一、氰渣中铅锌矿物的回收利用（论文文献综述）
王振银[1]（2021）在《微生物-氯盐联合浸出锌氧压渣中锌铅银的研究》文中研究指明锌氧压渣含有多种有价金属元素,例如含有的锌、铅和银等具有很高的综合回收利用价值,目前对于锌氧压渣的回收处理工艺有火法挥发工艺、化学浸出工艺和浮选工艺等,这些工艺方法分别存在着能耗高、试剂耗量大和回收率低等不足。本文为高效经济和分步回收某锌冶炼厂锌氧压渣中有价金属锌、铅和银,提出了微生物-氯盐联合浸出的新工艺。其关键工段包括高效浸矿微生物的选育驯化、微生物浸出锌氧压渣和氯盐浸出微生物浸渣等,针对这些关键工段本文开展了相关基础研究,为绿色环保、高效节能和综合回收锌氧压渣中锌、铅和银提供了新思路和理论技术指导。研究了锌氧压渣的工艺矿物学。主要有价金属元素锌、铅和银的含量分别为3.16%、17.00%和261.20 g/t,主要矿物组成为石英、硫酸铅和正长石等。硫酸铅和硫化铅占据总铅的97.56%,硫酸锌和硫化锌占据总锌的86.52%,单质银和硫化银占据总银的77.18%。样品粒度小于30微米的部分占据86.54%,渣中矿物连生关系较为复杂,硫酸盐类物质多存在与正长石和石英等脉石矿物连生嵌布的现象,极少有单体解离的硫酸铅和其他矿物的存在。选育驯化了适用锌氧压渣特性的高效浸矿菌种,并优化了微生物浸出工艺条件。在初始pH 1.5,矿浆浓度10%,接种量10%的条件下浸出时间15天,得到的微生物浸出渣中锌含量0.4070%,微生物浸出锌的浸出率为88.07%,而铅含量17.94%,银含量271.44 g/t,铅和银在微生物浸渣中得以进一步富集。经过微生物浸出后,硫化铅氧化率为71.51%,硫化银氧化率为62.60%。揭示了微生物浸出锌氧压渣的过程和机理。浸出前期优势菌种为铁氧化菌和硫氧化菌,浸矿体系中存在铁氧化反应和硫氧化反应。由Eh-pH图知,pH值不变时,氧化还原电位进一步升高才会使硫化锌、硫化铅和硫化银继续被氧化。至浸出中后期,浸矿体系pH值逐渐降至稳定范围内,硫氧化细菌数量降低,铁氧化细菌逐渐繁衍为优势菌种,并将Fe2+氧化为Fe3+,体系电位升高,硫化锌、硫化铅和硫化银进一步被氧化。优化了氯盐浸出微生物浸渣中铅和银的工艺条件,在NaCl-CaCl2-HCl-H2O的体系中,双氧水添加量2%、CaCl2添加量20 g/L,使用HCl溶液调节pH 0.5,当在NaCl浓度300g/L、浸出温度90℃、搅拌转速350r/min、液固比10:1和浸出时间120min时,铅、银浸出率分别达到95.47%、83.86%。直接氯盐浸出微生物浸渣中铅、银的浸出率分别为90.88%、68.53%。经过微生物浸出后,氯盐对铅和银的浸出率提高了4.59%和15.33%。化学物相分析结果表明,微生物浸出锌的同时使得硫化铅和硫化银氧化为其各自硫酸盐,提高了后续氯盐浸出铅和银的浸出率。此外,微生物-氯盐联合浸出工艺对锌氧压渣中的锌浸出率为94.40%。研究了微生物浸渣中的铅和银的氯盐浸出动力学特征,并得出了半经验动力学方程。氯盐浸出微生物浸出渣中的铅和银均为有固体产物层或惰性物料层的收缩核模型。氯盐浸出铅和银的反应活化能分别为22.66 kJ/mol和10.88 kJ/mol。氯盐浸出铅符合化学反应速率与固膜内扩散混合控制的模型,氯盐浸出银符合固膜内扩散控制模型。
李浩宇[2]（2021）在《微波场中黄金浸出尾渣选择性氯化的工艺及机理研究》文中进行了进一步梳理我国难处理黄金浸出尾渣产量大,渣中含有金、铜和铅等有价元素,是重要的二次资源。传统氯化焙烧可高效挥发其中的有价元素,然而存在焙烧温度高,且采用天然气或煤作为能源,存在二氧化碳排放量大和烟气洗涤困难等弊端。本论文提出了一种低温低排放的微波氯化焙烧新方法。研究了难处理金矿浸出尾渣的工艺矿物学特性。分析了尾渣中不同组分的介电特性随温度的变化规律,及氯化剂对尾渣介电特性的影响。对比研究了常规和微波氯化焙烧中不同温区各组分对固体氯化剂分解的影响,以及金的选择性氯化过程。系统研究了微波功率、氯化剂种类及用量、气氛和流量等因素对氯化焙烧过程的影响。评估了焙烧渣中氯和氰根等有害组分的脱除率,及其对环境的潜在影响。具体研究结论如下:（1）原料主要由Si、Fe、Al、O和S等元素构成,同时包含Au、Cu、Pb和Zn等有价元素;矿物粒度微细,脉石矿物组成复杂,尾渣中的金以微细粒单体金、硫化物包裹金和石英包裹金的形态赋存;氰化物含量较高,为危险废弃物。（2）在氯化焙烧过程中四种选定的氯化剂分解为含氯气体,黄金经选择性氯化以AuCl3气体形式逸出。四种氯化剂中Ca Cl2分解反应较易发生,可在黄金包裹体打开的温区下提供足够的含氯气体,强化黄金及氯元素的挥发。常规氯化焙烧中,在Ca Cl2添加量5%、空气流量100L/h、焙烧温度1273K和焙烧时间15min条件下,金和氯的挥发率分别达到81.23%和89.17%。（3）黄金浸出尾渣中主要组分Fe2O3和SiO2等物相的介电特性差异大,在微波加热过程中形成微区热点和组分间的微观裂纹,可强化氯化焙烧反应动力学。在微波氯化焙烧优化工艺参数焙烧温度1173K、焙烧时间15min、Ca Cl2添加量5%和空气流量100L/h条件下,金和氯的挥发率分别为81.87%和94.85%。与常规氯化焙烧相比,微波氯化焙烧温度可降低100℃。常规和微波氯化焙烧过程的反应活化能分别为40.9k J/mol和27.62k J/mol,相较于常规焙烧过程,微波焙烧过程反应活化能降低了32.47%。（4）经常规和微波氯化焙烧后,黄金浸出渣中氰根含量由515g/t分别下降至4.00g/t和2.45g/t,微波氯化焙烧渣浸出毒性更低。常规和微波氯化焙烧渣中氯含量分别为1.2%和0.22%,表明微波氯化焙烧中更多的含氯气体挥发至烟气中,强化Cu、Pb和Zn等元素的氯化挥发。微波氯化焙烧过程中,更高浓度的含氯气体挥发后经烟气洗涤实现氯元素循环利用,可降低Ca Cl2使用量。
李育彪,陈坤,郑仁军[3]（2021）在《氰化尾渣脱氰技术及有价金属回收研究进展》文中研究表明全球约75%的金矿选矿厂采用氰化浸金法,每年产生大量氰化尾渣,造成资源的严重浪费,威胁生态环境及人类健康。本文围绕氰化尾渣成分及国内外处理现状,分析了氰化尾渣脱氰技术及应用,并着重分析了氰化尾渣中金、银、铜、铅、锌、铁和碲等有价金属的回收利用技术。通过对氰化尾渣脱氰方式和有价金属回收利用两个方面研究进展的总结,为氰化尾渣的无害化与资源化提供了参考和借鉴。
