一、难选氧化铜矿LPF选别工艺的研究（论文文献综述）
王美丽,丰奇成,王涵[1]（2021）在《氧化铜矿选冶研究现状及展望》文中进行了进一步梳理氧化铜矿是我国重要的铜矿资源,但选冶难度较大,因此大量的氧化铜资源至今未被高效开发利用。本文结合氧化铜矿矿物学特性,简述了氧化铜矿难处理的原因;从浮选、浸出、选冶联合工艺等方面综述了氧化铜矿回收利用现状,介绍了这些方法的优缺点;针对氧化铜矿特点与现有技术的应用潜力,探讨了氧化铜矿选冶研究今后的发展方向。
方健[2]（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》文中研究表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。
郑双林,马英强,郭鑫捷,周璞燏[3]（2021）在《预处理技术在难选氧化铜矿硫化浮选中应用的研究进展》文中研究说明概况了难选氧化铜矿的相关研究,研究重点在于硫化浮选技术,综述了硫化预处理、高压电脉冲破碎预处理、焙烧预处理和超声波预处理等不同预处理方式对氧化铜矿硫化浮选的影响。对不同预处理方式对氧化铜矿硫化浮选促进作用机理进行了总结,认为部分难选氧化铜矿强化硫化浮选的预处理方式在现阶段虽使得浮选指标有一定程度的上升,但如何选择适宜的预处理方式进而强化硫化浮选效果是今后难选氧化铜矿硫化浮选的主要研究方向之一。
张谦[4]（2019）在《铜铅锌氧硫混合矿同步浮选及冶金分离试验研究》文中研究表明铜铅锌有色金属是国民经济和国防建设重要的基础材料。我国铜铅锌资源虽然丰富,是全世界铅锌储量最多的国家之一,但随着经济社会的发展,资源消耗量越来越大,单一的金属矿床逐渐减少。因此,研究铜铅锌氧硫混合矿的综合利用,对补充铜铅锌矿资源的不足和提高资源的综合利用率具有十分重要的意义。论文在查阅相关文献资料的基础上,以西藏甲玛矿区铜铅锌氧硫混合矿为研究对象,进行了铜铅锌同步浮选和冶金分离试验研究。工艺矿物学研究表明,原矿含Cu 0.53%,含Pb 1.29%,含Zn 0.54%;Au和Ag含量分别为0.28g/t和23.6g/t,脉石成分主要有SiO2、CaO和Al2O3等;其中铜、铅、锌氧化率分别为40.21%、79.31%、84.83%;矿石中铜主要赋存在斑铜矿、砷铜铅矿、黄铜矿、硅孔雀石中,部分铜赋存在孔雀石、辉铜矿、锌孔雀石、铜铅铁矾、硫砷铜矿、黝铜矿、铜蓝及闪锌矿中;铅主要赋存在白铅矿、砷铜铅矿、方铅矿中,部分铅赋存在铜铅铁矾中;锌主要赋存在硅锌矿、异极矿及闪锌矿中,部分锌赋存在菱锌矿、锌孔雀石、砷铜铅矿、砷锌钙矿、硫砷铜矿中;各矿物之间相互嵌布包裹,嵌布粒度不均匀,氧化率极高,可浮性非常复杂,致使铜铅锌矿物浮选回收和分离都十分困难。基于原矿性质的复杂性和多样性,论文采用“铜铅锌同步浮选—浮选精矿焙烧脱硫—焙烧渣浸出分离铅—浸出液萃取-电积分离回收铜和锌”的回收方案开展研究,并对各个阶段的工艺参数进行试验优化,获得浮选和浸出的最佳工艺条件。浮选开路流程试验确定了精选、扫选次数,最终采用一粗三精两扫,中矿顺序返回的浮选闭路流程,获得了混合精矿中Cu品位为7.72%,回收率为70.15%;Pb品位为22.17%,回收率为90.98%;Zn品位为4.81%,回收率为42.19%;Au品位为1.8g/t,回收率为47.41%;Ag品位为340.4g/t,回收率为77.32%的技术指标。混合精矿焙烧浸出试验获得的低品位铅精矿（品位为25%30%）交由冶炼厂冶炼回收。浸出液中铜的浸出率为87.43%,锌的浸出率为64.38%,通过萃取-电积可将铜和锌分别回收。论文采用选冶联合的工艺流程,最大化实现了铜铅锌氧硫混合矿的回收应用。
李尧[5]（2019）在《西藏甲玛难处理混合铜矿工艺矿物学特性及硫化浮选试验研究》文中研究指明我国铜资源储量丰富,随着铜矿资源的不断开采,易处理铜矿资源逐渐减少,使得难处理铜矿资源成为重点处理对象。复杂难处理铜矿资源的新工艺和新技术,对我国铜矿资源的高效回收利用具有重要的现实意义。本论文以西藏甲玛难处理混合铜矿为主要试验研究对象,首先进行工艺矿物学特性研究,在此基础上开展了混合铜矿硫化浮选试验研究以及现场小型验证试验,最终获得了较为理想的选别指标,对该类型铜矿资源的回收具有一定的参考价值。工艺矿物学研究表明,该矿石中可以回收的有价矿物主要为铜矿物,同时还包含钼、金、银等伴生矿物。硫化铜矿物主要是斑铜矿、辉铜矿、黄铜矿、铜蓝,氧化铜矿物以硅孔雀石和孔雀石为主,矿石中脉石矿物主要成分为硅灰石、钙铁榴石、方解石、石英等。主要有用矿物与脉石矿物紧密连生,包裹共生,矿石硬度较低,极易破碎。矿石中含铜1.04%,氧化率为29.80%,其中游离氧化铜和结合氧化铜的含量分别为15.38%和14.42%;伴生金属钼含量为0.023%,贵金属金、银含量分别为0.5g/t和24.6g/t。矿石中的有价金属可以随铜矿物一并回收,以增加有价金属综合回收价值。针对难处理混合铜矿的工艺矿物学特征,对混合铜矿进行硫化浮选试验,研究了磨矿细度、调整剂用量、捕收剂种类和用量、辅助捕收剂用量及浮选时间等参数对浮选指标的影响,确定了最佳磨矿细度及浮选药剂制度,制定了合理的选矿工艺,最终进行浮选开路和闭路试验,并取得了良好的浮选指标。闭路试验采用两粗两精两扫试验流程,在磨矿细度为-0.074mm粒级含量占70%,硫化钠总用量为900g/t,柴油总用量为150g/t,丁基黄药总用量为660g/t,丁铵黑药总用量为150g/t,2号油总用量为84g/t的条件下,最终得到铜品位为24.30%,铜回收率为72.54%;钼品位为0.127%,回收率为10.39%;金品位为8.8g/t,回收率为73.72%;银品位为399.8g/t,回收率为64.22%的精矿产品。