主要集中在羰基O和硫羰基S原子上,预测了其与矿物的主要作用位点为C=S、C=O基团;四种捕收剂HOMO能量值大小顺序为TTBA>BTBA>ATBA>IPETC,说明了酰基硫代酰胺具有更强的给电子能力。以硫代苯甲酰胺和酰氯为原料,吡啶为催化剂,在丙酮溶剂中合成了三种酰基硫代酰胺化合物,考察了原料摩尔比、溶剂用量、反应时间和反应温度对产物收率的影响。在最优的反应条件下,ATBA、BTBA和TTBA收率分别为87.2%、86.2%和82.3%。采用紫外可见分光光度计、傅里叶变换红外光谱仪、核磁共振仪和气质联用分析仪对合成的产物进行表征,确定合成了目标产物。考察了三种新型捕收剂ATBA、BTBA、TTBA以及传统捕收剂IPETC对黄铜矿和黄铁矿的浮选分离效果,单矿物浮选实验结果表明,与IPETC相比,酰基硫代酰胺类捕收剂对黄铜矿具有更强的捕收能力,同时对黄铁矿具有良好的选择性;接触角测试表明,酰基硫代酰胺捕收剂可以显着改善黄铜矿表面的疏水性,对黄铁矿表面疏水性的改善效果不明显;Zeta电位测试结果表明,TTBA可以选择性地吸附到黄铜矿的表面并且使其等电点负移,而TTBA与黄铁矿作用之后,黄铁矿的等电点几乎没有发生变化,说明TTBA更容易吸附到黄铜矿表面;吸附热力学和吸附动力学结果表明,TTBA在黄铜矿表面的吸附是一种自发进行、吸热、熵增的化学吸附过程;基于DFT计算和XPS检测分析可知,TTBA的活性中心位于C=S和C=O基团,分子中的S和O原子与黄铜矿表面的Cu原子发生作用,通过形成Cu-S和Cu-O键吸附在黄铜矿表面。
董浩[2]（2021）在《磁黄铁矿与黄铜矿的交互作用对其浮选行为的影响规律研究》文中研究表明磁黄铁矿由于其晶体结构的不确定性与氧化溶解特性,磁黄铁矿的存在会对其他金属硫化矿的浮选产生干扰,影响铜铅锌硫化矿与磁黄铁矿和黄铁矿的分离,制约着铜硫矿资源的综合利用。因此,开展对磁黄铁矿与硫化铜矿之间的浮选交互影响机制研究具有十分重要的理论与实践意义。本文通过两种磁黄铁矿与黄铜矿的单矿物浮选试验、相互作用后的磁黄铁矿与黄铜矿的浮选试验,研究了丁基黄药体系和Z-200体系下,活化剂硫酸铜、抑制剂石灰对两种矿物浮选行为的影响。利用吸附量的测定、X射线光电子能谱测试、红外光谱分析等测试分析手段,研究了磁黄铁矿与黄铜矿之间的交互作用机理。单矿物浮选试验结果表明:单斜磁黄铁矿和六方磁黄铁矿在强酸条件下的浮选回收率都很低,在矿浆pH为6～10的范围内回收率最高,单斜磁黄铁矿的回收率在pH为4～10的范围内均比六方磁黄铁矿高;黄铜矿的回收率在pH<4时相对较低,在pH为8～10时回收率最高。经硫酸铜活化后的两种磁黄铁矿可浮性增强,可浮pH区间变大,抑制难度增大。石灰对单斜磁黄铁矿和黄铜矿的可浮性无明显的影响,对六方磁黄铁矿有一定的抑制作用。丁基黄药体系下,与黄铜矿作用后的单斜、六方磁黄铁矿在pH为4～12的范围内的浮选回收率分别提高了6%～10%和5%～20%,受单斜、六方磁黄铁矿影响后的黄铜矿回收率分别下降了10%～16%和4%～11%。Z-200体系下,受黄铜矿影响后的单斜、六方磁黄铁矿在pH为4～12的范围内回收率分别提高了4%～12%和2%～7%,受单斜、六方磁黄铁矿影响后的黄铜矿回收率分别下降了6%～11%和2%～5%。在两种捕收剂体系下,对于与黄铜矿作用后的单斜磁黄铁矿和与磁黄铁矿作用后的黄铜矿,两者可浮性基本不受石灰用量的影响,在石灰用量为2.5×10-3mol/L时,未受黄铜矿影响的六方磁黄铁矿回收率为27%,受黄铜矿影响后的六方磁黄铁矿回收率升高为59%。通过黄铜矿表面Cu溶出量与丁基黄药吸附量的测定结果可知,与单斜、六方磁黄铁矿作用后的黄铜矿在pH为4～12范围内的Cu溶出量均有所减少,减少量分别为20mg/L～29mg/L和11mg/L～22mg/L;Cu2+用量由0增加至2.5×10-4mol/L时,与单斜、六方磁黄铁矿作用后的黄铜矿对丁基黄药的吸附量分别由0.31mg/L、0.27mg/L增加至0.38mg/L、0.37mg/L。红外光谱分析结果表明,受黄铜矿影响后的单斜与六方磁黄铁矿再与丁基黄药作用得到的IR光谱中,在—CH3和—CH2—处的吸收峰有明显的增强。磁黄铁矿与黄铜矿相互作用前后的XPS分析和扫描电镜结果表明:与黄铜矿作用后的单斜、六方磁黄铁矿表面溶蚀现象加剧,表面变得粗糙不平整,S2p结合能降低,S元素浓度升高,其表面可能生成疏水性物质S0等,与磁黄铁矿作用后的黄铜矿表面吸附的细微颗粒增加,Fe2p结合能升高,Fe元素浓度升高,其表面可能生成亲水性的Fe的氢氧化物等。综合可知,受黄铜矿影响后的磁黄铁矿可浮性增强一方面是由于其表面吸附的Cu2+使其对丁基黄药的吸附量增加,另一方面是由于其表面形成疏水性物质S0;受磁黄铁矿影响后的黄铜矿可浮性下降可能是由于其表面形成亲水性的Fe的氢氧化物造成的。
陈志强[3]（2021）在《优化组合抑制剂对哈密铜镍矿浮选分离的影响研究》文中研究说明新疆哈密铜镍矿中铜镍含量较少,组成复杂,矿物间嵌布紧密,由于电性相反导致矿物之间易发生异相凝聚,镁硅酸盐矿物在浮选过程中容易进入精矿等,严重影响了精矿质量。本文以哈密铜镍矿实际矿石为研究对象,采用浊度试验、Zeta电位、红外光谱和SEM-EDS测试等先进技术,探讨黄铜矿、镍黄铁矿、蛇纹石和滑石之间的浮选关系,了解含镁矿物对铜镍硫化矿物选别效果的影响,揭示不同抑制剂对这四种矿物的影响机制,指导铜镍实际矿石的浮选生产实践,具体研究结果如下:工艺矿物学研究结果表明,原矿中铜、镍元素含量分别为0.30%和0.42%。主要有用矿物为镍黄铁矿和黄铜矿,脉石矿物包括绿泥石、滑石和蛇纹石等。黄铜矿和镍黄铁矿之间联系紧密,部分呈团块状、浸染状嵌布在脉石矿物中。在捕收剂（PBX）浮选体系下,研究了黄铜矿、镍黄铁矿、蛇纹石和滑石四种纯矿物之间表面电性、抑制剂与矿物之间相互作用等关键理化特性。浮选结果表明,黄铜矿、镍黄铁矿和滑石可浮性比蛇纹石好。浊度测试和Zeta电位测试结果表明,蛇纹石与黄铜矿、滑石和镍黄铁矿之间由于电性相反易出现絮凝现象,大量的蛇纹石罩盖在滑石和铜镍硫化矿物表面,从而降低混合矿的浮选回收率。加入六偏磷酸钠能消除矿物间的絮凝作用,有效分散和抑制蛇纹石的浮选,同时在阿拉伯胶的作用下进一步抑制滑石的浮选。红外光谱和SEM-EDS测试结果表明,六偏磷酸钠通过化学反应吸附在蛇纹石表面,而阿拉伯胶主要以疏水作用和氢键对滑石产生抑制效果。通过人工混合矿试验进一步验证了六偏磷酸钠+阿拉伯胶组合抑制剂对铜镍硫化矿物和镁硅酸盐矿物有着良好的浮选分离效果。哈密铜镍矿实际矿样浮选结果表明,采用六偏磷酸钠+阿拉伯胶组合抑制剂对含铜0.30%、含镍0.42%的哈密铜镍原矿进行浮选试验。在磨矿细度-74μm占74%的条件下,对原矿进行铜镍混浮-铜镍分离单因素条件试验、全流程开路和闭路试验,最终获得了铜品位21.23%、回收率75.54%、Mg O含量4.02%的铜精矿以及镍品位6.90%、回收率74.88%、Mg O含量5.93%的镍精矿。铜精矿中铜品位大于20%小于25%,达到铜精矿三级标准;镍精矿中镍品位大于6.5%小于7.5%,达到镍精矿四级标准。