李婵[4]（2019）在《湖北某银矿选冶过程中重金属元素铅的迁移转化规律探究》文中提出本文以湖北某银矿为研究对象,对银矿选冶系统中铅元素的分布、赋存状态、及其迁移转化规律进行了研究,以期提出铅元素在银矿选冶系统中的污染防治和回收利用建议。通过对选冶系统中各工段各生产节点铅的总量分布测定,研究了铅在选冶系统中的迁移规律,结果如下:铅在浮选工段分布比例为:精矿>尾渣>尾水>破碎粉尘;氰化工段分布比例为:硫精矿>氰化废水>银泥;冶炼工段分布比例为:冶炼废水>分银渣>银锭;在铅锌回收工段的分布以铅精矿为主;在污水处理工段分布比例为:RO膜截留>污水处理站出水;铅在整个选冶系统中分布比例为:铅精矿>尾渣>锌尾矿>锌精矿>污水处理厂RO膜截留>浮选尾水>污水处理站出水>破碎粉尘>分银渣>银锭,0.012%迁移至气相破碎粉尘中、0.136%至液相浮选尾水和污水处理站出水中,绝大部分铅固化在成品和副产品铅精矿中,铅精矿中铅的富集率高于47.27%。该银矿选冶系统中铅的回收利用效果较好,铅的迁移对周边自然环境产生影响较小。通过SEM-EDS和XRD对原矿、硫精矿、铅精矿及尾渣的物相检测,结合化学物相分析法,探究以上四种矿样中含铅物相构成及转化特征,研究结果如下:原矿、尾渣、硫精矿、铅精矿矿样中主要的金属元素为Fe、Al、Pb、Zn、Mg等,非金属元素主要是O、S和Si。原矿和尾渣中主要脉石矿物是石英,经过浮选后,原矿中石英主要转移向尾渣中,硫化矿为硫精矿和铅精矿中铅的主要物相;铅元素在原矿、尾渣、硫精矿、铅精矿中均以硫化态铅相即方铅矿为主,占比均大于50%,氧化态铅相占比较小。特别是硫精矿中,方铅矿含量较高,在黑药的浮选捕集作用下,非常有利于铅的选冶。综合各工段固体样的BCR分级提取结果,探究了选冶系统中铅的化学形态分布及迁移转化规律。研究结果如下:选冶系统各矿样中铅的化学形态分布以残渣态为主,较稳定不易发生迁移转化;浮选工段及氰化工段中,铅元素的化学形态没有发生明显迁移转化,这是由于铅元素的赋存矿物在碱性富氧环境中较稳定;铅锌回收工段,铅元素的化学形态保持相对稳定,但是铅精矿中非残渣态相对于锌精矿和锌尾矿中有微量提升,这是由于选铅药剂的捕集作用;冶炼工段,铅元素的化学形态没有发生明显迁移转化,但是分银渣中非残渣态相较于银泥中有所增加,说明酸性环境下铅元素的赋存矿物的活性有所提升。本文结合BCR测定相态,研究了不同固液比、溶液硬度和有机酸含量对尾渣中铅化学形态的迁移转化规律的影响。研究结果如下:不同固液比和不同溶液硬度对尾渣中铅的浸出效率及形态转化没有很大影响;尾渣中重金属Pb的释放与迁移转化行为与有机酸环境相关。供试三种有机酸对Pb的释放影响能力大小为:EDTA>柠檬酸>腐殖酸;EDTA和柠檬酸对Pb的释放影响与其浓度成正相关。一方面因为有机酸与重金属离子易形成溶于水的稳定配合物,另一方面与有机酸的性质有关,腐殖酸明显的吸附作用降低了铅的活性,使铅难以游离在水溶液中。
马艺闻[5]（2018）在《金精矿氰化尾渣中硫化矿物高效浮选分离研究》文中研究说明金精矿氰化尾渣（以下简称氰渣）中通常含有一定量的有价金属矿物,如黄铜矿、方铅矿、黄铁矿和闪锌矿等;由于氰渣中的硫化矿物表面已吸附了 CN-,使得浮选分离十分困难。本文针对吸附了 CN-的硫化矿难选问题,进行了 CN-在硫化矿表面吸附特性研究,并对山东中矿金业股份有限公司提供的氰渣中的硫化矿物高效浮选分离进行了研究,旨在为氰渣中硫化矿浮选分离奠定理论与试验研究基础。本文首先研究了氰化钠在黄铜矿、方铅矿、黄铁矿和闪锌矿表面的吸附特性,氰化钠加入量与氰渣浮选时CN-的含量一致,主要考察了吸附时间、矿浆pH值和矿浆浓度等条件对吸附过程的影响;旨在分析氰化浸出过程中,CN-在不同硫化矿物表面吸附并对后续浮选产生抑制作用的机理。试验结果表明,硫化矿表面对CN-的吸附是一个快速吸附过程,在吸附时间为1 min、氰化钠浓度100.0 mg·L-1、矿物用量2.0 g、pH值9.5、吸附温度25℃及搅拌转速1200 r·min-1的试验条件下,CN-在黄铜矿、方铅矿、黄铁矿和闪锌矿表面的吸附率分别达到71.09%、63.77%、84.13%和90.60%;CN-与黄铜矿、方铅矿、黄铁矿和闪锌矿表面的吸附符合朗格缪尔吸附等温模型,是单分子层化学吸附。在丁基黄药和乙硫氮体系下,针对吸附CN-后（Cyanide Treatment—CT）的黄铜矿、方铅矿、黄铁矿和闪锌矿（以下简称CT-黄铜矿、CT-方铅矿、CT-黄铁矿,CT-闪锌矿）进行单矿物浮选试验,旨在研究氰渣中硫化矿物浮选分离规律。试验结果表明:在pH值6.0和丁基黄药用量40 mg·L-1的条件下浮选CT-黄铜矿,回收率为74.42%;在pH值9.5及乙硫氮用量30 mg·L-1的条件下浮选CT-方铅矿得到了回收率84.48%的试验结果;而丁基黄药和乙硫氮对CT-黄铁矿和CT-闪锌矿的浮选效果并不理想。采用溶液化学分析、接触角和Zeta电位等分析手段进一步研究了 CN-在硫化矿物表面的吸附机理,以及捕收剂丁基黄药和乙硫氮在CT-硫化矿表面的作用机理。溶液化学分析结果表明,黄铜矿、黄铁矿和闪锌矿受到氰根离子的抑制作用相对较强,方铅矿受到抑制作用最弱;丁基黄药和乙硫氮在CT-硫化矿物表面与CN-以化学键合吸附的形式发生竞争吸附,当捕收剂的吸附作用强于CN-时,可实现CN-抑制作用下的硫化矿物的浮选回收。接触角检测结果表明,氰化钠能够降低黄铜矿、方铅矿、黄铁矿和闪锌矿表面的接触角,从而降低了矿物表面的疏水性;而后续加入的丁基黄药和乙硫氮能提高CT-硫化矿物表面的接触角,从而增加了矿物的可浮性。Zeta电位检测结果表明,在pH值为9.5时,CN-与黄铜矿、方铅矿、黄铁矿和闪锌矿表面相互作用时均不存在静电吸附,丁基黄药和乙硫氮与CT-黄铜矿、CT-方铅矿、CT-黄铁矿和CT-闪锌矿表面的相互作用中均不存在静电吸附;而在浮选回收CT-黄铜矿时（pH值为6.0）,CN-在黄铜矿表面的吸附作用和乙硫氮对CT-黄铜矿的捕收作用中可能存在静电吸附。采用Materials Studio（MS）8.0软件中的Dmol3模块构建了 CN-、丁基黄药和乙硫氮的结构,利用CASTEP模块建立黄铜矿、方铅矿、黄铁矿和闪锌矿的晶胞结构,并通过XRD的模拟计算值与实测值比较,确定了 MS软件模拟计算的正确性。在CASTEP模块下构建了 CN-、丁基黄药和乙硫氮与硫化矿物表面吸附模型,并计算了 CN-、丁基黄药和乙硫氮与硫化矿物表面作用的吸附能。根据吸附前后矿物表面活性位点原子Mulliken电荷和Mulliken键布居、HOMO和LUMO的能级差,探究了硫化矿物表面晶体化学性质,分析了药剂在矿物表面吸附作用的机理。MS计算结果表明:CN-在矿物表面以C原子与金属原子成键的形式吸附,丁基黄药和乙硫氮在黄铜矿和黄铁矿表面是以S1和S2形成的离域π键的形式作用的,共价性较强。乙硫氮在方铅矿表面吸附时有较多的电子转移,丁基黄药在黄铜矿表面吸附时有较多的电子转移。丁基黄药和乙硫氮与CN-在黄铁矿和闪锌矿表面的HOMO和LUMO能级差相近,即吸附作用强度相近,不能显着降低CN-对黄铁矿和闪锌矿的吸附抑制作用。最后针对山东中矿金业股份有限公司提供的氰渣进行了浮选条件试验、浮选开路试验和浮选闭路试验。根据该氰渣的工艺矿物学特性和实际生产的需求,最终确定了铜和铅为主要回收对象,并依据CN-对铜、铅矿物抑制作用的差异,进行了先回收铅,再回收铜的优先浮选工艺,得到了铅品位21.07%、铅回收率61.21%的铅精矿和铜品位10.75%、回收率62.69%的铜精矿。本文的研究成果,对金精矿氰化尾渣中硫化矿物的浮选分离与综合利用具有指导意义。
