一、石灰用量对矿石中金的浸出和吸附的影响（论文文献综述）
方健[1]（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。
赵瑜[2]（2021）在《高砷高硫金精矿常温常压预处理强化浸出工艺研究》文中研究表明近年来,金矿资源大量开发,国内高品位、易选金矿数量日益减少,低品位、复杂难处理金矿逐步成为目前黄金工业的主要资源来源。高砷高硫型难处理金矿是我国难处理金矿中最常见、分布最广泛的类型之一,其中伴生的S、As等杂质含量过高,金矿物以包裹体形式包裹于毒砂和黄铁矿之中,导致金矿物无法直接接触浸出剂,进而难以取得理想的浸出效果。因此,选择合适的预处理技术打开金矿物包裹体,是提高难处理金矿浸出效果,实现黄金资源提取技术指标飞跃的重要方法和手段。本文以缅甸某高砷高硫金精矿为研究对象,首先对其开展详细的工艺矿物学研究,通过多元素化学分析、X-射线衍射分析、MLA分析、电子探针分析以及电子显微镜分析等手段系统地研究了金精矿样品的元素组成、矿物组成、矿物嵌布特征、共生关系、金的赋存状态等;在工艺矿物学研究结果的指导下,在常温常压下采用氢氧化钠碱法预处理-绿色提金药剂（金虎1#）浸出的方法处理浸出该金精矿,通过优化预处理和金浸出工艺和条件,最终取得了良好的金浸出效果。工艺矿物学研究表明,该金精矿含Au 31.47g/t,其它主要元素As、Fe和S的含量分别为26.02%、32.93%和26.20%,三者含量合计达85.15%;主要矿物组成为黄铁矿和毒砂,两者含量分别为57.30%和28.28%;自然金和银金矿为主要含金矿物,两者中金分配率分别为34.91%和50.65%,晶格取代形式赋存于毒砂、黄铁矿等硫化物中的金分配率为14.29%;自然金和银金矿嵌布粒度细,两者在-19μm粒级中累计分布率分别高达95.75%和83.61%;此外,自然金和银金矿与黄铁矿和毒砂的包裹连生紧密,自然金和银金矿包裹体颗粒比例分别达62.50%和53.13%,单体颗粒分别仅为15.50%和15.63%。对该金精矿采用直接浸出工艺,金浸出率仅有46.81%,故论文采用“碱浸预处理-金浸出”工艺处理该金矿。通过预处理条件试验研究,确定最佳预处理条件为:磨矿20min（-38μm粒级占比为92.95%）,液固比6:1,不进行硫化钠脱药,氢氧化钠、预处理催化剂ZNT和预处理氧化剂加在磨机中,预处理p H=13,预处理催化剂ZNT 10kg/t,预处理氧化剂采用40kg/t双氧水,预处理时间12h。配合金浸出阶段（浸出24h,浸出p H=13,浸出剂金虎1#用量20kg/t）,上述最佳预处理工艺条件能够取得78.69%的金浸出率;通过对金浸出过程进行条件优化,确定最佳金浸出条件为:浸出时间8h、浸出剂金虎1#20kg/t、浸出p H=13,在上述条件下,获得金浸出率77.99%的指标;虽然对于金浸出过程的条件优化未能显着提高金浸出率,但显着缩短了浸出时间、控制了浸出剂用量,显着提高了浸出效率;通过对多段浸出工艺的探索研究,确定了最佳浸出工艺为“一次预处理-一次浸出-二次预处理-二次浸出”,最终此工艺可获得87.57%的金浸出率。本文通过系统的工艺矿物学研究以及预处理和金浸出工艺优化,最终在常温常压下通过常规的碱法预处理配合绿色提金剂金虎1#浸金实现了对该高砷高硫难处理金精矿的良好浸出,为该类难处理金矿资源绿色高效提金技术的进步做出了一定的贡献。
王青丽,吕超飞,苏晨曦,崔亚军,南君芳,张恩华[3]（2020）在《国外某低品位氧化矿浮选-氰化法回收金的试验研究》文中认为为提高国外某低品位氧化矿中金的回收率,采用浮选-氰化工艺流程,在原矿磨矿细度-74μm占74.65%,pH=9.0,调整剂石灰用量为1 000g/t、活化剂硫酸铜用量为200g/t、捕收剂丁铵黑药用量为60g/t、丁基黄药用量为120g/t、起泡剂松醇油用量为60g/t的条件下,采用一粗二精二扫的闭路试验流程,获得金品位为24.30g/t,金回收率为72.17%的浮选金精矿,对浮选尾矿继续进行金的氰化浸出,浸出率可达92.31%。
李涤非[4]（2020）在《康定高泥高砷氧化铜金矿选矿试验研究》文中认为氧化铜金矿是回收铜和金的重要资源,受成矿作用影响,矿床中常伴生有褐铁矿、黏土矿物,在碎矿和磨矿作业中容易生成大量次生矿泥,同时,砷是氧化铜金矿中常见的有害元素,砷的存在严重影响了精矿产品的冶金作业,并带来诸多环境问题。随着赋存状态简单、易选冶矿石的日益消耗,高泥、高砷氧化铜金矿的高效回收利用已引起大家的重视。论文以康定氧化铜金矿为研究对象,针对该矿石高泥、高砷的特点,进行了详细的选矿试验研究。矿石中主要有价元素为铜、金和银,其中Cu品位为0.46%、Au品位为1.40g/t、Ag品位为55.20g/t,铜主要以自由氧化铜的形式产出,金主要是以自然金和包裹金的形式存在,银主要是以独立矿物的形式产出,主要脉石矿物为石英、（绢）白云母、白云石、长石和易泥化矿物褐铁矿、绿泥石和高岭石等,有害元素As的含量高达0.48%。磨矿后矿石泥化严重,-0.02mm粒级中金的占有率达到54.04%。在工艺矿物学研究基础上,进行了原则流程探索试验,确定了“不脱泥-金铜依次优先浮选”流程,采用水玻璃作分散剂,实现了金和铜的全泥浮选;采用自主研发的有机砷抑制剂LTS,实现了金精矿和铜精矿产品的高效脱砷;采用硫化钠+硫酸铵为活化剂,实现了氧化铜矿的高效富集;同时,基于条件试验,确定了浮选过程其他各工艺参数及药剂制度。经闭路流程选别后,获得Au品位84.86g/t,回收率74.57%,Ag品位3114.07g/t,回收率52.92%,含铜6.03%的金精矿,获得Cu品位35.49%,回收率51.76%,含金12.31g/t的铜精矿,金精矿和铜精矿中有害元素As的含量均降至0.1%以下,实现了有价元素的高效富集和回收。
