一、某难选含金矿石的载体浮选研究（论文文献综述）
周贺鹏[1]（2020）在《微细粒锂辉石聚团浮选特性及矿物表面反应机理》文中进行了进一步梳理锂辉石普遍赋存于花岗伟晶岩矿床,受风化蚀变作用影响,矿石呈现细粒变质特征,碎磨后产出大量的微细粒矿物,而微细粒锂辉石因质量小、粒度细、表面亲水性强,浮选过程难以克服矿粒与气泡间的能垒而无法有效粘附于气泡上,导致浮选回收困难;同时锂辉石与共生的长石、石英同属铝硅酸盐矿物,晶体结构与表面性质相近,浮选分离难度大。目前,微细粒锂辉石的有效分选已成为选矿领域的共性技术难题。论文从提高微细颗粒表观粒径与可浮性角度,研究微细粒锂辉石聚团浮选特性及矿物表面反应机理,为微细粒锂辉石的高效浮选回收提供新的技术手段和理论依据。论文首先借助Material Studio软件模拟与计算,系统研究了锂辉石、长石及石英晶体化学和表面性质,进一步采用单矿物浮选、浊度测试、激光粒度分析、显微镜观测等方法,研究了微细粒锂辉石聚团浮选行为及机理,基于量子化学和浮选溶液化学原理构建了锂辉石与长石表面水化模型及吸附模型,深入研究了锂辉石与长石聚团浮选过程中的矿物表面反应机理,最后采用实际矿石进行了锂辉石聚团浮选小型试验与工业试验验证。研究了锂辉石、长石及石英晶体化学和表面性质。锂辉石晶体中存在Li-O、Al-O、Si-O三种化学键,成矿过程中Li-O键轨道杂化不明显,成键作用弱,键合强度低;Al-O键轨道杂化明显,键合强度较高;Si-O键轨道杂化强烈,键合强度最高,外力作用下锂辉石、长石、石英分别沿Li-O和Al-O、Na-O和Al-O、Si-O的化学键强度较弱的平行面网方向断裂和解理,解理类型分别为中等解理、完全解理和极不完全解理,在矿物充分单体解离情况下长石与锂辉石易过粉碎泥化。采用键布居值与断裂键密度乘积之和的总断裂键密度作为解理面生成概率的判定依据,计算出各矿物解理面生成概率的大小顺序为:锂辉石{110}>{010}>{100},长石{001}>{010}>{110},石英{101}>{100}>{001}。因锂辉石与长石主要解理面存在Al、Li、Na等多种金属质点,可作为捕收剂吸附的作用位点,而锂辉石{110}面上金属原子密度、Al-O断裂键占比及不饱和度均最高,其可浮性将优于长石和石英。研究了微细粒锂辉石聚团浮选行为。结果表明微细粒锂辉石可浮性差,表面润湿性强,常规浮选方法难以有效回收。聚团浮选可实现微细粒锂辉石的良好回收,但回收效果受流体剪切强度和界面反应条件影响。当搅拌强度为1600r/min、搅拌时间为18min时,采用苄基胂酸作捕收剂、钙离子作活化剂,调控矿浆p H为9～10,可实现微细粒锂辉石的聚团浮选回收,但长石和石英没有明显的聚团现象,浮选回收率低。据此构建了微细粒锂辉石聚团生长模型,锂辉石颗粒聚团优先在-13+8μm的中间粒级发生,其次是-8μm的超细粒级附载聚团,最后为-19+13μm的粗粒级桥联团聚,先后经历了聚团形成、生长、桥连到碎散四个阶段的动力学过程,粒度分布曲线由最初的双峰式逐步右移变为单峰式,锂辉石浮选速率由0升高至0.0213s-1,浮选回收率由47.73%提高至60.51%,但过高的剪切强度也影响大絮体的稳定,进而降低颗粒的聚团程度与浮选速率,但不影响其回收率,仍可保持在较高水平。研究了锂辉石聚团浮选矿物表面反应机理,建立了溶液环境中捕收剂-钙离子-矿物水化表面共吸附模型。锂辉石表面具有强烈的亲水性,水分子可通过O原子2p轨道与锂辉石表面Al原子3s、3p轨道杂化成键,吸附能为-231.52 KJ/mol,水化作用强烈。钙是锂辉石浮选最常用活化离子,其水解组分以金属离子水合物形式吸附于矿物水化表面,其中（Ca OH）+与Ca（OH）2（aq）吸附强度最高,Ca2+最低。捕收剂在矿物水化表面吸附时受水分子空间位阻效应影响,吸附强度显着下降,苄基胂酸在锂辉石表面吸附能由真空条件下的-190.83 KJ/mol降低至水化表面的-63.51 KJ/mol。钙离子的添加可大幅提高捕收剂吸附效果,且水解组分（Ca OH）+活化效果最佳,在（Ca OH）+作用下苄基胂酸对锂辉石吸附强度最高,吸附能为-215.32 KJ/mol,对长石吸附强度较低,吸附能为-145.82 KJ/mol。采用钙离子作活化剂,调节矿浆p H为9-10,调控水解组分（Ca OH）+浓度占主导地位,将更有利于微细粒锂辉石的聚团浮选回收及与长石的分离。开展了锂辉石实际矿石聚团浮选试验研究。在原矿含Li2O 1.50%的条件下,实验室小型试验获得了Li2O品位为5.77%、回收率为75.24%的锂辉石精矿,工业试验获得了Li2O品位为5.62%、回收率为74.28%的锂辉石精矿。相比现场原“脱泥-浮选”工艺,锂辉石回收率提高了9个百分点,实现了难选锂辉石矿的良好回收。
刘涛[2]（2018）在《卡林型低品位难选金矿选矿工艺研究》文中提出紫金矿业集团股份有限公司某下属矿山金矿石含金品位低,且含毒砂和有机碳,含金矿物嵌布粒度微细,为典型的卡林型金矿石。主要金属矿物为黄铁矿,主要脉石矿物有方解石、石英、白云石和绢云母,并含有部分砷黄铁矿和有机碳。金物相分析显示,金主要存在形式是以硫化矿物包裹金。该课题试验样品取自紫金矿业集团股份有限公司某下属矿山金矿矿段,属典型的难选低品位金矿石,课题对试样开展了选矿工艺试验研究,通过工艺矿物学研究及前人试验研究的调研,开展了条件试验和多种选别流程的对比试验研究,探究出一条适合该试样的技术可行、经济、环保的选矿工艺。推荐的工艺流程为常规浮选工艺流程,即“一粗两精两扫”流程,推荐流程一未添加调整剂,获得金精矿含金19.18g/t,回收率为91.61%,尾矿中金品位仅为0.28g/t;推荐流程二在磨矿阶段添加调整剂碳酸钠2000g/t,获得金精矿含金21.38g/t,回收率为90.19%,尾矿中金品位为0.32g/t。通过实验室小型试验研究,解决了该低品位金矿回收率偏低（回收率<85%）的问题,采用合理的工艺流程及参数,使金回收率≥90%,较大的降低选矿成本。