贾木欣,周俊武,应平,王竹萌,韩东海[6]（2017）在《工艺矿物学自动测试系统BPMA的研制及应用》文中指出北京矿冶研究总院研发的工艺矿物学自动测试系统BPMA是一种通过API控制扫描电镜和能谱自动运行的自动电镜能谱系统。该系统通过背散射电子图像处理技术实现矿物分相,通过矿物实测能谱与矿物理论合成能谱模式匹配识别矿物,通过图像分析技术自动获得矿物量、目标矿物解离度、目标矿物粒度分布、目标元素赋存状态等各种工艺矿物学参数。此系统已开发两台样机。其中,在某黄金精炼厂的应用表明,样品中目标矿物解离完全,矿浆氯离子含量高、氰化浸出时间长、矿石磨矿粒度细、三价铁离子的浓集等因素造成矿浆中硫化矿物被氧化程度增强,矿浆中生成硫酸铅、碳酸铅、铅铁矾、氢氧化铁、硫酸钙等物质形成膜包裹在矿物表面影响目标矿物的回收;氰化流程中存在难浸银矿物、银黝铜矿表面形成硫酸铅膜、银在硫化物表面独立或与硫酸铅共沉淀析出造成银回收率低。
吕翠翠[7]（2017）在《氰化渣中有价元素资源化高效回收的应用基础研究》文中研究指明氰化渣是我国黄金行业产生的主要大宗危险固废之一。氰化渣的堆存或者填埋会对周围的环境和生态造成不可修复的危害。另外,氰化渣中含有的有价元素得不到利用,造成资源的浪费。因此,对氰化渣的综合处理,既要实现有价元素的高效回收利用,又要将其转化为一般固废,最终实现氰化渣的资源化与无害化。本文首先针对国内几个不同产地、不同存放时间的氰化渣进行了物理化学性质分析。各种氰化渣的共性为:1)氰化渣的固体组成基本一致,主要含有黄铁矿和石英;2)能够回收利用的有价元素有铜、铅、锌、硫、铁,主要以硫化矿的形式存在。铜、铅、锌的品位较低,只有0.20%-0.60%;3)氰化渣的粒度较细,-50μm的矿物颗粒占90%,导致氰化渣浮选时易发生矿泥夹带,影响精矿的品位。各种氰化渣的主要区别体现在pH值和氰根含量的差别上。新鲜氰化渣的pH值较高,一般在10以上,氰根含量在200mg/L以上。随着氰化渣存放时间的延长,氰化渣表面逐渐受到外界环境影响,导致氰化渣的pH值和氰根含量降低。通过Eh-pH和红外光谱分析,考察了氰根对矿物的抑制作用机制。结果表明,在含氰的浮选体系中,金属氰络合物存在的电位区域较宽,是主要的稳定存在的物质。这说明氰根能与硫化矿中的金属离子形成稳定的络合离子,以化学吸附的形式吸附在硫化矿表面,导致矿物表面极易亲水,从而难以浮选。传统的酸处理法、硫酸亚铁沉淀法、硫酸铜沉淀法、过氧化氢氧化法均不适用于处理氰化渣浮选体系中的氰根。本文在这些方法的基础上制备了一种过硫酸复合盐。过硫酸复合盐具有一定氧化性,能将游离的氰根分解,同时促使含氰生产水中的金属氰络合物发生沉淀反应,生成一种颗粒均一的双金属氰络合物。少量的铜离子和硫氰根结合,生成Cu（SCN）2,并很快转变为CuSCN沉淀,然后从溶液中析出。用过硫酸复合盐处理后,含氰生产水中氰根和金属离子都得到较大程度的去除,并且不影响后续的浮选过程。针对氰化渣的铜铅优先混合浮选流程,研制了一种适用于铜铅浮选的RX-2调整剂。该药剂具有分散和活化的作用,能够快速地从氰化渣中富集铜铅混合精矿。浮选动力学研究结果表明,铜铅混合浮选符合经典一级动力学模型。添加RX-2后的浮选速率常数明显大于未添加RX-2的浮选速率常数。循环伏安曲线和XPS测试结果表明,在最佳用量下,RX-2能促进黄铜矿和方铅矿表面生成较多的单质硫S0,而S0的存在使矿物表面疏水,增加了矿物的可浮性。在RX-2用量为1200g/t时,铜铅得到最大程度的富集。在上述研究的基础上进行了氰化渣中铜、铅、锌、硫、铁的浮选分离研究。通过多种预处理方法的对比,最终选用旋流器脱水脱泥预处理工艺。结合研制的RX-2调整剂,首先获得冋收率较高的铜铅混合精矿。针对铜铅混合精矿,采用改性的CP合剂进行铜铅分离,得到铜精矿。铜铅浮选尾矿依次进行闪锌矿浮选、硫铁矿浮选,得到回收率较高的锌精矿和硫精矿。经过铜铅混合浮选—铜铅分离—锌浮选—硫铁浮选的流程,最终实现了氰化渣中多种有价元素的高效富集。
杨绍光[8]（2015）在《极细难选金矿氰化尾渣资源综合回收利用试验研究》文中认为某金矿氰化后尾渣中含铜铅锌等有用矿物,为综合回收利用其中的有用矿物,加快实现无尾化矿山步伐,论文以某金矿氰化厂氰化后氰化尾渣为研究对象,拟找到一套适合氰化尾渣综合回收的工艺方案,通过此工艺综合回收其中铅、锌、铜、金、银等有用矿物,为氰化尾渣资源回收利用提供借鉴。首先,对氰化尾渣进行了矿石性质分析,指出氰化尾渣中含有铅、锌、铜等有用矿物,具有极大的经济价值,同时得出此矿石粒度细、浮选分离难度大。从而确定了最适工艺为优先选铅-铜锌混浮后分离工艺其次,对优先选铅-铜锌混浮后分离工艺进行了详细精确的试验研究,确定了选铅、铜锌混浮、分离的最佳试验条件。通过闭路试验得到了铅精矿中铅品位24.73%,回收率75.65%;铜精矿中铜品位16.77%,铜回收率60.57%;锌精矿中锌品位43.91%,锌回收率68.31%的良好试验指标最后,对铅锌铜进行了回收金银的试验研究,采用“无氰浸出”工艺,获得金银浸出率均在90%以上的良好指标。总之,通过试验室小型试验结果,可得出:采用“浮选-浸出”联合工艺可综合回收有用金属,具有节能环保的优点,也能够为企业创造新的经济增长点。
吕翠翠,丁剑,付国燕,刘娅,鲁永刚,钱鹏,叶树峰[9]（2016）在《氰化尾渣中有价元素回收现状与展望》文中研究表明氰化尾渣是我国的大宗危险固体废物。这种固体废物含有可回收的有价元素,如铜、铅、锌、金、银、硫、铁等。对氰化尾渣的综合利用既可以回收这些有价元素,实现矿石资源的最大化利用,又可以减少氰化尾渣中残存的药剂对环境的危害。本文从氰化尾渣的性质出发,总结了氰化尾渣的预处理方法,介绍了回收铜铅锌、硫铁、金银的研究现状,并指出现阶段存在的主要问题。针对研究现状和存在的问题,提出新工艺的开发、新药剂的研制、尾矿的再利用等发展方向。氰化尾渣的顺利解决将为社会带来一定经济效益和环境效益。