胡运祯[5]（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》文中研究指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。
张映群[6]（2020）在《广南老寨湾金矿难处理矿石金回收工艺的研究及应用》文中研究表明随着黄金被广泛应用,消费量日益增长,近年来金矿资源大量开采,易选金矿石越来越少,难选金矿成为了黄金生产尤为重要的资源。这类金矿因其以包裹、共生、伴生等形式存在,成分极为复杂,采用常规的选矿方法难以有效回收。广南老寨湾金矿在生产过程中出现了难处理金矿石,导致生产指标下降,经营出现亏损,为确保后续生产工作持续稳定,论文针对广南金矿难处理矿石金回收工艺展开研究并推广应用。工艺矿物学研究表明,黄铁矿确定为金（Au）的主要载体矿物。通过对黄铁矿和毒砂的嵌布粒度及解离度分析,无论是采用浸出或浮选工艺,对金（Au）的回收均有一定难度。采用碱浸预处理-氰化工艺处理,金的浸出率为46.15%;采用浮选工艺,在磨矿细度为-0.043mm含量占95%条件下,小型闭路可以得到产率4.76%、含金品位14.78g/t、金回收率44.77%的精矿,精矿品位及回收率较低。同时这两种工艺的选矿成本极高,从经济角度考虑不可行。结合碱浸预处理-氰化试验研究结果,经过一系列柱浸试验研究,最终通过简单预处理,利用成本较低的堆浸技术完成了低品位含硫含砷矿石的处理,综合回收率48%左右,每吨矿石盈利约70元,最终实现盈利目的。通过工业试验及推广生产过程中逐步优化生产细节,生产工艺逐步成熟,生产指标稳定,2018-2019年开始大规模生产,累计处理矿石量80万t,受黄金价格升高影响,累计盈利超过5000万。本项目的试验研究成果的推广应用,有效盘活了广南老寨湾金矿呆滞资源,提高了资源利用率,提升了企业竞争力。
李恒[7]（2019）在《碳质物对高含碳金矿浮选影响的试验研究》文中指出本研究针对某高含碳金矿（碳品位6.68%）浮选过程中碳质物对浮选指标的影响。首先对原矿工艺矿物学进行了系统的研究;然后结合材料表征手段对无选矿药剂浮选分离的碳质物进行了表征,研究了碳质物对药剂的吸附性能,考察了碳质物罩盖在矿物表面及其对浮选的影响;最后对混合浮选工艺进行了条件试验,并结合超声预处理以及添加碳抑制剂的方法,对其工艺进行了优化试验,为该类型含碳金矿浮选提供理论依据和参考。研究结果表明:（1）该金矿样品是一个以含碳糜棱岩化石英岩为主要赋矿岩石的贫硫化物型的细粒金矿;主要金属硫化物为黄铁矿以及少量的闪锌矿,大部分自然金和金属硫化物呈伴生关系,金的共生有用矿物有黄铁矿、毒砂以及少量的石墨,主要载金矿物为黄铁矿。石墨碳主要以隐晶质石墨碳为主,石墨碳与黄铁矿关系较密切,石墨中包裹着微量的黄铁矿,而石英颗粒之间可见大量的碳质分布。（2）无选矿药剂浮选分离的碳质物的物相组成主要以有机碳为主,含有少量的石墨碳和碳酸盐中的碳。该碳质物对捕收剂具有较强的吸附能力（对丁基黄药和丁铵黑药的吸附率分别为49.88%和27.44%）是载金矿物回收率较低的主要原因。在pH=9的条件下,碳质物对丁基黄药和丁铵黑药的吸附率最低。萘磺酸钠抑制剂（400 g/t）可使粗精矿中碳品位从15.44%降至13.89%,金回收率从30.76%提升至45.65%。（3）碳质物在黄铁矿表面罩盖对其可浮性有不利的影响,随着碳质物罩盖在黄铁矿表面的含量从0.1 g增加到1.1 g时,浮选精矿产率从50%下降至32%。碳质物在表面（石英+黄铁矿）罩盖对其浮选有不利的影响,石英、黄铁矿与碳质物浮选体系较石英与黄铁矿浮选体系下获得的精矿中Si含量从13.52%提升至15.63%,硫含量从26.5%下降至23.25%。经超声处理后,浮选精矿中Si含量从15.63%下降至14.76%,硫含量从23.25%上升至24.30%。明显改善了碳质物罩盖所带来的危害,降低了脉石矿物在精矿中的含量,提高了载金矿物品位。（4）浮选开路工艺最佳条件为:磨矿细度为-74μm占65%;石灰为调整剂,最佳用量为2 kg/t;硫酸铜最佳用量为500 g/t;丁基黄药+丁铵黑药作为组合捕收剂,最佳用量为300 g/t+300 g/t;柴油最佳用量为50 g/t。采用两次粗选、两次精选、两次扫选的工艺流程获得了金品位为39.34 g/t,金回收率74.85%的选别指标。经工艺优化后,金品位由39.34 g/t提高到40.28 g/t,金回收率由74.85%提高至79.20%,尾矿金损失率从9.32%降至8.41%。
梁远琴[8]（2019）在《元阳褐铁矿型金银矿无氰浸出技术研究》文中指出褐铁矿型金银矿是近四十年来已探明的一种新类型的表生金矿床,属于贵金属共伴生铁资源,铁品位平均在30%50%左右,伴生的金银品位低,大多呈微细粒吸附或包裹于褐铁矿中以致难以选别,国内很多铁矿选矿厂由于技术、经济各方面因素,难以实现该类矿石中伴生元素综合回收,造成资源的浪费。本论文以元阳褐铁矿型金银矿为研究对象,对我国褐铁矿型金银矿的金银铁资源综合利用有一定指导意义和现实意义。工艺矿物学研究结果表明,原矿氧化率较高,氧化物主要占矿石的86.6%左右,主要存在矿物为褐铁矿、针铁矿、赤铁矿、白云母、白云石、方解石和石英。原矿中具有回收价值的元素是金、银、铁,其中铁品位为49.75%,金品位为1.7g/t,银品位103 g/t。金主要以类质同象或吸附的形式存在于褐铁矿和脉石矿物中,其次以自然元素和独立矿物的形式存在;银主要以辉银矿的形式存在;铁主要以褐铁矿和赤铁矿的形式存在。