一、用有机亲铜试剂活化浮选硅酸铜矿石（论文文献综述）
代宗[1]（2019）在《难处理氧化铜矿酸浸-萃取-电积工艺研究》文中研究指明铜资源是我国重要的矿产战略资源,广泛应用于国防、建材、电气等重要领域,为国民经济的发展提供重要的支撑。目前我国的铜资源对外依存度高达70%,面临巨大的潜在矿产危险,而且随着易选铜矿的不断开采利用,难选铜矿的比例逐渐升高,但是难选铜矿的处理缺乏高效技术,因此,对国内难选铜矿高效回收利用新技术的研发迫在眉睫,意义重大。论文选择云南大理的氧化铜矿为研究对象,其原矿含铜约2.20%、氧化率88.80%,结合率60.11%、钙镁20.80%,属于典型的高氧化率、高结合率、高钙镁难处理氧化铜矿。大量文献资料表明,目前处理该类铜矿石的主要方法有浮选法、湿法冶金和选冶联合法,而浮选方法和氨浸法获得铜回收率极低,造成资源严重浪费。因此,论文选择了“酸浸-萃取-电积”的工艺流程处理该矿石。该工艺技术获得了铜浸出率90.83%,铜萃取率99.70%,铜反萃率98.36%,阴极铜纯度99.95%的理想技术指标。论文通过浸出动力学、浸出、萃取和电积试验等方面的研究得出了如下结论:（1）酸浸动力学分析表明:浸出过程符合“未反应核缩减模型”,浸出过程受固体产物层扩散控制,动力学方程符合1-2/3a-（1-a）2/3=Kt,浸出过程的表观活化能为11.43kJ/mol。（2）酸浸试验表明对铜浸出率影响较大的因素有:硫酸浓度、液固比、搅拌强度、磨矿细度、浸出时间和温度。通过单因素条件试验建立了CCD响应曲面模型,对浸出条件进行了进一步优化,其最佳浸出条件为:常温常压、硫酸浓度13%、液固比2.5:1、搅拌强度300r/min、磨矿细度-0.074mm占40%和浸出时间120min,此条件获得的铜浸出率为90.83%。（3）萃取pH≥1.9,严格调控浸出液pH值有利萃取作业顺利进行。浸出液的pH值调控可以采用部分原料与浸出液进行预反应来实现。（4）M5640是该浸出液的有效萃取剂。最佳萃取条件为:萃取剂浓度为10%、相比为1:1、萃取时间3min、两级逆流萃取,铜萃取率可达到99.70%;最佳反萃条件为:硫酸浓度为180g/L、相比为1:1、反萃时间为3min、两级逆流反萃,铜反萃率为98.36%。（5）电积试验表明:添加适量古尔胶,可以得到表面光滑、平整,纯度≥99.95%阴极铜。
张琳[2]（2018）在《胺（铵）盐强化硫化硅孔雀石的浮选机理研究》文中研究指明硅孔雀石是相对难选的氧化铜矿物,研究清楚其浮选行为及其浮选机理,对提高含硅孔雀石的铜矿石的浮选指标意义重大。论文题目来自国家自然科学基金“难处理铜矿耦合硫化浮选机理研究”。论文选择硅孔雀石为研究对象,系统研究了组合胺-铵盐对硅孔雀石纯矿物浮选行为的影响规律、硅孔雀石对黄药吸附的增敏效应、硅孔雀石表面微结构诱变规律、硅孔雀石表面微溶解效应规律,揭示了组合胺-铵盐对硅孔雀石浮选行为影响的本质,构建了组合胺-铵盐对硅孔雀石强化硫化的浮选机理,丰富了氧化铜矿硫化浮选理论,为氧化铜矿石浮选新工艺研发提供了理论依据。胺（铵）盐及其组合物强化硫化硅孔雀石的浮选试验结果表明,单一胺（铵）盐及其组合物均能够显着提高硅孔雀石的回收率,组合胺-铵盐的活化效果比单一胺（铵）盐的活化效果更为显着,并且可以降低药剂消耗。组合胺-铵盐强化硫化-黄药浮选与直接硫化-黄药浮选相比,硅孔雀石的回收率提高了10-65个百分点;Zeta电位及吸附量测试结果表明,组合胺-铵盐不仅可以促进黄药在矿物表面的吸附,而且可以提高吸附层的稳定性及吸附速率,具有吸附增敏效应;SEM-EDS分析结果表明,组合胺-铵盐增强了硫离子在硅孔雀石表面的吸附作用,显示出了硫化增敏效应。组合胺-铵盐强化硫化的硅孔雀石表面的S原子浓度为5.42%,直接硫化的硅孔雀石表面的S原子浓度为0.79%,两者相差近七倍;溶解试验表明,组合胺-铵盐可以促进硅孔雀石表面溶解,溶解生成的铜的配合离子改善了硅孔雀石的可浮性;XPS分析结果表明,组合胺-铵盐可以增强Cu2+活性,为硫化钠的硫化提供全新的更具活性的活性点。基于上述研究成果,初步构建了组合胺-铵盐强化硫化硅孔雀石的浮选机理:（1）增强了硫离子在硅孔雀石表面的吸附作用;（2）促进了矿物表面溶解,溶解生成的铜的配合离子促进了硅孔雀石的浮选;（3）增强了黄药在硅孔雀石表面吸附量和吸附稳定性,进而增强了该矿物表面疏水性。（4）增强了矿物表面的Cu2+活性,为硫化钠的硫化提供了全新的更具活性点的矿物表面,进而提高了硅孔雀石的可浮性。论文研究成果不仅丰富了氧化铜矿硫化浮选理论,还为氧化铜矿石浮选新工艺研发提供了理论依据。
夏节,刘丹,郭志强,李金林,黄帅武[3]（2018）在《硅孔雀石的结构与表面特性及浮选研究现状》文中研究说明硅孔雀石是难处理铜矿中含铜量较高的重要氧化铜矿,对其高效利用可缓解我国铜资源的供需矛盾。简要介绍了硅孔雀石的分布、结构及表面性质三个方面的特点,分析了硅孔雀石的浮选研究方法及现状,总结了硅孔雀石难选的原因,认为亲铜螯合剂浮选是硅孔雀石最有发展前景的方法。
江登榜[4]（2018）在《辛基羟肟酸活化浮选孔雀石机理研究》文中研究说明氧化铜矿是铜资源的重要组成部分,随着铜需求量的不断增加,难选氧化铜矿的开发利用成为必然。鉴于有机螯合剂在氧化铜矿活化浮选上的突出效果,有必要对其活化机理进行深入研究,为廉价高效活化剂的开发提供理论基础。论文研究包括三个部分:首先应用溶液化学理论和密度泛函理论对代表性氧化铜矿物孔雀石和常用有机螯合剂辛基羟肟酸的浮选特性和它们相互作用机理进行了研究;之后利用过浮选试验、Zeta电位测试、XPS测试和吸附量测定等手段对辛基羟肟酸活化浮选孔雀石的行为规律进行研究;最后利用分子动力学工具对有机螯合剂活化浮选孔雀石进行了系统的模拟计算。论文得出以下主要结论:通过孔雀石的溶液化学分析得出,在不同pH值条件下,孔雀石所溶解的组分浓度不同:在酸性pH值下,孔雀石表面以正离子Cu2+为主;在碱性pH值下,孔雀石表面以负离子Cu（OH）42-为主。对孔雀石晶体的密度泛函理论计算表明,孔雀石晶体表现出金属性质,具有良好的导电性。在孔雀石晶体中Cu和O原子具有较高的反应活性。孔雀石的优势解理面为（2 0 1）。对异戊基黄药和辛基羟肟酸在孔雀石（20 1）吸附的计算得出,辛基羟肟酸主要以O、O五元螯合环的形式与孔雀石表面的Cu作用,异戊基黄药主要以单键S原子与孔雀石表面的Cu原子之间的吸附,且吸附能计算表明辛基羟肟酸在孔雀石表面的吸附能力远大于异戊基黄药。通过态密度分析可知,辛基羟肟酸在孔雀石（20 1）面吸附时,在费米能级附近,辛基羟肟酸中的O、C和S原子的2p轨道电子均和Cu原子3d轨道电子有强烈的相互作用。在辛基羟肟酸的结构中,由C、O各一个π电子和N、O各一对未共享的电子组成的π46共轭体,可能是导致上述强烈相互作用的主要原因。浮选试验表明,使用钽试剂、辛基羟羟肟酸等亲铜螯合剂作活化剂,能有效地活化浮选孔雀石,其活化效果优于硫化钠;且在螯合剂用量很低的情况下能大幅度降低异戊基黄药用量。活化剂活化浮选最佳pH一般在7～9之间。且活化剂对孔雀石的活化效果越好,则活化浮选有效pH范围就越宽。Zeta-电位测试表明,孔雀石经羟肟酸和黄药共同作用后,在pH=7～9左右,表面Zeta-电位负值增加最大,并明显超过辛基羟肟酸或黄药单独吸附在孔雀石表面时的Zeta-电位变化值。这说明,辛基羟肟酸和黄药共存时,在pH=7～9左右最易在孔雀石表面发生共吸附,并且这种吸附的加强不是简单的联合作用结果。XPS测试表明,异戊基黄药和辛基羟肟酸能在孔雀石表面和铜离子发生了化学作用,并形成了辛基羟肟酸-Cu和异戊基黄药-Cu吸附膜。辛基羟肟酸和异戊基黄药不和孔雀石表面的O发生作用。吸附量测定结果表明,异戊基黄药和辛基羟肟酸之间存在明显的“协同-竞争”作用,但主要表现为协同作用,竞争作用只在一方浓度过大时出现。辛基羟肟酸和异戊基黄药在孔雀石表面吸附量与其浓度之间的关系符合Freundlich方程。辛基羟肟酸和异戊基黄药在孔雀石矿物表面呈不均匀吸附,其吸附形式主要为层叠型。辛基羟肟酸吸附于内层起活化作用。对孔雀石（2 0 1）面水化膜的分子动力学研究证实了孔雀石表面水膜的存在,孔雀石（2 0 1）面属于亲水表面。水环境下进行单药剂分子与孔雀石表面作用的分子动力学模拟发现,孔雀石（20 1）面水化膜的存在阻碍了药剂在孔雀石表面的吸附。在多元体系下的分子动力学模拟发现:辛基羟肟酸和Cu2+的存在,能够显着提高异戊基黄药在孔雀石表面的吸附能力。并且药剂在发生吸附后,趋向于聚集为胶束结构,有效破坏孔雀石表面水化膜,大大改善孔雀石的可浮选性能。进一步的结构和动力学分析发现,当溶液中有Cu2+存在时,会与辛基羟肟酸和异戊基黄药分子形成三元混配物,从而促进黄药向疏水集团聚集,加快孔雀石表面疏水化,从而改善孔雀石的可浮性能。最后论文结合上述研究,提出了辛基羟肟酸活化浮选孔雀石的机理模型。