方健[4]（2021）在《拉拉矿区难选含金硫化铜钼矿工艺矿物学特性及浮选优化试验研究》文中研究说明含金硫化铜钼矿的综合回收一直是矿产资源综合利用的重点研究方向,在保证主金属铜钼回收指标不劣化的前提下,开发对伴生金银高效回收工艺的研究,对我国金银资源的综合回收利用具有十分重要的意义。四川凉山拉拉铜矿矿石整体具有较好的可选性,但在生产过程中偶尔会存在反常现象,会出现铜品位低,伴生金银的品位和回收率偏低且波动性较大的难选含金硫化铜钼矿石。该难选矿石原矿性质相比于正常生产流程样较为复杂,一旦选别过程中出现该类矿石,会对选矿生产造成较大的影响,现场处理该类矿石的主要方法为将其与易选矿石配矿制得新的生产流程样进行选别。本论文以拉拉矿区难选含金硫化铜钼矿石为主要研究对象,对该难选矿石进行了详细的工艺矿物学特性研究,并以工艺矿物学为理论基础,参照现场生产工艺流程,对该矿区难选含金硫化铜钼矿石进行有针对性的实验室试验研究,并基于实验室试验结果,对配有部分该难选矿石的现场生产流程样进行浮选验证试验,最终取得了较为理想的选别指标。为进一步提高拉拉矿区含金硫化铜钼矿中铜、钼以及伴生金银的技术指标提供一定的参考价值。工艺矿物学特性研究表明,矿石中主要有用元素为铜、钼、金和银,其含量分别为0.73%、0.091%、0.27g/t和1.52g/t。矿石中铜基本以硫化铜形式存在,其中原生硫化铜占89.16%,次生硫化铜占10.84%。铜的独立矿物以黄铜矿为主,分配率达到了93.46%;钼的独立矿物只有辉钼矿一种,分配率为91.34%;金主要以独立矿物形式赋存在自然金中,分配率为68.09%;矿石中银无独立矿物,主要以类质同象或机械混入物的形式赋存在自然金、黄铜矿、黄铁矿和磁铁矿中。矿石中黄铜矿与磁铁矿、黄铁矿、赤铁矿和辉钼矿等金属矿物关系十分密切,自然金粒度极细,且与多种矿物嵌布关系复杂,严重影响了铜、金资源的高效回收。通过对难选矿石进行浮选试验,以现场生产工艺流程为基础,确定了在粗选磨矿细度-0.074mm占80%,粗选石灰用量为1000g/t,丁基黄药用量为40g/t,丁铵黑药用量为10g/t,柴油用量为120g/t,2#油用量为40g/t;精选石灰用量为500g/t;扫选丁基黄药用量5g/t的条件下,通过两粗三精两扫,粗选精矿再磨再选,中矿顺序返回的工艺流程,最终得到铜钼混合精矿。闭路试验可得混合精矿中最佳铜品位为11.81%,回收率为93.50%;钼品位为1.38%,回收率为89.69%;金品位为2.74g/t,回收率为63.24%;银品位为8.94g/t,回收率为25.23%。现场生产流程样包含有部分该难选矿石,采用对该难选矿石的技术方案,对现场生产流程样的验证试验获得了明显优于原难选矿石浮选试验的结果,现场生产流程样浮选闭路试验铜钼混合精矿中铜钼金银品位分别为25.854%、2.010%、6.57g/t、27.99g/t,混合精矿中铜钼金银的回收率分别为96.68%、87.05%、70.92%、35.99%。浮选指标优良,超过选厂实际生产技术指标。现场流程对石灰用量进行调试,结果表明适当降低石灰用量有利于选厂在不严重影响主金属铜回收指标的前提下提高该类矿石中金和银等有价金属的品位,为同类型含金硫化铜钼矿的综合回收利用提供了一定的指导价值。
吴海祥[5]（2021）在《低碱度下黄铁矿与黄铜矿的浮选分离试验研究》文中研究表明随着绿色矿山建设的逐步推进和铜硫矿产资源愈发的难选,传统石灰高碱度铜硫分离工艺也随之暴露出一些缺点,现今选矿工作者们致力于开发各种适用于低碱度铜硫浮选分离的高效捕收剂和抑制剂。本论文以云南大理地区的铜硫矿石为研究对象,旨在探索出一种适合在低碱度条件下实现铜硫分离的新型药剂制度。现场使用传统石灰高碱度工艺,共计使用12kg/t石灰调节各浮选阶段的pH值达到12,工艺简单,但存在铜精矿回收率低、矿浆pH值波动大、泡沫层不稳定等缺点。加之原矿性质波动较大,在现有药剂制度和高碱性矿浆的条件下已较难获得优质精矿。在参考国内外大量资料的基础上,参照现场的选别工艺流程,本论文中实际矿物试验主要采用新型抑制剂YT与石灰配合使用以降低石灰用量与矿浆pH值。此外还使用铜捕收剂MCO和起泡剂HCCL来提升选别指标。进一步采用纯矿物试验对YT以及MCO在实际矿试验中表现出的效果进行验证。本论文的主要结论如下:（1）该矿石是由多种组分构成,具有结构复杂、有用矿物嵌布粒度细、铜硫结合紧密等特点。原矿中有用元素为铜、硫、铁、金和银,其中铜的品位0.50%、硫品位6.62%、铁品位25.51%、金品位0.76g/t、银品位23.28g/t。黄铁矿的间隙或裂隙中常有黄铜矿充填交代,同时黄铜矿常呈包裹状零星分布在黄铁矿内部,实现充分单体解离难度大。（2）实际矿石浮选铜部分,闭路流程较原厂减少了一段精选和一段扫选,石灰用量缩减至2kg/t,浮选矿浆pH=9左右,在低碱度条件下抑制黄铁矿。最终闭路流程为:浮铜采用一粗两精一扫,得到铜精矿中铜品位为17.02%,回收率为80.24%,对比模拟原厂流程闭路试验数据可知,铜品位仅降低0.31%,铜回收率高了3.26%,硫回收率降低2.13%,铜硫分离效果较好;金回收率提高了8.29%,银回收率提高了7.35%,说明新工艺流程对贵金属的回收较为友好。（3）通过对比模拟原厂全流程和新工艺全流程数据,充分说明新药剂制度对浮硫和选铁没有负面影响。新工艺全流程经过一粗二精浮硫流程得到品位为45.21%,回收率为63.31%的硫精矿,对比模拟原厂全流程数据,硫精矿品位提高了4.67个百分点,回收率提高了12.04个百分点;新工艺全流程经过两段磁选得到品位为60.36%,回收率为43.29%的铁精矿,与模拟原厂全流程数据近乎相近。（4）YT对黄铁矿具有选择抑制性。单矿物浮选试证明了YT对黄铁矿有明显的抑制性能,不同比例混合矿试验表明YT具有选择抑制性,并通过接触角测定试验和吸附量测定试验进行表征。两种纯矿物表面YT吸附率在浓度为30mg/L时差距达到71.77%,充分说明了YT具有选择吸附性。Zeta电位测定试验表明YT与黄铁矿作用会显着提升等电点的数值,在低碱度范围内与黄铜矿电位差距大,有利于铜硫分离。（5）MCO对黄铜矿具有选择捕收性。单矿物浮选试验证明了MCO相比于Z200更具有选择性,在浓度24mg/L时两者对黄铁矿回收率差值达到31.49%。接触角试验中,MCO浓度增加至56mg/L时,两种矿物表面润湿能差距最大达到3.53 J×10-2/m2。根据MCO与两种矿物作用前后的红外光谱分析可知,捕收剂MCO与黄铜矿吸附形式为化学吸附。