李洪强,母顺兴,张艳清,李洪潮,宋少先[3]（2018）在《乳化煤油在金红石与石榴石浮选分离中的增效作用研究》文中研究表明针对金红石与石榴石浮选分离过程中羟肟酸类捕收剂选择性好,但捕收能力较弱的问题,以乳化煤油为增效剂,金红石与石榴石单矿物和人工混合矿为浮选对象,对改善水杨羟肟酸（SHA）的捕收能力进行了试验。单矿物浮选试验表明:经Tween80乳化的煤油改善SHA浮选性能的效果最好;相比乳化煤油与SHA混合一步添加,分步添加的浮选效果更佳;增大乳化剂用量能提升金红石的上浮率,乳化剂Tween80与煤油较好的质量比为3.0%。提高矿浆中乳化煤油的浓度,能大幅度提高金红石上浮率,但会影响SHA对金红石和石榴石浮选的选择性。人工混合矿浮选试验表明:以铅离子为活化剂、乳化煤油为捕收增效剂、MIBC为起泡剂,浮选矿浆p H=6.3附近时,较低用量的SHA就能实现金红石与石榴石的高效分离。
王晴[4]（2017）在《某金尾矿二次回收试验研究》文中研究指明黄金为不可再生资源,随着金矿的不断开采,其资源储量逐年减少。同时,在实际金矿开采及分选过程中,矿山企业排放了大量高价值黄金尾矿并且该部分尾矿没有得到有效的处理利用,造成资源浪费。我国秦岭地区金矿主要为微细粒浸染含金硫化矿,尾矿中金损失严重;主要原因是尾矿中的金以微细粒包裹的形态存在;同时硫化矿的氧化进一步加大了分选的难度。实现该类尾矿中金的有效回收,对实现资源合理利用具有现实意义。本文以河南嵩县某含金黄铁矿浮选尾矿为研究对象,对其进行了粒度分析、化学元素分析、化学物相分析以及矿物组成分析;根据矿石性质并结合现场试验研究基础进行了浮选试验,确定了磨矿细度、浮选时间及浮选浓度,进而研究了药剂制度及浮选工艺流程;最后进行了优化浮选试验研究,通过新型捕收剂BK301和旋流静态微泡浮选柱提高了浮选回收率,实现了资源二次利用的目的。根据矿石工艺矿物学分析结果,采用实验室浮选机对实际矿物进行了浮选试验研究;通过试验探索,最终确定“一粗二精二扫”的工艺流程,其中单因素寻优确定了浮选细度为-0.045mm占90%、浮选矿浆浓度为30%、浮选时间为5min;粗选药剂制度为Na2CO3 200 g/t、水玻璃80 g/t、草酸600 g/t、硫酸铜20 g/t、异戊黄药75 g/t、丁铵黑药15 g/t、2#油15 g/t;精选药剂制度为:一段水玻璃用量20 g/t、异戊黄药20 g/t、丁铵黑药15 g/t;二段水玻璃用量20 g/t;扫选药剂制度为:一段异戊黄药20 g/t、丁铵黑药10 g/t;二段异戊黄药20 g/t、丁铵黑药10 g/t。在“一粗二精二扫”闭路条件下,最终获得了精矿品位8.68 g/t,回收率67.44%的浮选指标。通过新型捕收剂BK301以及旋流静态微泡浮选柱完成了一次粗选试验研究,获得粗精矿品位为1.72 g/t,回收率76.53%。为进一步提高浮选指标,进行了“浮选机二段精选+浮选柱一段粗选一段扫选”浮选优化开路试验,取得了最终精矿的品位为9.45 g/t,回收率为51.01%的浮选指标,同比浮选机“一粗二精二扫”流程,精矿品位提高0.50 g/t左右,回收率提高4%左右。试验为该地区含金黄铁矿尾矿中金的二次回收提供了研究依据。
孙忠梅[5]（2016）在《提高载金黄铁矿浮选效果的研究与应用》文中提出黄金资源开发利用中,以显微金包裹形式存在的载金黄铁矿浮选回收研究越来越受到重视,难点是载金黄铁矿嵌布粒度细微,细磨达到单体解离时,部分黄铁矿及脉石泥化,影响浮选药剂与载金黄铁矿表面作用,使部分已经单体解离的载金黄铁矿损失于尾矿中。论文通过高效捕收剂S6的合成与应用、粗细粒矿物载体浮选以及组合活化剂的应用,促进了载金黄铁矿的浮选行为。根据化学药剂的同分异构原理,采用逆向合成分析方法设计并合成了载金黄铁矿高效捕收剂S6,分子式为（CH3）2CH（CH2）2CH（OCSS）CH3。基于基团电负性方法,通过紫外光谱吸收峰波长及鲍林的“离子百分数”计算,得出S6具有含量73.5%的黄原酸基团,吸收峰波长381.6mm,明显高于乙基黄药、丁基黄药、戊基黄药和Y89的吸收峰波长。研究表明,吸收带波长数值越大,电负性越小,矿物与药剂成键的离子性越低,共价性越强。通过改变S6的碳链长度和非极性基电子效应,增加了疏水性能和药剂的亲固能力。黄铁矿纯矿物的浮选试验表明,S6具有比丁基黄药、Y89和戊基黄药更好的捕收性能。通过控制载金黄铁矿粗细粒级的比例,可实现载体作用而提高黄铁矿的浮选效果。当-0.025mm细粒黄铁矿含量所占比例较小时,+0.074mm粗粒与细粒之间的相互影响较小,当细粒含量所占比例超过70%时,粗粒对细粒起到载体作用,从而提高了黄铁矿的总体回收率。DLVO理论表明,黄铁矿颗粒间的作用与静电作用和疏水作用有关,当捕收剂碳链长度增加,与载金黄铁矿表面作用后,有利于矿物产生疏水性团聚,促进细粒载金黄铁矿的浮选。采用硫酸铜和硫酸铵组合活化剂促进载金黄铁矿的浮选的机理研究表明,硫酸铵产生的氨根离子与硫酸铜产生的铜离子反应生成铜氨络离子,铜氨络离子有缓冲和稳定铜离子的作用,并且带正电的铜氨络离子更易在荷负电的矿物表面吸附,从而增加其活化中心,促进了载金黄铁矿的浮选。针对贵州回龙金矿和紫金山金矿进行的促进浮选试验研究结果表明,S6与丁铵黑药联合使用,与丁基黄药和丁铵黑药联合使用时的闭路试验对比,金回收率可提高2.63个百分点。紫金山选铜尾矿S6与丁基黄药闭路浮选对比,在硫精矿品位接近的情况下硫回收率提高了3.35个百分点。本论文的研究成果为类似微细粒载金黄铁矿的促进和高效回收提供借鉴。