重选、浮选、重浮联合的物理选矿方式难以有效回收原矿中的金银,也难以解决铁精矿中贵金属金、银的严重夹带问题,为此采用湿法浸出联合磁选回收原矿中的金银、铁。对比考察了硫脲法、水氯化法、新型环保浸金剂及硫代硫酸钠四种非氰浸出体系,根据原矿中金银的浸出情况,试验选定铜-氨-硫代硫酸钠浸出法作为金银浸出技术方案。“铜-氨-硫代硫酸钠”浸出体系经过条件优化,最终得到的最佳浸出条件为:磨矿细度为-200目占90.10%,矿浆液固比为3:1,硫酸铜用量为20kg/t,硫酸铵用量为40kg/t,初始pH通过氨水溶液调到10,硫代硫酸钠用量为100kg/t,浸出时间分别为6h,搅拌速度400r/min。在最佳浸出条件下,第一段浸出金的浸出率可达87.05%,银的浸出率可达72.65%。经过充分文献查阅以及试验验证,进一步证实了浸出过程产生的Cu2S是银浸出率不能提高的原因,氯化铁的氧化作用可以溶解浸出渣表面的Cu2S。氯化铁用量条件试验结果表明,氯化铁用量为30g/t时,可以使原矿中的银在第二段浸出后总浸出率提升至91.60%。在上述研究的基础上,本论文提出了“硫代硫酸钠浸出-氯化铁表面氧化处理-硫代硫酸钠浸出-高梯度强磁选”提取褐铁矿型金银矿中金、银、铁的选冶联合工艺流程,即在细磨条件下,采用硫代硫酸钠浸出对矿石中的金银提取,在源头上减少铁精矿中的金银夹带,然后用氯化铁对一段浸出渣单独表面处理,再经过二段浸出提高银总浸出率,最后用高梯度强磁选回收二段浸出渣中的弱磁性矿物。最终获得了金的总浸出率为87.65%、银的总浸出率为91.63%,铁精矿的铁品位为60.63%,铁回收率为73.10%的试验指标。实现了褐铁矿型金银矿高效清洁回收利用。
李程伟[9]（2019）在《印度尼西亚某金矿提金工艺研究》文中研究表明印度尼西亚某金矿资源储量丰富,并且金品位高,具有极大的开发利用价值。对该金矿石进行了详细的矿石工艺矿物学研究,开展了全泥氰化浸出试验、单一浮选试验、浮选尾矿氰化浸出试验、浮选金精矿氰化浸出试验等研究,确定了最佳的选矿工艺和条件,并分析了该金矿的开发利用可行性。该金矿石中含Au 8.76g/t,金矿物主要是银金矿和自然金。主要金属硫化物以黄铁矿为主,次为毒砂、黄铜矿、闪锌矿、方铅矿等。脉石矿物以石英为主,次为长石、高岭土、黑云母、绢云母、绿泥石等。全泥氰化浸出试验结果表明,在磨矿细度-0.074mm含量为95%,CaO用量15kg/t,NaCN用量为6kg/t,浸出时间24h的条件下,金的浸出率达到79.38%。单一浮选试验结果表明,在磨矿细度-0.074mm含量为65%,经一粗二精三扫闭路浮选流程,可获得金品位为63.79g/t、回收率为64.30%的金精矿。可见,单一浮选工艺金的回收率较低,不能高效回收金。对浮选粗选尾矿进行氰化浸出试验,在磨矿细度-0.074mm含量为95%,CaO用量10kg/t,NaCN用量为5kg/t,浸出时间48h的条件下,金的浸出率达到90.98%。浮选-粗选尾矿氰化浸出工艺中金的总回收率达到96.16%。浮选金精矿采用焙烧-氰化工艺,经两段氧化焙烧预处理,金浸出率达到88%左右。根据该金矿开发利用现状,推荐浮选-粗选尾矿氰化浸出工艺流程,金精矿外售方案。该金矿拟建15万t/a的选矿厂,总投资为12074.72万元,年净利润为12797.71万元,税后投资回收期（含基建期）为1.9年。图36幅;表23个;参65篇。
徐世杰[10]（2018）在《某高碳难选金矿选冶工艺研究》文中提出陕西某金矿石属低硫高碳难处理金矿石,采取常规氰化法进行处理,金的回收率仅为14.84%。为提高金的回收率,论文对该矿进行了工艺矿物学分析、探索试验和工艺条件参数优化,并对工艺生产成本、利润进行了对比分析。工艺矿物学研究结果表明,该矿石属于碳泥硅质板岩型显微金矿石,其主要金属矿物是黄铁矿和黄铜矿等矿物,非金属矿物为石英等矿物,有害物质碳的赋存形式主要是有机碳和石墨,以有机碳为主。金主要以石英包裹金为主,其次是裂隙金,金粒径绝大多数小于0.01mm,其外形主要为不规则状,其次为粒状、月牙形、麦粒状、细条状、角粒状和三角形。研究采用全泥氰化浸出、竞争吸附浸出、预处理炭浸、氧化焙烧-浸出、单一浮选、浮选-氰化联合流程等流程进行了探索对比试验,结果表明:浮选-预处理-氰化浸出和氧化焙烧-浸出工艺的指标良好,能较好实现金的高效回收。浮选-预处理-氰化浸出流程条件试验表明,当磨矿细度为-74μm含量占90%、丁胺黑药的用量为35g·t-1、2#油的用量为120g·t-1时,可获得产率为16.5017%,品位为5.41g·t-1,回收率为39.09%的金精矿。对金精矿在焙烧温度为600℃下焙烧1h,而浮选尾用为225g·t-1的煤油进行预处理,两种产品合并浸出时金浸出率可达82.43%。原矿焙烧-全泥氰化-炭浸试验表明,在焙烧温度为600℃、焙烧时间为1h、磨矿细度为-74μm含量80%、氰化钠用量为500 g·t-1、矿浆浓度为40%、浸出时间为12h、炭密度为18g·l-1、预浸6h和炭浸6h的条件下,金的浸出率可达90.7%、吸附率达到98.83%,指标良好。研究对浮选-预处理-氰化浸出等三种工艺的生产成本、产值和利润进行了初步经济核算,结果表明,原矿焙烧-全泥氰化工艺具有指标好、成本低的优点,其生产利润最高,比全泥氰化炭浸工艺多可多获得利润181元/t原矿。研究可为该难选高碳氧化金矿的开发利用提供理论指导,对中国西部卡林型金矿的生产应用也具有借鉴意义。
二、石灰用量对矿石中金的浸出和吸附的影响（论文开题报告）
（1）论文研究背景及目的
此处内容要求：
首先简单简介论文所研究问题的基本概念和背景，再而简单明了地指出论文所要研究解决的具体问题，并提出你的论文准备的观点或解决方法。
写法范例：