宫剑明[10]（2015）在《超细提金尾渣铅锌有价金属分离回收试验研究及应用》文中指出随着我国工业的高速发展和矿产资源的日益减少,从低品位难处理的尾矿和废渣资源中回收有价金属具有重要意义。如何从超细提金尾渣中分离回收有价金属一直是黄金生产企业的难题。本论文以来自山东某黄金生产企业的超细提金尾渣为研究对象,进行超细提金尾渣的工艺矿物学研究、超细提金尾渣铅锌分离回收实验室研究及其工业应用研究,以实现超细提金尾渣中铅锌有价金属元素的分离回收,解决工业生产难题。对超细提金尾渣进行工艺矿物学研究发现,该超细提金尾渣中铅含量为19.84%、锌含量为3.71%、铜含量为0.94%、金含量为2.24 g·t-1,银含量为555.60 g·t-1,黄铁矿、方铅矿、闪锌矿和黄铜矿为主要的金属矿物,石英为主要的脉石成分。目的矿物主要以方铅矿和闪锌矿的形式存在,并且方铅矿和闪锌矿均已解离,解离度均在90%以上。该超细提金尾渣粒度在0.025 mm以下的占96.28%,并且大部分铅锌元素分布在粒度小于0.025 mm的超细提金尾渣中。通过超细提金尾渣铅锌分离实验室研究,铅锌分离最佳工艺条件:用中和水调浆,优先选铅,矿浆浓度为40%,矿浆pH为11,一次粗选、一次精选、一次扫选,铅尾再选锌,矿浆浓度为35%,矿浆pH为10,一次粗选、一次精选、一次扫选。铅粗选,碳酸钠1000 g·t-1,硫酸锌500 g·t-1,巯基乙酸钠50 g·t-1,乙基黄药15 g·t-1,乙硫氮15 g·t-1,松醇油10g·t-1;铅精选,硫酸锌250 g·t-1,巯基乙酸钠25g·t-1;铅扫选,乙硫氮15 g·t-1;锌粗选,巯基乙酸钠50g·t-1,硫酸铜500g·t-1,丁基黄药60g·t-1,PJ053 60 g·t-1,松醇油10g·t-1;锌精选,巯基乙酸钠25g·t-1,锌扫选,丁基黄药30g·t-1,PJ053 30g·t-1。并获得了铅品位67.35%,回收率为88.25%的铅精矿,锌品位40.52%,锌的回收率为67.38%的锌精矿,成功实现了分离回收超细提金尾渣中的铅锌有价金属元素,并且超细提金尾渣中的贵金属金银也得到了充分的回收和利用。对实验室探索的铅锌分离回收方案进行工业应用,得到了铅品位为71.37%,锌品位为0.64%,铅回收率为92.43%的铅精矿,锌品位为44.22%,铅的品位为5.52%,锌的回收率为69.12%的锌精矿和铅品位为1.80%,锌品位为0.52%的尾矿,铅锌分离回收工业应用效果显着,还充分回收利用了超细提金尾渣中贵金属金和银,相比企业的原有工艺流程产品指标,本次研究给企业每年多增加1416.72万元的经济效益。
二、氰渣中铅锌矿物的回收利用（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、氰渣中铅锌矿物的回收利用（论文提纲范文）
（1）微生物-氯盐联合浸出锌氧压渣中锌铅银的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.2 锌冶炼方法概述 |
| 1.2.1 火法炼锌工艺 |
| 1.2.2 湿法炼锌工艺 |
| 1.3 锌氧压渣特性 |
| 1.4 锌氧压渣有价金属回收研究进展 |
| 1.4.1 火法回收方法 |
| 1.4.2 湿法回收方法 |
| 1.5 氯盐浸出技术 |
| 1.6 微生物浸出技术 |
| 1.7 微生物-氯盐联合浸出技术 |
| 1.7.1 微生物-氯盐联合浸出技术的应用 |
| 1.7.2 微生物-氯盐联合浸出锌氧压渣 |
| 1.8 研究意义和研究内容 |
| 1.8.1 论文研究的意义 |
| 1.8.2 论文研究的主要内容 |
| 1.9 技术路线图 |
| 2 试验材料与研究方法 |
| 2.1 试验材料 |
| 2.1.1 样品来源及制备 |
| 2.1.2 多元素分析 |
| 2.1.3 矿物组成及嵌布特征 |
| 2.1.4 主要有价元素赋存状态 |
| 2.1.5 菌种及培养基 |
| 2.1.6 试验药剂仪器和设备 |
| 2.3 研究方法 |
| 2.3.1 菌种培养驯化 |
| 2.3.2 微生物摇瓶浸出锌氧压渣试验 |
| 2.3.3 氯盐浸出微生物浸渣试验 |
| 2.3.4 分析检测方法 |
| 3 微生物浸出锌氧压渣试验研究 |
| 3.1 高效浸矿菌种选育驯化 |
| 3.1.1 试验菌种选择 |
| 3.1.2 试验菌种驯化 |
| 3.2 微生物浸出锌氧压渣工艺条件优化 |
| 3.2.1 初始pH值 |
| 3.2.2 矿浆浓度 |
| 3.2.3 接种量 |
| 3.2.4 浸出时间 |
| 3.3 微生物浸出渣性质分析 |
| 3.3.1 锌、铅和银的化学物相分析 |
| 3.3.2 微生物浸出渣的SEM-EDS分析 |
| 3.3.3 微生物浸出渣的XPS分析 |
| 3.4 锌氧压渣浸出过程浸矿菌种群落结构分析 |
| 3.5 锌氧压渣生物浸出过程机理分析 |
| 3.5.1 锌氧压渣中硫化锌的生物浸出机理分析 |
| 3.5.2 锌氧压渣中硫化铅的生物氧化机理分析 |
| 3.5.3 锌氧压渣中硫化银的生物氧化机理分析 |
| 3.6 本章小结 |
| 4 氯盐浸出微生物浸渣中铅和银试验研究 |
| 4.1 氯盐浸出微生物浸渣中铅和银原理 |
| 4.2 氯盐浸出微生物浸渣中铅和银工艺条件优化 |
| 4.2.1 NaCl浓度对微生物浸渣中铅和银浸出的影响 |
| 4.2.2 搅拌转速对微生物浸渣中铅和银浸出的影响 |
| 4.2.3 液固比对微生物浸渣中铅和银浸出的影响 |
| 4.2.4 反应温度对微生物浸渣中铅和银浸出的影响 |
| 4.2.5 反应时间对微生物浸渣中铅和银浸出的影响 |
| 4.3 锌氧压渣的直接氯盐浸出工艺试验 |
| 4.4 微生物-氯盐浸出渣、直接氯盐浸出渣表征分析 |
| 4.5 微生物-氯盐联合浸出工艺金属量平衡 |
| 4.6 氯盐浸出液资源化利用 |
| 4.6.1 铅银回收 |
| 4.6.2 高盐废水资源化处理 |
| 4.7 氯盐浸出渣资源化利用途径 |
| 4.8 本章小结 |
| 5 铅和银氯盐溶液浸出动力学研究 |
| 5.1 动力学模型选择 |
| 5.2 模型拟合与验证 |
| 5.2.1 搅拌转速对铅银浸出率的影响 |
| 5.2.2 温度对铅银浸出率的影响 |
| 5.3 银的浸出动力学 |
| 5.3.1 模型确定 |
| 5.3.2 动力学模型参数确定 |
| 5.4 铅的浸出动力学 |
| 5.4.1 模型确定 |
| 5.4.2 动力学模型参数确定 |
| 5.5 本章小结 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 攻读硕士学位期间取得的学术成果 |
| 致谢 |
（2）微波场中黄金浸出尾渣选择性氯化的工艺及机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 黄金的概述 |
| 1.1.1 黄金的性质及用途 |
| 1.1.2 黄金资源储量分布 |
| 1.2 黄金冶炼工艺的研究现状 |
| 1.2.1 氰化法 |
| 1.2.2 非氰化法 |
| 1.3 难处理金矿浸出渣的特征及处置 |
| 1.3.1 难处理金矿浸出渣概述 |
| 1.3.2 难处理金矿浸出渣的矿相特征 |
| 1.3.3 难处理金矿浸出渣的分类 |
| 1.3.4 难处理金矿浸出渣资源化及无害化处理 |
| 1.4 难处理金矿浸出渣处理技术研究现状 |
| 1.5 氯化焙烧产业化应用简述 |