张琳,方建军,赵敏捷,李国栋[5]（2017）在《硅孔雀石活化浮选研究进展》文中研究说明活化剂对硅孔雀石的浮选效果具有重要的影响。因而,开发及利用新型表面活化剂浮选硅孔雀石受到广泛地关注。铵（胺）盐的组合使用不仅可以有效地提高选别指标又可降低选矿成本。本文介绍了硅孔雀石的矿石性质及常见的活化浮选法,重点介绍了铵-胺盐的硅孔雀石活化浮选方法及作用机理。提出了进一步深入探索其活化机理、完善组合药剂制度的研究方向和绿色高效组合新型活化剂的发展趋势。
周元祥[6]（2009）在《安徽铜陵典型尾矿库地球化学和环境地球化学效应》文中指出金属矿山尾矿库是亟待开发利用的土地资源,也是潜在的环境污染源。如何开发利用尾矿库,减少环境污染,是目前国际上普遍关注的问题。本文对铜陵地区几个典型尾矿库的地球化学特征进行了研究,通过实地采样分析和实验室实验模拟,探讨了尾矿库重金属迁移和分布规律以及环境效应,并提出了尾矿库复垦的对策。为尾矿库的复垦提供理论根据。研究区铜尾矿的酸中和能力强。浸取水的初始pH对尾矿重金属的溶出几乎没有影响。金属元素的初始溶出速率有一定差异,一般为Zn>Pb>Mn>Cu>Ni>Cr>As>Hg。由于水中酸度被很快中和,pH值上升,使已溶出的重金属离子发生二次反应,生成金属氢氧化物或络合物沉淀析出,最终水中的离子总量趋于稳定。本次工作获得了不同重金属元素的浸出浓度变化的数学模型;风化后尾砂残余重金属含量的变化与堆积时间成正比。尾砂中金属矿物风化释放出的金属离子在自然降水作用下缓慢向下淋滤。由于不同层位尾砂的含氧量不同,尾砂的风化氧化程度不同。不同元素淋滤迁移速度不同。部分重金属元素可能会在50-60cm深度产生二次富集。相比较而言,尾砂中Cu、As、Hg、Cd、Pb的向下迁移速度较快。经过二十多年的淋滤,浅层尾砂中的这些元素明显下降;Zn、Cr的淋滤速度略慢于前四种元素;不论尾砂中Co、Ni的基本上是同步变化;Mn相对比较稳定;值得注意的是,虽然尾砂中孔隙水呈中性偏碱性,但是Pb的迁移速率比预期要快。长期风化氧化后尾矿库尾砂残余重金属含量的空间分布有明显差异。尾砂在风化氧化过程中释放出的金属离子不仅向下迁移,也随地表径流和潜水流动在水平方向产生一定迁移。金属离子的淋滤量及迁移速度与风化氧化程度、降水时间和降水量有关,也与浸水时间有着密切关系,处于径流通道上的表层尾砂金属含量明显降低;尾矿库边缘的尾砂粒度较粗,虽然堆积时间较长,各层位尾砂中的重金属含量还是明显高于其他点。而地势最低的点,Zn、As、Cd等在尾砂表层二次沉积,形成局部富集,下层尾砂中也出现了二次向下迁移的峰值。杨山冲尾矿库尾砂经过20多年的风化氧化和淋滤作用,110cm以内尾砂中的重金属元素的易于淋滤部分大多被淋失,Cu、Mn、Pb、As、Hg、N5、Co、Cr以残渣态为主要赋存形式,所占比例均>35%;其次为铁锰氧化态;Zn、Cd则以铁锰还原态为主,其次为残渣态。表层尾砂中元素的铁锰氧化态的含量均较高;Ni、Co的强有机态所占比例较高。相对而言,林冲尾矿库尾砂经过更长时间的风化淋滤和植物改造,除表层尾砂由于植物富集造成少数元素含量增高,以及60cm处少数元素出现二次富集现象以外,150cm以上大多数金属元素含量已经趋于稳定,变化幅度很小;正在使用中的相思谷尾矿库尾砂元素含量垂向变化大。可见尾矿库尾砂经长期堆存后和复垦后,重金属含量下降幅度大,残留的重金属元素多以铁锰氧化态、强有机态和残渣态形式存在,对环境的危害大幅度减小。尾矿库复垦对重金属元素分布和迁移的影响十分明显,仅仅恢复植被的杨山冲尾矿库,由于草基本上不采收,影响的是其根系能够到达的区域,一部分元素被草吸收,最后随着草枯萎残留在表层,造成表层尾砂中该元素的异常升高;对于大规模耕作复垦的林冲尾矿库,经过多年翻耕、施肥,尾砂中含氧量增加,有机质含量增加,微生物活动增强,尾砂的风化氧化速度提高。重金属元素含量也明显下降,只是作物落叶造成个别元素表层元素含量相对于下层略微升高。因此,大规模耕作对尾矿库尾砂的改性作用很大,而仅表面植草只能减少扬沙危害,并不能从根本上改变尾砂性状,还可能造成部分元素表面富集,影响尾矿库的进一步改造和复垦。研究表明:相思谷尾矿库泄露的水和尾砂对相思河水质没有产生大的影响,相思河水质仍能满足地表水环境质量标准（GB3838-88）中Ⅳ类水的要求,可以用于农灌。但必须澄清后再灌溉,淤积在河底的大量尾砂在汛期可能对沿河低洼地区的土壤产生一定影响。凤凰山尾矿库下风向500m范围内的土壤均不同程度的受到尾矿库扬尘的影响。离尾矿库距离越近,其受到的影响也就越大,即土壤中重金属总量越高。尾矿库泄露水和露采区扬尘共同影响区域,各污染源对土壤重金属含量增加的贡献可以根据其扩散规律进行理论模拟和分离,计算出各自的贡献。计算结果表明:该露采区扬尘影响明显的范围约为半径300米,二者对不同金属元素的贡献有所不同。该区域在汛期有时处于淹没状态,洪水和携带的尾砂对该区域土壤有一定影响。通过对不同位置土壤中重金属赋存状态的分析,发现重金属元素的离子交换态含量随着离露采区的距离增加而明显降低。处于离子状态较易随水迁移,所以残留在土壤中的含量很少;腐殖酸结合态含量同样普遍偏低;各点金属的铁锰氧化态占了较大比重。实验证明:在连续酸性降雨条件下,尾砂覆盖土壤中尾砂释放的重金属可以影响到70cm深度。金属离子在土壤中的迁移速率不同。迁移过程中部分金属离子被吸附在土壤中,故短期对地下水的影响并不是很大,但是Hg、Pb的影响不可忽视。对淋出液和不同部位土壤中重金属含量的比较分析可知,不同金属在土壤中迁移、吸附的量差别很大。尾矿中含量较高的Cu的溶出量和迁移的速度并不大;Pb、Hg的迁移能力则相对较强,能够大部分被淋滤迁移出来,可能引起地下水环境的污染,应予以重视。Cr的迁移能力比较弱,不容易下渗到浅层地下水中,但易造成土壤Cr污染。Zn的迁移能力较强,土壤对其吸附作用也较强,导致土壤和淋出液中的Zn含量普遍升高。种子发芽毒性试验结果表明:尾砂中重金属元素对叶类蔬菜种子的发芽率影响也不大,均能取得较好发芽率,尾矿砂上种植林木和经济作物是可行的。在尾矿砂中加入土壤、EDTA或PAM改良后,能够改变尾砂层的结构,提高其保水、保肥能力。试验配土添加EDTA或PAM后,植物生长状态良好。经对比测试,PAM性能较好,能够有效抑制植物对Cu、Pb、Zn的吸收。而且保水保肥性能良好。尾矿库的复垦工作应分阶段逐步进行。首先采取一定工程措施强化重金属元素的氧化淋滤;然后由边缘向中心逐步推进进行初期植被恢复;在尾矿库闭库的前5—10年以种植草本和木本植物为主,目的的抑制扬沙,改良土壤;10年以后根据土壤中重金属含量的变化可以逐步种植经济作物。尾矿库边缘区域尾砂粒径较大,金属矿物风化氧化速度较慢,要适当采取掺土改良。如果工程措施适当及时的话,可大大缩短复垦时间。