通过在西藏甲玛高寒高海拔地区进行现场小型验证试验,其中现场小型验证试验采用与实验室相同的药剂制度和工艺流程,最终获得铜品位为24.47%,铜回收率为70.72%;伴生金属钼品位为0.324%,钼回收率为39.24%;伴生贵金属金品位为8.75g/t,回收率为61.16%;银品位为662.97g/t,回收率为81.35%的浮选闭路指标,试验指标较为理想,与实验室闭路试验指标吻合。还对矿区采出的低氧化率铜钼矿进行了改进试验,通过药剂制度的适当调整,对其进行闭路浮选试验,低氧化率铜钼矿获得了铜品位为21.93%,铜回收率为87.22%;钼品位为0.574%,钼回收率为71.41%;金品位为12.18g/t,回收率为68.90%;银品位为425.51g/t,回收率为87.17%的浮选闭路指标,浮选指标达到预期要求。
白旭[6]（2019）在《赞比亚穆利亚希复杂混合铜矿选冶联合回收新工艺及浸出机理研究》文中研究指明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。
郭志强[7]（2019）在《桥联改性活化浮选硅孔雀石研究》文中提出论文课题来源于国家自然科学基金“桥联改性对硅孔雀石表面疏水性的强化效应”,以硅孔雀石为研究对象,提出“多原子吸附—中间金属离子桥联—捕收剂吸附捕收”这一理论模型。论文在黄药体系下对硅孔雀石进行有效回收与利用,为我国含硅孔雀石氧化铜矿石的开发与利用提供技术理论依据。通过纯矿物试验研究发现,当试验条件为:pH=9,异戊黄用量为600mg/L,2#油用量为50mg/L,乙二胺磷酸盐用量为800 mg/L,二乙基二硫代氨基甲酸钠用量为1200mg/L,硫酸铜用量900mg/L,硅孔雀石回收率可以达到87.02%;在该药剂体系下对方解石、石英、萤石、蛇纹石等脉石矿物进行研究发现,脉石矿物回收率较低。构建了含有Cu、Si、O三种元素类似于硅孔雀石的硅酸铜晶体模型来进行量子化学计算,从微观角度解释了药剂与矿物表面作用机理。通过对硅酸铜原矿、乙二胺在硅酸铜（110）面吸附、（C2H5）2NCSS-在硅酸铜（110）面吸附和（C2H5）2NCSS-+乙二胺在硅酸铜（110）面吸附四种模型研究发现,（C2H5）2NCSS-+乙二胺吸附于硅酸铜（110）面铜原子转移电子数更多,反应更激烈,解释了（C2H5）2NCSS-+乙二胺对硅孔雀石浮选效果比单一药剂更好的原因。在乙二胺磷酸盐、二乙基二硫代氨基甲酸钠、乙二胺磷酸盐+二乙基二硫代氨基甲酸钠这三种体系下,矿物表面的Zeta电位依次往负方向移动,当有外加铜离子作用时Zeta电位正方向移动;在这三种体系下矿物表面的异戊黄吸附量和接触角依次增加,当有外加铜离子作用时吸附量和接触角再次增加。硅孔雀石表面S-在二乙基二硫代氨基甲酸钠体系、乙二胺磷酸盐+二乙基二硫代氨基甲酸钠体系和乙二胺磷酸盐+二乙基二硫代氨基甲酸钠+硫酸铜体系,矿物表面含量逐渐升高;CN-其含量在矿物表面逐渐升高;C2H5+、Cu3S+在二乙基二硫代氨基甲酸钠体系、乙二胺磷酸盐+二乙基二硫代氨基甲酸钠体系和乙二胺磷酸盐+二乙基二硫代氨基甲酸钠+硫酸铜体系中硅孔雀石表面含量逐渐上升,说明矿物表面作用的二乙基二硫代氨基甲酸钠和乙二胺磷酸盐药剂吸附量逐渐增加。在硅孔雀石原矿、乙二胺磷酸盐、二乙基二硫代氨基甲酸钠、乙二胺磷酸盐+二乙基二硫代氨基甲酸钠体系下,Cu结合能依次降低,二乙基二硫代氨基甲酸钠+乙二胺磷酸盐+硫酸铜体系下,Cu结合能有所升高;乙二胺磷酸盐+二乙基二硫代氨基甲酸钠体系相比二乙基二硫代氨基甲酸钠体系S结合能降低,而当有Cu2+加入时S结合能升高;乙二胺磷酸盐+二乙基二硫代氨基甲酸钠体系相比乙二胺磷酸盐体系N结合能降低,而当有Cu2+加入时N结合能升高;乙二胺磷酸盐的微溶解作用导致硅孔雀石表面铜原子含量增加;在二乙基二硫代氨基甲酸钠体系下,硅孔雀石表面硫原子检测到只有0.09%,而在乙二胺磷酸盐+二乙基二硫代氨基甲酸钠体系下,硫原子含量上升为0.23%,说明乙二胺磷酸盐促进了二乙基二硫代氨基甲酸钠在矿物表面作用。
杨玉珠,周强[8]（2018）在《2017年云南选矿年评》文中进行了进一步梳理在广泛查阅2017年度国内矿业科技期刊、文献的基础上,对云南选矿工作者发表的选矿科技论文及云南选矿科技研究现状,从碎矿与磨矿、选矿工艺、选矿药剂、选矿设备及自动化、工艺矿物学等方面进行了综合评述。
杨春刚[9]（2017）在《云南某难选氧化铜矿选矿试验研究》文中研究表明铜在国民经济建设中有着重要的应用,在我国社会和经济迅速发展的今天,对铜的需求量越来越大。由于我国铜资源相对较少,进口量较大。因此,开发利用难选氧化铜矿,提高铜资源的自给率,对我国社会主义经济建设有重要意义。论文研究对象为大理某铜矿。对原矿进行的工艺矿物学研究表明,试验原矿样成分复杂,所含金属矿物包括铜、铁、银等,其中铜是主要的有价矿物,主要以独立矿物的形式赋存于孔雀石和假孔雀石中,含量为0.94%。