杨玉珠,周强[6]（2015）在《2014年云南选矿年评》文中研究说明在广泛查阅2014年度国内外矿业科技期刊、文献的基础上,对云南选矿工作者发表的选矿科技论文,云南选矿科技工作研究现状,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。
姜美光[7]（2013）在《河南华泰高品位金矿无氰处理选矿试验研究》文中认为黄金是一种稀贵金属,因其具有良好的物理性质和稳定的化学性质而被广泛应用在很多行业。随着资源的开发利用,高品位含金矿石越来越少见,高品位金矿研究的重点和难点在于如何保证金的较高回收率。论文对该高品位含金矿石做了详细的工艺矿物学研究,经化验分析可知该矿石中金的品位为16.44g/t,赋存状态较为复杂,金元素主要以自然元素的形式赋存在银金矿中,占77.25%,其次以包裹体的形式赋存在黄铁矿、方铅矿等硫化物中,占16.77%,以微细粒包裹形式存在于石英、云母等脉石矿物中的金占5.98%。同时还伴生有银,银的品位为65.5g/t,银元素主要以类质同象和独立矿物的形式赋存在黄铁矿和方铅矿中,占57.08%,其次以自然元素的形式赋存在银金矿中,占14.73%,以微细粒包裹形式赋存在于石英、云母等脉石矿物中的金占0.95%。由于氰化提金污染严重被禁止使用,因此只能从无氰的角度考虑其工艺流程。针对该矿石的矿石性质和特点,首先进行了先浮选后重选和先重选后浮选的流程对比试验,结果表明采用重选-浮选联合流程综合回收效果要好于浮选-重选联合流程,但经过选别之后尾矿中金品位仍然过高,因此又对联合流程尾矿进行了再磨再浮选、再磨再重选的试验研究,结果表明尾矿中的金是被脉石矿物所包裹的金,经过细磨之后用重选的方法是可以回收的,因此最终确定了重选-浮选-重选联合流程。经重选-浮选-重选联合流程选别后尾矿中的金品位降至0.86g/t,获得了金精矿中金的平均品位43.04g/t,金的总回收率96.71%,银平均品位172.49g/t,银的总回收率97.28%的选别指标。
陶洪[8]（2013）在《微细粒赤铁矿浮选行为及机理研究》文中研究说明本文通过纯矿物浮选试验，考察了两类捕收剂体系下微细粒赤铁矿的浮选行为，并对淀粉、腐殖酸纳、焦磷酸钠、六偏磷酸钠、硅酸钠等五种调整剂对微细粒赤铁矿浮选的影响进行了研究，同时通过表面电位测定，红外光谱分析、溶液化学计算等，对微细粒赤铁矿的浮选机理进行了研究。浮选研究表明：油酸钠对微细粒赤铁矿表现出良好的捕收性能，而油酸、羟肟酸钠和羟肟酸对于微细粒赤铁矿的浮选效果均较差。五种调整剂对微细粒赤铁矿均表现出明显的抑制性：在油酸钠体系中有机调整剂的抑制效果优于无机调整剂，五种调整剂的抑制顺序为：淀粉＞腐植酸纳＞焦磷酸钠＞六偏磷酸钠＞硅酸钠；在羟肟酸钠浮选体系中无机调整剂的抑制效果好于有机调整剂，五种调整剂剂的抑制效果顺序为：焦磷酸钠＞硅酸钠＞六偏磷酸钠＞淀粉＞腐植酸纳。矿物表面电位测定表明：随着pH值的增加，赤铁矿颗粒的表面电位不断降低；两类捕收剂的添加均使赤铁矿的表面电位在整个pH范围内负移；三种无机调整剂使赤铁矿表面电位产生负移，三种无机调整剂在赤铁矿表面的吸附以静电力吸附为主。红外光谱测试和溶液化学计算表明：在油酸钠及羟肟酸钠浮选赤铁矿较好的pH条件下，捕收剂主要以离子-分子缔合物、离子-分子共吸附的形式吸附于矿物表面。两类捕收剂在赤铁矿表面均产生了较强的吸附，而且以化学吸附为主。
余胜利[9]（2013）在《围岩强蚀变黄铁矿型金矿的浮选研究》文中研究说明摘要：本论文以新疆阿希金矿的围岩强蚀变黄铁矿型金矿为对象,针对现场生产中存在的矿浆泥化严重、生产指标不稳定、金的回收率偏低等问题,在原矿工艺矿物学的研究基础上,通过实验室浮选试验和现场工业试验,确定了合理的药剂制度和工艺流程。通过单矿物和混合矿浮选试验,并借助溶液化学和晶体模拟,讨论和分析了影响含金黄铁矿可浮性的主要因素。工艺矿物学研究结果表明：矿石中90%以上的金赋存在黄铁矿晶格中,其余则以银金矿形式与石英连生或包裹。矿石中主要蚀变作用为绢云母（白云母）化,其次为绿泥石化和褐铁矿化,矿石在磨矿过程中极易泥化,对浮选过程产生影响。实际矿石浮选试验采用“强化载金矿物的活化与捕收、强化矿浆的分散和易浮脉石矿物的抑制”技术方案,对金品位4.51g/t的原矿闭路试验可获得的精矿金品位为50.06g/t,金回收率90.83%的良好指标。基于实验室试验结果,现场工业试验稳定运转后,在入选矿石品位为5.17g/t的情况下,浮选精矿金品位和回收率可分别达到48.70g/t和88.98%,与实验室试验指标基本一致,表明实验室确定的技术路线是可行的。单矿物浮选试验结果表明：不含金黄铁矿的可浮性好于含金黄铁矿,白云石、绢云母、石英的可浮性较大；碳酸钠和水玻璃对含金黄铁矿上浮具有协同效应；六偏磷酸钠、水玻璃和碳酸钠对脉石矿物的抑制作用依次降低,且白云石更易受到抑制,石英次之,绢云母受到的抑制作用最弱。混合矿分离试验结果表明：白云石的存在会明显降低两种黄铁矿的回收率,而绢云母的存会大幅降低含金黄铁矿的品位,石英对两种黄铁矿的可浮性影响很小；水玻璃+碳酸钠组合对混合矿的浮选分离效果优于六偏磷酸钠+碳酸钠组合。晶体模拟结果表明：空位和金取代会改变黄铁矿的晶体结构和半导体性质,使黄铁矿总态密度降低并负移,费米能级升高,不利于黄铁矿浮选。图61幅,表28个,参考文献71篇