陈章鸿[6]（2021）在《老挝丰沙里省难选铜铅锌矿石浮选分离试验研究》文中研究表明铜铅锌矿产资源是我国重要的战略性矿产资源之一,直接影响国防、经济、人民生活以及社会可持续性发展的安全。目前我国铜金属的对外依存度高达80%,随着铜铅锌矿资源不断开采、加工、利用,铜矿资源无法满足国内铜消费的最低需求。老挝丰沙里省铜铅锌矿石属典型的“易浮难分”矿石,开展该资源的高效分离与利用研究,对增加外部供给及解决同类矿石资源难分离问题,具有十分重要的现实意义。首先,利用先进的工艺矿物学研究手段对矿石性质进行全面研究;在此基础上,开展了浮选探索试验、混合浮选试验、部分混合浮选及分离试验、优先浮选试验研究,最终确定可行的浮选工艺流程与药剂制度,获得了满意的分离指标。工艺矿物学研究结果表明:该矿石以硫化物为主,原矿含铜、铅、锌较高,银不同程度地与硫化物伴生,各有用矿物之间嵌布关系复杂。矿石中原生硫化铜黄铜矿占82.1%、次生硫化铜占9.21%、其它铜占8.69%;矿石中铅赋存形式较为复杂,方铅矿占88.05%,但碳酸铅、硫酸铅和铅铁矾等形式存在的氧化铅合计11.95%,后者很难通过选矿充分富集回收;矿石中的锌呈闪锌矿产出占93.38%,而呈其他形式存在的氧化锌分布率相对较低。混合浮选、部分混合浮选及分离试验表明:该复杂铜铅锌矿石属典型的易浮难分离矿石。采用简单的硫化矿浮选药剂,即可得到高回收率的铜铅锌混合精矿,但混合精矿难以实现高效分离。铜铅锌依次优先浮选体系中,在弱酸性介质中进行铜粗选,是实现该资源高效利用的有效途径。开路试验采用极具特色的硫酸作为调整剂,亚硫酸钠和硫酸锌作为组合抑制剂,丁铵黑药和Z-200作为选择性捕收剂,经过一次粗选、一次精选快速浮铜;选铜尾矿采用石灰及硫酸锌作为调整剂,乙硫氮作为选择性捕收剂,通过一次粗选、三次精选和一次扫选的流程选铅;选铅尾矿经过一次粗选、三次精选和一次扫选的流程选锌。在原矿含Cu 2.05%、Pb 5.76%、Zn 3.24%时,获得铜精矿品位为23.03%,回收率为76.51%,铜精矿含Pb 27.28%,含Zn2.92%;铅精矿品位39.60%,回收率47.99%,铅精矿含Cu 4.29%,含Zn7.05%;锌精矿品位49.29%,回收率为51.05%,锌精矿含Cu0.18%,含Pb 3.05%。通过实施弱酸性介质中快速优先浮铜、选铜中矿返回选铅的新工艺闭路试验,达到了有用矿物“能收早收、分类回收”的目的。在原矿含Cu 2.06%、Pb 5.79%、Zn 2.92%、Ag 443g/t的情况下,获得铜精矿含Cu 20.18%、Pb 10.32%、Zn 1.52%,Cu回收率达到82.39%,且伴生银在铜精矿中含量高达2738g/t,回收率为52.00%;铅精矿含Pb 45.35%、Cu 2.43%、Zn 3.34%,Pb回收率达到71.51%,Ag的品位达728g/t,回收率为15%;锌精矿含Zn 42.21%、Cu 0.07%、Pb 2.55%,Zn回收率达到70.11%,Ag的品位达1643g/t,回收率为18%。本试验研究成功地实现了铜、铅、锌的高效分选及伴生银的综合回收,解决了该企过去只能廉价出售铜铅锌混合精矿的困境,为该资源开发利用,提高企业经济效益提供了技术参考。
余力[7]（2020）在《铁-铵氯盐在铜砷分离过程的翼庇效应机理研究》文中研究说明铜是一种战略资源,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[8]（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》文中研究指明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。
胡运祯[9]（2020）在《超声处理铜钼混合精矿对铜钼分离浮选过程的强化作用研究》文中研究说明铜钼矿资源是我国重要的战略资源,两种矿物资源的需求量日益增加,因此对其的利用也愈发受到重视。由于我国铜钼矿床多为斑岩型混合矿床,所以两种矿物的分离一直是综合回收过程中存在的问题。本文以辉钼矿、黄铜矿为研究对象,通过传统磨矿工艺与超声波工艺对混合精矿进行预处理,考察了两种工艺处理下,浮选分离的效果;同时,采用接触角测试、吸附量测试、溶解氧量测试、显微观测等手段考察磨矿与超声两种工艺处理下黄铜矿、辉钼矿表面性质的变化,探究了提高浮选分离效果的机理。论文研究能为实现辉钼矿与黄铜矿的高效分离提供一定的理论参考。主要的研究结果如下:纯矿物浮选结果表明,在混合浮选过程中,以YC药剂+丁基黄药的混合药剂作为捕收剂;在浮选分离过程中,以YC药剂作为捕收剂。同时浮选分离过程中,如果不采用抑制剂,无法实现黄铜矿与辉钼矿的有效分离,选用硫化钠作为抑制剂。通过超声分别处理矿浆与YC药剂水溶液,可以略微提高浮选回收率,还可以降低后续浮选分离过程中硫化钠与YC药剂的消耗量。浮选分离结果表明,在铜钼分离过程中,以YC药剂作为捕收剂,硫化钠为抑制剂,碱性条件下,采用再磨工艺处理后,铜钼分选存在困难,再磨时间过短,无法去除黄铜矿在混合浮选过程中吸附的捕收剂,导致浮选分离后钼精矿中Cu的品位与回收率过高;磨矿时间过长,脆性较大的辉钼矿过磨,导致浮选分离后铜精矿中Mo的品位与回收率过高。采用超声工艺处理后铜钼分选效果较好。吸附量结果表明,较短时间的磨矿处理,添加丁基黄药的黄铜矿对硫化钠吸附效果较差。接触角测试结果表面,较长时间的磨矿处理,使添加了YC药剂的辉钼矿接触角下降。由此可见,再磨工艺对磨矿控制的要求较高,无法有效提高两种矿物的可浮性差异。而超声处理不仅可以有效的降低黄铜矿表面接触角,还能够略微提高辉钼矿表面接触角。与此同时,超声处理可以降低矿浆与药剂溶液的溶解氧含量,防止后续浮选分离过程中硫化钠被氧化;同时提高YC药剂溶液的分散性,浮选过程中提高捕收剂的利用率;减少捕收剂与抑制剂的用量。