论文通过系统的浮选条件试验和流程结构试验,确定该低品位氧化铜矿最佳的浮选流程为“一粗二精二扫”,浮选的最佳浮选条件为:粗选段,磨矿细度为-0.074mm占80%,水玻璃800g/t,硫化钠1600g/t,硫酸铵1600g/t,戊基黄药80g/t,羟肟酸钠80g/t,丁铵黑药40g/t,2#油50g/t;扫选Ⅰ段,水玻璃400g/t,硫化钠800g/t,硫酸铵800g/t,戊基黄药40g/t,羟肟酸钠40g/t,丁铵黑药20g/t,2#油25g/t;扫选Ⅱ段,水玻璃400g/t,硫化钠400g/t,硫酸铵400g/t,戊基黄药20g/t,羟肟酸钠20g/t,丁铵黑药10g/t,2#油10g/t;精选Ⅰ段,硫化钠800g/t,硫酸铵800g/t,戊基黄药40g/t,羟肟酸钠40g/t;精选Ⅱ段,戊基黄药20g/t,羟肟酸钠20g/t。全流程闭路试验最终得到品位23.48%、回收率77.56%的铜精矿,其中含Ag为762.83g/t。化学选矿是目前处理氧化铜矿的一种常用手段,由于试验矿样以酸性硅酸盐矿物为主,钙、镁等碱性矿物含量较低,因此,根据矿石性质对矿样进行了系统的硫酸浸出条件试验,最终在25℃、磨矿细度-200目70%、硫酸用量为30g/L、搅拌速度200r/min、矿浆浓度35%、浸出时间8h的条件下,铜浸出率达到90.14%。在此基础上,根据现场条件设备情况进行的扩大柱浸试验,在酸浓度30g/L、浸出时间32d的条件下,铜浸出率为85.26%。
毕克俊[10]（2017）在《混合铜矿硫化浮选的机理研究》文中研究指明混合铜矿在铜矿资源中占有3%,是生产铜金属的原料来源之一。其主要选矿方法是硫化-黄药浮选法。该法的主要问题是:硫化钠既是氧化铜矿的浮选活化剂,也是硫化铜矿的强烈抑制剂;当硫化钠用量不足,氧化铜矿物不能充分回收,而用量过大,不仅对硫化铜矿物抑制,而且也会对硫化过的氧化铜矿物产生抑制作用。因此,开展对混合铜矿硫化浮选的理论研究具有重要的现实意义,一方面,能够丰富浮选理论,另一方面,可以为开发高效的浮选新技术提供理论依据。论文题目来源:国家自然科学基金重点项目“难处理铜矿耦合硫化浮选机理研究”（No.51364017）。鉴于铵（胺）盐在氧化铜和混合铜矿选矿中的应用,本论文以孔雀石、黄铜矿纯矿物为研究对象,考察了二者在铵（胺）盐-硫化钠-黄药体系中的浮选行为变化和作用机理,以及铵（胺）盐对人工混合铜矿硫化-黄药浮选的影响情况,并用实际混合铜矿试验进行验证。铵（胺）盐对孔雀石硫化浮选试验表明:除了磷酸氢二铵外,四种无机铵盐（硫酸铵、碳酸铵、碳酸氢铵、氯化铵）和乙二胺磷酸盐对孔雀石的硫化浮选行为产生活化效应,组合铵-胺盐的活化效果比单一铵（胺）盐的活化效果更为显着。孔雀石表面SEM-EDS和XPS分析结果分别表明:组合铵-胺盐加入后,矿物表面絮状物明显增多,S质量浓度由直接硫化的2.3%增加到15.16%,且矿物表面检测到了微量N、P元素的特征峰,强化硫化效果明显;组合铵-胺盐能够使得孔雀石表面Cu 2p电子结合能降低,增加铜原子活性,S在矿物表面以S2-和Sn2-形式存在,矿物表面也检测到了 N的特征峰,可能是铜胺络合物(如类似[Cu（en）2]2+)存在于矿物表面上,且P原子没有吸附于孔雀石表面上。铵（胺）盐对黄铜矿浮选试验表明:五种无机铵盐能够对黄铜矿直接黄药浮选产生轻微活化作用,乙二胺磷酸盐不起任何作用;黄铜矿经过150 mg/L硫化钠处理后,五种无机铵盐和乙二胺磷酸盐能够在不同程度上消除硫化钠的抑制作用,组合铵-胺盐对消除抑制效果的影响结果不尽相同,其中氯化铵和乙二胺磷酸盐组合效果最佳,能够完全消除硫化钠对黄铜矿的抑制作用。铵（胺）盐能够消除硫化钠对黄铜矿的抑制作用是由于在铵（胺）盐-硫化钠-黄铜矿体系中,低价态的二价硫离子更容易受到溶液中的Cu2+、铜胺络合离子等过渡离子的催化作用,而被氧化为高价态的含氧酸根,且黄铜矿为半导体矿物,铵盐属于强电解质能够增加溶液的导电性,这些因素都能够促进S2-氧化过程进行。动态跟踪硫离子试验结果表明,乙二胺磷酸盐单独作用时,对S2-离子消耗无影响,黄铜矿、Cu2+、铜氨络合离子都能够促使得S2-离子消耗速度加快,而氯化铵、组合铵-胺盐能使S2-离子消耗速度变得更快,电位下降速度更快。黄铜矿表面SEM-EDS表明氯化铵能够对矿物表面起到了清洁作用,S元素浓度从33.65%下降到26.85%;乙二胺磷酸盐加入后,检测到了 N、P元素,且P元素的含量为2.46%,磷酸根离子能够吸附在矿物表面上,这也阻碍了溶液中S2-离子吸附在矿物表面上;黄铜矿表面XPS分析表明,氯化铵没有在矿物表面上发生吸附,没有新物质生成,乙二胺磷酸盐与矿物表面发生一定作用,表面检测到铜胺络合物的特征峰,且硫被检测到多种形式,表明硫在矿物表面发生氧化。铵（胺）盐在混合铜矿硫化浮选中的作用表现为:一方面能够强化氧化铜矿的硫化过程,稳定在氧化铜矿表面生成的硫化膜,提高其疏水性;另一方面,能够削弱剩余硫化钠中硫离子对黄铜矿的抑制作用,促使其氧化成高价态硫氧酸根离子,提高硫化铜的可浮性,最终使得总铜回收率提高。当硫化钠用量为200mg/L时,在氧化率为30%的人工混合铜矿中,黄铜矿回收率为59.36%,孔雀石回收率为47.58%,总铜回收率为65.82%;当添加组合铵-胺盐后,黄铜矿的回收率能达到91.32%,孔雀石的回收率维持在41%左右,总铜回收率为76.23%,相比较后,总铜回收率提高了 10.41个百分点。在氧化率为27.42%的实际混合铜矿硫化-黄药浮选试验中,组合按-胺盐的添加能够使全铜回收率提高了 4.79个百分点,氧化铜矿相回收率提高了 9.66个百分点,硫化铜矿相回收率提高了 2.95个百分点,该试验结果进一步证实了纯矿物浮选试验的结论。
二、难选氧化铜矿LPF选别工艺的研究（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、难选氧化铜矿LPF选别工艺的研究（论文提纲范文）
