一、计算机在铜锌硫矿选矿生产指标统计中的应用（论文文献综述）
吴修粮[1]（2020）在《基于NNG与神经网络的铜矿浮选过程软测量建模方法研究》文中研究表明随着现代化社会的快速发展,工业自动化程度越来越高,工业过程中对关键变量的测量与控制的要求也越来越高。针对工业过程中某些关键变量难以测量、实时性不足、测量成本高等难题,软测量技术提供了一种以数学建模及软件编程来代替硬件传感器的方法,引起了广大学者的研究和关注。论文以某铜矿的浮选过程作为研究背景,该过程中精矿品位代表了浮选过程的产品质量和生产效率,是铜矿浮选过程的关键技术指标。然而,在实际生产中,该变量通常采用离线人工化验的方式获得,存在实时性不足、测量成本高等问题。论文系统地分析了某铜矿浮选生产工艺,研究了基于神经网络的软测量建模算法,并建立了数据驱动的铜精矿品位软测量模型。本论文的主要研究内容如下:（1）针对复杂的系统,提出了一种基于非负绞杀（Nonnegative garrote,NNG）算法和极值优化（Extremal optimization,EO）算法相结合的多层感知机（Multi-layer perceptron,MLP）的变量选择算法。首先利用现有数据集,基于MLP对复杂系统建模,得到一个训练好的MLP神经网络;其次利用NNG对训练好的MLP神经网络的输入权重进行系数压缩和变量选择。在此基础上,由EO算法执行进一步的局部变量选择,得到更加精炼的数据集,并给出最终的MLP模型。（2）利用两种不同类型的数值仿真算例,从各种不同的变量规模、样本数量以及相关性等条件下测试了算法的有效性,并与其他经典的MLP软测量算法进行了综合对比。仿真结果表明,本算法结合了NNG算法全局压缩和EO算法局部搜索的优点,无论是在算法精度还是在变量选择的准确度上均优于其他算法。（3）本文对某铜矿浮选过程的工艺流程进行了分析,包括浮选的物理化学反应机理、浮选装置和工业数据系统提供各种变量进行了研究。针对当前铜矿浮选过程中精矿品位测量存在的问题,以及该过程非线性、复杂性、变量多等特点。将所研究算法应用到铜矿浮选过程建模,实验结果表明该算法能够成功地预测铜精矿铜品位值的动态变化,同时算法所给出的变量重要性分析与实际操作经验一致,能够为过程的优化及控制系统改进提供理论及技术支撑。
张铃[2]（2020）在《低品位铜矿伴生金银高效回收工艺研究》文中研究说明由于我国铜、黄金、白银资源产量和消费量稳居世界首位和铜矿资源严重不足,因此需要大量进口铜原料来满足国民经济的发展。随着我国铜矿石资源的不断开发利用,铜富矿日益减少,低品位铜矿占比日益增大。此外,金银多以伴生的形式赋存,形成了多种以铜、铁、硫为主体的伴生金银矿床,这类矿床的最大特点就是含金银品位低,尤其是云南大红山铜矿伴生金银品位极低,其原矿石含铜0.4%左右,含金为0.09g/t左右,含银为0.9g/t左右。铜的氧化率为3.18%,结合氧化铜占1.59%,属于典型的低品位硫化铜矿石。为了进一步提高选矿厂的经济效益,提高铜精矿中伴生金、银含量并达到计价含量是一条有效途径。因此,本论文选择云南大红山铜矿石为研究对象,开展提高浮选铜精矿伴生金银含量的关键技术研究。