纪慧超[10]（2020）在《高硫铜矿高效分选技术研究》文中指出随着我国社会经济的飞速发展,对于铜矿产资源的开发利用日益增加,使得高品位、易于选冶的铜矿资源日趋减少,如何高效利用中低品位的高硫铜矿已越来越受到广大选矿工作者的重视。本论文研究对象为云南澜沧高硫铜矿,该矿为矽卡岩型铜矿,属于典型的高硫中低品位铜矿。针对该矿石高硫、铜硫分离较难的特点,对该高硫铜矿开展技术探索和试验研究,以期实现该高硫铜矿的高效利用,对同类型矿石的工业化生产具有一定的指导意义。该高硫铜矿中主要有价元素为铜、硫和伴生元素银,其中铜品位为0.76%,铜以硫化铜的形式存在,主要为黄铜矿,氧化铜含量几乎没有;伴生元素的银品位为30.18 g/t,硫品位为23.86%,主要以硫铁矿的形式存在。脉石矿物为石英、萤石、蛇纹石、白云石和方解石。此外,矿石中有害杂质砷含量较高,为0.23%,而砷主要以毒砂的形式存在,可能会对产品质量造成影响。在原矿性质研究的基础上,经过原则流程探索试验,确定采用优先浮选工艺,在磨机中加入石灰调整矿浆p H至9～10,选铜尾矿继续选硫,采用ANS-1新型活化剂,可获得铜品位20.41%,回收率91.02%的铜精矿;硫品位47.24%,回收率90.48%的硫精矿。同时,银在铜精矿中得到了富集,银回收率为67.64%。实现了该高硫铜矿的高效选别及资源综合利用。以实验室小型试验为依据,进行了扩大连选试验。通过选铜“一粗三精二扫”,选铜尾矿选硫“一粗一精二扫”中矿依次返回的闭路流程,可获得铜品位19.69%,回收率90.07%的铜精矿,铜精矿中含砷0.34%;硫精矿中硫品位48.58%,回收率89.08%。同时,银在铜精矿中得到了富集,品位高达186.3g/t,银的回收率为62.46%。为该矿石的工业化生产提供技术指导。
二、黄铜矿、黄铁矿快速浮选分离新技术研究（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、黄铜矿、黄铁矿快速浮选分离新技术研究（论文提纲范文）
（1）酰基硫代酰胺对硫化矿的浮选性能与机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 1 前言 |
| 1.1 课题研究背景 |
| 1.2 铜资源概述 |
| 1.3 硫化矿的综合回收利用 |
| 1.3.1 硫化矿浮选设备 |
| 1.3.2 常用硫化矿浮选工艺 |
| 1.3.3 硫化矿常用捕收剂的研究进展与现状 |
| 1.4 铜硫浮选捕收剂设计 |
| 1.4.1 软硬酸碱原理 |
| 1.4.2 前线分子轨道理论 |
| 1.4.3 量子化学计算 |
| 1.5 表面检测手段 |
| 1.6 选题意义及主要研究内容 |
| 1.6.1 论文的选题意义 |
| 1.6.2 论文的主要研究内容 |
| 2 实验试剂、仪器设备、矿样和实验方法 |
| 2.1 主要试剂 |
| 2.2 仪器设备 |
| 2.3 实验矿样 |
| 2.4 实验方法 |
| 2.4.1 捕收剂的分析与表征 |
| 2.4.2 捕收剂的含量测定 |
| 2.4.3 溶液配制 |
| 2.4.4 单矿物浮选实验 |
| 2.4.5 捕收剂与金属离子及矿物作用机理研究 |
| 3 酰基硫代酰胺捕收剂的设计与DFT计算 |
| 3.1 酰基硫代酰胺捕收剂的设计 |
| 3.2 捕收剂分子最优构型及参数 |
| 3.3 酰基硫代酰胺的疏水性 |
| 3.4 捕收剂分子的电荷分布 |
| 3.4.1 分子静电势 |
| 3.4.2 原子净电荷 |
| 3.5 捕收剂的前线分子轨道 |
| 3.6 本章小结 |
| 4 酰基硫代酰胺的合成与表征 |
| 4.1 酰基硫代酰胺的合成原理与步骤 |
| 4.1.1 酰基硫代酰胺的合成原理 |
| 4.1.2 酰基硫代酰胺的合成步骤 |
| 4.2 酰基硫代酰胺的结构表征 |
| 4.2.1 紫外光谱 |
| 4.2.2 红外光谱 |
| 4.2.3 核磁共振波谱 |
| 4.2.4 质谱 |
| 4.3 本章小结 |
| 5 酰基硫代酰胺对黄铜矿和黄铁矿的浮选性能与作用机理 |
| 5.1 酰基硫代酰胺对黄铜矿和黄铁矿的浮选性能 |
| 5.2 接触角 |
| 5.3 Zeta电位 |
| 5.4 TTBA在黄铜矿表面的吸附 |
| 5.4.1 吸附时间和温度对TTBA在黄铜矿表面吸附量的影响 |
| 5.4.2 TTBA在黄铜矿表面的吸附等温线 |
| 5.4.3 TTBA在黄铜矿表面的吸附动力学 |
| 5.4.4 TTBA在黄铜矿表面的吸附热力学 |
| 5.5 XPS结果分析 |
| 5.6 本章小结 |
| 6 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读硕士学位期间发表的学术论文目录 |
（2）磁黄铁矿与黄铜矿的交互作用对其浮选行为的影响规律研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 磁黄铁矿的地质成因、晶体结构与交生 |
| 1.1.1 磁黄铁矿的地质成因 |
| 1.1.2 磁黄铁矿的晶体结构 |
| 1.1.3 单斜和六方磁黄铁矿的交生 |
| 1.2 铜硫资源概况 |
| 1.2.1 铜资源概述 |
| 1.2.2 铜矿石种类及主要矿床 |
| 1.2.3 硫铁矿资源概况 |
| 1.3 黄铜矿和磁黄铁矿的矿物性质 |
| 1.3.1 黄铜矿的性质 |
| 1.3.2 磁黄铁矿的性质 |
| 1.4 黄铜矿和磁黄铁矿的浮选研究现状 |
| 1.4.1 黄铜矿的浮选研究现状 |
| 1.4.2 磁黄铁矿的浮选研究现状 |
| 1.5 硫化矿体系中矿物的交互作用 |
| 1.6 课题来源及研究意义 |
| 1.6.1 课题来源 |
| 1.6.2 研究意义 |
| 第二章 试验矿样与研究方法 |
| 2.1 试验矿样 |
| 2.2 试验药剂及仪器设备 |
| 2.2.1 试验药剂 |
| 2.2.2 试验仪器设备 |
| 2.3 试验研究方法 |
| 2.3.1 X射线衍射分析 |
| 2.3.2 浮选试验 |
| 2.3.3 X射线光电子能谱测试 |
| 2.3.4 吸附量的测定 |
| 2.3.5 红外光谱分析 |
| 2.3.6 扫描电镜分析 |
| 第三章 磁黄铁矿与黄铜矿单矿物浮选行为研究 |
| 3.1 自诱导浮选行为 |
| 3.2 丁基黄药体系下的浮选行为研究 |
| 3.2.1 丁基黄药用量对磁黄铁矿与黄铜矿可浮性的影响 |
| 3.2.2 矿浆pH值对磁黄铁矿与黄铜矿可浮性的影响 |
| 3.2.3 硫酸铜用量对磁黄铁矿与黄铜矿可浮性的影响 |
| 3.2.4 矿浆pH值对经硫酸铜活化的磁黄铁矿可浮性的影响 |
| 3.2.5 石灰用量对磁黄铁矿与黄铜矿可浮性的影响 |
| 3.2.6 石灰用量对经硫酸铜活化的磁黄铁矿的可浮性的影响 |
| 3.3 Z-200体系下的浮选行为研究 |
| 3.3.1 Z-200用量对磁黄铁矿与黄铜矿可浮性的影响 |
| 3.3.2 矿浆pH值对磁黄铁矿与黄铜矿可浮性的影响 |
| 3.3.3 硫酸铜用量对磁黄铁矿与黄铜矿可浮性的影响 |