（1）氧化铜矿选冶研究现状及展望（论文提纲范文）
| 1 氧化铜矿难选原因概述 |
| 2 氧化铜矿的处理方法 |
| 2.1 浮选法 |
| 2.1.1 直接浮选法 |
| 2.1.2 硫化浮选法 |
| 2.1.3 组合药剂 |
| 2.2 浸出法 |
| 2.2.1 酸浸 |
| 2.2.2 氨浸 |
| 2.2.3 细菌浸出 |
| 2.3 联合工艺 |
| 3 结 语 |
（2）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 |
（3）预处理技术在难选氧化铜矿硫化浮选中应用的研究进展（论文提纲范文）
| 1 预处理技术概述 |
| 1.1 硫化预处理 |
| 1.2 高压电脉冲破碎预处理 |
| 1.3 焙烧预处理 |
| 1.4 超声波预处理 |
| 2 不同预处理方式在难选氧化铜矿物浮选中的应用 |
| 2.1 难选氧化铜矿的硫化预处理 |
| 2.1.1 硫化机理 |
| 2.1.2 硫化影响因素 |
| 2.1.3 强化硫化 |
| 2.2 难选氧化铜矿的高压电脉冲破碎预处理 |
| 2.3 难选氧化铜矿的焙烧预处理 |
| 2.4 难选氧化铜矿的超声波预处理 |
| 2.5 难选氧化铜矿的高温预处理 |
| 2.6 难选氧化铜矿的酸浸预处理 |
| 3 结语与展望 |
（4）铜铅锌氧硫混合矿同步浮选及冶金分离试验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜铅锌的基本性质和用途 |
| 1.1.1 铜的基本性质和用途 |
| 1.1.2 铅的基本性质和用途 |
| 1.1.3 锌的基本性质和用途 |
| 1.2 铜铅锌的资源概况及产出 |
| 1.2.1 铜的资源概况及产出 |
| 1.2.2 铅锌的资源概况及产出 |
| 1.3 铜铅锌矿的选矿技术现状 |
| 1.3.1 铜铅锌矿浮选困难的原因 |
| 1.3.2 铜铅锌矿的选矿工艺现状 |
| 1.3.3 铜铅锌矿的选矿药剂现状 |
| 1.4 项目研究的意义和研究内容 |
| 第二章 试验材料及研究方法 |
| 2.1 试样矿样的采取及制备 |
| 2.2 试验主要药剂 |
| 2.3 试验主要仪器及设备 |
| 2.4 研究方法 |
| 2.4.1 原矿性质研究 |
| 2.4.2 工艺流程的选择和确定 |
| 2.4.3 实际矿石浮选试验研究 |
| 2.4.4 焙烧—浸出探索试验研究 |
| 第三章 原矿性质研究 |
| 3.1 原矿化学性质及物质组成 |
| 3.1.1 化学多元素分析 |
| 3.1.2 原矿中铜铅锌的物相分析 |
| 3.2 矿石的结构构造 |
| 3.2.1 矿石的构造 |
| 3.2.2 矿石的结构 |
| 3.3 矿石矿物成分及嵌布粒度特征 |
| 3.3.1 原矿矿物组成 |
| 3.3.2 矿石矿物的嵌布特征 |
| 3.4 铜铅锌载体矿物的嵌布粒度及单体解离度分析 |
| 3.4.1 铜铅锌主要载体矿物的粒度特征 |
| 3.4.2 铜铅锌主要载体矿物的解离度特征 |
| 3.5 铜铅锌的赋存状态 |
| 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 |
| 3.6 本章小结 |
| 第四章 实际矿石的浮选试验研究 |
| 4.1 浮选条件试验研究 |
| 4.1.1 磨矿细度对浮选的影响 |
| 4.1.2 硫化钠用量对浮选的影响 |
| 4.1.3 分散剂对浮选的影响 |
| 4.1.4 黄药用量对浮选的影响 |
| 4.1.5 丁铵黑药用量对浮选的影响 |
| 4.2 浮选开路流程试验 |
| 4.3 浮选闭路试验 |
| 4.4 精矿和尾矿产品分析 |
| 4.4.1 精矿和尾矿多元素分析 |
| 4.4.2 产品铜铅锌物相分析 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 浮选铜铅锌混合精矿焙烧—浸出探索试验研究 |
| 5.1 混合精矿焙烧探索试验 |
| 5.1.1 混合精矿焙烧 |
| 5.2 焙烧渣浸出探索试验 |
| 5.2.1 浸出温度条件试验 |
| 5.2.2 烧渣浸出硫酸用量条件试验 |
| 5.2.3 烧渣浸出液固比条件试验 |
| 5.2.4 烧渣浸出时间条件试验 |
| 5.3 焙烧渣浸出前后的形貌分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 结论和进一步研究的内容 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 进一步研究的内容 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录 A 攻读硕士学位期间发表的学术成果 |
| 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与荣誉 |
（5）西藏甲玛难处理混合铜矿工艺矿物学特性及硫化浮选试验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜资源概况 |
| 1.1.1 铜性质及用途 |
| 1.1.2 铜矿资源分布特点 |
| 1.1.3 铜矿床及矿物类型 |
| 1.2 硫化铜矿的选别方法 |
| 1.2.1 硫化铜矿的浮选工艺与药剂 |