陈晓芳[10]（2012）在《高疏含砷难选金矿石选矿工艺研究》文中研究表明某硫金矿中金的嵌布粒度粗细不均，以细粒包裹金为主，分别包裹在磁黄铁矿、黄铁矿和毒砂中，其中毒砂是主要的载金矿物。现场首先采用常规浮选方法回收金，金精矿中含砷量过高，对选金尾矿进行磁选回收磁黄铁矿和浮选回收黄铁矿，并未回收毒砂，致使毒砂中的包裹金损失于尾矿中，且硫精矿中含砷量超标，存在金的回收率低和精矿质量不高等问题，不利于精矿的销价与销售，严重影响企业的经济效益。本文研究的主要目的是降低金精矿中的含砷量，提高金精矿质量和金的回收率，兼顾提高硫精矿质量，降低硫精矿中的含砷量。本论文提出采用先磁后浮的总工艺流程，金采用半优先快速浮选工艺、硫砷采用依次优先浮选工艺的改进流程。从两方面着手来提高金的回收率，一方面是提高金浮选部分的金的回收率，这部分首先是通过磁选回收磁黄铁矿，磁尾采用半优先快速浮选工艺回收金，其优点是先磁后浮流程不仅提高了金浮选的入选品位，减少了夹杂，有利于金精矿质量的提高，同时还能减少金浮选的药剂用量；半优先快速浮选回收金，能早收多收可浮性好的金，减少这部分金在浮选作业的过度循环致使可浮性下降，有利于金回收率的提高。另一方面通过硫砷分离回收载金矿物毒砂来提高金的回收率，硫砷分离部分采用含铜酸性废水代替硫酸活化黄铁矿，新型高效抑制剂Y-As能有效进行毒砂与黄铁矿的分离回收，通过回收毒砂中的包裹金，减少了金在尾矿中的损失，提高了金的回收率，同时降低了硫精矿中的砷含量，提高了硫精矿质量。通过闭路试验，金浮选部分获得加权金精矿中金品位为21.22g/t、回收率为51.99%，含砷0.69%，通过硫砷分离回收毒砂中的包裹金最终获得砷金精矿中金品位为10.22g/t，回收率为18.51%，尾矿中金的损失率为4.99%。与采用现场浮-磁-浮的流程闭路试验相比，最终金的回收率提高了22.66%，金在尾矿中的损失率减少了15.41%，金精矿中含砷量减少了0.36%，硫精矿中的含砷量减少了0.13%。可见通过对现场流程的改进，金的回收率大大提高了，同时又节约了药剂成本、提高了精矿质量，为企业创造了良好的经济效益。
二、某难选含金矿石的载体浮选研究（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、某难选含金矿石的载体浮选研究（论文提纲范文）
（1）微细粒锂辉石聚团浮选特性及矿物表面反应机理（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| abstract |
| 变量注释表 |
| 1 绪论 |
| 1.1 课题来源 |
| 1.2 研究背景 |
| 1.3 锂辉石资源特点及选矿回收技术进展 |
| 1.4 聚团浮选在微细粒矿物分选中的应用 |
| 1.5 量子化学在矿物加工领域的应用 |
| 1.6 研究内容与技术路线 |
| 2 试验材料、仪器及研究方法 |
| 2.1 试验样品 |
| 2.2 试验药剂及设备 |
| 2.3 试验方法 |
| 3 锂辉石、长石及石英晶体化学和表面性质研究 |
| 3.1 锂辉石、长石及石英晶体化学 |
| 3.2 锂辉石、长石及石英解理特性 |
| 3.3 锂辉石、长石及石英表面性质差异 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 微细粒锂辉石聚团浮选行为研究 |
| 4.1 不同粒级锂辉石浮选行为与表面润湿性 |
| 4.2 微细粒锂辉石聚团浮选行为 |
| 4.3 微细粒锂辉石颗粒聚团动力学 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 锂辉石聚团浮选矿物表面反应机理 |
| 5.1 锂辉石矿物表面水化机理 |
| 5.2 钙离子溶液化学及其在矿物水化表面的吸附机理 |
| 5.3 苄基胂酸在锂辉石矿物表面的吸附机理 |
| 5.4 苄基胂酸在钙离子活化后的锂辉石表面吸附机理 |
| 5.5 苄基胂酸与油酸钠在锂辉石矿物表面吸附反应差异 |
| 5.6 本章小结 |
| 6 难选锂辉石矿聚团浮选试验研究 |
| 6.1 矿石性质分析 |
| 6.2 锂辉石聚团浮选小型试验研究 |
| 6.3 锂辉石聚团浮选工业试验研究 |
| 6.4 本章小结 |
| 7 结论 |
| 7.1 主要研究结论 |
| 7.2 主要创新点 |
| 7.3 研究工作展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（2）卡林型低品位难选金矿选矿工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 选题背景 |
| 1.2 课题来源 |
| 1.3 选题的意义 |
| 1.4 技术现状 |
| 第二章 矿石性质研究 |
| 2.1 试样的采取与制备 |
| 2.2 粒度特性 |
| 2.3 化学组成 |
| 2.4 物相分析 |
| 2.5 矿物组成及含量 |
| 2.6 主要矿物的嵌布特征及粒度 |
| 2.6.1 黄铁矿 |
| 2.6.2 毒砂 |
| 2.6.3 有机碳 |
| 2.7 矿石性质研究小结 |
| 第三章 选矿试验研究 |
| 3.1 磨矿曲线的绘制 |
| 3.2 调整剂种类及用量试验 |
| 3.3 磨矿细度试验 |
| 3.4 分散剂种类及用量试验 |
| 3.5 活化剂种类及用量试验 |
| 3.6 捕收剂种类及用量试验 |
| 3.7 粗选浮选时间试验 |
| 3.8 预先脱碳流程试验 |
| 3.8.1 预先脱碳2 |
| 3.8.2 预先脱碳流程粗选硅酸钠用量试验 |
| 3.8.3 预先脱碳流程粗选捕收剂用量试验 |
| 3.9 开路试验 |
| 3.9.1 常规流程 |
| 3.9.2 预先脱碳流程 |
| 3.9.3 再磨流程 |
| 3.10 闭路试验 |