| 3.3.4 矿浆pH值对经硫酸铜活化的磁黄铁矿可浮性的影响 |
| 3.3.5 石灰用量对磁黄铁矿与黄铜矿的可浮性的影响 |
| 3.3.6 石灰用量对经硫酸铜活化的磁黄铁矿可浮性的影响 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 相互作用对磁黄铁矿与黄铜矿浮选行为的影响研究 |
| 4.1 磁黄铁矿与黄铜矿相互作用后无捕收剂浮选行为 |
| 4.2 不同配比的磁黄铁矿与黄铜矿相互作用后的浮选行为 |
| 4.3 丁基黄药体系下磁黄铁矿与黄铜矿相互作用后的浮选行为 |
| 4.3.1 丁基黄药用量对相互作用后的磁黄铁矿与黄铜矿浮选行为的影响 |
| 4.3.2 矿浆pH值对相互作用后的磁黄铁矿与黄铜矿浮选行为的影响 |
| 4.3.3 石灰用量对相互作用后的磁黄铁矿和黄铜矿浮选行为的影响 |
| 4.4 Z-200体系下磁黄铁矿与黄铜矿相互作用后的浮选行为 |
| 4.4.1 Z-200用量对相互作用后的磁黄铁矿与黄铜矿浮选行为的影响 |
| 4.4.2 矿浆pH值对相互作用后的磁黄铁矿与黄铜矿浮选行为的影响 |
| 4.4.3 石灰用量对相互作用后的磁黄铁矿和黄铜矿浮选行为的影响 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 磁黄铁矿与黄铜矿的相互作用机理研究 |
| 5.1 黄铜矿表面Cu的溶出 |
| 5.1.1 不同pH条件下黄铜矿Cu的溶出量 |
| 5.1.2 不同pH条件下磁黄铁矿对黄铜矿Cu溶出量的影响 |
| 5.1.3 混合矿比例对黄铜矿Cu溶出量的影响 |
| 5.2 丁基黄药吸附量的测定 |
| 5.2.1 不同pH对黄铜矿与磁黄铁矿吸附丁基黄药的影响 |
| 5.2.2 硫酸铜与石灰对磁黄铁矿吸附丁基黄药的影响 |
| 5.2.3 相互作用对磁黄铁矿与黄铜矿吸附丁基黄药的影响 |
| 5.3 磁黄铁矿与黄铜矿相互作用机理的XPS分析 |
| 5.3.1 与黄铜矿相互作用后的磁黄铁矿的XPS分析 |
| 5.3.2 与磁黄铁矿作用后的黄铜矿的XPS分析 |
| 5.4 磁黄铁矿和黄铜矿与丁基黄药作用的红外光谱分析 |
| 5.4.1 磁黄铁矿、黄铜矿与丁基黄药作用红外光谱 |
| 5.4.2 磁黄铁矿和黄铜矿相互作用后再与丁基黄药作用红外光谱 |
| 5.5 磁黄铁矿与黄铜矿相互作用后的扫描电镜分析 |
| 5.6 本章小结 |
| 第六章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
（3）优化组合抑制剂对哈密铜镍矿浮选分离的影响研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 铜镍资源开发利用现状 |
| 1.1.1 铜、镍金属的性质和用途 |
| 1.1.2 铜镍资源开发中存在的问题 |
| 1.2 铜镍矿选矿研究现状 |
| 1.2.1 铜镍矿选矿工艺 |
| 1.2.2 铜镍矿浮选药剂现状 |
| 1.2.3 铜镍硫化矿物和镁硅酸盐矿物浮选分离理论 |
| 1.2.4 抑制剂对含镁矿物的作用机理研究 |
| 1.3 组合抑制剂的构建及可行性分析 |
| 1.4 论文研究意义及内容 |
| 1.4.1 论文研究意义 |
| 1.4.2 论文研究内容 |
| 1.4.3 研究技术路线图 |
| 2 试验样品、仪器和研究方法 |
| 2.1 试验矿样 |
| 2.1.1 原矿的来源及制备 |
| 2.1.2 纯矿物试样的来源与制备 |
| 2.2 试验仪器与药剂 |
| 2.2.1 试验主要仪器 |
| 2.2.2 试验主要药剂 |
| 2.3 研究方法 |
| 2.3.1 浮选方法 |
| 2.3.2 分析测试方法 |
| 3 铜镍矿工艺矿物学研究 |
| 3.1 原矿性质 |
| 3.2 原矿X射线衍射分析 |
| 3.3 原矿筛析粒度分析 |
| 3.4 原矿矿物嵌布情况 |
| 3.5 主要矿物单体解离度测定 |
| 3.6 本章小结 |
| 4 组合抑制剂的构建及其分离机理 |
| 4.1 纯矿物浮选试验 |
| 4.1.1 最佳p H值的确定 |
| 4.1.2 PBX用量的确定 |
| 4.2 混合矿物浮选试验 |
| 4.2.1 镁硅酸盐矿物对铜镍硫化矿物浮选行为的影响 |
| 4.2.2 不同pH条件下混合矿的浮选行为 |
| 4.3 抑制剂对纯矿物浮选行为研究 |
| 4.3.1 PAAS对铜镍硫化矿和镁硅酸盐矿物浮选行为的影响 |
| 4.3.2 阿拉伯胶对铜镍硫化矿和镁硅酸盐矿物浮选行为的影响 |
| 4.3.3 六偏磷酸钠对铜镍硫化矿和镁硅酸盐矿物浮选行为的影响 |
| 4.3.4 CMC对铜镍硫化矿和镁硅酸盐矿物浮选行为的影响 |
| 4.3.5 组合抑制剂的筛选试验 |
| 4.4 作用机理分析 |
| 4.4.1 浊度测试 |
| 4.4.2 Zeta电位测试 |
| 4.4.3 红外光谱分析 |
| 4.4.4 扫描电镜-能谱(SEM-EDS)测试 |
| 4.4.5 浮选分离机理讨论 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 实际铜镍矿石浮选试验 |
| 5.1 铜镍混合浮选试验 |
| 5.1.1 原矿石磨矿测试 |
| 5.1.2 磨矿细度试验 |
| 5.1.3 矿浆pH调整试验 |
| 5.1.4 捕收剂种类及用量配比试验 |
| 5.1.5 活化剂用量试验 |
| 5.1.6 抑制剂用量试验 |
| 5.2 铜镍分离试验 |
| 5.2.1 混合精矿预脱药处理 |
| 5.2.2 再磨细度试验 |
| 5.2.3 石灰用量试验 |
| 5.3 全流程开路试验 |
| 5.4 全流程闭路试验 |
| 5.5 精矿产品X射线衍射分析 |
| 5.6 本章小结 |
| 6 结论与展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 攻读学位期间取得的研究成果 |
（4）拉拉矿区难选含金硫化铜钼矿工艺矿物学特性及浮选优化试验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 铜、钼资源概述 |
| 1.1.1 铜、钼的性质与用途 |
| 1.1.2 铜、钼矿物及矿床特点 |
| 1.1.3 铜、钼资源分布特点 |
| 1.2 铜钼硫化矿选别技术现状 |
| 1.2.1 铜钼硫化矿选矿工艺研究 |
| 1.2.2 铜钼硫化矿浮选捕收药剂现状 |
| 1.3 金、银资源概况 |
| 1.3.1 金、银的性质与用途 |