论文研究成果不仅有利于提高云南大红山铜矿选矿经济效益,还可以为同类矿石的高效开发利用提供理论指导。本论文通过偏光显微镜、X射线衍射仪、原子吸收光谱仪等多种仪器手段对原矿石的化学组成、铜物相以及矿石的结构构造、产出特性,进行了检测与分析。矿石工艺矿物学研究结果表明:矿石具有结构复杂、构造简单、铜矿物种类较多、铜矿物嵌布粒度粗细不均等特点,这些矿石性质对浮选必将带来不利影响。以工艺矿物学性质研究为基础,在确保铜选别指标的前提下,系统研究了磨矿细度、捕收剂种类和用量、起泡剂种类、抑制剂种类和用量等对提高铜精矿中伴生金、银含量影响规律。通过综合分析研究成果,提出了最佳浮选工艺条件与参数。该矿石的最佳浮选工艺条件为:在磨矿细度-0.074mm占70%、新型捕收剂LBH用量135g/t、新型抑制剂SCF用量650g/t、2#油30g/t的条件下,采用“一粗一扫三精”的试验流程,最终获得了含铜18.55%,铜回收率89.57%;含银22.49g/t,银回收率50.50%;含金3.08g/t,金回收率61.27%的铜精矿。
潘庆庆[3]（2019）在《铜冶炼尾渣中铜的硫化浮选回收机理及其工艺优化研究》文中研究表明铜冶炼尾渣中的重金属离子是我国《重金属污染综合防治“十二五”规划》中明确规定的重点防控污染物之一,要求铜冶炼企业必须加强对尾渣的综合回收再利用,减少排放,降低环境风险。2018年我国铜冶炼尾渣产量约1800万吨,如果任意堆放,将造成空气和地下水污染,威胁人类的健康。由于铜冶炼尾渣具有粒度细、成分复杂和种类繁多等特点,加上尾渣中铜的回收利用技术指标波动大和回收原理研究少等因素,造成了它的无害化和综合利用工业化技术水平不理想。本文对铜冶炼尾渣中铜的回收机理和工艺优化展开深入的研究,以此提升铜冶炼尾渣中铜的综合利用水平,减少铜等重金属离子在铜冶炼尾渣中的含量,对冶炼业的可持续发展、促进循环经济和环境保护都具有重要的意义。本文以湖北某铜冶炼厂产出的尾渣为研究对象,利用电感耦合等离子体原子发射光谱仪（ICP-AES）测试尾渣浸出液中离子浓度的变化,分析其析出与吸附的变化规律;利用X射线衍射分析仪（XRD）和场发射扫描电子显微镜附加X射线能谱仪（FESEM-EDS）检测尾渣中主要矿物成分及赋存状态;采用Zeta电位仪测试主要矿物表面动电位的变化、X射线光电子能谱仪（XPS）测试主要矿物表面元素组成及价态的变化规律,结合量子化学和分子动力学计算,分析了尾渣中主要矿物的回收机理。最后根据活化——硫化理论研究成果,对实际铜冶炼尾渣中铜的回收利用工艺进行了优化研究。主要研究内容如下:1、测试了尾渣浸出液中主要离子的种类,采用化学平衡软件Visual MINTEQ3,对主要离子Cu（Ⅱ）、Fe（Ⅲ）、Ca（Ⅱ）和Mg（Ⅱ）等的组分浓度和存在形式进行了计算。通过对尾渣中主要矿物的浸出,掌握了溶液中主要离子的来源:Cu2+和S2-主要来源于冰铜（Cu2S﹒FeS）,Fe3+主要来源于磁铁矿和冰铜,Mg2+、Al3+和Ca2+等来源于其氧化物。通过尾渣中各矿物对主要离子的吸附量测试,得到了主要离子的吸附规律,发现了Cu2+、Fe3+较易被尾渣吸附。依此进行了尾渣中含铜纯矿物的气浮回收实验,发现了Cu2+活化和S2-硫化有利于铜矿物的回收。