本文主要提出一款精简64位RISC处理器存储管理单元结构并详细分析其设计过程。在该MMU结构中,TLB采用叁个分离的TLB,TLB采用基于内容查找的相联存储器并行查找,支持粗粒度为64KB和细粒度为4KB两种页面大小,采用多级分层页表结构映射地址空间,并详细论述了四级页表转换过程,TLB结构组织等。该MMU结构将作为该处理器存储系统实现的一个重要组成部分。
（2）本文研究方法
调查法：该方法是有目的、有系统的搜集有关研究对象的具体信息。
观察法：用自己的感官和辅助工具直接观察研究对象从而得到有关信息。
实验法：通过主支变革、控制研究对象来发现与确认事物间的因果关系。
文献研究法：通过调查文献来获得资料，从而全面的、正确的了解掌握研究方法。
实证研究法：依据现有的科学理论和实践的需要提出设计。
定性分析法：对研究对象进行“质”的方面的研究，这个方法需要计算的数据较少。
定量分析法：通过具体的数字，使人们对研究对象的认识进一步精确化。
跨学科研究法：运用多学科的理论、方法和成果从整体上对某一课题进行研究。
功能分析法：这是社会科学用来分析社会现象的一种方法，从某一功能出发研究多个方面的影响。
模拟法：通过创设一个与原型相似的模型来间接研究原型某种特性的一种形容方法。
三、石灰用量对矿石中金的浸出和吸附的影响（论文提纲范文）
（1）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 |
（2）高砷高硫金精矿常温常压预处理强化浸出工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 金矿资源概况 |
| 1.2 难处理金矿资源概况 |
| 1.2.1 难处理金矿资源分类及特征 |
| 1.2.2 难处理金矿处理难点 |
| 1.3 高砷高硫金矿资源利用研究概况 |
| 1.3.1 高砷高硫金矿资源特征 |
| 1.3.2 高砷高硫金矿预处理研究现状 |
| 1.3.3 高砷高硫金矿碱法预处理研究与应用概况 |
| 1.4 论文研究内容及意义 |
| 1.4.1 选题背景及意义 |
| 1.4.2 研究内容 |
| 第二章 试验材料与研究方法 |
| 2.1 试验材料 |
| 2.2 试验药剂和设备 |
| 2.3 研究方法 |
| 2.3.1 常温常压碱法预处理 |
| 2.3.2 浸出试验 |
| 第三章 工艺矿物学研究 |
| 3.1 化学多元素分析 |
| 3.2 矿物组成分析 |
| 3.2.1 X-射线衍射分析 |
| 3.2.2 MLA分析 |
| 3.3 金的赋存状态分析 |
| 3.3.1 X-射线能谱成分分析 |
| 3.3.2 电子探针成分分析 |
| 3.3.3 单矿物组中金含量分析 |
| 3.3.4 矿石中金赋存状态 |
| 3.4 金赋存矿物的矿物学特征 |
| 3.4.1 自然金的矿物学特征 |
| 3.4.2 银金矿的矿物学特征 |
| 3.4.3 毒砂的矿物学特征 |
| 3.4.4 黄铁矿的矿物学特征 |
| 3.5 金赋存矿物与其他矿物的共生关系 |
| 3.6 金赋存矿物的粒度分布特征 |
| 3.6.1 矿石的粒度分布及金的粒级分布率 |
| 3.6.2 自然金和银金矿的嵌布粒度特征 |
| 3.6.3 毒砂和黄铁矿的嵌布粒度特征 |
| 3.7 金赋存矿物的解离度特征 |
| 3.7.1 自然金和银金矿的解离度特征 |
| 3.7.2 毒砂和黄铁矿的解离度特征 |
| 3.8 本章小结 |
| 第四章 常温常压碱法预处理工艺研究 |
| 4.1 常温常压碱法预处理试验流程 |
| 4.2 基本浸出条件优化 |
| 4.2.1 磨矿试验 |
| 4.2.2 液固比条件试验 |
| 4.2.3 硫化钠脱药试验 |
| 4.2.4 是否预处理对比试验 |
| 4.3 预处理条件优化 |
| 4.3.1 预处理药剂加药点确定 |
| 4.3.2 预处理pH条件试验 |
| 4.3.3 预处理催化剂用量条件试验 |
| 4.3.4 预处理时间条件试验 |
| 4.3.5 预处理氧化剂助浸研究 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 预处理后强化浸金工艺研究 |
| 5.1 铅离子对金浸出率的影响 |
| 5.2 浸出剂种类与pH对金浸出率的影响 |
| 5.3 浸出时间对金浸出率的影响 |
| 5.4 浸出剂用量对金浸出率的影响 |
| 5.5 充气量对金浸出率的影响 |
| 5.6 分段强化浸出工艺探索 |
| 5.7 本章小结 |
| 第六章 主要结论与创新点 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 创新点 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 A 攻读硕士学位期间取得的主要研究成果 |
| 附录 B 攻读硕士学位期间参与的项目 |
| 附录 C 攻读硕士学位期间获得的荣誉和奖励 |
（3）国外某低品位氧化矿浮选-氰化法回收金的试验研究（论文提纲范文）
| 1 矿石性质 |
| 2 试验流程的确定 |
| 3 试验药剂及设备 |
| 4 试验结果及讨论 |
| 4.1 浮选试验 |
| 4.1.1 粗选磨矿细度试验 |
| 4.1.2 粗选石灰用量试验 |
| 4.1.3 粗选活化剂种类试验 |
| 4.1.4 粗选活化剂硫酸铜用量试验 |
| 4.1.5 粗选捕收剂种类试验 |
| 4.1.6 粗选捕收剂用量试验 |
| 4.1.7 浮选闭路试验 |
| 4.2 氰化浸出试验 |
| 4.2.1 浮选尾矿磨矿细度试验 |
| 4.2.2 浮选尾矿浸出时间试验 |
| 5 结论 |