| 1.3.2 伴生金银资源分布及特点 |
| 1.4 铜矿中伴生金银选矿回收技术现状 |
| 1.4.1 铜矿中伴生金银的工艺矿物学研究 |
| 1.4.2 铜矿中伴生金银选矿工艺研究 |
| 1.4.3 铜矿中伴生金银选矿药剂研究 |
| 1.4.4 铜矿中伴生金银回收存在的主要问题及解决措施 |
| 1.5 论文选题意义和研究内容 |
| 1.5.1 论文背景和选题意义 |
| 1.5.2 论文研究主要内容 |
| 第二章 试验材料及研究方法 |
| 2.1 矿样的采取与制备 |
| 2.2 试验主要药剂 |
| 2.3 试验主要设备 |
| 2.4 研究方法 |
| 2.4.1 工艺矿物学研究 |
| 2.4.2 实际矿石浮选试验 |
| 第三章 拉拉矿区难选矿石工艺矿物学研究 |
| 3.1 矿石构造 |
| 3.1.1 构造 |
| 3.1.2 结构 |
| 3.2 矿石的元素组成 |
| 3.3 矿石的矿物组成 |
| 3.3.1 铜化学物相分析 |
| 3.3.2 X-射线衍射分析 |
| 3.3.3 人工重砂分析及单矿物分析 |
| 3.3.4 矿石矿物组成 |
| 3.4 矿石中主要矿物的嵌布特征 |
| 3.4.1 自然元素 |
| 3.4.2 硫化物 |
| 3.4.3 氧化物 |
| 3.4.4 硅酸盐 |
| 3.5 主要目的矿物的共生关系 |
| 3.6 主要目的矿物的粒度分布特征 |
| 3.7 铜、钼、金、银赋存状态 |
| 3.7.1 铜赋存状态 |
| 3.7.2 钼赋存状态 |
| 3.7.3 金赋存状态 |
| 3.7.4 银赋存状态 |
| 3.8 本章小结 |
| 第四章 拉拉矿区难选矿石的选矿试验研究 |
| 4.1 工艺技术方案的选择和确定 |
| 4.2 拉拉矿区难选矿石的浮选试验研究 |
| 4.2.1 磨矿细度对浮选的影响 |
| 4.2.2 石灰用量对浮选的影响 |
| 4.2.3 丁基黄药用量对浮选的影响 |
| 4.2.4 丁铵黑药用量对浮选的影响 |
| 4.2.5 浮选开路试验 |
| 4.2.6 浮选闭路试验 |
| 4.2.7 回水试验 |
| 4.3 浮选试验小结 |
| 第五章 配有部分该难选矿石的生产流程样浮选验证试验 |
| 5.1 浮选验证试验过程 |
| 5.2 浮选验证试验结果与讨论 |
| 5.3 现场流程调试 |
| 第六章 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 A 攻读学位期间发表的论文 |
| 附录 B 攻读硕士学位期间参加的科研项目 |
| 附录 C 攻读硕士学位期间获得的奖励 |
（5）低碱度下黄铁矿与黄铜矿的浮选分离试验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜硫矿石资源概述 |
| 1.1.1 铜资源 |
| 1.1.2 硫资源 |
| 1.2 铜硫矿石的可浮性和铜硫分离难点概述 |
| 1.2.1 黄铜矿的可浮性 |
| 1.2.2 黄铁矿的可浮性 |
| 1.2.3 铜硫分离的难点 |
| 1.3 常见铜硫分离浮选工艺 |
| 1.4 低碱度条件下铜硫分离浮选调整剂研究进展 |
| 1.4.1 抑制剂 |
| 1.4.2 其他调整剂 |
| 1.5 铜硫分离浮选捕收剂研究进展 |
| 1.5.1 新型捕收剂 |
| 1.5.2 组合捕收剂 |
| 1.6 铜硫分离浮选起泡剂研究进展 |
| 1.7 本文研究的背景意义和主要内容 |
| 1.7.1 研究的背景意义 |
| 1.7.2 研究的主要内容 |
| 第二章 试样、药剂、设备与研究方案 |
| 2.1 试验试样 |
| 2.1.1 试验实际矿样品制备 |
| 2.1.2 纯矿物矿样 |
| 2.2 药剂与设备 |
| 2.3 研究方案 |
| 2.3.1 研究思路 |
| 2.3.2 研究方法 |
| 第三章 实际矿样工艺矿物学分析 |
| 3.1 主要化学成分和矿物组成分析 |
| 3.2 铜物相分析 |
| 3.3 主要矿物的嵌布特性和结构构造分析 |
| 3.3.1 黄铜矿 |
| 3.3.2 黄铁矿 |
| 3.4 原矿粒度筛析 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 实际矿物浮选试验研究 |
| 4.1 磨矿细度条件试验 |
| 4.2 抑制剂种类试验 |
| 4.2.1 单一抑制剂试验 |
| 4.2.2 组合抑制剂试验 |
| 4.3 抑制剂用量试验 |
| 4.3.1 石灰用量试验 |
| 4.3.2 YT用量试验 |
| 4.4 起泡剂种类试验 |
| 4.5 捕收剂种类试验 |
| 4.6 捕收剂用量试验 |
| 4.6.1 MCO用量试验 |
| 4.6.2 丁铵黑药用量试验 |
| 4.7 开路试验 |
| 4.8 闭路试验对比 |
| 4.8.1 模拟原厂流程闭路试验 |
| 4.8.2 新工艺流程闭路试验 |
| 4.9 后续硫铁回收探索试验 |
| 4.9.1 模拟原厂全流程开路试验 |
| 4.9.2 新工艺全流程开路试验 |
| 4.10 本章小结 |
| 第五章 抑制剂YT与纯矿物作用机理初探 |
| 5.1 纯矿物浮选试验 |
| 5.1.1 抑制剂种类对纯矿物浮选的影响 |
| 5.1.2 YT浓度对纯矿物浮选的影响 |
| 5.1.3 YT对不同比例混合矿浮选的影响 |
| 5.2 接触角试验 |
| 5.2.1 pH对纯矿物表面接触角的影响 |
| 5.2.2 YT浓度对纯矿物表面接触角的影响 |
| 5.3 紫外吸附试验 |
| 5.3.1 YT吸附量标准曲线绘制 |
| 5.3.2 YT吸附量测定及分析 |
| 5.3.3 YT溶液中不同离子对吸光度的影响 |
| 5.4 Zeta电位试验 |
| 5.4.1 不同pH条件下YT对纯矿物Zeta电位的影响 |
| 5.4.2 YT浓度对黄铜矿和黄铁矿Zeta电位的影响 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 捕收剂MCO与纯矿物作用机理初探 |
| 6.1 纯矿物浮选试验 |
| 6.1.1 矿浆pH对纯矿物浮选的影响 |
| 6.1.2 MCO和Z200 浓度对纯矿物浮选的影响 |
| 6.2 接触角试验 |
| 6.3 紫外吸附试验 |
| 6.3.1 MCO吸附量标准曲线绘制 |
| 6.3.2 MCO吸附量测定 |
| 6.3.3 MCO溶液中不同离子对吸光度的影响 |
| 6.4 Zeta电位试验 |
| 6.4.1 不同pH条件下MCO对纯矿物Zeta电位的影响 |