| 3.10.1 常规流程 |
| 3.10.2 预先脱碳流程 |
| 3.10.3 再磨流程 |
| 3.11 选矿试验小结 |
| 第四章 推荐流程及药剂成本分析和工业化情况 |
| 4.1 推荐流程 |
| 4.2 化学多元素分析 |
| 4.3 产品粒度分布 |
| 4.4 沉降试验 |
| 4.5 初步药剂成本分析 |
| 4.6 后续工业化情况介绍 |
| 第五章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
（3）乳化煤油在金红石与石榴石浮选分离中的增效作用研究（论文提纲范文）
| 1 试验原料与试验药剂 |
| 1.1 试验原料 |
| 1.2 试验药剂 |
| 2 试验方法 |
| 2.1 单矿物浮选试验 |
| 2.2 混合矿浮选试验 |
| 3 试验结果及讨论 |
| 3.1 单矿物浮选试验 |
| 3.1.1 乳化剂种类试验 |
| 3.1.2 乳化煤油添加方式 |
| 3.1.3 乳化剂Tween80的添加量 |
| 3.1.4 乳化煤油添加量与金红石、石榴石的可浮性 |
| 3.2 混合矿浮选试验 |
| 3.2.1 乳化煤油用量试验 |
| 3.2.2 SHA用量试验 |
| 4 结论 |
（4）某金尾矿二次回收试验研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究背景及意义 |
| 1.2 课题提出 |
| 1.3 研究内容 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 金的性质及概况 |
| 2.2 金浮选药剂及设备研究现状 |
| 2.3 金尾矿二次回收技术现状 |
| 3 矿样、药剂、仪器与研究方法 |
| 3.1 矿样来源与制备 |
| 3.2 试验药剂 |
| 3.3 试验设备 |
| 3.4 试验研究方法 |
| 4 矿石性质分析 |
| 4.1 多元素组成分析 |
| 4.2 X-射线衍射物相分析 |
| 4.3 化学物相分析 |
| 4.4 偏光显微分析 |
| 4.5 粒度组成分析 |
| 4.6 金尾矿工艺设计及药剂选择 |
| 4.7 本章小结 |
| 5 浮选试验研究 |
| 5.1 磨矿细度试验 |
| 5.2 浮选浓度试验 |
| 5.3 浮选时间试验 |
| 5.4 粗选条件试验 |
| 5.5 精选条件试验 |
| 5.6 扫选条件试验 |
| 5.7 开闭路流程试验 |
| 5.8 浮选回收优化试验 |
| 5.9 本章小结 |
| 6 结论与展望 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（5）提高载金黄铁矿浮选效果的研究与应用（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 金资源与结构特征 |
| 2.2 黄铁矿浮选研究现状 |
| 2.2.1 黄铁矿发展工艺研究进展 |
| 2.2.2 黄铁矿浮选药剂研究进展 |
| 2.3 浮选药剂机理研究 |
| 2.3.1 浮选药剂分子设计理论 |
| 2.3.2 组合药剂协同效应作用机理 |
| 2.4 细粒矿物浮选研究现状 |
| 2.4.1 细粒矿物浮选回收研究现状 |
| 2.4.2 细粒矿物对浮选影响的研究现状 |
| 2.4.3 细粒矿物浮选技术发展方向 |
| 3 研究内容与研究方法 |
| 3.1 研究目标 |
| 3.2 研究内容 |
| 3.3 研究方法 |
| 3.3.1 矿物表面特性差异的MLA测定 |
| 3.3.2 矿物浮选方法 |
| 3.3.3 紫外分光光度分析 |
| 3.3.4 X射线光电子能谱测定 |
| 3.3.5 矿物动电位测定 |
| 3.3.6 红外光谱 |
| 3.4 试验原料、药剂和设备 |
| 3.4.1 试样的来源与性质 |
| 3.4.2 试验药剂与设备 |
| 4 载金黄铁矿浮选性能研究 |
| 4.1 黄铁矿表面形貌分析 |
| 4.1.1 不同pH值下黄铁矿表面形貌与成分分析 |
| 4.1.2 不同pH值下黄铁矿的XPS分析 |
| 4.2 浮选药剂对黄铁矿可浮性的影响 |
| 4.2.1 起泡剂对黄铁矿可浮性的影响 |
| 4.2.2 捕收剂对黄铁矿可浮性的影响 |
| 4.2.3 捕收剂结构对其浮选黄铁矿性能的影响 |
| 4.2.4 调整剂对黄铁矿可浮性的影响 |
| 4.3 黄铁矿粒度对其可浮性的影响 |
| 4.3.1 单一粒级黄铁矿的可浮性 |
| 4.3.2 粗、细粒级配比对黄铁矿可浮性的影响 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 提高载金黄铁矿的浮选性能及其机理研究 |
| 5.1 黄铁矿高效捕收剂S6的设计、合成及性能研究 |
| 5.1.1 捕收剂S6的设计 |
| 5.1.2 捕收剂S6的合成 |
| 5.1.3 捕收剂S6的捕收性能 |
| 5.2 活化剂及其组合用药强化黄铁矿浮选性能的研究 |
| 5.2.1 活化剂及其组合用药对黄铁矿浮选行为的影响 |
| 5.2.2 活化剂强化黄铁矿浮选的作用机理 |
| 5.3 捕收剂与黄铁矿表面的作用机理研究 |
| 5.3.1 捕收剂在黄铁矿表面的吸附量测定 |
| 5.3.2 组合捕收剂对黄铁矿浮选行为的影响 |
| 5.3.3 组合捕收剂强化黄铁矿浮选的作用机理 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 提高黄铁矿浮选性能的应用研究 |
| 6.1 贵州回龙金矿浮选试验研究 |