| 1.6 微波加热原理及在矿冶中的应用 |
| 1.6.1 微波及微波加热 |
| 1.6.2 微波加热机理 |
| 1.6.3 微波加热特点 |
| 1.6.4 微波在矿冶中的应用简述 |
| 1.7 研究意义及内容 |
| 1.7.1 研究意义 |
| 1.7.2 研究内容 |
| 第二章 实验过程及方法 |
| 2.1 化学药剂 |
| 2.2 实验方案与流程 |
| 2.3 实验设备 |
| 2.3.1 常规焙烧实验设备 |
| 2.3.2 微波焙烧实验设备 |
| 2.4 物料介电特性测试 |
| 2.4.1 介电特性测试设备 |
| 2.4.2 介电特性测试原理 |
| 2.4.3 介电特性测试方法 |
| 2.5 表征分析方法 |
| 第三章 黄金浸出尾渣物相特征研究 |
| 3.1 黄金浸出尾渣表征 |
| 3.1.1 黄金浸出尾渣矿相分析 |
| 3.1.2 黄金浸出尾渣微区分析 |
| 3.2 黄金赋存状态分析 |
| 3.3 黄金包裹体矿物学分析 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 黄金浸出尾渣常规氯化焙烧的过程研究 |
| 4.1 氯化焙烧过程研究 |
| 4.1.1 氯化剂的分解反应研究 |
| 4.1.2 目标元素的氯化反应研究 |
| 4.2 常规氯化焙烧条件实验 |
| 4.2.1 氯化剂种类对金挥发率和氯脱除率的影响 |
| 4.2.2 焙烧温度对金挥发率和氯脱除率的影响 |
| 4.2.3 CaCl_2用量对金挥发率和氯脱除率的影响 |
| 4.2.4 焙烧气氛及流量对金挥发率和氯脱除率的影响 |
| 4.3 CaCl_2体系氯化焙烧过程 |
| 4.3.1 物相分析 |
| 4.3.2 热重分析 |
| 4.3.3 残留氰化物含量分析 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 黄金浸出尾渣介电特性研究 |
| 5.1 温度对介电参数影响的理论分析 |
| 5.2 渣中不同物相单元介电特性分析 |
| 5.2.1 温度对介电常数的影响 |
| 5.2.2 温度对介电损耗因子的影响 |
| 5.2.3 温度对介电损耗角正切的影响 |
| 5.2.4 温度对穿透深度的影响 |
| 5.2.5 温度对升温曲线的影响 |
| 5.2.6 渣中不同物相单元的介电特性分析 |
| 5.3 CaCl_2的添加对原料介电性能的影响 |
| 5.3.1 CaCl_2的添加对介电常数的影响 |
| 5.3.2 CaCl_2的添加对介电损耗因子的影响 |
| 5.3.3 CaCl_2的添加对介电损耗角正切的影响 |
| 5.3.4 CaCl_2的添加对微波穿透深度的影响 |
| 5.3.5 CaCl_2的添加对升温行为的影响 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 黄金浸出尾渣微波氯化焙烧的过程研究 |
| 6.1 微波氯化焙烧条件实验 |
| 6.1.1 微波功率对升温行为的影响 |
| 6.1.2 氯化剂种类对金挥发率和氯脱除率的影响 |
| 6.1.3 焙烧温度对金挥发率和氯脱除率的影响 |
| 6.1.4 CaCl_2含量对金挥发率和氯脱除率的影响 |
| 6.1.5 气氛及流量对金挥发率和氯脱除率的影响 |
| 6.2 微波焙烧过程分析及包裹体的物相转变 |
| 6.2.1 微波氯化焙烧过程分析 |
| 6.2.2 黄金包裹体的物相转变研究 |
| 6.3 原料及焙烧渣的表征分析 |
| 6.3.1 原料和微波焙烧渣的表征及对比分析 |
| 6.3.2 原料焙烧渣和混合料焙烧渣的表征及对比分析 |
| 6.3.3 微波焙烧渣和常规焙烧渣的表征及对比分析 |
| 6.4 焙烧渣后处理与指标分析 |
| 6.4.1 焙烧渣作为建材原料的可行性评估 |
| 6.4.2 微波强化有害组分的脱除过程分析 |
| 6.5 动力学分析 |
| 6.5.1 动力学模型分析 |
| 6.5.2 常规和微波氯化焙烧动力学分析 |
| 6.6 本章小结 |
| 第七章 结论、创新点及展望 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 创新点 |
| 7.3 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（3）氰化尾渣脱氰技术及有价金属回收研究进展（论文提纲范文）
| 1 氰化提金法的现状 |
| 2 氰化尾渣处理 |
| 2.1 氰化尾渣成分及危害性 |
| 2.2 氰化尾渣国内外处理现状 |
| 2.2.1 氰化尾渣国内处理现状 |
| 2.2.2 氰化尾渣国外处理现状 |
| 3 氰化尾渣脱氰技术 |
| 3.1 传统脱氰技术 |
| 3.2 脱氰新技术 |
| 3.3 其它处理技术 |
| 4 氰化尾渣中金属的回收利用 |
| 4.1 金和银 |
| 4.1.1 湿法冶金 |
| 4.1.2 火法冶金 |
| 4.1.3 熔融氯化挥发法 |
| 4.1.4 浮选法 |
| 4.1.5 生物浸出法 |
| 4.2 铜、铅和锌 |
| 4.3 铁 |
| 4.4 碲 |
| 5 结论 |
（4）湖北某银矿选冶过程中重金属元素铅的迁移转化规律探究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 文献综述 |
| 1.1 矿业工程中的环境污染问题及重金属污染现状 |
| 1.1.1 矿业工程及其环境影响 |
| 1.1.2 矿石选冶过程中重金属污染现状 |
| 1.2 重金属元素在矿石选冶过程中的迁移转化研究 |
| 1.2.1 矿石选冶过程中重金属元素的迁移转化研究进展 |
| 1.2.2 重金属铅的特性及其污染特征研究进展 |
| 1.3 重金属形态及物相研究方法进展 |
| 1.3.1 化学形态分析法 |
| 1.3.2 物相分析法 |
| 1.4 研究背景、目的与意义 |
| 1.5 主要研究内容及技术路线 |
| 1.6 主要创新点 |
| 第2章 实验材料与方法 |
| 2.1 研究对象概括 |
| 2.1.1 银矿矿石特点 |
| 2.1.2 银矿工艺流程概述 |
| 2.2 采样方案及样品来源 |
| 2.2.1 样品来源 |
| 2.2.2 采样及样品处理 |
| 2.3 实验试剂及仪器 |
| 2.3.1 实验试剂 |
| 2.3.2 实验主要设备 |
| 2.4 实验方法 |
| 2.4.1 选冶系统各样品中铅元素的总量测定 |
| 2.4.2 铅在选冶系统中的化学形态分析 |
| 2.4.3 选冶系统中固体样品铅元素物相测定 |
| 2.4.4 铅在选冶系统中的化学物相分析 |
| 2.4.5 尾渣的稳定性研究 |
| 2.5 分析测试方法 |