| 1.2.2 硫化铜矿的微生物浸出 |
| 1.3 氧化铜矿选别方法 |
| 1.3.1 浮选法 |
| 1.3.2 化学选矿法 |
| 1.3.3 选冶联合工艺 |
| 1.4 论文研究的意义和研究内容 |
| 1.4.1 论文研究的意义 |
| 1.4.2 论文研究的主要内容 |
| 第二章 试验材料及研究方法 |
| 2.1 矿样的采取及制备 |
| 2.2 试验药剂 |
| 2.3 试验仪器及设备 |
| 2.4 试验研究方法 |
| 2.4.1 原矿性质研究 |
| 2.4.2 浮选试验方法 |
| 第三章 原矿工艺矿物学研究 |
| 3.1 矿石的化学性质分析 |
| 3.1.1 X-荧光分析结果 |
| 3.1.2 化学多元素分析 |
| 3.1.3 矿石中铜钼的物相分析 |
| 3.1.4 X射线衍射分析 |
| 3.2 矿石结构与构造 |
| 3.2.1 矿石构造 |
| 3.2.2 矿石结构 |
| 3.3 矿石的矿物组成和嵌布特征 |
| 3.3.1 矿石的矿物组成 |
| 3.3.2 矿物的嵌布特征 |
| 3.4 主要目的矿物的粒度分布特征、解离度特征和共生关系 |
| 3.4.1 主要目的矿物的粒度分布特征 |
| 3.4.2 主要目的矿物的解离度特征 |
| 3.4.3 主要目的矿物的共生关系分析 |
| 3.5 铜赋存状态 |
| 3.6 本章小结 |
| 第四章 浮选试验研究 |
| 4.1 工艺技术方案的选择和确定 |
| 4.2 浮选试验研究 |
| 4.2.1 磨矿细度对浮选的影响 |
| 4.2.2 硫化钠用量对浮选的影响 |
| 4.2.3 柴油用量对浮选的影响 |
| 4.2.4 黄药种类和用量对浮选的影响 |
| 4.2.5 丁铵黑药用量对浮选的影响 |
| 4.2.6 浮选时间试验 |
| 4.2.7 浮选开路试验 |
| 4.2.8 浮选闭路试验 |
| 4.2.9 尾矿沉降试验 |
| 4.3 精矿和尾矿化学多元素和物相分析 |
| 4.3.1 精矿和尾矿化学多元素分析 |
| 4.3.2 尾矿铜物相分析 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 现场小型验证试验研究 |
| 5.1 难处理混合铜矿浮选试验验证 |
| 5.2 低氧化率铜钼矿原矿多元素分析及铜物相分析 |
| 5.3 低氧化率铜钼矿浮选试验结果 |
| 5.4 精矿和尾矿多元素分析 |
| 5.4.1 难处理混合铜矿精矿和尾矿多元素分析 |
| 5.4.2 低氧化率铜钼矿精矿和尾矿多元素分析 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录A 攻读学位其间主要研究成果 |
| 附录B 攻读学位其间参与的科研项目 |
（6）赞比亚穆利亚希复杂混合铜矿选冶联合回收新工艺及浸出机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜的性质及用途 |
| 1.2 铜的资源概况 |
| 1.3 硫化铜矿物种类 |
| 1.4 氧化铜矿物种类 |
| 1.4.1 主要氧化铜矿物种类及性质 |
| 1.4.2 游离氧化铜与结合氧化铜 |
| 1.4.3 氧化铜矿石的主要特点 |
| 1.5 铜矿的选别方法 |
| 1.5.1 浮选法 |
| 1.5.2 浸出法 |
| 1.5.3 选冶联合 |
| 1.6 论文的研究意义及内容 |
| 1.6.1 研究意义 |
| 1.6.2 研究内容 |
| 第二章 试验原料、仪器设备、药剂以及研究方法 |
| 2.1 试验原料 |
| 2.2 主要设备 |
| 2.3 主要试剂 |
| 2.4 试验的工艺流程及方法 |
| 2.4.1 浮选试验 |
| 2.4.2 浸出试验 |
| 2.4.3 浸出率计算方法 |
| 2.5 机理研究分析检测方法 |
| 2.5.1 矿物解离分析仪(MLA)测试 |
| 2.5.2 扫描电镜与能谱测试 |
| 2.5.3 激光粒度测试 |
| 2.5.4 BET测试 |
| 第三章 原矿工艺矿物学研究及矿样性质考察 |
| 3.1 原矿工艺矿物学研究 |
| 3.1.1 矿石的结构和构造 |
| 3.1.2 矿石的矿物组成 |
| 3.1.3 矿石矿物的嵌布特征 |
| 3.1.4 目的矿物的解离度特征分析 |
| 3.1.5 铜的赋存状态 |
| 3.1.6 原矿工艺矿物学研究总结 |
| 3.2 矿样性质考察 |
| 3.2.1 原矿化学多元素分析 |
| 3.2.2 X射线衍射分析 |
| 3.2.3 铜物相分析 |
| 3.2.4 筛析分析 |
| 3.2.5 原矿磨矿产品解离度分析 |
| 3.3 本章总结 |
| 第四章 试验研究 |
| 4.1 原矿磁选试验 |
| 4.1.1 磁选产品物相分析 |
| 4.2 原矿浸出试验 |
| 4.3 原矿浮选试验 |
| 4.3.1 硫化钠用量试验 |
| 4.3.2 丁基黄药用量试验 |
| 4.3.3 闭路试验 |
| 4.4 浮选尾矿浸出试验 |
| 4.5 最佳工艺流程的设定 |
| 4.6 浮选尾矿磁选试验 |
| 4.6.1 试验结果 |
| 4.6.2 铜物相分析 |
| 4.7 磁选产品工艺矿物学研究 |
| 4.7.1 岩矿鉴定 |
| 4.7.2 磁选产品扫描电镜与能谱分析 |
| 4.8 磁选产品浸出试验 |
| 4.8.1 磁选精矿高温强化浸出试验 |