2、对渣中主要铜矿物进行了DFT计算分析,结果显示,与氧化铜相比,冰铜的Cu-S键共价性最低,离子性最强,在晶体破碎时容易暴露更多的Cu2+和S2-。冰铜模型（001）-S表面的再构导致双硫的形成,出现了S-S共价键。通过对再构表面吸附能的计算发现,HS-在冰铜（001）表面的吸附能更低,属优先吸附,有利于冰铜的活化,对吸附模型的态密度计算结果显示,Fe位和S位为吸附激活位,吸附过程中形成了新的稳定的化学键S-S和S-Fe,从而有利于气浮。3、通过测试尾渣中含铜矿物的表面电位,发现在pH为10时,硫化钠能够使冰铜和氧化铜表面电位更负,硫酸铜的存在进一步降低了两者的电位。从理论上证明了活化——硫化有利于铜矿物的回收。采用ICP测试了铜矿物气浮溶液中硫、铜和铁等组分的变化规律,结果表明当Cu2+或Fe3+存在时,都能进一步促进硫元素的消耗;为了进一步研究尾渣中铜矿物表面铜、铁、硫元素的存在形式,利用XPS进行了系统分析,分析结果表明硫元素以单质硫S0、单硫化物S2-和多硫化物Sk2-的形式存在于含铜矿物表面,形成了富硫环境;铜离子的添加增加了冰铜和氧化铜表面多硫化物Sk2-的比例,证实了其对硫化效果的强化。4、为了强化铜矿物的回收,进一步加强浮选剂丁基黄药与冰铜的吸附作用,我们对吸附过程进行了动力学研究,拟合结果表明溶液温度从低温到高温时丁基黄药于冰铜上的吸附都符合拟二级吸附动力学吸附过程,结合颗粒内扩散方程相关性的分析,发现在吸附过程第二阶段（100300 s内）,丁基黄药颗粒在冰铜表面的扩散速度决定了整个吸附过程的效率;吸附热力学计算结果显示,该吸附过程的激活能较低,仅312±10J/mol,证明该吸附是一个反应速率较快的过程。5、在上述理论研究成果的基础上,开发了铜冶炼尾渣的活化——硫化回收铜工艺。优化设计实验表明:在实际铜冶炼尾渣细度-0.074 mm含量为80%,硫酸铜活化和硫化钠硫化的新回收工艺下,获得了铜品位为24.56%、回收率为95.94%的铜精矿。尾矿铜品位降至0.2%,低于我国生态环境部规定的第一类建设用地含铜量最低标准。与原技术相比,铜精矿品位提高了0.55%,铜回收率提高了4.33%,相当于每年增产铜金属3.21万吨,新增利润8亿元。本文通过系统地研究铜冶炼尾渣气浮溶液中主要离子的种类、来源和变化规律,结合纯矿物气浮、Zeta电位、吸附量和XPS等分析表征,发现了Cu2+活化与S2-硫化有利于铜矿物的回收和铜离子强化硫化效果的机理。对冰铜结构模型的量子化计算发现Fe位和S位是吸附的激活位,Fe是优先吸附位,HS-是优先吸附质,证明了S-S键、S-Fe键吸附成键有利于硫元素吸附的机理。基于理论研究成果优化了活化——硫化处理铜冶炼尾渣的工艺,获得了理想的技术指标,提高了铜冶炼尾渣中铜的综合利用水平,减少了尾渣中重金属离子对地下水的环境污染,对我国铜工业的可持续发展和环境保护等都有着重要的意义。