方建军[7]（2009）在《汤丹难处理氧化铜矿高效利用新技术及产业化研究》文中认为铜是关系到我国国计民生的重要有色金属,广泛应用于军工、电力、通讯、交通、运输、轻工、建筑、机械等行业。随着我国工业化和信息化进程的快速发展和推进,对铜的消费需求急剧膨胀。从2002年起,我国铜消费首次超过美国,达到260万吨,2003年铜的消费量是290万吨,2004年329万吨,2005年为475万吨。2006年铜的消费量近500万吨,但是自给率只有24%左右,自产精矿含铜仅有65万吨。目前我国可供工业开采和利用的铜矿资源严重短缺,每年需要进口大量的铜精矿和废杂铜。铜资源短缺,硫化矿和含铜富矿日益减少,在国外许多铜矿的开采品位降到了0.4%。而在我国已探明的铜矿资源当中,相当大的部分是低品位难处理的氧化铜矿,因缺乏高效开发和利用新技术,未能得到很好的开发和利用。这些低品位难处理的氧化铜矿主要分布在云南、湖北、广东、新疆、内蒙、四川和黑龙江等省区。云南东川汤丹铜矿是目前全国已探明的储量最大的氧化铜矿,保有储量约100万吨铜金属,平均地质品位0.88%。本论文即以难处理氧化铜矿为对象,进行高效选冶新技术的研究,可为其高效开发和利用提供理论依据和技术支撑,因而具有重要的意义。从20世纪50年代中期至今,对云南东川汤丹难处理氧化铜矿资源的开发利用的研究一直没有间断。主要处理方法有浮选法、氨浸法和各种形式的联合流程。浮选法由于矿石物性的原因,致使选矿指标低,经济效益差。原矿加压氨浸工艺以及氨浸-硫化沉淀-浮选和水热硫化-浮选等形式的联合流程,都因高温高压浸出,设备复杂、设备磨蚀严重、能耗高、固液分离工序庞大、铜氨溶液蒸氨时蒸馏塔的氧化铜结疤和连续操作性差等问题,未能实现工业化应用。上世纪九十年代提出了原矿高温高压氨浸—萃取—电积流程,对铜氨浸出液的处理采取萃取和电积,生产电解铜。这是一项重要的进展,但依然没有解决高温高压过程所带来的能耗高及连续操作性差等方面的问题。对低品位原矿的处理,很难获得良好的经济效益,故也未能实现工业化应用。论文在全面总结氧化铜矿加工处理方法和研究成果的基础上,深入研究和分析汤丹低品位难处理氧化铜矿的物性,吸取前人研究的经验与教训,在不改变其物性并顺应和利用其物性,以全新的理念,提出了创新性的技术方案“原矿常温常压氨浸-萃取-电积-渣浮选”,系统全面地完成了工艺矿物学及浸出工艺、萃取工艺、固液分离工艺、电积工艺、浸渣浮选工艺的小型试验、中间试验、工业试验、产业化过程研究并成功实现了稳定的工业生产,综合解决汤丹高钙镁难处理氧化铜矿高效利用的关键技术难题。论文研究得到了国家财政部产业技术成果转化项目、国家十五科技攻关计划、教育部博士点基金和云南省省院省校科技合作项目的支持。通过全面系统的研究,得出了如下主要结论：（1）工艺矿物学的深入研究表明：汤丹高钙镁难处理氧化铜矿石结构复杂,铜矿物种类多,嵌布粒度极细,有用金属单一,原矿品位低,难选铜矿物含量高,原生矿泥对选别不利,加工工艺的选择必须高度重视其物性。（2）发明的原矿“常温常压氨浸—萃取—电积—渣浮选”的选冶联合新技术,顺应并利用了汤丹高钙镁难处理氧化铜矿石的物性。它一方面通过氨浸有效地回收易浸难浮的氧化铜矿物,另一方面又通过浮选有效回收了难浸易浮的硫化铜矿物和伴生贵金属。（3）所发明的选冶联合新技术,对矿石的适应性强,产品方案灵活,可根据矿石性质灵活生产铜精矿和电铜。（4）所发明的选冶联合新技术,工艺简单,操作方便,技术可靠,节能减排,环境友好。（5）成功用LIX84-Ⅰ取代了LIX54-100,解决了氨性溶液中铜萃取的关键技术难题。（6）NH3-CO2体系使用萃取剂LIX84-Ⅰ萃取铜,CO2的浓度的控制非常关键,需要给予足够的重视。（7）选冶联合新技术实现了稳定的工业生产,原矿1500吨/日规模的连续生产统计指标为：原矿品位1%-1.2%,氧化率55%-65%,铜精矿品位17-18%,铜总回收率达到76-77%,年创利税1.24亿元。（8）选冶联合新技术比常规浮选可提高铜回收率10-15个百分点。论文研究已经获得国家发明专利授权一项,说明论文的创新性突出。主要创新点如下：（1）通过矿石的工艺矿物学系统研究,首次提出了汤丹高钙镁难处理氧化铜矿的加工技术研究应以物性为依据,顺应和利用其物性。（2）发明了高钙镁难处理氧化铜矿石“常温常压氨浸—萃取—电积—渣浮选”的选冶联合新技术,成功实现了产业化。（3）首次采用XLD型搅拌槽,实现了低品位氧化铜矿的高效浸出。（4）首次用LIX84-Ⅰ取代了LIX54-100,解决了氨性溶液中铜萃取的关键技术难题。（5）首次发现了NH3-CO2铜萃取体系中CO2浓度的重要性,并提出存在临界CO2浓度。（6）在选冶联合新技术产业化过程及工业生产上,首次采用旋流器、浓密机和水平带式过滤机联合工艺,实现了细物料的高效固液分离。
俞小花[8]（2008）在《复杂铜、铅、锌、银多金属硫化精矿综合回收利用研究》文中研究说明有色金属冶金是典型的资源投入型产业,其生存与发展必须以矿产资源为依托。近年来,由于我国铜、铅、锌等冶金行业的快速发展,优质资源消费增加,资源逐渐枯竭,有色金属的发展受控于资源,有色金属的供应不能满足国民经济发展对其需求,为了保持有色金属的可持续性发展,必须开发利用有色金属的多种资源。我国三江成矿带将是我国重要的有色金属矿产资源地。该矿带的资源特点是各种有色金属相互共生、易浮难分选,获得的精矿相互互含,导致有色金属精矿质量不高,金属回收率低。为了实现资源的高效综合开发利用,必须开发此类共生有色金属精矿的冶炼新技术。本论文以复杂铜铅锌银多金属硫化精矿为原料,与传统冶炼工艺比较后,确定了处理该种类矿石的全湿法冶金新技术,通过实验室全流程的各单元过程系统研究,确定了处理复杂铜铅锌银多金属硫化精矿的全湿法冶金工艺流程。并对其中的主要工序进行了理论分析,主要包括以下内容:1、加压浸出在现有的热力学研究基础上,进行了复杂多金属硫化精矿加压浸出热力学的研究,绘制298K和423K下的CuFeS2-H2O系、ZnS—H2O系、PbS-H2O系、FeS2—H2O系的φ-pH图;在加压釜中通过加压酸浸对复杂多金属硫化精矿进行浸出,通过对温度、时间、硫酸用量、氧压、矿石粒度等条件的考察,确定了最佳浸出条件:对于复杂多金属精矿1:精矿粒度-0.038mm（-400目）≥96%,液固比4∶1,温度～150℃,总压力为1.2～1.4MPa,浸出时间为180min,始酸浓度为145～155g/L,木质素适量,搅拌转速850r/min。在此条件下,各金属的浸出率分别可以达到（%）:Zn～94%、Cu～97%;对复杂多金属精矿2:精矿粒度-0.033mm（-425目）≥99%,液固比4∶1,温度～150℃,总压力为1.2～1.4MPa,浸出时间为180min,始酸浓度为140～150g/L,木质素适量,搅拌转速850r/min。在此条件下,各金属的浸出率分别可以达到（%）:Zn～95%、Cu～96%。2、加压浸出液萃取分离铜首次对富含高铜和高锌的高酸加压浸出液采用萃取的方法进行铜和锌的分离。通过对M5640、LIX973、LIX984三种有机相负载铜能力,萃取温度、混合时间、萃取相比、反萃相比、反萃原液酸浓度等条件对铜萃取率影响的考察,确定适当的萃取剂和萃取工艺:选用M5640作为萃取剂,萃取的合适条件:相比（O/A）4∶1、有机相中萃取剂含量（V/V）25%、混合时间3min、萃取级数11级以上、萃取温度30-40℃;在此条件下,铜的萃取率＞95%。反萃的合适条件:相比（O/A）1∶1、反萃原液游离酸浓度＞250g/L、混合时间2min、反萃级数5级以上、反萃温度30～40℃;在此条件下,铜反萃率＞95%。3、加压浸出渣中元素硫的脱除对富含元素硫、铅、银的加压浸出渣先浮选富集其中的硫精矿,浮选的合适条件为:矿浆浓度为10-20%,粒度为原渣粒度,浮选时2号油用量为10g/t,采用一段粗选-二段精选-三段扫选流程。浮选硫精矿含硫＞60%,浮选硫回收率＞70%,浮选铜回收率＞65%,浮选锌回收率＞65%,浮选铅回收率～8%;对富集后的硫精矿进行蒸馏脱除元素硫,蒸馏温度460-480℃。元素硫挥发率＞98%,其它金属元素的损失率＜0.5%。