| 4.8.2 磁选精矿再磨试验 |
| 4.8.3 磁选精矿再磨高温强化浸出试验 |
| 4.8.4 磁选尾矿中温浸出试验 |
| 4.8.5 最佳工艺流程 |
| 4.9 浸出渣工艺矿物学研究 |
| 4.9.1 磁选精矿浸出渣扫描电镜分析 |
| 4.9.2 磁选尾矿浸出渣扫描电镜分析 |
| 4.10 推荐流程及技术指标 |
| 4.11 本章总结 |
| 第五章 浸出机理研究 |
| 5.1 浸出反应动力学研究 |
| 5.1.1 浮选尾矿浸出反应动力学研究 |
| 5.1.2 磁选精矿浸出反应动力学研究 |
| 5.1.3 磁选尾矿浸出反应动力学研究 |
| 5.1.4 小结 |
| 5.2 磁选产品及其浸出渣粒度分析研究 |
| 5.2.1 磁选精矿和浸出渣粒度分析 |
| 5.2.2 磁选精矿再磨和浸出渣粒度分析 |
| 5.2.3 磁选精矿与磁选精矿再磨粒度分析 |
| 5.2.4 磁选尾矿和浸出渣粒度分析 |
| 5.3 磁选产品及其浸出渣孔隙度研究 |
| 5.3.1 磁选精矿及浸出渣BET和 BJH测试 |
| 5.3.2 磁选精矿再磨与浸出渣BET和 BJH测试 |
| 5.3.3 磁选精矿与磁选精矿再磨BET和 BJH测试 |
| 5.3.4 磁选尾矿及浸出渣BET和 BJH测试 |
| 5.4 本章总结 |
| 第六章 结论与创新点 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 主要创新点 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录 A 攻读博士学位期间主要研究成果 |
| 附录 B 攻读博士期间主持和参与的主要项目 |
| 附录 C 攻读博士期间获得的荣誉、奖励 |
（7）桥联改性活化浮选硅孔雀石研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRCT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜资源概况 |
| 1.1.1 全球铜资源概况 |
| 1.1.2 我国铜资源概况 |
| 1.2 氧化铜矿物研究现状 |
| 1.2.1 氧化铜矿物的浮选 |
| 1.2.2 氧化铜矿物的浸出 |
| 1.2.3 氧化铜矿物的选冶联合工艺 |
| 1.2.4 氧化铜矿物选别新工艺 |
| 1.3 硅孔雀石研究现状 |
| 1.3.1 硅孔雀石简介 |
| 1.3.2 硅孔雀石活化浮选现状 |
| 1.3.3 硅孔雀石铵(胺)盐活化浮选现状 |
| 1.4 二乙基二硫代氨基甲酸钠研究现状 |
| 1.5 论文的研究背景、意义和研究内容 |
| 第二章 试验样品、药剂、设备及研究方法 |
| 2.1 试验样品性质 |
| 2.1.1 硅孔雀石XRD及红外光谱分析 |
| 2.1.2 硅孔雀石化学多元素分析 |
| 2.2 试验药剂和设备 |
| 2.3 试验研究方法 |
| 2.3.1 浮选试验 |
| 2.3.2 理论计算与软件平台 |
| 2.3.3 Zeta电位分析 |
| 2.3.4 吸附量分析 |
| 2.3.5 扫描电镜及能谱(SEM-EDS)分析 |
| 2.3.6 接触角分析 |
| 2.3.7 电感耦合等离子体质谱仪(ICP-MS)分析 |
| 2.3.8 飞行时间二次离子质谱(TOF-SIMS)分析 |
| 2.3.9 X射线光电子能谱(XPS)分析 |
| 第三章 桥联改性药剂体系下硅孔雀石浮选行为研究 |
| 3.1 硫化-黄药法浮选硅孔雀石 |
| 3.2 桥联改性活化浮选硅孔雀石 |
| 3.2.1 单一乙二胺磷酸盐活化浮选硅孔雀石 |
| 3.2.2 单一二乙基二硫代氨基甲酸钠活化浮选硅孔雀石 |
| 3.2.3 单一硫酸铜活化浮选硅孔雀石 |
| 3.2.4 多原子吸附-中间金属离子桥联-捕收剂吸附桥联金属离子活化浮选硅孔雀石 |
| 3.2.5 pH值对硅孔雀石桥联改性活化浮选影响 |
| 3.2.6 异戊黄用量对硅孔雀石桥联改性活化浮选影响 |
| 3.2.7 硫酸铜用量对硅孔雀石桥联改性活化浮选影响 |
| 3.2.8 桥联改性对脉石矿物的浮选影响 |
| 3.3 本章小结 |
| 第四章 桥联改性药剂体系下硅酸铜电子结构研究 |
| 4.1 硅酸铜本体电子结构分析 |
| 4.1.1 计算方法与模型 |
| 4.1.2 硅酸铜能带 |
| 4.1.3 硅酸铜态密度 |
| 4.1.4 硅酸铜原子与键的布居分析 |
| 4.1.5 硅酸铜电荷密度分布 |
| 4.2 乙二胺磷酸盐在硅酸铜(110)面吸附 |
| 4.2.1 计算方法与模型 |
| 4.2.2 乙二胺在硅酸铜(110)面吸附态密度分析 |
| 4.2.3 乙二胺在硅酸铜(110)面吸附布居分析 |
| 4.3 二乙基二硫代氨基甲酸钠在硅酸铜(110)面吸附 |
| 4.3.1 计算方法与模型 |
| 4.3.2 (C_2H_5)_2NCSS~-在硅酸铜(110)面吸附态密度分析 |
| 4.3.3 (C_2H_5)_2NCSS~-在硅酸铜(110)面吸附布居分析 |
| 4.4 二乙基二硫代氨基甲酸钠+乙二胺磷酸盐在硅酸铜(110)面吸附 |
| 4.4.1 计算方法与模型 |
| 4.4.2 (C_2H_5)_2NCSS~-+乙二胺在硅酸铜(110)面吸附态密度分析 |