| 2.5.1 X射线衍射法(XRD) |
| 2.5.2 扫描电镜—能谱联合法(SEM—EDS) |
| 2.5.3 电感耦合等离子体质谱法(ICP-MS) |
| 2.5.4 火焰原子吸收光谱法(AAS) |
| 第3章 实验结果与分析 |
| 3.1 选冶系统中铅元素的总量分布及其迁移规律分析 |
| 3.1.1 铅元素的总量分布 |
| 3.1.2 浮选工段铅元素总量分布与迁移规律分析 |
| 3.1.3 氰化工段铅元素总量分布与迁移规律分析 |
| 3.1.4 冶炼工段铅元素总量分布与迁移规律分析 |
| 3.1.5 铅锌回收工段铅元素总量分布与迁移规律分析 |
| 3.1.6 污水处理工段铅元素总量分布与迁移规律分析 |
| 3.1.7 选冶系统中铅元素总量分布与迁移规律分析 |
| 3.1.8 小结 |
| 3.2 选冶系统中铅的物相分布及转化初步探究 |
| 3.2.1 选冶系统中矿样中多元素分析 |
| 3.2.2 选冶系统矿样XRD物相分析 |
| 3.2.3 选冶系统矿样化学物相法分析 |
| 3.2.4 小结 |
| 3.3 选冶系统中铅元素的形态分布及迁移转化规律分析 |
| 3.3.1 铅在浮选工段化学形态分布及迁移转化规律分析 |
| 3.3.2 铅在氰化工段化学形态分布及转化规律分析 |
| 3.3.3 铅在冶炼工段化学形态分布及转化规律分析 |
| 3.3.4 铅在铅锌回收工段化学形态分布及转化规律分析 |
| 3.3.5 小结 |
| 3.4 尾渣的稳定性研究 |
| 3.4.1 固液比对尾渣中铅形态变化的影响 |
| 3.4.2 溶液硬度对尾渣中铅形态变化的影响 |
| 3.4.3 有机酸含量对尾渣中铅形态变化的影响 |
| 3.4.4 小结 |
| 第4章 结论及建议 |
| 4.1 结论 |
| 4.2 建议 |
| 参考文献 |
| 攻读硕士期间已发表的论文 |
| 致谢 |
（5）金精矿氰化尾渣中硫化矿物高效浮选分离研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 金精矿氰化尾渣综合回收与利用研究现状 |
| 1.1.1 金精矿氰化尾渣中金、银的回收 |
| 1.1.2 金精矿氰化尾渣中其他有价金属的回收 |
| 1.2 硫化矿物表面与药剂作用机理研究 |
| 1.2.1 矿物表面吸附动力学研究 |
| 1.2.2 矿物表面电化学研究 |
| 1.2.3 矿物表面量子化学研究 |
| 1.3 研究目的、意义和主要研究内容 |
| 1.3.1 研究目的和意义 |
| 1.3.2 主要研究内容 |
| 第2章 试验原料、仪器和试验方法 |
| 2.1 试验试剂和仪器设备 |
| 2.1.1 试验试剂 |
| 2.1.2 主要试验仪器 |
| 2.2 试验用矿物 |
| 2.2.1 单矿物的制备与检测 |
| 2.2.2 金精矿氰化尾渣 |
| 2.3 试验方法 |
| 2.3.1 硫化矿与CN-吸附试验方法 |
| 2.3.2 CT-硫化矿物浮选试验方法 |
| 2.4 分析方法 |
| 2.4.1 接触角测定方法 |
| 2.4.2 Zeta电位测定方法 |
| 2.4.3 矿物X射线衍射(XRD)分析 |
| 2.4.4 Materials Studio模拟计算 |
| 第3章 氰化钠在硫化矿表面吸附特性研究 |
| 3.1 CN~-在黄铜矿表面的吸附特性 |
| 3.1.1 吸附时间对吸附特性的影响 |
| 3.1.2 矿浆浓度对吸附特性的影响 |
| 3.1.3 pH值对吸附过程的影响 |
| 3.1.4 吸附曲线拟合 |
| 3.2 CN~-在方铅矿表面的吸附特性 |
| 3.2.1 吸附时间对吸附特性的影响 |
| 3.2.2 矿浆浓度对吸附特性的影响 |
| 3.2.3 pH值对吸附过程的影响 |
| 3.2.4 吸附曲线拟合 |
| 3.3 CN~-在黄铁矿表面的吸附特性 |
| 3.3.1 吸附时间对吸附特性的影响 |
| 3.3.2 矿浆浓度对吸附特性的影响 |
| 3.3.3 pH值对吸附过程的影响 |
| 3.3.4 吸附曲线拟合 |
| 3.4 CN~-在闪锌矿表面的吸附特性 |
| 3.4.1 吸附时间对吸附特性的影响 |
| 3.4.2 矿浆浓度对吸附特性的影响 |
| 3.4.3 pH值对吸附过程的影响 |
| 3.4.4 吸附曲线拟合 |
| 3.5 CN~-在硫化矿物表面的吸附特性对比 |
| 3.6 小结 |
| 第4章 CT-硫化矿物浮选试验研究 |
| 4.1 CT-黄铜矿浮选试验研究 |
| 4.1.1 捕收剂用量对CT-黄铜矿浮选行为的影响 |
| 4.1.2 矿浆pH值对CT-黄铜矿浮选行为的影响 |
| 4.2 CT~-方铅矿浮选试验研究 |
| 4.2.1 捕收剂用量对CT-方铅矿浮选行为的影响 |
| 4.2.2 矿浆pH值对CT-方铅矿浮选行为的影响 |
| 4.3 CT-黄铁矿浮选试验研究 |
| 4.3.1 捕收剂用量对CT-黄铁矿浮选行为的影响 |
| 4.3.2 矿浆pH值对CT-黄铁矿浮选行为的影响 |
| 4.4 CT-闪锌矿单矿物浮选试验研究 |
| 4.4.1 捕收剂用量对CT-闪锌矿浮选行为的影响 |
| 4.4.2 矿浆pH值对CT-闪锌矿浮选行为的影响 |
| 4.5 CT-硫化矿物的浮选特性对比 |
| 4.5.1 捕收剂用量的影响 |
| 4.5.2 矿浆pH值的影响 |
| 4.6 小结 |
| 第5章 药剂与硫化矿表面作用机理研究 |
| 5.1 药剂在固液体系的化学反应 |
| 5.1.1 药剂在水溶液中(液相)的化学反应 |
| 5.1.2 药剂在矿物表面(固相)的化学反应 |
| 5.2 矿物表面润湿性分析 |
| 5.2.1 NaCN浓度对矿物表面润湿性的影响 |
| 5.2.2 丁基黄药和乙硫氮对CT-硫化矿物表面润湿性的影响 |
| 5.3 矿物表面Zeta电位分析 |
| 5.3.1 黄铜矿表面的Zeta电位分析 |
| 5.3.2 方铅矿表面的Zeta电位分析 |
| 5.3.3 黄铁矿表面的Zeta电位分析 |
| 5.3.4 闪锌矿表面的Zeta电位分析 |
| 5.4 药剂与矿物作用过程MS模拟与表征 |
| 5.4.1 硫化矿物晶格结构的模拟与表征 |
| 5.4.2 药剂分子结构的模拟与表征 |
| 5.4.3 药剂在硫化矿物表面作用模拟与表征 |
| 5.5 小结 |
| 第6章 浮选金精矿氰化尾渣浮选工艺研究 |
| 6.1 氰渣中铅优先浮选工艺研究 |
| 6.1.1 浮选浓度对铅优先浮选指标的影响 |
| 6.1.2 捕收剂丁基黄药用量对铅优先浮选指标的影响 |
| 6.1.3 铅精选捕收剂乙硫氮用量对铅优先浮选指标的影响 |
| 6.2 铜浮选工艺研究 |
| 6.2.1 活化剂用量对铜浮选指标的影响 |