| 6.4.2 MCO浓度对黄铜矿和黄铁矿Zeta电位的影响 |
| 6.5 红外光谱分析 |
| 6.5.1 黄铜矿与MCO作用前后红外光谱分析 |
| 6.5.2 黄铁矿与MCO作用前后红外光谱分析 |
| 6.6 本章小结 |
| 第七章:结论与创新点 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 创新点 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录A 攻读硕士学位期间发表的学术论文 |
| 附录B 攻读硕士学位期间参与的科研项目 |
（6）老挝丰沙里省难选铜铅锌矿石浮选分离试验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜铅锌矿资源概况 |
| 1.1.1 铜铅锌金属的理化性质及用途 |
| 1.1.2 铜铅锌资源概述 |
| 1.2 铜铅锌矿床分类及铜铅锌的主要矿物 |
| 1.2.1 铜铅锌矿床类型 |
| 1.2.2 铜铅锌的主要矿物 |
| 1.3 铜铅锌多金属硫化矿浮选分离现状 |
| 1.3.1 常规浮选工艺 |
| 1.3.2 其他浮选工艺 |
| 1.3.3 矿浆调控浮选新工艺 |
| 1.4 论文选题的意义及主要研究内容 |
| 1.4.1 论文选题的意义 |
| 1.4.2 论文研究内容 |
| 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 原矿工艺矿物学研究 |
| 3.1 化学组成研究 |
| 3.1.1 原矿X荧光光谱分析 |
| 3.1.2 原矿化学成分分析 |
| 3.1.3 矿石中铜、铅、锌、银物相分析 |
| 3.2 矿物特性研究 |
| 3.2.1 矿石的结构与构造 |
| 3.2.2 矿石的矿物组成及相对含量 |
| 3.2.3 矿石中重要矿物的嵌布特征 |
| 3.3 矿石中主要目的矿物的粒度组成及分布特征 |
| 3.4 不同磨矿细度下主要矿物的解离度 |
| 3.5 影响浮选的工艺矿物学因素探讨 |
| 3.6 工艺矿物学研究小结 |
| 第四章 混合浮选、部分混合浮选及精矿分离试验研究初探 |
| 4.1 混合浮选探索试验 |
| 4.2 铜铅锌混合浮选条件试验 |
| 4.2.1 磨矿细度试验 |
| 4.2.2 石灰用量试验 |
| 4.3 铜铅部分混合浮选及混合精矿分离试验 |
| 4.3.1 亚硫酸钠与硫酸锌用量试验 |
| 4.3.2 粗选捕收剂用量试验 |
| 4.3.3 铜铅混合精矿分离试验 |
| 4.4 小结 |
| 第五章 铜铅锌依次优先浮选试验研究 |
| 5.1 铜铅锌优先浮选探索试验 |
| 5.2 优先浮选条件试验 |
| 5.2.1 磨矿细度试验 |
| 5.2.2 浮铜时间的确立 |
| 5.2.3 不同组合抑制剂用量条件下优先浮铜条件试验 |
| 5.2.4 不同组合捕收剂用量条件下优先浮铜条件试验 |
| 5.2.5 石灰用量试验 |
| 5.2.6 乙硫氮用量试验 |
| 5.2.7 硫酸铜用量试验 |
| 5.2.8 丁基黄药用量试验 |
| 5.3 小结 |
| 第六章 铜铅锌依次优先浮选流程优化研究 |
| 6.1 优先浮选开路试验 |
| 6.2 优先浮选闭路试验 |
| 6.3 产品多元素分析 |
| 第七章 结论、创新与展望 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 创新 |
| 7.3 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 A 攻读硕士期间发表论文 |
| 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 |
（7）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 |
（8）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 |
（9）超声处理铜钼混合精矿对铜钼分离浮选过程的强化作用研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜矿资源概况 |
| 1.2 钼矿资源概况 |
| 1.3 铜钼矿浮选分离技术现状 |
| 1.3.1 铜钼分选工艺 |
| 1.3.2 铜钼混合精矿的预处理 |
| 1.3.3 铜钼分离新工艺 |
| 1.3.4 铜钼分离铜矿物抑制剂 |
| 1.4 超声波概述 |
| 1.4.1 检测超声 |
| 1.4.2 功率超声 |
| 1.5 论文研究背景、内容及研究思路 |
| 1.5.1 研究背景 |
| 1.5.2 研究内容 |
| 1.5.3 研究思路 |
| 第二章 实验材料、方法及分析测试 |
| 2.1 矿样的来源及性质 |
| 2.1.1 单矿物 |
| 2.1.2 实际矿物 |
| 2.2 试验主要药剂 |
| 2.3 试验仪器及设备 |
| 2.4 试验研究方法 |
| 2.4.1 纯矿物浮选实验 |
| 2.4.2 实际矿石浮选实验 |
| 2.4.3 超声波脱药试验 |
| 2.4.4 捕收剂性质测试 |
| 2.4.5 矿石性质测试 |
| 2.4.6 矿浆性质测试 |
| 第三章 辉钼矿和黄铜矿单矿物浮选试验研究 |
| 3.1 捕收剂种类对矿物可浮性的影响 |
| 3.1.1 丁基黄药的pH与药剂用量 |
| 3.1.2 Z200的pH与用量 |
| 3.1.3 YC药剂 |
| 3.1.4 煤油 |
| 3.2 调整剂种类对混合矿物可浮性的影响 |
| 3.2.1 硫化钠 |
| 3.2.2 巯基乙酸钠 |
| 3.3 超声处理对抑制剂用量的影响 |
| 3.4 超声处理对捕收剂用量的影响 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 实际铜钼矿物分离试验研究 |
| 4.1 实际矿石工艺矿物学研究 |
| 4.1.1 矿石化学多元素分析 |
| 4.1.2 矿石物相分析 |
| 4.1.3 矿石嵌布特征分析 |
| 4.1.4 矿石嵌布粒度分析 |
| 4.1.5 矿石单体解离度分析 |
| 4.2 实际铜钼矿混合浮选试验研究 |
| 4.2.1 磨矿曲线 |
| 4.2.2 矿石粒度对浮选指标的影响试验 |
| 4.2.3 捕收剂种类及用量对混合浮选效果的影响试验 |
| 4.2.4 pH值对混合浮选效果的影响试验 |