| 4.4.3 (C_2H_5)_2NCSS~-+乙二胺在硅酸铜(110)面吸附布居分析 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 桥联改性药剂体系下硅孔雀石浮选机理研究 |
| 5.1 桥联改性对硅孔雀石表面Zeta电位的影响 |
| 5.2 桥联改性药剂体系对硅孔雀石表面异戊黄吸附量影响 |
| 5.2.1 异戊黄波长与吸光度关系曲线测定 |
| 5.2.2 异戊黄吸光度标准曲线测定 |
| 5.2.3 乙二胺磷酸盐用量对硅孔雀石表面异戊黄吸附量影响 |
| 5.2.4 二乙基二硫代氨基甲酸钠用量对硅孔雀石表面异戊黄吸附量影响 |
| 5.2.5 桥联改性药剂体系下硅孔雀石表面异戊黄吸附量影响 |
| 5.3 桥联改性药剂体系作用下硅孔雀石表面SEM-EDS分析 |
| 5.4 桥联改性药剂体系作用下硅孔雀石表面接触角分析 |
| 5.5 桥联改性药剂体系作用下硅孔雀石溶解行为研究 |
| 5.5.1 硅孔雀石自身溶解行为研究 |
| 5.5.2 硅孔雀石自身溶解行为对可浮性影响 |
| 5.5.3 桥联改性药剂对硅孔雀石溶解行为的影响 |
| 5.6 桥联改性药剂体系作用下硅孔雀石TOF-SIMS研究 |
| 5.6.1 硅孔雀石原矿表面负谱分析 |
| 5.6.2 乙二胺磷酸盐药剂体系下硅孔雀石表面负谱分析 |
| 5.6.3 二乙基二硫代氨基甲酸钠药剂体系下硅孔雀石表面负谱分析 |
| 5.6.4 乙二胺磷酸盐+二乙基二硫代氨基甲酸钠药剂体系下硅孔雀石表面负谱分析 |
| 5.6.5 乙二胺磷酸盐+二乙基二硫代氨基甲酸钠+硫酸铜药剂体系下硅孔雀石表面负谱分析 |
| 5.6.6 桥联改性药剂体系作用下硅孔雀石表面负谱总体分析 |
| 5.6.7 桥联改性药剂体系作用下硅孔雀石表面正谱分析 |
| 5.7 桥联改性药剂体系作用下硅孔雀石XPS研究 |
| 5.7.1 硅孔雀石原矿表面XPS研究 |
| 5.7.2 乙二胺磷酸盐体系下硅孔雀石表面XPS研究 |
| 5.7.3 二乙基二硫代氨基甲酸钠体系下硅孔雀石表面XPS研究 |
| 5.7.4 二乙基二硫代氨基甲酸钠+乙二胺磷酸盐体系下硅孔雀石表面XPS研究 |
| 5.7.5 二乙基二硫代氨基甲酸钠+乙二胺磷酸盐+硫酸铜体系下硅孔雀石表面XPS研究 |
| 5.7.6 桥联改性药剂体系下硅孔雀石表面XPS总体分析 |
| 5.8 本章小结 |
| 第六章 主要结论与创新点 |
| 6.1 论文主要结论 |
| 6.2 论文创新点 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录A 攻读硕士期间发表的学术成果 |
| 附录B 攻读硕士期间参与的科研项目 |
| 附录C 攻读硕士期间获得的奖励和荣誉 |
（8）2017年云南选矿年评（论文提纲范文）
| 1 碎矿与磨矿 |
| 2 选矿工艺 |
| 2.1 铜矿的选矿及铜精矿除杂 |
| 2.2 钼矿、镍矿、铋矿的选矿 |
| 2.3 铅锌矿的选矿 |
| 2.4 铁矿的选矿及除杂 |
| 2.5 硫铁矿的选矿 |
| 2.6 锰矿的选矿 |
| 2.7 磷矿的选矿 |
| 2.8 锡矿脱硫 |
| 2.9 多金属矿的选矿 |
| 2.1 0 金矿和银矿的选矿 |
| 2.1 1 伴生金、银的综合回收 |
| 2.1 2 非金属矿的选矿 |
| 2.1 3 稀有金属矿的选矿 |
| 2.1 4 铝土矿的选矿 |
| 3 选矿药剂 |
| 4 选矿设备及自动化研究 |
| 5 工艺矿物学 |
| 6 综述性研究及其它 |
| 7 资源综合利用 |
| 8 结语 |
（9）云南某难选氧化铜矿选矿试验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜的概述 |
| 1.2 硫化铜选别 |
| 1.3 氧化铜的浮选方法 |
| 1.4 氧化铜化学选矿 |
| 1.5 氧化铜浮选药剂研究 |
| 1.6 论文研究的意义和主要内容 |
| 第二章 试样、药剂、仪器设备及方法 |
| 2.1 试样来源 |
| 2.2 试验药剂 |
| 2.3 试验设备 |
| 2.4 试验方法 |
| 第三章 矿石的工艺矿物学研究 |
| 3.1 矿石的结构构造 |
| 3.2 矿石的化学成分 |
| 3.3 矿物特征分析 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 浮选试验研究 |
| 4.1 粒度分析 |
| 4.2 磨矿细度测定 |
| 4.3 浮选影响因素考察 |
| 4.4 流程结构试验 |
| 4.5 开路试验 |
| 4.6 闭路试验 |
| 4.7 本章小结 |
| 第五章 化学选矿试验 |
| 5.1 硫酸用量试验 |
| 5.2 矿浆浓度试验 |
| 5.3 浸出磨矿细度试验 |
| 5.4 浸出时间试验 |
| 5.5 扩大柱浸试验 |
| 5.6 本章小结 |
| 第六章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录A 攻读学位期间发表论文情况 |
| 附录B 攻读硕士期间参加的科研项目 |
（10）混合铜矿硫化浮选的机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜资源概述 |
| 1.1.1 铜的性质与用途 |
| 1.1.2 铜的资源储量与矿床类型 |
| 1.1.3 铜矿石分类与特点 |
| 1.2 硫化铜矿选矿方法概述 |