| 6.2.2 捕收剂丁基黄药用量对铜浮选指标的影响 |
| 6.3 铅铜优先浮选开路试验研究 |
| 6.4 铅铜优先浮选闭路试验研究 |
| 6.5 工业实践 |
| 6.6 小结 |
| 第7章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
| 附件 |
（6）工艺矿物学自动测试系统BPMA的研制及应用（论文提纲范文）
| 1 BPMA的构成 |
| 2 BPMA工作原理 |
| 3 BPMA的功能 |
| 3.1 BPMA的测量模式 |
| 3.2 工艺矿物学参数计算前处理功能 |
| 3.3 BPMA计算的工艺矿物学参数 |
| 4 BPMA的优势及特点 |
| 4.1 准确的粘连颗粒分割效果及效率 |
| 4.2 精准的矿物相提取能力 |
| 4.3 完整的理论矿物合成能谱数据库 |
| 4.4 更高的矿物识别准确度 |
| 4.5 强大的目标颗粒找寻能力 |
| 4.6 其它特色功能 |
| 5 应用实例 |
| 5.1 氰化流程前浮选流程样品的测试 |
| 5.2 氰化流程高铜精矿及氰化尾渣的测定 |
| 5.3 讨论 |
| 6 结论 |
（7）氰化渣中有价元素资源化高效回收的应用基础研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 1 引言 |
| 1.1 概述 |
| 1.1.1 氰化渣的分类 |
| 1.1.2 氰化渣的物理性质 |
| 1.1.3 氰化渣的化学组成 |
| 1.1.4 氰化渣的复杂性 |
| 1.2 氰化渣的预处理 |
| 1.3 氰化渣中氰根的处理 |
| 1.3.1 氰根的来源 |
| 1.3.2 氰根的处理方法 |
| 1.4 氰化渣中有价元素的回收现状 |
| 1.4.1 氰化渣中铜铅锌的回收 |
| 1.4.2 氰化渣中硫铁的回收 |
| 1.4.3 氰化渣中金银的回收 |
| 1.5 总结 |
| 1.6 存在的问题 |
| 1.7 研究背景和内容 |
| 2 研究条件及研究方法 |
| 2.1 试样性质与来源 |
| 2.1.1 氰化渣样品 |
| 2.1.2 纯矿物 |
| 2.2 试剂及设备 |
| 2.2.1 试剂 |
| 2.2.2 设备 |
| 2.3 实验方法 |
| 2.3.1 氰化渣浮选试验 |
| 2.3.2 含氰生产水处理试验 |
| 2.4 分析与表征 |
| 2.4.1 氰化物浓度测定 |
| 2.4.2 粒度分析 |
| 2.4.3 浊度测试 |
| 2.4.4 X射线荧光光谱分析(XRF) |
| 2.4.5 X射线衍射分析(XRD) |
| 2.4.6 扫描电子显微镜分析(SEM) |
| 2.4.7 红外光谱分析(FTIR) |
| 2.4.8 X射线光电子能谱分析(XPS) |
| 2.4.9 纯矿物的电位分析 |
| 3 氰化渣的物理化学性质分析 |
| 3.1 氰化渣的元素含量 |
| 3.2 矿物的晶体形态 |
| 3.3 矿物的赋存状态分析 |
| 3.4 氰化渣的粒度分析 |
| 3.5 氰化渣滤液中的离子含量 |
| 3.6 氰化渣的Zeta电位 |
| 3.7 本章小结 |
| 4 氰根对浮选的影响及氰根的处理 |
| 4.1 氰根对浮选的影响 |
| 4.2 氰根与纯矿物的Eh-pH图 |
| 4.3 氰根对纯矿物表面的影响 |
| 4.4 氰根的处理方法 |
| 4.4.1 酸对氰根的处理 |
| 4.4.2 硫酸亚铁对氰根的处理 |
| 4.4.3 硫酸铜对氰根的处理 |
| 4.4.4 双氧水对氰根的处理 |
| 4.5 过硫酸复合盐对氰根的处理 |
| 4.5.1 过硫酸复合盐的制备 |
| 4.5.2 过硫酸复合盐对氰根的处理效果 |
| 4.5.3 沉淀产物的分析 |
| 4.5.4 沉淀产生过程研究 |
| 4.6 本章小结 |
| 5 活化药剂的研制与作用机理探讨 |
| 5.1 浮选流程的探索 |
| 5.2 复合药剂RX-2的配制 |
| 5.3 RX-2组分间协同效应最佳点的确定 |
| 5.3.1 RX-2中各组分对黄铜矿回收率的影响 |
| 5.3.2 RX-2中各组分对方铅矿回收率的影响 |
| 5.4 RX-2对矿浆性质的影响 |
| 5.5 RX-2对铜铅的浮选动力学影响 |
| 5.6 RX-2对纯矿物表面的作用 |
| 5.7 RX-2对矿物的分散作用 |
| 5.8 本章小结 |
| 6 氰化渣中有价元素的综合回收 |
| 6.1 预处理方案的选择 |
| 6.2 铜铅混合浮选试验研究 |
| 6.2.1 RX-2用量对铜铅混合浮选的影响 |
| 6.2.2 RX-2反应时间对铜铅混合浮选的影响 |
| 6.2.3 组合捕收剂对铜铅混合精矿的捕收作用 |
| 6.2.4 氰化渣铜铅混合浮选闭路流程 |
| 6.3 铜铅分离试验研究 |
| 6.3.1 改性CP合剂用量对铅的抑制作用 |
| 6.3.2 捕收剂对铜铅分离的影响 |
| 6.4 闪锌矿浮选试验研究 |
| 6.4.1 硫酸铜对闪锌矿的活化作用 |
| 6.4.2 锌捕收剂对闪锌矿的捕收作用 |
| 6.4.3 闪锌矿浮选闭路流程 |
| 6.5 硫铁矿浮选试验研究 |
| 6.5.1 矿浆pH对硫铁矿浮选的影响 |
| 6.5.2 硫化钠对硫铁矿的活化作用 |
| 6.5.3 丁黄药对硫铁矿的捕收作用 |
| 6.5.4 起泡剂对硫铁矿浮选的影响 |
| 6.5.5 矿浆浓度对硫铁矿浮选的影响 |
| 6.5.6 硫铁矿浮选闭路循环 |
| 6.6 氰化渣浮选全闭路流程 |
| 6.7 本章小结 |
| 7 结论与展望 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 创新点 |
| 7.3 展望 |
| 参考文献 |
| 个人简历及发表文章目录 |
（8）极细难选金矿氰化尾渣资源综合回收利用试验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 氰化尾渣概况 |
| 1.1.1 来源 |
| 1.1.2 特点 |
| 1.1.3 成分及回收意义 |
| 1.1.4 危害 |
| 1.2 氰化尾渣中回收有价元素初探 |
| 1.2.1 回收金银 |
| 1.2.2 回收铜、铅、锌金属 |
| 1.3 尾渣综合利用现状 |
| 1.3.1 基本现状 |
| 1.3.2 氰化尾渣综合回收利用案例 |
| 1.3.3 治理中存在的问题 |
| 1.4 氰化尾渣回收中的浮选难点分析 |
| 1.5 氰化尾渣回收利用的发展方向 |
| 1.6 研究目的和意义及内容 |
| 1.6.1 研究目的和意义 |
| 1.6.2 研究内容 |
| 1.7 研究可行性和预期目标 |
| 1.7.1 研究可行性 |
| 1.7.2 预期目标 |