（4）康定高泥高砷氧化铜金矿选矿试验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 氧化铜、金矿概述 |
| 1.1.1 氧化铜矿概况 |
| 1.1.2 金矿概况 |
| 1.2 氧化铜矿浮选研究现状 |
| 1.2.1 直接浮选法 |
| 1.2.2 硫化-黄药浮选法 |
| 1.2.3 螯合剂-中性油浮选法 |
| 1.2.4 胺类浮选法 |
| 1.3 金矿浮选研究现状 |
| 1.3.1 金浮选捕收剂研究现状 |
| 1.3.2 金浮选活化剂研究现状 |
| 1.3.3 金浮选抑制剂研究现状 |
| 1.3.4 浮选工艺参数对金矿物可浮性影响 |
| 1.4 矿泥和砷对氧化铜金矿选别的影响 |
| 1.4.1 矿泥对氧化铜金矿浮选的影响及改进措施 |
| 1.4.2 砷对氧化铜金矿浮选的影响 |
| 1.5 论文的研究内容和意义 |
| 1.5.1 论文的研究意义 |
| 1.5.2 论文的研究内容 |
| 第二章 试验原料与方法 |
| 2.1 试验原料 |
| 2.2 主要仪器设备 |
| 2.3 试验药剂 |
| 第三章 原矿工艺矿物学研究 |
| 3.1 矿石的化学成分 |
| 3.1.1 原矿光谱分析 |
| 3.1.2 原矿多元素分析 |
| 3.1.3 原矿铜物相分析 |
| 3.2 矿石的结构和构造 |
| 3.2.1 矿石的构造 |
| 3.2.2 岩石的结构 |
| 3.3 矿石的矿物成分 |
| 3.4 矿石中铜、金、银的赋存状态 |
| 3.4.1 矿石中铜的赋存状态 |
| 3.4.2 矿石中金的赋存状态 |
| 3.4.3 矿石中银的赋存状态 |
| 3.5 原矿粒度组成分析 |
| 3.6 本章小结 |
| 第四章 原则流程探索性试验研究 |
| 4.1 高泥处理原则流程探索试验 |
| 4.1.1 不脱泥直接浮选试验研究 |
| 4.1.2 强磁脱泥分选试验研究 |
| 4.1.3 泥砂分选试验研究 |
| 4.2 氧化铜金矿浮选原则流程探索试验 |
| 4.2.1 混合浮选探索试验 |
| 4.2.2 重选-浮选联合流程探索试验 |
| 4.3 本章小结 |
| 第五章 金浮选试验研究 |
| 5.1 磨矿细度试验 |
| 5.2 pH调整剂种类及用量试验 |
| 5.2.1 碳酸钠用量试验 |
| 5.2.2 石灰用量试验 |
| 5.3 分散剂种类及用量试验 |
| 5.3.1 水玻璃用量试验 |
| 5.3.2 羧甲基纤维素用量试验 |
| 5.3.3 六偏磷酸钠用量试验 |
| 5.4 砷抑制剂种类及用量试验 |
| 5.4.1 氧化型抑制剂用量试验 |
| 5.4.2 无机抑制剂用量试验 |
| 5.4.3 有机抑制剂用量试验 |
| 5.5 捕收剂种类及用量试验 |
| 5.5.1 丁铵黑药用量试验 |
| 5.5.2 丁基黄药用量试验 |
| 5.6 本章小结 |
| 第六章 氧化铜浮选试验研究 |
| 6.1 硫化钠用量试验 |
| 6.2 活化剂的选择及用量试验 |
| 6.2.1 硫酸铵用量试验 |
| 6.2.2 磷酸乙二胺用量试验 |
| 6.3 砷抑制剂用量试验 |
| 6.4 捕收剂种类及用量试验 |
| 6.4.1 丁基黄药用量试验 |
| 6.4.2 异戊基黄药用量试验 |
| 6.5 硫化钠及硫酸铵作用时间试验 |
| 6.6 本章小结 |
| 第七章 开闭路流程试验研究 |
| 7.1 开路流程试验 |
| 7.2 闭路流程试验 |
| 7.3 精矿产品质量考查 |
| 7.4 本章小结 |
| 第八章 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 攻读硕士学位期间主要科研成果 |
（5）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 |
（6）广南老寨湾金矿难处理矿石金回收工艺的研究及应用（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 金矿资源概况及分布情况 |
| 1.1.1 世界金矿资源 |
| 1.1.2 中国金矿资源 |
| 1.2 常用的黄金选矿工艺 |
| 1.2.1 影响黄金选矿工艺的主要因素 |
| 1.2.2 金矿常规选矿工艺 |
| 1.3 课题背景及意义 |
| 1.3.1 课题背景 |
| 1.3.2 研究意义 |
| 1.3.3 研究内容 |
| 第二章 试验原料及试验方法 |
| 2.1 试验原料 |
| 2.1.1 试验样品的采集 |
| 2.1.2 试验样品的加工 |
| 2.2 试验药剂及设备 |
| 2.2.1 试验药剂 |
| 2.2.2 试验设备 |
| 2.3 试验研究方案 |
| 第三章 工艺矿物学研究 |
| 3.1 矿石结构构造 |
| 3.1.1 矿石的构造 |
| 3.1.2 矿石的结构 |
| 3.2 原矿化学分析 |
| 3.2.1 原矿光谱分析 |
| 3.2.2 原矿化学多元素分析 |
| 3.2.3 原矿X-衍射分析 |
| 3.2.4 矿石相对可磨度测定 |
| 3.3 原矿人工重砂分析 |
| 3.4 原矿粒度筛析 |
| 3.5 原矿电子探针分析 |
| 3.6 原矿矿物成分分析 |
| 3.7 原矿的嵌布特征 |
| 3.7.1 自然元素 |
| 3.7.2 硫化物 |
| 3.7.3 氧化物 |
| 3.7.4 硅酸盐 |
| 3.7.5 碳酸盐 |
| 3.8 载金矿物嵌布粒度及单体解离度分析 |
| 3.8.1 黄铁矿、毒砂的粒度特征 |
| 3.8.2 黄铁矿、毒砂的解离度特征 |