4、浮选尾渣碳酸盐转化-硅氟酸浸出铅首次采用碳酸盐转化-硅氟酸浸出的方法处理富含硫酸铅的物料。对含铅的浮选尾渣采用碳酸盐进行硫酸铅的转化,通过对转化时间、转化剂用量、转化温度等条件的考察,确定合适的转化条件:温度20-25℃,时间30min（第一次）、30min（第二次）,碳酸氢铵用量为理论量的-0.9倍,氨水和碳酸氢铵摩尔比为1∶1;对转化渣采用硅氟酸浸出的方法进行浸铅研究,考察始酸浓度、浸出时间、浸出温度等因素对浸出过程的影响,确定合适的浸出条件:浸出时温度为-60C,时间为30min,游离硅氟酸浓度为125-150g/L。通过对碳酸盐转化-硅氟酸浸出条件试验的研究,确定最后的浸铅工艺:转化-浸出-转化-浸出,在此条件下铅的浸出率＞94%;5、硫脲浸银在现有的研究基础上,对试验过程中产出的各种含银物料中的银进行了硫脲浸出的研究,并进行了热力学的研究,绘制298KAg2S（Ag）-SCN2H4-H2O系φ—pH图,并对硫脲浸银的机理和动力学进行了研究,建立了动力学方程;考察了硫脲浓度、Fe3+浓度、浸出时间、温度等因素对浸出过程的影响,并由此确定了浸银的工艺条件:两段浸出,浸出温度60-70℃,硫脲浓度:一段55g/L、二段20g/L,液固比（7.5-10）∶1,时间180min,Fe3+浓度～10g/L;在此条件下银的浸出率＞93%。论文的创新点:（1）论文自主研发了从复杂多金属硫化精矿中综合回收铜、铅、锌、银的全湿法工艺流程。（2）论文采用加压浸出的方法处理某地复杂铜铅锌银多金属硫化精矿,并取得很高的铜、锌浸出率。（3）论文研究了从含Cu～40g/L、H2SO4～70g/L、Zn100g/L的高铜高锌高硫酸溶液中萃取分离铜、锌,并根据条件试验研究结果,确定了多级逆流萃取工艺。（4）论文研究了采用碳酸盐转化-硅氟酸浸出的方法处理富含硫酸铅的浮选尾渣的过程,并确定了合适的工艺:两次转化-浸出工艺。（5）论文研究了硫脲浸银过程的动力学,建立了浸出温度、硫脲浓度和Fe3+浓度对其动力学影响的关系式。
徐晓军[9]（1990）在《硅孔雀石结构特性和浮选方法》文中进行了进一步梳理本文从硅孔雀石的结构和表面特性出发,介绍了硅孔雀石的各种浮选基础研究和应用实例。
见百熙[10]（1983）在《浮选药剂的进展》文中进行了进一步梳理 近年来,浮选药剂的发展有如下几个特点:出现了高分子聚合物类捕收剂,这是一个新鲜事物;很早以前曾有人提及塔尔油中二聚物的浮选作用问题,近来,脂肪酸二聚物和三聚物直接作为氧化矿的捕收剂引人注意;浮选药剂混合使用的效果,仍然引起广
二、用有机亲铜试剂活化浮选硅酸铜矿石（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、用有机亲铜试剂活化浮选硅酸铜矿石（论文提纲范文）
（1）难处理氧化铜矿酸浸-萃取-电积工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜资源概况 |
| 1.1.1 世界铜资源概况 |
| 1.1.2 我国铜资源概况 |
| 1.2 氧化铜矿的主要矿物及其特征 |
| 1.3 浮选工艺 |
| 1.3.1 直接浮选 |
| 1.3.2 硫化浮选 |
| 1.3.3 离析浮选 |
| 1.4 氧化铜现代湿法冶金工艺 |
| 1.4.1 浸出工艺 |
| 1.4.1.1 氨浸工艺 |
| 1.4.1.2 酸浸工艺 |
| 1.4.1.3 微生物浸出工艺 |
| 1.4.2 铜溶剂萃取工艺 |
| 1.4.2.1 铜溶剂萃取原理 |
| 1.4.2.2 铜萃取剂概述 |
| 1.4.2.3 铜萃取过程中常见问题及防治 |
| 1.4.3 铜电积工艺 |
| 1.4.3.1 铜电积原理 |
| 1.4.3.2 影响阴极铜质量的因素 |
| 1.4.3.3 影响电积电耗的因素 |
| 1.5 铜的选冶联合处理工艺 |
| 1.6 论文研究的意义和内容 |
| 1.6.1 论文研究的意义 |
| 1.6.2 论文研究的内容 |
| 第二章 试验材料与方法 |
| 2.1 试样的来源与制备 |
| 2.2 试验试剂及性质 |
| 2.3 试验仪器设备 |
| 2.4 试验研究方法 |
| 2.4.1 浸出试验 |
| 2.4.2 萃取试验 |
| 2.4.3 反萃试验 |
| 2.4.4 电积试验 |
| 2.5 分析与检测方法 |
| 2.5.1 X射线衍射分析 |
| 2.5.2 SEM-EDS分析 |
| 第三章 原矿性质研究 |
| 3.1 光谱分析 |
| 3.2 化学多元素分析 |
| 3.3 原矿铜物相分析 |
| 3.4 原矿X-射线衍射分析 |
| 3.5 红外光谱分析 |
| 3.6 本章小结 |
| 第四章 难处理氧化铜矿石酸浸动力学研究 |
| 4.1 浸出原理 |
| 4.2 动力学模型 |
| 4.3 试验方法 |
| 4.4 结果与讨论 |
| 4.4.1 温度对浸出速率的影响 |
| 4.4.2 硫酸浓度对浸出速率的影响 |
| 4.4.3 搅拌强度对浸出速率的影响 |
| 4.4.4 粒度对浸出速率的影响 |
| 4.5 浸出动力学分析 |
| 4.5.1 浸出前后矿样性质分析 |
| 4.5.2 扩散控制步骤 |
| 4.6 本章小结 |
| 第五章 难处理氧化铜矿石酸浸-萃取-电积工艺试验研究 |
| 5.1 浸出试验研究 |
| 5.1.1 酸浸单因素条件试验研究 |
| 5.1.1.1 硫酸用量试验 |
| 5.1.1.2 液固比试验 |
| 5.1.1.3 搅拌强度试验 |
| 5.1.1.4 磨矿细度试验 |
| 5.1.1.5 浸出时间试验 |
| 5.1.1.6 浸出温度试验 |
| 5.1.1.7 条件验证试验 |
| 5.1.2 基于RSM的酸浸条件优化试验 |
| 5.1.2.1 模型设计 |
| 5.1.2.2 试验结果及显着性检验 |
| 5.1.2.3 浸出条件的响应曲面分析 |
| 5.1.2.4 浸出条件的优化 |
| 5.1.3 浸出液p H调控的探索 |
| 5.2 萃取试验研究 |
| 5.2.1 萃取条件试验研究 |
| 5.2.1.1 萃取剂的选择 |
| 5.2.1.2 萃取剂浓度试验 |
| 5.2.1.3 相比试验 |
| 5.2.1.4 pH试验 |
| 5.2.1.5 萃取时间试验 |
| 5.2.1.6 萃取等温线的绘制 |
| 5.2.1.7 萃取级数的确定 |
| 5.2.2 反萃条件试验研究 |
| 5.2.2.1 硫酸浓度试验 |
| 5.2.2.2 相比试验 |
| 5.2.2.3 反萃时间试验 |
| 5.2.2.4 反萃等温线的绘制 |
| 5.2.2.5 反萃级数的确定 |
| 5.3 电积试验 |
| 5.4 推荐原则流程 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 主要结论 |
| 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 |
| 附录 C 攻读硕士学位期间获得的奖励和荣誉 |
（2）胺（铵）盐强化硫化硅孔雀石的浮选机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜矿资源概述 |
| 1.1.1 世界铜矿资源概述 |
| 1.1.2 我国铜矿资源现状概述 |
| 1.2 氧化铜矿浮选法研究现状 |
| 1.2.1 氧化铜矿的可浮性 |
| 1.2.2 主要氧化铜矿物及其可浮性 |
| 1.3 硅孔雀石特性及浮选研究现状 |
| 1.3.1 硅孔雀石结构特性 |
| 1.3.2 硅孔雀石浮选研究现状 |
| 1.4 硅孔雀石活化浮选现状 |
| 1.4.1 热处理活化法 |
| 1.4.2 无机活化法 |
| 1.4.3 有机活化法 |
| 1.5 单一胺(铵)盐及组合药剂活化浮选法现状 |