| 1.2.1 硫化铜矿浮选的药剂及工艺 |
| 1.2.2 硫化铜矿的生物浸出 |
| 1.3 氧化铜矿选矿方法概述 |
| 1.3.1 浮选法 |
| 1.3.2 硫酸浸出-沉淀-浮选法 |
| 1.3.3 氨浸出法 |
| 1.3.4 离析法 |
| 1.3.5 细菌浸出法 |
| 1.4 混合铜矿选矿方法概述 |
| 1.5 铵(胺)盐在浮选中的应用 |
| 1.5.1 铵(胺)盐特性 |
| 1.5.2 铵(胺)盐在铜矿浮选中的应用 |
| 1.5.3 铵(胺)盐在其它矿物浮选中的应用 |
| 1.6 论文的研究意义和内容 |
| 1.6.1 论文研究的意义 |
| 1.6.2 论文研究的主要内容 |
| 第二章 试验样品、设备、药剂和研究方法 |
| 2.1 试验样品的来源及性质 |
| 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 纯矿物浮选试验 |
| 2.3.2 Zeta电位测试 |
| 2.3.3 吸附量测试 |
| 2.3.4 硫离子选择性电极 |
| 2.3.5 电感耦合等离子体质谱仪分析 |
| 2.3.6 SEM-EDS分析 |
| 2.3.7 X射线光电子能谱分析 |
| 第三章 孔雀石纯矿物浮选试验和机理研究 |
| 3.1 硫化钠用量对孔雀石浮选行为的影响 |
| 3.2 不同pH值对孔雀石浮选行为的影响 |
| 3.3 不同捕收剂对孔雀石浮选行为的影响 |
| 3.4 铵(胺)盐对孔雀石浮选行为的影响 |
| 3.5 组合铵-胺盐对孔雀石浮选行为的影响 |
| 3.6 不同条件下孔雀石表面SEM-EDS研究 |
| 3.7 不同条件下孔雀石表面XPS研究 |
| 3.8 本章小结 |
| 第四章 黄铜矿纯矿物浮选试验和机理研究 |
| 4.1 不同捕收剂对黄铜矿浮选行为的影响 |
| 4.2 不同pH值对黄铜矿浮选行为的影响 |
| 4.3 硫化钠用量对黄铜矿浮选行为的影响 |
| 4.4 铵(胺)盐对黄铜矿浮选行为的影响 |
| 4.5 组合铵-胺盐对黄铜矿浮选行为的影响 |
| 4.6 黄铜矿表面Zeta电位变化规律 |
| 4.7 黄铜矿表面药剂吸附量测试研究 |
| 4.7.1 异戊基黄药的波长λ与吸光度A关系曲线 |
| 4.7.2 异戊基黄药吸光度的标准曲线测定 |
| 4.7.3 硫化钠对黄铜矿吸附异戊基黄药的影响 |
| 4.7.4 铵(胺)盐用量对黄铜矿吸附异戊基黄药的影响 |
| 4.8 硫化钠中硫离子消耗试验研究 |
| 4.8.1 硫化钠在去离子水中的自然氧化试验研究 |
| 4.8.2 黄铜矿对硫化钠的催化氧化试验研究 |
| 4.8.3 氯化铵对硫化钠的催化氧化试验研究 |
| 4.8.4 乙二胺磷酸盐对硫化钠的催化氧化试验研究 |
| 4.8.5 组合铵-胺盐对硫化钠的催化氧化试验研究 |
| 4.8.6 硫酸铜对硫化钠的催化氧化试验研究 |
| 4.8.7 铜氨络合离子对硫化钠的催化氧化试验研究 |
| 4.9 在不同条件下黄铜矿的溶解试验 |
| 4.10 不同条件下黄铜矿表面SEM-EDS研究 |
| 4.11 不同条件下黄铜矿表面XPS研究 |
| 4.12 本章小结 |
| 第五章 混合铜矿浮选试验和机理研究 |
| 5.1 硫化钠用量对人工混合铜矿回收率影响 |
| 5.2 不同氧化率对人工混合铜矿回收率影响 |
| 5.3 铵(胺)盐用量对人工混合铜矿回收率影响 |
| 5.4 人工混合铜矿表面SEM-EDS研究 |
| 5.5 人工混合铜矿表面XPS研究 |
| 5.6 组合铵-胺盐对混合铜矿石的硫化-黄药浮选验证试验研究 |
| 5.7 本章小结 |
| 第六章 主要结论与创新点 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 创新点 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 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 |
| 附录C 攻读硕士学位期间获得的奖励和荣誉 |
四、难选氧化铜矿LPF选别工艺的研究（论文参考文献）
- [1]氧化铜矿选冶研究现状及展望[J]. 王美丽,丰奇成,王涵. 矿产综合利用, 2021(04)
- [2]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)
- [3]预处理技术在难选氧化铜矿硫化浮选中应用的研究进展[J]. 郑双林,马英强,郭鑫捷,周璞燏. 金属矿山, 2021(04)
- [4]铜铅锌氧硫混合矿同步浮选及冶金分离试验研究[D]. 张谦. 昆明理工大学, 2019(04)
- [5]西藏甲玛难处理混合铜矿工艺矿物学特性及硫化浮选试验研究[D]. 李尧. 昆明理工大学, 2019(04)
- [6]赞比亚穆利亚希复杂混合铜矿选冶联合回收新工艺及浸出机理研究[D]. 白旭. 昆明理工大学, 2019(06)
- [7]桥联改性活化浮选硅孔雀石研究[D]. 郭志强. 昆明理工大学, 2019(04)
- [8]2017年云南选矿年评[J]. 杨玉珠,周强. 云南冶金, 2018(03)
- [9]云南某难选氧化铜矿选矿试验研究[D]. 杨春刚. 昆明理工大学, 2017(06)
- [10]混合铜矿硫化浮选的机理研究[D]. 毕克俊. 昆明理工大学, 2017(01)