| 3.8.3 黄铁矿、毒砂的共生关系特征 |
| 3.9 金的赋存状态 |
| 3.9.1 金的分配率 |
| 3.9.2 金的赋存状态 |
| 3.10 工艺矿物学小结 |
| 第四章 选矿工艺研究 |
| 4.1 浮选工艺流程 |
| 4.1.1 磨矿细度对浮选流程的影响 |
| 4.1.2 碳酸钠用量对金回收率的影响 |
| 4.1.3 捕收剂种类对浮选结果的影响 |
| 4.1.4 MA-3用量对金回收率的影响 |
| 4.1.5 丁胺黑药用量对金回收率的影响 |
| 4.1.6 硫酸铜用量对金回收率的影响 |
| 4.1.7 硫化钠用量对浮选结果的影响 |
| 4.1.8 浮选时间对金回收率的影响 |
| 4.1.9 精选抑制剂种类及用量试验 |
| 4.1.10 综合条件试验 |
| 4.1.11 闭路试验 |
| 4.1.12 浮选工艺补充试验 |
| 4.1.13 补充闭路试验 |
| 4.1.14 产品考查 |
| 4.2 碱浸预处理-氰化工艺研究 |
| 4.2.1 氢氧化钠用量试验 |
| 4.2.2 氢氧化钠预处理时间试验 |
| 4.2.3 磨矿细度试验 |
| 4.2.4 氰化钠用量试验 |
| 4.2.5 浸出时间试验 |
| 4.2.6 综合条件试验 |
| 4.3 选矿工艺研究小结 |
| 第五章 浸出提金工艺研究 |
| 5.1 预处理-氰化柱浸工艺 |
| 5.1.1 矿石吸附性试验 |
| 5.1.2 最佳入选粒度探索 |
| 5.1.3 预处理时间对浸金的影响 |
| 5.2 预处理—氰化+非氰组合药剂浸出工艺 |
| 5.2.1 非氰化药剂柱浸工艺 |
| 5.2.2 预处理—氰化+金蝉组合药剂浸出工艺 |
| 5.2.3 辅助浸出药剂对浸金的影响 |
| 5.3 浸出提金工艺研究小结 |
| 第六章 工业试验及生产应用 |
| 6.1 各工艺指标对比分析 |
| 6.2 小型工业试验 |
| 6.2.1 试验方案 |
| 6.2.2 工业数据分析 |
| 6.2.3 工业试验经济分析 |
| 6.3 规模生产应用情况 |
| 6.3.1 工业生产推进情况 |
| 6.3.2 工业生产指标 |
| 6.3.3 工业生产经济指标 |
| 6.4 工业试验及生产小结 |
| 第七章 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
（7）碳质物对高含碳金矿浮选影响的试验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 含碳金矿概述及其难处理的原因 |
| 1.1.1 含碳金矿概述 |
| 1.1.2 难处理原因 |
| 1.1.3 碳质物的组成及其对金浸出的影响 |
| 1.2 含碳金矿预处理研究进展 |
| 1.3 浮选过程中碳质物的处理现状 |
| 1.4 问题的提出 |
| 1.5 研究内容及意义 |
| 2 试验条件及方法 |
| 2.1 矿样的采集与制备 |
| 2.2 试验设备 |
| 2.3 试验药剂 |
| 2.4 试验方法 |
| 3 原矿工艺矿物学研究 |
| 3.1 矿石性质 |
| 3.1.1 矿石化学组成 |
| 3.1.2 矿物粒度分布 |
| 3.1.3 矿石工艺性质 |
| 3.2 矿石类型 |
| 3.3 主要矿物的分布特征 |
| 3.3.1 金的分布特征 |
| 3.3.2 石墨碳的分布特征 |
| 3.3.3 黄铁矿的分布特征 |
| 3.3.4 石英的分布特征 |
| 3.4 小结 |
| 4 碳质物的吸附以及罩盖行为对载金矿物浮选的影响 |
| 4.1 碳质物的表征 |
| 4.1.1 晶体结构分析 |
| 4.1.2 微观形貌分析 |
| 4.1.3 碳化学物相分析 |
| 4.1.4 石墨化程度分析 |
| 4.1.5 主要官能团分析 |
| 4.1.6 表面元素价态分析 |
| 4.2 碳质物对捕收剂的吸附试验研究 |
| 4.2.1 药剂标准曲线 |
| 4.2.2 碳质物对捕收剂的吸附试验 |
| 4.2.3 不同抑制剂对碳质物的抑制试验 |
| 4.3 碳质物在矿物表面罩盖及其对浮选的影响 |
| 4.3.1 碳质物在黄铁矿表面罩盖及其对可浮性的影响 |
| 4.3.2 碳质物在表面(黄铁矿+石英)罩盖及其对浮选的影响 |
| 4.3.3 超声处理对碳质物罩盖矿物浮选的影响 |
| 4.4 小结 |
| 5 浮选工艺优化试验研究 |
| 5.1 工艺条件试验 |
| 5.2 工艺优化开路试验 |
| 5.3 小结 |
| 6 结论 |
| 参考文献 |
| 攻读硕士期间的研究成果 |
| 致谢 |
（8）元阳褐铁矿型金银矿无氰浸出技术研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 金银铁的理化性质 |
| 1.2 金银铁矿的资源概况 |
| 1.3 褐铁矿型金银矿地质特征及资源分布 |
| 1.4 褐铁矿型金银矿中金银选冶方法 |
| 1.4.1 氰化法 |
| 1.4.2 非氰化浸出 |
| 1.4.3 硫代硫酸盐浸出贵液回收的主要方法 |
| 1.5 褐铁矿型金银矿中赤褐铁矿的选矿进展 |
| 1.6 褐铁矿型金银矿综合利用的重要意义及方向 |
| 1.7 论文选题依据及主要研究内容 |
| 1.7.1 论文选题依据 |
| 1.7.2 论文主要研究内容 |
| 1.7.3 支撑项目 |
| 第二章 试验材料、仪器及药剂 |
| 2.1 试验材料 |
| 2.2 试剂与仪器 |
| 2.2.1 试剂 |
| 2.2.2 仪器 |
| 第三章 原矿性质研究 |
| 3.1 矿石的化学成分 |