| 1.5.1 单一无机铵盐活化浮选 |
| 1.5.2 单一胺盐活化浮选 |
| 1.5.3 组合胺-铵盐活化浮选法 |
| 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 SEM-EDS分析 |
| 2.3.5 电感耦合等离子体质谱仪分析(ICP-MS) |
| 2.3.6 XPS分析 |
| 第三章 硅孔雀石硫化浮选行为研究 |
| 3.1 硫化钠用量对硅孔雀石浮选行为的影响 |
| 3.2 捕收剂种类对硅孔雀石硫化浮选的影响 |
| 3.3 活化剂对硅孔雀石硫化浮选的影响 |
| 3.4 pH对硅孔雀石硫化浮选的影响 |
| 3.5 无机铵盐对硅孔雀石硫化浮选行为的影响 |
| 3.5.1 硫酸铵用量对硅孔雀石硫化浮选行为的影响 |
| 3.5.2 碳酸氢铵用量对硅孔雀石硫化浮选行为的影响 |
| 3.5.3 碳酸铵用量对硅孔雀石硫化浮选行为的影响 |
| 3.5.4 磷酸氢二铵用量对硅孔雀石硫化浮选行为的影响 |
| 3.5.5 硝酸铵用量对硅孔雀石硫化浮选行为的影响 |
| 3.5.6 氟化铵用量对硅孔雀石硫化浮选行为的影响 |
| 3.5.7 氯化铵用量对硅孔雀石硫化浮选行为的影响 |
| 3.6 组合胺-铵盐对硅孔雀石硫化浮选行为的影响 |
| 3.6.1 组合胺-铵盐种类对硅孔雀石硫化浮选行为的影响 |
| 3.6.2 胺-铵盐组合活化剂用量对其组合效果优化的影响 |
| 3.6.3 活化剂添加顺序对其组合效果优化的影响 |
| 3.7 本章小结 |
| 第四章 胺(铵)盐强化硫化硅孔雀石浮选机理研究 |
| 4.1 疏水效应 |
| 4.1.1 在硫化钠体系下硅孔雀石表面Zeta电位变化 |
| 4.1.2 组合胺-铵盐对硅孔雀石表面Zeta电位的影响 |
| 4.2 吸附增敏效应 |
| 4.2.1 异戊基黄药的波长λ与吸光度Ao关系曲线 |
| 4.2.2 异戊基黄药吸光度的标准曲线测定 |
| 4.2.3 硫化钠对硅孔雀石表面吸附异戊基黄药的影响 |
| 4.2.4 胺、铵盐及组合物对硅孔雀石吸附异戊基黄药的影响 |
| 4.2.5 组合胺-铵盐对硅孔雀石表面吸附黄药的稳定性的影响 |
| 4.3 硫化增敏效应 |
| 4.4 微溶解效应 |
| 4.4.1 硅孔雀石自溶解作用 |
| 4.4.2 活化剂对硅孔雀石的溶解作用 |
| 4.4.4 外加铜离子浓度对硅孔雀石可浮性的影响 |
| 4.5 胺(铵)盐及其组合物作用下硅孔雀石表面XPS研究 |
| 4.5.1 硅孔雀石纯矿物表面XPS研究 |
| 4.5.2 直接硫化后硅孔雀石纯矿物表面XPS研究 |
| 4.5.3 单一胺(铵盐)强化硫化后的硅孔雀石表面XPS研究 |
| 4.5.4 组合胺-铵盐-强化硫化后的硅孔雀石表面XPS研究 |
| 4.5.5 不同药剂作用后的硅孔雀石表面对比XPS研究 |
| 4.6 本章小结 |
| 第五章 主要结论与创新点 |
| 5.1 本论文主要结论 |
| 5.2 本论文主要创新点 |
| 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与荣誉 |
（3）硅孔雀石的结构与表面特性及浮选研究现状（论文提纲范文）
| 1 引言 |
| 2 硅孔雀石简介 |
| 2.1 硅孔雀石分布 |
| 2.2 硅孔雀石结构特性 |
| 2.3 硅孔雀石表面性质 |
| 3 硅孔雀石的浮选研究 |
| 3.1 硫化-黄药浮选 |
| 3.2 用有机螯合剂浮选 |
| 3.3 用脂肪酸类胺类捕收剂浮选 |
| 3.4 用硫醇类捕收剂浮选 |
| 3.5 活化浮选 |
| 4 结论 |
（4）辛基羟肟酸活化浮选孔雀石机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 氧化铜矿物基本性质 |
| 1.2 氧化铜选矿技术方案概述 |
| 1.2.1 氧化铜矿浮选工艺 |
| 1.2.2 氧化铜矿的湿法冶金 |
| 1.3 氧化铜矿浮选捕收剂研究进展 |
| 1.4 矿物活化浮选概述 |
| 1.4.1 矿物表面浮选化学特性 |
| 1.4.2 矿物活化浮选方法 |
| 1.4.3 有机螫合剂活化浮选研究现状 |
| 1.5 分子模拟方法概述 |
| 1.5.1 量子力学模拟 |
| 1.5.2 分子动力学模拟 |
| 1.5.3 分子力学模拟在浮选方面的应用 |
| 1.6 本课题研究的目的及意义 |
| 1.7 论文研究主要内容 |
| 1.8 课题来源 |
| 第二章 试验研究方法与理论计算 |
| 2.1 试验样品来源及性质 |
| 2.2 试验药剂和设备 |
| 2.3 试验研究方法 |
| 2.3.1 纯矿物浮选试验 |
| 2.3.2 X射线衍射分析 |
| 2.3.3 Zata电位测试 |
| 2.3.4 吸附量的测定 |
| 2.3.5 X射线光电子能谱分析 |
| 2.4 理论计算软件及平台 |
| 2.4.1 Materials Studio软件简介 |
| 2.4.2 计算模块和平台 |
| 第三章 辛基羟肟酸和黄药在孔雀石表面吸附机理研究 |
| 3.1 孔雀石和辛基羟肟酸的溶液化学研究 |
| 3.1.1 Cu~(2+)的配衡反应及组分分布 |
| 3.1.2 孔雀石溶解平衡理论计算 |
| 3.1.3 辛基羟肟酸的溶液化学研究 |
| 3.1.4 羟肟酸在孔雀石表面可能的吸附机理 |
| 3.2 孔雀石晶体基本性质的密度泛函理论研究 |
| 3.2.1 计算参数与模型 |
| 3.2.2 能带结构与态密度 |
| 3.2.3 原子与键的布居 |
| 3.2.4 孔雀石作用表面的确定 |
| 3.3 戊基黄药和辛基羟肟酸的FMO计算 |
| 3.4 辛基羟肟酸与和黄药孔雀石表面作用的密度泛函理论计算 |
| 3.4.1 吸附构型 |
| 3.4.2 吸附能分析 |
| 3.4.3 态密度分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 辛基羟肟酸活化浮选孔雀石试验研究 |
| 4.1 有机螫合剂活化浮选孔雀石浮选试验 |
| 4.2 不同条件下孔雀石的Zeta-电位分析 |
| 4.3 不同条件下孔雀石表面XPS分析 |
| 4.4 辛基羟肟酸和黄药在孔雀石表面吸附的“协同-竞争”作用 |
| 4.5 辛基羟肟酸和黄药在孔雀石表面的共吸附特性研究 |
| 4.6 本章小结 |
| 第五章 有机螯合剂活化浮选孔雀石的分子动力学模拟 |
| 5.1 孔雀石表面水化膜的分子动力学模拟 |
| 5.1.1 模型的建立 |
| 5.1.2 模拟参数设置 |
| 5.1.3 水的密度分布 |
| 5.1.4 水的均方位移和自扩散系数 |
| 5.1.5 氢键 |
| 5.2 单个药剂分子与孔雀石表面作用的分子动力学模拟 |
| 5.2.1 真空环境下药剂分子与孔雀石表面作用 |
| 5.2.2 水环境下药剂分子与孔雀石表面作用 |
| 5.3 多分子体系与孔雀石表面的作用 |
| 5.3.1 模型的构建 |
| 5.3.2 结果与讨论 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 主要结论及创新点 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 论文创新点 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录A 攻读博士期间发表论文 |
| 附录B 攻读博士期间参与的科研项目及专利 |
（5）硅孔雀石活化浮选研究进展（论文提纲范文）
| 1 硅孔雀石的性质 |
| 2 常见的活化法 |
| 2.1 热处理活化法 |
| 2.2 无机活化法 |
| 2.3 有机活化法 |