| 6.1.1 原矿工艺矿物学研究 |
| 6.1.2 浮选条件试验 |
| 6.1.3 浮选闭路试验 |
| 6.2 紫金山铜尾矿浮选试验研究 |
| 6.2.1 工艺矿物学研究 |
| 6.2.2 粗选活化剂种类试验 |
| 6.2.3 粗选捕收剂种类及其用量试验 |
| 6.2.4 开路试验 |
| 6.2.5 闭路试验 |
| 6.3 本章小结 |
| 7 结论 |
| 7.1 主要结论 |
| 7.2 创新点 |
| 参考文献 |
| 作者简历及在学研究成果 |
| 学位论文数据集 |
（6）2014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 |
| 2.2铜钼矿的选矿 |
| 2.3铜铅矿的选矿 |
| 2.4铜镍矿的选矿 |
| 2.5铅锌矿的选矿 |
| 2.6铁矿的选矿及除杂 |
| 2.7钛磁铁矿的选矿 |
| 2.8铬铁矿的选矿 |
| 2.9磷矿的选矿 |
| 2.10锡矿、钨矿和钼的选矿 |
| 2.11金矿和银矿的选矿及化学处理 |
| 2.12伴生金、银的综合回收 |
| 2.13非金属矿的选矿 |
| 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资源再利用 |
| 8尾矿库 |
| 9结语 |
（7）河南华泰高品位金矿无氰处理选矿试验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 金矿石概述 |
| 1.1.1 金的性质 |
| 1.1.2 金的用途 |
| 1.2 金矿石提金方案综述 |
| 1.2.1 重选法 |
| 1.2.2 浮选法 |
| 1.2.3 氰化法 |
| 1.2.4 混汞法 |
| 1.2.5 其他方法 |
| 1.3 金矿石的浮选研究现状 |
| 1.3.1 金矿石浮选药剂的研究现状 |
| 1.3.1.1 金矿石浮选捕收剂研究现状 |
| 1.3.1.2 金矿石浮选起泡剂研究现状 |
| 1.3.1.3 金矿石浮选调整剂研究现状 |
| 1.3.2 金矿石浮选设备的研究现状 |
| 1.3.3 金矿石浮选工艺的研究现状 |
| 1.3.3.1 强化浮选工艺研究 |
| 1.3.3.2 电化学浮选工艺研究 |
| 1.3.3.3 载体浮选工艺研究 |
| 1.3.3.4 浮选流程工艺研究 |
| 1.4 本课题研究内容和意义 |
| 第二章 试样的采取、制备以及试验的主要仪器、药剂 |
| 2.1 试样的采取与制备 |
| 2.2 试验主要仪器和药剂 |
| 2.2.1 试验仪器 |
| 2.2.2 试验药剂 |
| 第三章 原矿工艺矿物学研究 |
| 3.1 矿石的结构构造 |
| 3.1.1 矿石的构造 |
| 3.1.2 矿石的结构 |
| 3.2 矿石的光谱分析和化学多元素分析 |
| 3.2.1 矿石的光谱分析 |
| 3.2.2 原矿的化学多元素分析 |
| 3.3 矿石的矿物成分 |
| 3.4 主要矿物的嵌布特征 |
| 3.4.1 自然元素 |
| 3.4.2 硫化物/碲化物 |
| 3.4.3 氧化物/氢氧化物 |
| 3.4.4 硅酸盐 |
| 3.4.5 碳酸盐 |
| 3.4.6 卤化物 |
| 3.4.7 钨酸盐 |
| 3.5 金和银的赋存状态 |
| 3.5.1 金的赋存状态 |
| 3.5.2 银的赋存状态 |
| 3.5.3 有害元素的赋存状态 |
| 3.6 原矿工艺矿物学研究小结 |
| 第四章 选矿工艺流程探索试验 |
| 4.1 重-浮联合流程 |
| 4.2 浮-重联合流程 |
| 4.3 重-浮联合流程尾矿处理探索性试验 |
| 4.3.1 重-浮-浮联合流程 |
| 4.3.2 重-浮-重(摇床)联合流程 |
| 4.3.3 重-浮-重(法尔肯)联合流程 |
| 第五章 重-浮-重联合流程试验研究 |
| 5.1 摇床重选试验 |
| 5.2 浮选试验 |
| 5.2.1 碳酸钠用量条件试验 |
| 5.2.2 水玻璃用量条件试验 |
| 5.2.3 硫酸铜用量条件试验 |
| 5.2.4 丁基黄药用量条件试验 |
| 5.2.5 丁铵黑药用量条件试验 |
| 5.2.6 浮选浓度条件试验 |
| 5.2.7 精扫选浓度条件试验 |
| 5.2.8 粗选浮选时间条件试验 |
| 5.3 法尔肯重选试验 |
| 5.3.1 法尔肯重力场条件试验 |
| 5.3.2 法尔肯磨矿细度条件试验 |
| 5.3.3 法尔肯给矿浓度条件试验 |
| 5.4 浮选流程开路试验 |
| 5.5 浮选流程闭路试验 |
| 5.6 推荐流程试验 |
| 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 |
（8）微细粒赤铁矿浮选行为及机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 前言 |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 国内外铁矿分布与需求 |
| 1.1.1 世界铁矿资源的分布与供需 |
| 1.1.2 我国铁矿资源现状 |
| 1.2 赤铁矿选矿技术 |
| 1.2.1 赤铁矿选矿工艺 |
| 1.2.2 赤铁矿浮选药剂 |
| 1.3 微细粒选矿技术进展 |
| 1.4 论文研究目的与研究内容 |
| 1.4.1 研究目的及意义 |
| 1.4.2 研究内容及方法 |
| 第二章 矿样、药剂、仪器及研究方法 |
| 2.1 试验矿样 |
| 2.2 药剂与仪器 |