| 3.1.1 原矿光谱分析 |
| 3.1.2 原矿多元素分析 |
| 3.1.3 原矿XRD分析 |
| 3.1.4 原矿物相分析 |
| 3.2 矿石的结构和构造 |
| 3.2.1 矿石的构造 |
| 3.2.2 矿石的结构 |
| 3.2.3 矿石的矿物成分 |
| 3.3 主要矿物的嵌布特征和粒度 |
| 3.4 铁、金、银的赋存状态 |
| 3.4.1 铁的赋存状态 |
| 3.4.2 金的赋存状态 |
| 3.4.3 银的赋存状态 |
| 3.5 原矿粒度筛析 |
| 3.6 本章小结 |
| 第四章 原则流程探索试验 |
| 4.1 磁重联合流程试验 |
| 4.2 磁浮联合流程试验 |
| 4.3 浸出磁选联合流程试验 |
| 4.4 浸出磁选联合流程试验 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 无氰浸出新技术流程探索试验 |
| 5.1 硫脲法 |
| 5.1.1 酸性硫脲浸出 |
| 5.1.2 碱性硫脲浸出 |
| 5.2 水氯化法 |
| 5.3 新型环保药剂 |
| 5.4 硫代硫酸盐法浸金 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 铜-氨-硫代硫酸钠浸出试验研究 |
| 6.1 磨矿细度对硫代硫酸钠浸出的影响 |
| 6.2 矿浆液固比对硫代硫酸钠浸出的影响 |
| 6.3 初始pH值对硫代硫酸钠浸出的影响 |
| 6.4 硫酸铜用量对硫代硫酸钠浸出的影响 |
| 6.5 硫酸铵用量对硫代硫酸钠浸出的影响 |
| 6.6 硫代硫酸钠用量对硫代硫酸钠浸出的影响 |
| 6.7 亚硫酸钠用量对硫代硫酸钠浸出的影响 |
| 6.8 搅拌浸出时间对硫代硫酸钠浸出的影响 |
| 6.9 本章小结 |
| 第七章 硫代硫酸钠二段浸出探索试验研究 |
| 7.1 两段直接浸出试验研究 |
| 7.2 浸出-再磨-浸出试验研究 |
| 7.3 化学处理辅助两段浸出试验研究 |
| 7.3.1 化学处理-两段浸出试验 |
| 7.3.2 浸出-化学处理-浸出试验 |
| 7.4 氯化铁对硫代硫酸钠浸出的影响分析 |
| 7.4.1 氯化铁对原矿中银矿物的浸出影响分析 |
| 7.4.2 氯化铁用量对二段浸出的影响 |
| 7.5 本章小结 |
| 第八章 选冶联合试验研究 |
| 8.1 选冶联合的磁选强度试验 |
| 8.2 选冶联合磁选闭路试验 |
| 第九章 主要结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 A 攻读硕士学位期间发表的论文及专利 |
| 附录 B 攻读硕士期间参加的科研项目 |
| 附录 C 攻读硕士期间获得的奖励 |
（9）印度尼西亚某金矿提金工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 引言 |
| 第1章 文献综述 |
| 1.1 金的性质及用途 |
| 1.1.1 金的物理化学性质 |
| 1.1.2 金的用途 |
| 1.2 金矿资源情况 |
| 1.2.1 世界金矿资源情况 |
| 1.2.2 我国金矿资源情况 |
| 1.3 黄金提取方法 |
| 1.3.1 重选法 |
| 1.3.2 浮选法 |
| 1.3.3 氰化法 |
| 1.3.4 非氰浸金法 |
| 1.4 课题的研究内容及研究意义 |
| 1.4.1 研究内容 |
| 1.4.2 研究方案 |
| 1.4.3 研究意义 |
| 第2章 矿样、试验设备及药剂 |
| 2.1 试样的采取与制备 |
| 2.2 试验设备 |
| 2.3 试验药剂 |
| 第3章 矿石工艺矿物学研究 |
| 3.1 原矿光谱分析 |
| 3.2 原矿化学多元素分析 |
| 3.3 矿石矿物组成及嵌布特征 |
| 3.3.1 矿石矿物组成及相对含量 |
| 3.3.2 主要矿物嵌布特征 |
| 3.4 主要矿物的嵌布粒度特征及单体解离度 |
| 3.4.1 主要金属矿物的嵌布粒度特征 |
| 3.4.2 主要矿物的单体解离度 |
| 3.5 矿石结构和构造 |
| 3.5.1 矿石结构 |
| 3.5.2 矿石构造 |
| 3.6 金矿物工艺特性 |
| 3.6.1 金矿物组成分析 |
| 3.6.2 金矿物嵌布粒度 |
| 3.6.3 金矿物赋存状态特征 |
| 3.7 影响矿石中金回收率的矿物学因素 |
| 3.8 小结 |
| 第4章 选矿试验研究 |
| 4.1 全泥氰化浸出试验 |
| 4.1.1 磨矿细度试验 |
| 4.1.2 pH调整剂种类与用量试验 |
| 4.1.3 NaOH氧化预处理试验 |
| 4.1.4 NaCN用量试验 |
| 4.1.5 浸出时间试验 |
| 4.2 单一浮选试验 |
| 4.2.1 浮选磨矿细度试验 |
| 4.2.2 调整剂种类试验 |
| 4.2.3 Na_2SiO_3用量试验 |
| 4.2.4 捕收剂种类试验 |
| 4.2.5 捕收剂用量及配比试验 |
| 4.2.6 起泡剂用量试验 |
| 4.2.7 闭路流程试验 |
| 4.3 浮选尾矿氰化浸出试验 |
| 4.3.1 磨矿细度对浮选尾矿氰化浸出效果的影响 |
| 4.3.2 pH调整剂用量对浮选尾矿氰化浸出效果的影响 |
| 4.3.3 NaCN用量对浮选尾矿氰化浸出效果的影响 |
| 4.3.4 助浸剂对浮选尾矿氰化浸出效果的影响 |
| 4.3.5 矿浆浓度对浮选尾矿氰化浸出效果的影响 |
| 4.3.6 浸出时间对浮选尾矿氰化浸出效果的影响 |
| 4.3.7 浮选-尾矿氰化浸出综合条件试验 |