曾广圣,欧乐明[4]（2019）在《X射线衍射-扫描电镜等技术研究秘鲁铜硫矿石选矿工艺矿物学特征》文中研究表明秘鲁铜硫矿石的主要回收对象是铜和硫矿物,由于铜矿物嵌布复杂、粒度过细以及与各种脉石矿物或金属矿物交生关系紧密,利用传统工艺矿物学研究方法如化学分析、光学显微镜检测等较难准确定量其工艺矿物学参数。本文采用化学分析、X射线衍射、扫描电镜、偏光显微镜及矿物参数自动分析系统（MLA）等技术手段,研究秘鲁铜硫矿石的化学成分、矿物组成和主要矿物的嵌布特征、粒度分布及单体解离特性等,并对影响选矿指标的主要矿物学因素进行分析。结果表明:矿石中主要元素为Cu（0.65%）和S（9.53%）。矿石中黄铁矿（16.57%）含量较高,形态较为规则,与其他矿物之间的交生关系相对简单,粒度普遍偏粗,其中粒径大于0.30mm的黄铁矿占95.06%。铜矿物主要以不规则粒状、皮壳状、网脉状、纤维状、尘粒状、斑点状分布于脉石中或与黄铁矿、闪锌矿、磁铁矿等金属矿物交生紧密,粒度极不均匀,使得铜矿物解离难度加大,且矿石中云母（12.51%）、绿泥石（3.74%）、滑石（3.34%）、高岭石、蒙脱石（3.59%）等黏土质矿物含量较高,在磨矿过程中易发生泥化从而恶化分选环境。根据该类型矿石的工艺矿物学特性,本文建议采用"粗磨-部分优先浮铜-铜硫混浮-混合精矿再磨再选分离"的工艺流程,可得到质量高的铜、硫精矿。
孙乾予[5]（2019）在《铜矿物的晶体化学基因特征及浮选机理研究》文中指出基因矿物加工工程,简称 GMPE（Genetic Mineral Processing Engineering）,是从矿床成因、矿石性质、矿物特性等矿物加工的“基因”特征入手,建立大数据库与现代信息技术融合,研究矿物加工“基因”特性与选矿工艺流程及选矿指标间的关系,实现利用数学模型预测给定矿石的选矿工艺流程与指标的一项系统工程,由于该工程浩大繁杂,需要对各类矿物的基因特性和浮选规律进行研究。本文以具有代表性的铜矿物黄铜矿、斑铜矿、孔雀石、蓝铜矿和赤铜矿作为研究对象,通过MS模拟、XPS、溶解性试验和表面电位等详细研究了铜矿物的晶体结构、能带结构、态密度、Mulliken布居数、表面能、断裂键、表面元素分布、表面离子溶出和表面电性等基因特征,通过铜矿物的可浮性规律与基因特征建立联系,再根据铜矿物的浮选数据建立函数模型来预测和验证混合铜矿的最佳药剂用量和pH值下的回收率和品位,并结合铜矿物的基因特征和一系列的检测对铜矿物的可浮性进行机理研究。通过铜矿物的浮选规律与基因特征关系得出:铜矿物的天然可浮性大小为:斑铜矿>黄铜矿>赤铜矿≈孔雀石≈蓝铜矿,可浮性与断裂面、断裂键密度和布居数相关;在黄药类捕收剂（NaEX、NaBX和NaIAX）、丁铵黑药和乙硫氮作用下的可浮性大小为:斑铜矿>黄铜矿>蓝铜矿≈孔雀石>赤铜矿,可浮性与禁带宽度和表面S元素含量相关;在油酸钠、烷基羟肟酸和水杨羟肟酸下的可浮性大小为:赤铜矿>蓝铜矿>孔雀石>斑铜矿>黄铜矿,可浮性与矿物表面Cu元素含量相关;在十二胺下的可浮性大小为:黄铜矿>斑铜矿>蓝铜矿>孔雀石>赤铜矿,黄铜矿和斑铜矿可浮性与表面电性相关,孔雀石、蓝铜矿和赤铜矿的可浮性与表面Cu2+的溶解相关。