| 2.3 试验研究方法 |
| 2.3.1 纯矿物浮选试验 |
| 2.3.2 表面电位的测定 |
| 2.3.3 红外光谱的测定 |
| 第三章 油酸和羟肟酸体系中微细粒赤铁矿的浮选行为研究 |
| 3.1 油酸体系下微细粒赤铁矿的浮选行为研究 |
| 3.1.1 捕收剂用量对微细粒赤铁矿浮选行为影响 |
| 3.1.2 pH 值对微细粒赤铁矿浮选行为影响 |
| 3.1.3 温度对微细粒赤铁矿浮选行为影响 |
| 3.1.4 无机调整剂对微细粒赤铁矿浮选行为影响 |
| 3.1.5 有机调整剂对赤铁矿浮选行为的影响 |
| 3.2 羟肟酸体系下微细粒赤铁矿的浮选行为研究 |
| 3.2.1 捕收剂用量对微细粒赤铁矿浮选行为的影响 |
| 3.2.2 温度对微细粒赤铁矿浮选行为的影响 |
| 3.2.3 pH 对微细粒赤铁矿浮选行为的影响 |
| 3.2.4 调浆时间对微细粒赤铁矿浮选行为的影响 |
| 3.2.5 无机调整剂对微细粒赤铁矿浮选行为的影响 |
| 3.2.6 有机调整剂对微细粒赤铁矿浮选行为的影响 |
| 3.3 小结 |
| 第四章 矿物的浮选行为机理研究 |
| 4.1 浮选体系下赤铁矿的表面电位测试 |
| 4.1.1 捕收剂对赤铁矿表面电位的影响 |
| 4.1.2 调整剂对赤铁矿表面电位的影响 |
| 4.2 浮选溶液化学计算 |
| 4.2.1 赤铁矿浮选溶液化学计算 |
| 4.2.2 油酸钠浮选溶液化学计算 |
| 4.2.3 羟肟酸钠浮选溶液化学计算 |
| 4.3 捕收剂与矿物作用的红外光谱测定 |
| 4.3.1 红外光谱测试意义 |
| 4.3.2 红外光谱测定结果 |
| 4.4 小结 |
| 第五章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间发表的论文 |
| 详细摘要 |
（9）围岩强蚀变黄铁矿型金矿的浮选研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 文献综述 |
| 1.1 金的性质与用途 |
| 1.1.1 金的物理性质 |
| 1.1.2 金的化学性质 |
| 1.1.3 金的矿物学性质 |
| 1.1.4 金的用途 |
| 1.2 中国黄金资源概况及生产情况 |
| 1.3 金矿的选冶工艺与进展 |
| 1.3.1 重选法提金 |
| 1.3.2 浮选法选金 |
| 1.3.3 混汞法提金 |
| 1.3.4 氰化浸金 |
| 1.4 黄铁矿型含金矿石浮选药剂研究进展 |
| 1.4.1 捕收剂 |
| 1.4.2 抑制剂 |
| 1.4.3 活化剂 |
| 1.5 阿希金矿现场存在的问题 |
| 1.6 论文选题背景及研究内容 |
| 2 试验原料、设备及研究方法 |
| 2.1 矿样的采集与制备 |
| 2.1.1 实际矿石的制备 |
| 2.1.2 单矿物的制备 |
| 2.2 试验药剂 |
| 2.3 试验设备及仪器 |
| 2.4 试验研究方法 |
| 2.4.1 实际矿石试验 |
| 2.4.2 纯矿物试验 |
| 2.4.2.1 单矿物浮选试验 |
| 2.4.2.2 人工混合矿浮选试验 |
| 2.5 CASTEP计算方法 |
| 2.5.1 密度泛函理论简介 |
| 2.5.2 硫化矿密度泛函理论研究 |
| 3 实际矿石工艺矿物学研究 |
| 3.1 光谱和多元素分析 |
| 3.2 X射线衍射分析 |
| 3.3 主要元素赋存状态 |
| 3.4 主要矿物的特征及嵌布关系 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 实际矿石浮选试验 |
| 4.1 磨矿细度试验 |
| 4.2 活化剂试验 |
| 4.3 抑制剂试验 |
| 4.4 捕收剂试验 |
| 4.5 强化脉石矿泥分散对比试验 |
| 4.7 全开路试验 |
| 4.8 全流程闭路试验 |
| 4.9 工业试验 |
| 4.10 本章小结 |
| 5 单矿物和混合矿浮选分离试验 |
| 5.1 捕收剂对单矿物浮选行为的影响 |
| 5.2 调整剂对单矿物可浮性的影响 |
| 5.3 调整剂配比对单矿物可浮性的影响 |
| 5.4 组合调整剂体系下,组合捕收剂用量对矿物可浮性的影响 |
| 5.5 水玻璃组合体系下,二元混合矿浮选分离试验 |
| 5.6 六偏磷酸钠组合体系下,二元混合矿浮选分离试验 |
| 5.7 四元人工混合矿浮选分离试验 |
| 5.9 本章小结 |
| 6 黄铁矿晶体结构及其表面与药剂作用机理研究 |
| 6.1 黄铁矿晶体结构研究 |
| 6.1.1 黄铁矿晶体模型和计算方法 |
| 6.1.2 空位和取代对黄铁矿晶体结构的影响 |
| 6.1.3 缺陷对黄铁矿电子结构的影响 |
| 6.1.4 Mulliken布居分析 |
| 6.1.5 前线轨道能量分析 |
| 6.2 调整剂的溶液化学分析 |
| 6.2.1 碳酸钠的溶液化学分析 |
| 6.2.2 水玻璃用量对单矿物可浮性影响 |
| 6.2.3 六偏磷酸钠的溶液化学分析 |
| 6.3 本章小结 |
| 7 结论 |
| 参考文献 |
| 攻读硕士学位期间主要研究成果及奖励 |
| 致谢 |
（10）高疏含砷难选金矿石选矿工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 目录 |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 金资源的概况 |
| 1.1.1 金资源的储量与分布 |
| 1.1.2 金的主要矿物及矿床 |