| 3 铵胺盐及组合药剂活化浮选法 |
| 3.1 单一铵盐活化浮选 |
| 3.2 单一胺盐活化浮选 |
| 3.3 铵 (胺) 盐组合活化浮选法 |
| 4 结论 |
（6）安徽铜陵典型尾矿库地球化学和环境地球化学效应（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 矿山主要环境问题 |
| 1.1.1 矿山环境问题 |
| 1.1.2 金属矿山开采过程的主要污染物 |
| 1.2 矿山环境问题的研究进展 |
| 1.2.1 矿山地球化学和环境地球化学效应研究 |
| 1.2.2 金属矿山酸性排水及环境影响的研究 |
| 1.2.3 金属矿山尾矿库重金属元素分布及迁移规律研究 |
| 1.2.4 矿山环境恢复及矿山固体废弃物的再利用研究 |
| 1.2.5 矿山环境安全性研究 |
| 1.2.6 尾矿库地球化学和环境地球化学研究存在的问题 |
| 1.3 选题目的和研究方法 |
| 1.3.1 课题背景及意义 |
| 1.3.2 研究方法及工作量 |
| 1.3.3 主要研究进展与成果 |
| 第二章 研究区地理及区域地质背景 |
| 2.1 研究区地理概况 |
| 2.1.1 地理位置 |
| 2.1.2 矿产资源及开发情况 |
| 2.1.3 气候条件 |
| 2.1.4 水环境 |
| 2.1.5 大气环境 |
| 2.1.6 固体废弃物 |
| 2.1.7 矿山生态环境 |
| 2.2 研究区区域地质背景 |
| 2.2.1 区域构造 |
| 2.2.2 地层 |
| 2.2.3 铜陵地区主要矿床类型 |
| 2.2.4 研究区矿床地质概况 |
| 第三章 重金属元素地球化学行为与迁移 |
| 3.1 重金属元素的环境地球化学特征 |
| 3.1.1 铜(Cu)环境地球化学特征 |
| 3.1.2 铅(Pb)环境地球化学特征 |
| 3.1.3 锌(Zn)环境地球化学特征 |
| 3.1.4 铬(Cr)环境地球化学特征 |
| 3.1.5 汞(Hg)环境地球化学特征 |
| 3.1.6 砷(As)环境地球化学特征 |
| 3.1.7 镉(Cd)环境地球化学特征 |
| 3.1.8 锰(Mn)环境地球化学特征 |
| 3.1.9 钴(Co)环境地球化学特征 |
| 3.1.10 镍(Ni)环境地球化学特征 |
| 3.2 表生条件下重金属元素在环境中的迁移变化 |
| 3.2.1 表生条件下重金属元素的迁移富集的载体 |
| 3.2.2 影响表生条件下重金属元素迁移的因素 |
| 3.2.3 重金属元素在土壤中的迁移 |
| 3.2.4 重金属存在形态对其迁移规律和生物毒性的影响 |
| 第四章 研究区尾矿性质及尾矿库现状 |
| 4.1 铜尾矿的基本性质 |
| 4.1.1 金属硫化物的性质特点 |
| 4.1.2 硫化物的氧化 |
| 4.1.3 铜尾矿的物理化学性质及风化氧化反应 |
| 4.2 铜陵地区尾矿库的现状 |
| 4.2.1 凤凰山铜矿林冲尾矿库 |
| 4.2.2 凤凰山铜矿相思谷尾矿库 |
| 4.2.3 狮子山铜矿杨山冲尾矿库 |
| 4.2.4 狮子山铜矿水木冲尾矿库 |
| 4.2.5 铜官山铜矿五公里尾矿库 |
| 4.2.6 铜官山铜矿响水冲尾矿库 |
| 第五章 尾矿中重金属静态浸出规律研究 |
| 5.1 实验方法 |
| 5.1.1 实验仪器及器材 |
| 5.1.2 实验过程 |
| 5.1.3 实验步骤 |
| 5.2 实验结果分析 |
| 5.2.1 浸取液pH随时间的变化规律 |
| 5.2.2 浸取液电导率随时间的变化规律 |
| 5.2.3 浸取液中重金属含量随时间的变化规律 |
| 5.2.4 浸取液重金属浸出量分析 |
| 5.2.5 浸取液重金属含量与相思谷尾矿库水比较分析 |
| 5.3 本章小结 |
| 第六章 尾矿库重金属元素地球化学特征 |
| 6.1 采样点布置及样品采集 |
| 6.1.1 杨山冲尾矿库采样点的布置 |
| 6.1.2 林冲尾矿库采样点的布置 |
| 6.1.3 相思谷尾矿库采样点的布置 |
| 6.2 样品预处理及测试分析方法 |
| 6.2.1 尾砂和土壤重金属含量测试样品预处理 |
| 6.2.2 尾砂和土壤重金属含量测试方法 |
| 6.3 杨山冲尾矿库不同深度尾砂X光衍射分析 |
| 6.4 杨山冲尾矿库重金属元素分布变化规律 |
| 6.4.1 尾矿砂测试分析结果 |
| 6.4.2 各剖面重金属垂向风化迁移规律分析 |
| 6.4.3 重金属元素水平方向迁移变化 |
| 6.4.4 不同深度尾砂中重金属元素赋存状态的变化 |
| 6.5 凤凰山相思谷尾矿库重金属元素迁移变化规律 |
| 6.6 林冲尾矿库重金属元素迁移变化规律 |
| 6.6.1 不同位置尾砂X光衍射分析 |
| 6.6.2 不同位置尾砂重金属含量变化的分析 |
| 6.6.3 改良尾砂层的重金属元素垂向迁移变化 |
| 6.7 浅层尾砂中重金属二次富集现象 |
| 本章小节 |
| 第七章 尾矿覆盖土壤重金属淋滤规律研究 |
| 7.1 实验原理及方法 |
| 7.1.1 实验原理 |
| 7.1.2 主要仪器和药品 |
| 7.1.3 实验步骤 |
| 7.2 实验数据分析 |
| 7.2.1 淋出液pH值变化趋势分析 |
| 7.2.3 淋出液电导率变化趋势分析 |
| 7.2.4 淋出液中重金属元素含量变化趋势分析 |
| 7.2.5 淋滤柱内土壤的重金属含量变化趋势分析 |
| 7.3 本章小结 |
| 第八章 尾矿库环境地球化学效应 |
| 8.1 尾矿库泄漏对相思河水质和底泥的影响 |
| 8.1.1 尾矿库库内水及泄漏水的水质特点 |
| 8.1.2 尾矿库泄漏水对相思河水质的影响 |
| 8.2 相思河底泥中重金属元素含量的沿程变化 |
| 8.3 尾矿库扬尘及泄漏水对流域土壤重金属含量的影响 |
| 8.3.1 相思河附近土壤重金属含量 |
| 8.4 尾矿库泄漏尾砂和露天开采对土壤重金属污染的协同作用 |
| 8.4.1 采样点布置 |
| 8.4.2 土壤重金属含量分布分析 |
| 8.4.3 研究区土壤中重金属来源的分析 |
| 8.4.4 研究区土壤重金属赋存状态研究 |
| 8.5 本章小结 |
| 第九章 尾砂种植经济作物可行性与尾矿库复垦对策 |
| 9.1 尾矿库复垦和利用的主要方式 |
| 9.2 尾矿库农作物复垦技术的研究进展 |
| 9.3 尾矿库复垦中影响植物生长的因素 |
| 9.4 尾砂重金属元素对植物的生物效应(一)植物发芽生理毒性试验 |
| 9.4.1 试验材料和方法 |
| 9.4.2 结果及讨论 |
| 9.5 尾砂中重金属元素对植物的生物效应(二)重金属元素对植物生长的影响 |
| 9.5.1 种植试验材料和方法 |
| 9.5.2 结果与讨论 |
| 9.5.3 络合剂对土壤结构影响 |
| 9.6 铜陵地区铜矿尾矿库复垦对策研究 |
| 9.6.1 铜矿尾矿库复垦对策提出的依据 |
| 9.6.2 铜陵地区铜尾矿库复垦对策 |
| 9.7 本章小结 |
| 第十章 主要结论 |
| 10.1 主要结论 |
| 10.2 问题与思考 |
| 致谢 |
| 攻读博士学位期间发表论文目录 |
| 参考文献 |
（7）汤丹难处理氧化铜矿高效利用新技术及产业化研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 前言 |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 国内外氧化铜矿资源概况 |
| 1.2 氧化铜矿的矿石特点 |
| 1.3 国内外氧化铜矿加工利用技术研究概况 |
| 1.3.1 浮选法 |
| 1.3.2 浸出法 |
| 1.3.3 其它方法 |
| 1.4 云南东川汤丹难处理氧化铜矿矿石性质 |