| 4.4 金精矿浸出试验 |
| 4.4.1 细磨-氰化浸出试验 |
| 4.4.2 焙烧-氰化浸出试验 |
| 4.5 小结 |
| 第5章 产品考查 |
| 5.1 浮选金精矿产品考查 |
| 5.1.1 金精矿化学多元素分析 |
| 5.1.2 金精矿中金的赋存状态特征 |
| 5.1.3 浮选金精矿沉降试验 |
| 5.2 浮选尾矿氰化浸渣产品考查 |
| 5.2.1 浮选尾矿氰化浸渣化学多元素分析 |
| 5.2.2 浮选尾矿氰化浸渣中金的赋存状态特征 |
| 5.2.3 浮选尾矿的氰化浸渣沉降试验 |
| 5.3 小结 |
| 第6章 技术经济分析 |
| 6.1 概述 |
| 6.1.1 项目基本情况 |
| 6.1.2 评价依据 |
| 6.1.3 综合技术经济指标表 |
| 6.2 项目总资金 |
| 6.3 总成本费用 |
| 6.4 综合经济效益评价 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 导师简介 |
| 企业导师简介 |
| 作者简介 |
| 学位论文数据集 |
（10）某高碳难选金矿选冶工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 国内难处理金矿资源概况 |
| 1.1.1 国内难处理金矿资源的分布状况及特点 |
| 1.1.2 国内难处理金矿资源的利用现状及前景 |
| 1.2 国内外黄金选冶技术现状及发展方向 |
| 1.2.1 尼尔森提金等重选工艺仍然受到重视 |
| 1.2.2 浮选提金工艺得到了一定完善 |
| 1.2.3 氰化提金工艺逐渐向低毒浸金工艺转变 |
| 1.3 国内外含碳难选金矿研究现状及趋势 |
| 1.3.1 国外碳质难选金矿研究现状 |
| 1.3.2 国内碳质难选金矿研究现状 |
| 1.4 论文研究的内容及意义 |
| 2 试剂、设备及研究方法 |
| 2.1 试验试剂 |
| 2.2 试验设备 |
| 2.3 试验研究方法 |
| 2.3.1 浮选试验 |
| 2.3.2 焙烧试验 |
| 2.3.3 浸出试验 |
| 2.4 样品的检测方法 |
| 2.4.1 X射线衍射分析 |
| 2.4.2 偏光显微镜检测 |
| 3 工艺矿物学研究 |
| 3.1 试样的采取与制备 |
| 3.1.1 化学多元素分析 |
| 3.1.2 物相分析 |
| 3.1.3 原矿比重测定 |
| 3.1.4 岩矿鉴定 |
| 3.2 本章小结 |
| 4 选冶工艺研究 |
| 4.1 探讨试验 |
| 4.1.1 全泥氰化探讨 |
| 4.1.2 竞争吸附法碳浸探索试验 |
| 4.1.3 炭浸前预处理试验 |
| 4.1.4 氧化焙烧-焙砂全泥氰化-炭浸探讨 |
| 4.1.5 单一浮选探讨试验 |
| 4.1.6 重-浮联选流程探讨试验 |
| 4.1.7 浮选-氰化联合流程探讨试验 |
| 4.2 选冶试验原则流程的确定 |
| 4.3 浮选-预处理-氰化浸出试验 |
| 4.3.1 浮选除碳试验 |
| 4.3.2 预处理药剂种类试验 |
| 4.3.3 煤油用量试验 |
| 4.3.4 磨矿细度试验 |
| 4.3.5 2#油用量试验 |
| 4.3.6 丁铵黑药用量试验 |
| 4.4 原矿焙烧-焙砂全泥氰化-炭浸流程试验 |
| 4.4.1 焙烧温度试验 |
| 4.4.2 焙烧时间试验 |
| 4.4.3 磨矿细度试验 |
| 4.4.4 氰化钠用量试验 |
| 4.4.5 浸出浓度 |
| 4.4.6 浸出时间试验 |
| 4.4.7 底炭密度试验 |
| 4.4.8 炭吸附时间试验 |
| 4.4.9 综合条件平行试验 |
| 4.5 含碳矿石与不含碳矿石分别处理试验 |
| 4.5.1 样品采集 |
| 4.5.2 不含碳矿石全泥氰化-炭浸试验 |
| 4.5.3 氧化焙烧-全泥氰化-炭浸工艺试验 |
| 4.5.4 浮选-高碳含金产品焙烧-焙砂与浮尾混合全泥氰化-炭浸工艺试验 |
| 4.6 本章小结 |
| 5 经济效益初步核算 |
| 5.1 产值估算 |
| 5.2 成本估算 |
| 5.3 利润估算 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 研究生在读期间的研究成果 |
四、石灰用量对矿石中金的浸出和吸附的影响（论文参考文献）
- [1]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)
- [2]高砷高硫金精矿常温常压预处理强化浸出工艺研究[D]. 赵瑜. 昆明理工大学, 2021(01)
- [3]国外某低品位氧化矿浮选-氰化法回收金的试验研究[J]. 王青丽,吕超飞,苏晨曦,崔亚军,南君芳,张恩华. 有色金属(选矿部分), 2020(06)
- [4]康定高泥高砷氧化铜金矿选矿试验研究[D]. 李涤非. 昆明理工大学, 2020(05)
- [5]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)
- [6]广南老寨湾金矿难处理矿石金回收工艺的研究及应用[D]. 张映群. 昆明理工大学, 2020(04)
- [7]碳质物对高含碳金矿浮选影响的试验研究[D]. 李恒. 西安建筑科技大学, 2019(06)
- [8]元阳褐铁矿型金银矿无氰浸出技术研究[D]. 梁远琴. 昆明理工大学, 2019(04)
- [9]印度尼西亚某金矿提金工艺研究[D]. 李程伟. 华北理工大学, 2019(01)
- [10]某高碳难选金矿选冶工艺研究[D]. 徐世杰. 西安建筑科技大学, 2018(01)