| 1.1.3 我国难处理金矿类型和特征 |
| 1.2 金矿石浮选药剂的研究进展 |
| 1.2.1 金的捕收剂 |
| 1.2.2 抑制剂的研究 |
| 1.2.3 活化剂的研究 |
| 1.2.4 起泡剂的研究 |
| 1.3 金矿石浮选工艺研究进展 |
| 1.3.1 载体浮选的研究现状 |
| 1.3.2 强化浮选的研究现状 |
| 1.3.3 优先富集的快速浮选法 |
| 1.3.4 电化学浮选的研究现状 |
| 1.3.5 浮选联合工艺流程的研究现状 |
| 1.3.6 其他浮选流程的研究现状 |
| 1.4 金矿石浮选设备研究进展 |
| 1.5 硫砷分离的研究现状 |
| 1.5.1 矿浆加温法 |
| 1.5.2 氧化剂法 |
| 1.5.3 外控电场氧化法 |
| 1.5.4 组合调整剂和有机抑制剂法 |
| 1.6 课题的提出及主要研究内容 |
| 1.6.1 课题的提出 |
| 1.6.2 技术思路 |
| 1.6.3 研究的主要内容及难点 |
| 第二章 试样来源、试验药剂仪器及研究方法 |
| 2.1 试样来源 |
| 2.2 试样药剂与仪器设备 |
| 2.3 试验研究方法 |
| 第三章 矿石工艺学研究 |
| 3.1 矿石结构构造与矿物组成 |
| 3.2 金的工艺特征 |
| 3.2.1 金矿物种类 |
| 3.2.2 金矿物的嵌布特性 |
| 3.2.3 金矿物的赋存特性 |
| 3.2.4 主要硫化物的嵌布特性 |
| 3.3 本章小结 |
| 第四章 选金部分工艺的研究 |
| 4.1 选厂简介 |
| 4.2 试样性质分析 |
| 4.2.1 试样来源 |
| 4.2.2 磨矿试验 |
| 4.3 磁选条件试验 |
| 4.4 先磁后浮流程各药剂对金浮选行为的影响 |
| 4.4.1 调整剂种类及用量对金浮选行为的影响 |
| 4.4.2 捕收剂种类对金浮选行为的影响 |
| 4.4.3 捕收剂组合配比对金浮选行为的影响 |
| 4.4.4 捕收剂组合用量对金浮选的影响 |
| 4.4.5 磨矿细度对金浮选行为的影响 |
| 4.5 先浮后磁流程各药剂对金浮选行为的影响 |
| 4.5.1 调整剂用量对金浮选行为的影响 |
| 4.5.2 捕收剂用量对浮选行为的影响 |
| 4.6 浮选时间对金浮选行为的影响 |
| 4.7 选金部分全流程试验 |
| 4.7.1 选金部分开路试验 |
| 4.7.2 选金部分闭路试验 |
| 4.8 本章小结 |
| 第五章 硫砷分离工艺研究 |
| 5.1 硫砷优先浮选工艺研究 |
| 5.1.1 硫酸用量对硫精矿指标的影响 |
| 5.1.2 抑制剂Y-As用量对硫精矿指标的影响 |
| 5.1.3 硫浮选丁黄用量对硫精矿指标的影响 |
| 5.1.4 硫酸铜用量对砷金精矿指标的影响 |
| 5.1.5 丁黄用量对砷金精矿指标的影响 |
| 5.1.6 优先浮选工艺开路试验 |
| 5.1.7 优先浮选工艺闭路试验 |
| 5.2 混合浮选工艺研究 |
| 5.2.1 硫酸用量对硫砷混浮的影响 |
| 5.2.2 硫酸铜用量对硫砷混浮的影响 |
| 5.2.3 Y-As用量对硫砷分离的影响 |
| 5.2.4 硫砷混浮开路试验 |
| 5.2.5 硫砷混合浮选闭路试验 |
| 5.3 废酸对硫砷分离的影响 |
| 5.3.1 废酸调优试验 |
| 5.3.2 废酸作活化剂的闭路实验 |
| 5.4 全流程试验研究 |
| 5.4.1 全流程开路试验 |
| 5.4.2 全流程闭路试验 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 纯矿物试验及机理研究 |
| 6.1 纯矿物试验研究 |
| 6.1.1 丁黄用量对黄铁矿与毒砂纯矿物可浮性的影响 |
| 6.1.2 Y-As用量对黄铁矿与毒砂可浮性的影响 |
| 6.1.3 不同pH条件下Y-As对黄铁矿、毒砂浮选行为的影响 |
| 6.2 Y-As抑制机理研究 |
| 6.2.1 被测矿物分析样的制备 |
| 6.2.2 黄铁矿与毒砂各种情况下的红外光谱图分析 |
| 6.2.3 机理分析 |
| 6.3 本章小结 |
| 第七章 结论与建议 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录A 个人简历及攻读硕士学位期间发表的论文 |
| 附录B 在校期间参与的科研项目和获奖情况 |
四、某难选含金矿石的载体浮选研究（论文参考文献）
- [1]微细粒锂辉石聚团浮选特性及矿物表面反应机理[D]. 周贺鹏. 中国矿业大学, 2020
- [2]卡林型低品位难选金矿选矿工艺研究[D]. 刘涛. 江西理工大学, 2018(12)
- [3]乳化煤油在金红石与石榴石浮选分离中的增效作用研究[J]. 李洪强,母顺兴,张艳清,李洪潮,宋少先. 金属矿山, 2018(03)
- [4]某金尾矿二次回收试验研究[D]. 王晴. 中国矿业大学, 2017(02)
- [5]提高载金黄铁矿浮选效果的研究与应用[D]. 孙忠梅. 北京科技大学, 2016(04)
- [6]2014年云南选矿年评[J]. 杨玉珠,周强. 云南冶金, 2015(02)
- [7]河南华泰高品位金矿无氰处理选矿试验研究[D]. 姜美光. 昆明理工大学, 2013(07)
- [8]微细粒赤铁矿浮选行为及机理研究[D]. 陶洪. 武汉科技大学, 2013(04)
- [9]围岩强蚀变黄铁矿型金矿的浮选研究[D]. 余胜利. 中南大学, 2013(05)
- [10]高疏含砷难选金矿石选矿工艺研究[D]. 陈晓芳. 江西理工大学, 2012(03)