| 1.5 云南东川汤丹难处理氧化铜矿加工利用技术述评 |
| 1.5.1 浮选 |
| 1.5.2 湿法冶金 |
| 1.5.3 浮选—湿法冶金联合法 |
| 1.5.4 其他工艺和药剂研究 |
| 1.6 小结 |
| 第二章 论文研究的目的意义及主要内容 |
| 2.1 东川汤丹难处理氧化铜矿的加工难点分析 |
| 2.1.1 矿石性质分析 |
| 2.1.2 矿石性质的新认识 |
| 2.1.3 加工工艺难点探讨 |
| 2.2 论文研究的目的意义和主要内容 |
| 2.2.1 论文研究的目的意义 |
| 2.2.2 论文研究的主要内容 |
| 第三章 汤丹难处理氧化铜矿的工艺矿物学特征研究 |
| 3.1 试样的采集与制备 |
| 3.1.1 试样采集 |
| 3.1.2 试样的制备 |
| 3.2 试验研究的试剂、设备和方法 |
| 3.2.1 试验试剂 |
| 3.2.2 试验设备 |
| 3.2.3 试验方法 |
| 3.3 汤丹难选氧化铜矿石工艺矿物学研究 |
| 3.3.1 矿石物理性质 |
| 3.3.2 矿石化学性质 |
| 3.3.3 矿石矿物组合的测定结果与分析 |
| 3.3.4 矿石化学组成及伴生元素测定结果与分析 |
| 3.3.5 矿石构造和结构鉴定结果与分析 |
| 3.3.6 汤丹难处理氧化铜矿石工艺矿物学研究结果综合分析与讨论 |
| 3.3.7 工艺矿物学研究结论 |
| 第四章 浮选工艺研讨 |
| 4.1 浮选工艺研究分析与探讨 |
| 4.2 浮选工艺研究小结 |
| 第五章 汤丹难处理氧化铜矿冶选新技术试验研究 |
| 5.1 常温常压氨浸试验研究 |
| 5.1.1 浸出体系选择 |
| 5.1.2 氨浸主要化学反应 |
| 5.2 浸出过程影响因素研究 |
| 5.2.1 磨矿细度与磨矿时间的关系 |
| 5.2.2 氨浓度对浸出率的影响 |
| 5.2.3 浸出时间对浸出率的影响 |
| 5.2.4 粒度对浸出率的影响 |
| 5.2.5 液固比对浸出率的影响 |
| 5.2.6 温度对浸出率的影响 |
| 5.2.7 活化剂氟化氢铵对浸出率的影响 |
| 5.2.8 氨浸最佳条件验证试验结果分析 |
| 5.2.9 氨浸过程热力学分析 |
| 5.2.10 氨浸试验研究结论 |
| 5.3 萃取动力学 |
| 5.3.1 羟肟萃取铜的动力学和机理探讨 |
| 5.3.2 铜氨溶液常用萃取剂动力学性质 |
| 5.3.3 萃取的协同效应 |
| 5.4 铜氨溶液萃取试验研究 |
| 5.4.1 萃取剂的选择 |
| 5.4.2 平衡pH值对铜萃取率的影响 |
| 5.4.3 氨浓度对铜萃取率的影响 |
| 5.4.4 相比对铜萃取率的影响 |
| 5.4.5 反萃液(硫酸)酸度与反萃率的关系 |
| 5.4.6 串级试验 |
| 5.4.7 氨性铜溶液连续萃取试验 |
| 5.5 电积试验 |
| 5.5.1 电积槽电压选择的理论依据 |
| 5.5.2 氨对电积铜质量的影响 |
| 5.5.3 添加剂对电积铜质量的影响 |
| 5.6 浸渣浮工艺研究 |
| 5.6.1 浸渣物相结果及分析 |
| 5.6.2 试验流程选择 |
| 5.6.3 硫化钠用量对浮选回收率的影响 |
| 5.6.4 捕收剂用量对浮选回收率的影响 |
| 5.6.5 起泡剂用量对浮选回收率的影响 |
| 5.6.6 磷酸乙二胺盐对浸渣铜回收率的影响 |
| 5.6.7 氨浓度对渣浮选的影响 |
| 5.6.8 浸渣浮选闭路试验 |
| 5.6.9 原矿全浮选闭路试验结果 |
| 5.6.10 新技术的试验结果与全浮选闭路验结果对比分析 |
| 5.7 小结 |
| 第六章 汤丹难处理氧化铜矿冶选新技术产业化研究 |
| 6.1 固液分离工艺与流程 |
| 6.1.1 固液分离方法的分类 |
| 6.1.2 固液分离工艺与流程选择 |
| 6.2 铜氨溶液工业萃取 |
| 6.2.1 连续相的选择 |
| 6.2.2 减少夹带 |
| 6.2.3 间污物的产生和处理 |
| 6.2.4 减少相间污物的途径 |
| 6.3 混合澄清萃取箱的设计 |
| 6.3.1 混合室的计算 |
| 6.3.2 搅拌器尺寸与搅拌功率的确定 |
| 6.3.3 澄清室的设计 |
| 6.4 50t/d扩大试验 |
| 6.4.1 50t/d扩大试验工艺流程 |
| 6.4.2 50t/d扩大试验工艺条件 |
| 6.4.3 50t/d扩大试验的主要设备 |
| 6.4.4 矿样性质和主要技术指标 |
| 6.4.5 50t/d扩大试验的主要材料消耗 |
| 6.4.6 50t/d扩大试验结果分析与探讨 |
| 6.4.7 50t/d扩大试验结论 |
| 6.5 300t/d工业试验 |
| 6.5.1 300t/d工业试验的工艺流程 |
| 6.5.2 300t/d工业试验的工艺操作条件 |
| 6.5.3 300t/d工业试验的主要工艺设备 |
| 6.5.4 300t/d工业试验的矿样性质和主要技术指标 |
| 6.5.5 300t/d工业试验结果讨论与分析 |
| 6.5.6 300t/d工业试验结论 |
| 6.6 1500t/d规模产业化应用 |
| 6.6.1 工艺流程与设备联系图 |
| 6.6.2 1500t/d示范工厂的工艺设备主要技术经济指标 |
| 6.6.3 1500t/d示范工厂与全浮选生产指标比较 |
| 6.6.4 1500t/d示范工厂经济效益分析 |
| 6.6.5 1500t/d示范工厂社会效益分析 |
| 6.6.6 产业化关键技术研究与探讨 |
| 第七章 主要结论与创新点 |
| 7.1 主要结论 |
| 7.2 主要创新点 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附件1 (攻博期间发表的论文) |
| 附件2 (攻博期间主持或参加科研课题及工程情况) |
| 附件3 (攻博期间专利申请情况) |
| 附件4 (攻博期间获奖情况) |
（8）复杂铜、铅、锌、银多金属硫化精矿综合回收利用研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 国内外研究现状的分析及冶炼工艺的论证 |
| 1.1 铜冶金概论 |
| 1.1.1 铜资源与炼铜原料 |
| 1.1.2 铜的冶炼方法 |
| 1.1.2.1 铜的火法冶炼 |
| 1.1.2.2 铜的湿法冶炼 |
| 1.2 铅冶金概论 |
| 1.2.1 铅资源与炼铅原料 |
| 1.2.2 铅的冶炼方法 |
| 1.2.2.1 火法炼铅 |
| 1.2.2.2 其它直接炼铅法 |
| 1.2.2.3 湿法炼铅 |
| 1.3 锌冶金概论 |
| 1.3.1 锌资源与炼锌原料 |
| 1.3.2 锌的冶炼方法 |
| 1.3.2.1 火法炼锌工艺 |
| 1.3.2.2 湿法炼锌工艺 |
| 1.3.2.3 其它炼锌方法 |
| 1.4 银冶金概论 |
| 1.4.1 银的资源 |
| 1.4.1.1 世界银资源 |
| 1.4.1.2 中国银资源 |
| 1.4.1.3 银的主要矿物 |
| 1.4.2 银的提取方法 |
| 1.4.2.1 氰化法提银 |
| 1.4.2.2 硫脲法提银 |
| 1.4.2.3 其它提银方法 |
| 1.5 国内外研究现状 |
| 1.5.1 加压浸出过程的研究现状 |
| 1.5.2 湿法冶金渣中回收元素硫的研究现状 |
| 1.5.2.1 物理法 |
| 1.5.2.2 化学法 |
| 1.5.3 湿法炼铅的研究现状 |
| 1.5.3.1 铅精矿的直接电解 |
| 1.5.3.2 铅精矿在氯盐介质中的氧化浸出 |
| 1.5.3.3 铅氧化物及硫酸盐的浸出 |
| 1.5.3.4 其它湿法炼铅方法 |
| 1.5.4 铜萃取的研究现状 |