| 第二章 试样来源、试验药剂仪器及研究方法 |
| 2.1 试样来源及制备 |
| 2.2 试验所用药剂及仪器 |
| 2.3 研究方法 |
| 第三章 浮选工艺试验 |
| 3.1 试样性质 |
| 3.1.1 化学多元素分析 |
| 3.1.2 物相分析 |
| 3.1.3 矿物组成 |
| 3.1.4 粒度分析 |
| 3.1.5 试样性质小结 |
| 3.2 方案确定 |
| 3.3 选铅条件试验 |
| 3.3.1 选铅捕收剂种类试验 |
| 3.3.2 捕收剂用量条件试验 |
| 3.3.3 浮选时间条件试验 |
| 3.3.4 铅浮选开路试验 |
| 3.4 铜锌混浮-分离条件试验 |
| 3.4.1 硫酸用量条件试验 |
| 3.4.2 丁基黄药用量条件试验 |
| 3.4.3 浮选时间条件试验 |
| 3.4.4 混浮精矿脱药条件试验 |
| 3.4.5 铜锌分离抑制剂种类及用量条件试验 |
| 3.4.6 铜锌混浮-分离开路试验 |
| 3.5 综合开路试验 |
| 3.6 闭路试验 |
| 3.7 现场工艺流程试验 |
| 3.7.1 选铅作业硫酸条件试验 |
| 3.7.2 矿浆浓度条件试验 |
| 3.7.3 铜精矿降锌试验 |
| 3.7.4 现场流程开路试验 |
| 3.7.5 现场工艺流程试验小结 |
| 3.8 浮选工艺试验小结 |
| 第四章 浸出工艺试验 |
| 4.1 化学多元素分析 |
| 4.2 氰化钠浓度条件试验 |
| 4.3 浸出时间条件试验 |
| 4.4 浸出试验 |
| 4.5 浸出工艺试验小结 |
| 第五章 结论 |
| 参考文献 |
| 攻读硕士期间发表的学术论文 |
| 致谢 |
（10）超细提金尾渣铅锌有价金属分离回收试验研究及应用（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 铅锌资源概况 |
| 1.1.1 铅资源 |
| 1.1.2 锌资源 |
| 1.2 超细提金尾渣的资源情况 |
| 1.2.1 超细提金尾渣的形成 |
| 1.2.2 超细提金尾渣的特点 |
| 1.2.3 超细提金尾渣的堆积对环境的影响 |
| 1.3 对超细提金尾渣中有价金属的回收利用 |
| 1.3.1 超细提金尾渣中回收金、银 |
| 1.3.2 超细提金尾渣中回收铜铅锌 |
| 1.3.3 超细提金尾渣的其他用途 |
| 1.4 浮选法在超细提金尾渣铅锌回收中的应用 |
| 1.4.1 浮选的基本原理 |
| 1.4.2 铅锌浮选药剂 |
| 1.4.3 超细提金尾渣中浮选回收铅锌研究进展 |
| 1.4.4 超细提金尾渣中浮选回收铅锌的难点 |
| 1.5 本论文的目的和意义 |
| 第2章 试验材料与研究方法 |
| 2.1 试验原料 |
| 2.1.1 超细提金尾渣 |
| 2.1.2 工业用水 |
| 2.2 试验药剂 |
| 2.3 试验仪器与设备 |
| 2.4 试验研究分析方法 |
| 2.4.1 矿样成分含量分析 |
| 2.4.2 矿物粒度分析 |
| 2.4.3 水质成分分析 |
| 2.4.4 金属分离回收评价指标的计算 |
| 第3章 超细提金尾渣的工艺矿物学研究 |
| 3.1 化学成分分析 |
| 3.2 物相分析和粒度分析 |
| 3.2.1 铅锌元素的物相分析 |
| 3.2.2 目的矿物的粒度分析 |
| 3.3 矿石的组成、结构和构造 |
| 3.3.1 不同粒度超细提金尾渣的组成 |
| 3.3.2 不同粒度目的矿物的结构和构造 |
| 3.4 铅、锌元素的赋存状态和目的矿物的解离特征 |
| 3.4.1 铅、锌元素的赋存状态 |
| 3.4.2 目的矿物的解离特征 |
| 3.5 本章小结 |
| 第4章 超细提金尾渣铅锌分离回收试验研究 |
| 4.1 优先分离锌试验 |
| 4.1.1 矿浆浓度条件试验 |
| 4.1.2 矿浆pH条件试验 |
| 4.1.3 药剂制度条件试验 |
| 4.1.4 优先分离锌最佳工艺条件试验 |
| 4.2 优先分离铅试验 |
| 4.2.1 矿浆浓度条件试验 |
| 4.2.2 矿浆pH条件试验 |
| 4.2.3 药剂制度条件试验 |
| 4.2.4 优先分离铅最佳工艺条件试验 |
| 4.3 铅锌综合回收试验 |
| 4.3.1 先选锌再选铅工艺流程 |
| 4.3.2 先选铅再选锌工艺流程 |
| 4.3.3 确定铅锌综合回收最佳工艺流程 |
| 4.4 铅锌综合回收条件优化试验 |
| 4.5 本章小结 |
| 第5章 超细提金尾渣中铅锌分离工业应用 |
| 5.1 工业应用设计前期工作 |
| 5.2 铅锌分离浮选工业应用设计 |
| 5.2.1 现场车间的改造 |
| 5.2.2 铅锌分离浮选工业应用方案 |
| 5.2.3 工业应用生产的参数控制和操作要求 |
| 5.3 铅锌分离浮选工业应用验证 |
| 5.3.1 工业应用生产流程考察 |
| 5.3.2 工业应用生产结果 |
| 5.3.3 产品指标与对比 |
| 5.4 工业应用经济效益分析 |
| 5.4.1 设备电耗费用核算 |
| 5.4.2 药剂费用核算 |
| 5.4.3 产品经济技术指标核算 |
| 5.4.4 工业应用的经济效益分析 |
| 5.5 本章小结 |
| 第6章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
四、氰渣中铅锌矿物的回收利用（论文参考文献）
- [1]微生物-氯盐联合浸出锌氧压渣中锌铅银的研究[D]. 王振银. 北京有色金属研究总院, 2021
- [2]微波场中黄金浸出尾渣选择性氯化的工艺及机理研究[D]. 李浩宇. 昆明理工大学, 2021(02)
- [3]氰化尾渣脱氰技术及有价金属回收研究进展[J]. 李育彪,陈坤,郑仁军. 矿产保护与利用, 2021(01)
- [4]湖北某银矿选冶过程中重金属元素铅的迁移转化规律探究[D]. 李婵. 武汉工程大学, 2019(03)
- [5]金精矿氰化尾渣中硫化矿物高效浮选分离研究[D]. 马艺闻. 东北大学, 2018(01)
- [6]工艺矿物学自动测试系统BPMA的研制及应用[J]. 贾木欣,周俊武,应平,王竹萌,韩东海. 有色冶金设计与研究, 2017(04)
- [7]氰化渣中有价元素资源化高效回收的应用基础研究[D]. 吕翠翠. 中国科学院大学(中国科学院过程工程研究所), 2017(01)
- [8]极细难选金矿氰化尾渣资源综合回收利用试验研究[D]. 杨绍光. 青岛理工大学, 2015(06)
- [9]氰化尾渣中有价元素回收现状与展望[J]. 吕翠翠,丁剑,付国燕,刘娅,鲁永刚,钱鹏,叶树峰. 化工学报, 2016(04)
- [10]超细提金尾渣铅锌有价金属分离回收试验研究及应用[D]. 宫剑明. 东北大学, 2015(07)