| 4.3 铜钼混合精矿浮选分离 |
| 4.3.1 磨矿粒度曲线 |
| 4.3.2 矿石粒度对浮选分离指标的影响试验 |
| 4.3.3 硫化钠作用下pH对浮选分离指标的影响试验 |
| 4.3.4 硫化钠用量对浮选分离指标的影响试验 |
| 4.3.5 矿浆温度对浮选分离指标的影响试验 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 超声处理对铜钼分离浮选效果的影响 |
| 5.1 超声时间 |
| 5.2 矿浆浓度 |
| 5.3 超声功率 |
| 5.4 MT-1用量 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 超声预处理改善浮选效果的机理分析 |
| 6.1 超声处理对矿浆性质的影响 |
| 6.1.1 溶解氧含量 |
| 6.1.2 矿浆pH |
| 6.1.3 矿浆温度 |
| 6.2 超声处理对矿石表面性质的影响 |
| 6.2.1 润湿性影响(接触角) |
| 6.2.2 对硫化钠吸附量的影响 |
| 6.3 超声处理对YC药剂溶液性质的影响 |
| 6.3.1 分散性 |
| 6.3.2 表面张力 |
| 6.3.3 溶解氧含量 |
| 6.4 本章小结 |
| 第七章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间的研究成果 |
（10）高硫铜矿高效分选技术研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜性质、用途及资源概况 |
| 1.1.1 铜的主要性质 |
| 1.1.2 铜的主要用途 |
| 1.1.3 世界铜资源概况 |
| 1.1.4 国内铜资源概况 |
| 1.2 铜矿床的主要类型及其特征 |
| 1.3 黄铜矿、黄铁矿的性质及可浮性 |
| 1.3.1 黄铜矿的性质与可浮性 |
| 1.3.2 黄铁矿的性质与可浮性 |
| 1.4 黄铜矿、黄铁矿浮选分离的选矿技术现状 |
| 1.4.1 黄铜矿、黄铁矿的浮选分离工艺流程 |
| 1.4.2 黄铜矿与黄铁矿的浮选药剂研究现状 |
| 1.5 铜硫浮选分离的难点 |
| 1.6 论文研究内容和选题意义 |
| 1.6.1 研究的主要内容 |
| 1.6.2 选题的意义 |
| 1.6.3 支撑项目 |
| 第二章 试验材料、仪器、药剂及研究方法 |
| 2.1 试验矿样的采取与制备 |
| 2.2 仪器 |
| 2.3 药剂 |
| 2.4 研究方法 |
| 第三章 原矿性质研究 |
| 3.1 原矿化学分析 |
| 3.1.1 原矿光谱分析 |
| 3.1.2 原矿多元素分析 |
| 3.2 矿石XRD分析 |
| 3.3 矿石中主要元素物相分析 |
| 3.4 主要矿物的嵌布粒度 |
| 3.5 磨矿产品解离度测定 |
| 3.6 原矿粒度组成 |
| 3.7 矿石的物理性质 |
| 3.8 本章小结 |
| 第四章 实验室选矿试验研究 |
| 4.1 原则流程探索试验 |
| 4.2 矿石磨矿细度测定试验 |
| 4.2.1 粗精矿再磨再选试验 |
| 4.2.2 磨矿产品粒度分析 |
| 4.3 铜浮选条件试验 |
| 4.3.1 水玻璃用量试验 |
| 4.3.2 pH条件试验 |
| 4.3.3 捕收剂种类试验 |
| 4.3.4 捕收剂用量试验 |
| 4.3.5 浮选浓度试验 |
| 4.3.6 铜浮选时间试验 |
| 4.3.7 铜浮选开路流程试验 |
| 4.3.8 铜浮选闭路试验 |
| 4.4 硫浮选条件试验 |
| 4.4.1 活化剂种类试验 |
| 4.4.2 ANS-1用量试验 |
| 4.4.3 丁基黄药用量试验 |
| 4.4.4 硫浮选时间试验 |
| 4.4.5 选硫开路试验 |
| 4.4.6 回水利用试验 |
| 4.5 全流程开路试验 |
| 4.6 闭路试验流程 |
| 4.7 产品质量考查 |
| 4.8 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 矿样的采取及制备 |
| 5.4 扩大连选试验工艺流程及技术条件 |
| 5.4.1 产品方案 |
| 5.4.2 工艺流程 |
| 5.4.3 主要设备清单 |
| 5.4.4 取样点及取样制度 |
| 5.4.5 主要技术参数及药剂制度 |
| 5.4.6 技术参数 |
| 5.5 磨矿系统考察与分析 |
| 5.6 扩大连选试验结果及分析 |
| 5.7 流程考查 |
| 5.7.1 浮选作业浓度测定 |
| 5.7.2 浮选作业时间计算 |
| 5.8 产品质量考查 |
| 5.8.1 铜精矿产品考查 |
| 5.8.2 硫精矿产品考查 |
| 5.8.3 尾矿产品考查 |
| 5.8.4 药剂用量考查 |
| 5.9 本章结论 |
| 第六章 结论及展望 |
| 6.1 本论文的主要结论 |
| 6.2 今后研究工作的展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 A 攻读硕士期间学术成果 |
| 附录 B 攻读硕士期间参与的科研项目 |
| 附录 C 攻读硕士期间的奖励与荣誉 |
四、黄铜矿、黄铁矿快速浮选分离新技术研究（论文参考文献）
- [1]酰基硫代酰胺对硫化矿的浮选性能与机理研究[D]. 马东. 青岛科技大学, 2021(01)
- [2]磁黄铁矿与黄铜矿的交互作用对其浮选行为的影响规律研究[D]. 董浩. 江西理工大学, 2021(01)
- [3]优化组合抑制剂对哈密铜镍矿浮选分离的影响研究[D]. 陈志强. 西南科技大学, 2021(08)
- [4]拉拉矿区难选含金硫化铜钼矿工艺矿物学特性及浮选优化试验研究[D]. 方健. 昆明理工大学, 2021(01)
- [5]低碱度下黄铁矿与黄铜矿的浮选分离试验研究[D]. 吴海祥. 昆明理工大学, 2021(01)
- [6]老挝丰沙里省难选铜铅锌矿石浮选分离试验研究[D]. 陈章鸿. 昆明理工大学, 2021(01)
- [7]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
- [8]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)
- [9]超声处理铜钼混合精矿对铜钼分离浮选过程的强化作用研究[D]. 胡运祯. 江西理工大学, 2020(01)
- [10]高硫铜矿高效分选技术研究[D]. 纪慧超. 昆明理工大学, 2020