| 1.5.5 复杂多金属硫化精矿选冶工艺的研究现状 |
| 1.6 复杂多金属硫化精矿冶炼工艺的研究背景 |
| 1.7 复杂多金属硫化精矿冶炼工艺的论证 |
| 1.8 本课题研究内容和意义 |
| 1.8.1 研究的基本思路 |
| 1.8.2 研究的主要内容 |
| 第二章 试验研究原料的理化性质 |
| 2.1 复杂多金属精矿1的理化性质 |
| 2.1.1 化学分析结果 |
| 2.1.2 X衍射分析结果 |
| 2.1.3 粒度分析结果 |
| 2.1.4 物相分析结果 |
| 2.2 复杂多金属精矿2的理化性质 |
| 2.2.1 化学分析结果 |
| 2.2.2 X衍射分析结果 |
| 2.2.3 粒度分析结果 |
| 2.2.4 物相分析结果 |
| 2.3 辅助材料 |
| 第三章 加压浸出过程的热力学及动力学分析 |
| 3.1 加压浸出过程的热力学 |
| 3.1.1 ZnS—H_2O系φ—pH图 |
| 3.1.2 CuFeS_2—H_2O系φ—pH图 |
| 3.1.3 PbS—FeS—H_2O系φ—pH图 |
| 3.1.4 FeS_2—H_2O系φ—pH图 |
| 3.1.5 MS—H_2O系φ—pH图 |
| 3.2 加压浸出过程的动力学基础 |
| 3.3 加压浸出试验研究方法及结果 |
| 3.3.1 加压浸出试验原理 |
| 3.3.2 加压浸出试验方法 |
| 3.3.3 复杂多金属精矿1的加压浸出试验结果 |
| 3.3.3.1 H_2SO_4浓度试验 |
| 3.3.3.2 磨矿时间(精矿粒度)试验 |
| 3.3.3.3 氧气压力试验 |
| 3.3.3.4 浸出温度试验 |
| 3.3.3.5 浸出时间试验 |
| 3.3.3.6 加压浸出再试验研究 |
| 3.3.3.7 高浓度锌溶液的加压浸出研究 |
| 3.3.3.8 复杂多金属精矿1一段加压浸出综合试验 |
| 3.3.4 复杂多金属精矿2加压浸出试验 |
| 3.3.4.1 磨矿时间(精矿粒度)试验 |
| 3.3.4.2 氧气压力试验 |
| 3.3.4.3 H_2SO_4浓度试验 |
| 3.3.4.4 浸出时间试验 |
| 3.3.4.5 浸出温度试验 |
| 3.3.4.6 复杂多金属精矿2一段加压浸出综合试验 |
| 3.3.5 伴生铁矿物在加压浸出过程中的行为 |
| 3.3.6 蒸馏后渣的加压浸出 |
| 3.4 浸出液的中和试验研究 |
| 第四章 加压浸出渣的脱硫试验 |
| 4.1 化学法脱硫 |
| 4.1.1 化学法脱硫原理 |
| 4.1.2 化学法脱硫试验方法与结果 |
| 4.2 加压浸出渣浮选硫精矿试验研究 |
| 4.2.1 浮选浓度试验结果 |
| 4.2.2 磨矿后不同浮选浓度试验结果 |
| 4.2.3 浮选产品考查 |
| 4.3 其它的脱硫试验研究 |
| 4.3.1 蒸馏 |
| 4.3.2 热过滤 |
| 第五章 浸铅试验 |
| 5.1 浸铅的探索试验 |
| 5.1.1 硅氟酸直接浸出 |
| 5.1.2 硫酸铵和氨水的浸铅试验 |
| 5.2 硫酸铅的碳酸盐转化和硅氟酸浸出的原理 |
| 5.2.1 硫酸铅的碳酸化原理 |
| 5.2.2 碳酸铅的硅氟酸浸出原理 |
| 5.3 碳酸盐转化-硅氟酸浸铅试验结果与讨论 |
| 5.3.1 碳酸盐转化试验 |
| 5.3.1.1 转化剂的确定 |
| 5.3.1.2 碳酸氢铵+氨水用量试验 |
| 5.3.1.3 液固比试验 |
| 5.3.1.4 时间试验 |
| 5.3.1.5 温度试验 |
| 5.3.1.6 含硫酸铵溶液的碳酸氢铵+氨水转化 |
| 5.3.1.7 碳酸盐转化过程的动力学分析 |
| 5.3.2 硅氟酸浸出试验 |
| 5.3.2.1 硅氟酸浸出碳酸化后渣的时间试验 |
| 5.3.2.2 硅氟酸浸出碳酸化后渣的温度试验 |
| 5.3.2.3 硅氟酸浸出碳酸化后渣的浓度试验 |
| 5.3.2.4 含硅氟酸铅的硅氟酸溶液浸出研究 |
| 5.3.2.5 硅氟酸浸出过程的动力学分析 |
| 5.3.3 碳酸盐转化-硅氟酸浸出工艺研究 |
| 5.3.3.1 常规转化-硅氟酸浸出研究 |
| 5.3.3.2 棒磨机转化—硅氟酸浸出 |
| 第六章 硫脲浸银试验 |
| 6.1 硫脲的基本特性 |
| 6.2 硫脲浸银原理 |
| 6.2.1 硫脲浸出银的热力学分析 |
| 6.2.1.1 硫化银在酸性硫脲溶液里的溶解过程 |
| 6.2.1.2 硫脲浸出银的电化学基础 |
| 6.2.2 硫脲浸银动力学分析 |
| 6.2.2.1 温度对银浸出动力学的影响 |
| 6.2.2.2 硫脲浓度对银浸出动力学的影响 |
| 6.2.2.3 Fe~(3+)浓度对银浸出动力学的影响 |
| 6.3 试验结果与讨论 |
| 6.3.1 时间试验 |
| 6.3.2 硫脲浓度试验 |
| 6.3.3 液固比试验 |
| 6.3.4 Fe~(3+)浓度试验 |
| 6.3.5 温度试验 |
| 6.3.6 硫脲浸银原料试验 |
| 6.3.7 银的浸出性能研究 |
| 6.3.8 硫脲提银工艺的再优化 |
| 6.3.9 含银硫精矿中银的回收研究 |
| 第七章 铜萃取试验 |
| 7.1 萃取及反萃原理 |
| 7.1.1 Acorga-M5640及其性质 |
| 7.1.2 LIX系列及其性质 |
| 7.2 萃取试验方法与结果 |
| 7.2.1 有机相饱和容量的测定试验 |
| 7.2.2 相比试验 |
| 7.2.3 混合时间试验 |
| 7.2.4 萃取平衡pH试验 |
| 7.2.5 萃取温度试验 |
| 7.2.6 多级逆流萃取试验 |
| 7.2.6.1 萃取等温线的绘制 |
| 7.2.6.2 M5640多级逆流萃取试验结果 |
| 7.2.6.3 LIX973的多级逆萃取试验流 |
| 7.3 反萃试验及结果 |
| 7.3.1 反萃原液中铜离子浓度试验 |
| 7.3.2 反萃酸度试验 |
| 7.3.3 反萃相比试验 |
| 7.3.4 反萃混合时间试验 |
| 7.3.5 反萃温度试验 |
| 7.3.6 多级逆流反萃试验 |
| 7.3.6.1 反萃等温线的绘制 |
| 7.3.6.2 M5640多级逆流反萃试验 |
| 7.3.6.3 LIX973多级逆流反萃试验 |
| 第八章 推荐工艺流程及主要技术指标 |
| 第九章 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 攻读博士学位期间发表论文 |
| 攻读博士期间参加和负责项目 |
四、用有机亲铜试剂活化浮选硅酸铜矿石（论文参考文献）
- [1]难处理氧化铜矿酸浸-萃取-电积工艺研究[D]. 代宗. 昆明理工大学, 2019(04)
- [2]胺（铵）盐强化硫化硅孔雀石的浮选机理研究[D]. 张琳. 昆明理工大学, 2018(10)
- [3]硅孔雀石的结构与表面特性及浮选研究现状[J]. 夏节,刘丹,郭志强,李金林,黄帅武. 硅酸盐通报, 2018(02)
- [4]辛基羟肟酸活化浮选孔雀石机理研究[D]. 江登榜. 上海大学, 2018(02)
- [5]硅孔雀石活化浮选研究进展[J]. 张琳,方建军,赵敏捷,李国栋. 矿产综合利用, 2017(03)
- [6]安徽铜陵典型尾矿库地球化学和环境地球化学效应[D]. 周元祥. 合肥工业大学, 2009(11)
- [7]汤丹难处理氧化铜矿高效利用新技术及产业化研究[D]. 方建军. 昆明理工大学, 2009(01)
- [8]复杂铜、铅、锌、银多金属硫化精矿综合回收利用研究[D]. 俞小花. 昆明理工大学, 2008(09)
- [9]硅孔雀石结构特性和浮选方法[J]. 徐晓军. 云南冶金, 1990(01)
- [10]浮选药剂的进展[J]. 见百熙. 有色金属(选矿部分), 1983(05)