通过矿物在调整剂和金属离子下的浮选规律与基因特征关系得出:在硫化钠作用下斑铜矿的可浮性好于黄铜矿,与表面Fe元素含量相关,氧化铜的可浮性大小为:蓝铜矿>孔雀石>赤铜矿,可浮性与表面Cu2+的溶解相关;组合调整剂硫酸铵+硫化钠对于氧化铜的可浮性大小为:孔雀石>蓝铜矿>赤铜矿,可浮性与氧化铜表面Cu2+的溶解相关;水玻璃和六偏磷酸钠对硫化后的孔雀石、蓝铜矿和赤铜矿的可浮性大小分别为:赤铜矿>孔雀石>蓝铜矿,赤铜矿≈孔雀石>蓝铜矿,可浮性与经过水玻璃和六偏磷酸钠络合后氧化铜表面Cu2+的溶解相关;黄铜矿和斑铜矿可浮性受Ca2+、Mg2+含量有一定影响,但Fe3+含量对黄铜矿和斑铜矿影响更大,可浮性与表面电性相关,而金属离子对硫化后的氧化铜的可浮性与表面Cu2+的溶解相关。通过铜矿物的分配系数和铜矿物的浮选函数建立混合铜矿的浮选函数模型,得出不同比例的混合硫化铜在预测的药剂用量和pH值下的回收率和品位与实际值一致,而对于混合硫化铜和氧化铜,仅在二者比例相近时,在预测药剂用量和pH值下的回收率和品位与实际值一致。NaBX容易在黄铜矿和斑铜矿表面发生吸附,生成黄原酸铜、黄原酸铁和双黄药等物质;而孔雀石、蓝铜矿和赤铜矿表面的Cu2+易溶解,生成的黄原酸盐难固定在矿物表面,导致可浮性差。组合捕收剂NaIAX和DDA可以降低形成胶束的浓度,使捕收剂更容易缔合团聚在孔雀石表面,通过Zeta电位测试和红外光谱分表明NaIAX+DDA以氢键吸附、化学吸附和静电吸附的形式作用在硫化后的孔雀石表面,生成的黄原酸铜盐和铜胺络合物强化了孔雀石的可浮性。硫酸铵可以提高氧化铜矿物的表面电性来增强对硫化钠的吸附,经SEM-EDS分析表明孔雀石、蓝铜矿和赤铜矿经过硫酸铵和硫化钠硫化后表面的硫化铜的产物增多,水玻璃在溶液中产生的硅酸氢根离子会降低黄铜矿和斑铜矿对NaBX的吸附,而硅酸氢根离子会在氧化铜表面络合,降低或阻止了表面的硫化铜产物的生成。硫化铜与氧化铜在浮选中的相互影响,高比例的硫化铜与氧化铜混合时,氧化铜会在硫化铜表面吸附提高氧化铜的可浮性,而高比例的氧化铜与硫化铜混合时,由于矿浆中弥散大量氧化铜会对硫化铜形成罩盖,从而降低硫化铜的可浮性。本论文的研究结果补充和丰富了基因矿物矿物加工程中铜矿物的基因特征与浮选规律的联系,建立函数模型和研究铜矿物的浮选机理对完善基因矿物加工程具有指导意义。
丁军[6]（2018）在《离子型纳米捕收剂性能及其与微细粒黄铜矿作用机理研究》文中研究说明现代经济发展日新月异,铜资源也不可避免被快速消耗,造成铜矿石日趋呈贫、细、杂的态势。因此,低品位、赋存复杂、难处理的铜资源是当前研究开发的主要目标。当前所熟知的浮选工艺及药剂制度,对微细粒级铜矿物回收利用率有限,为实现微细粒级铜资源的高效回收,研发新型高效的浮选药剂和浮选工艺是当前微细粒级铜浮选必须突破的难题。本文针对微细粒黄铜矿难以有效回收这一难题,根据黄铜矿的浮选性质,合成出阴阳离子两种纳米捕收剂（MNP和VNP）。通过红外光谱和核磁氢谱分析等表征手段对合成的纳米捕收剂的结构和性质进行表征,然后将其应用于浮选试验,研究阴阳离子纳米捕收剂在不同条件下对微细粒黄铜矿和闪锌矿的浮选行为,并与丁基黄药的浮选效果进行对比,最后通过红外光谱分析、动电位测试和表面润湿性测试三种手段探究其与矿物作用机理。选择阴离子型乳化剂SDS,合成出带负电乳液MNP,选择阳离子型乳化剂CTAB,合成出带正电的乳液VNP,通过表征可知,MNP和VNP粒径分布在50nm100nm之间,分子量都在一万以上,属于高分子聚合物。纯矿物浮选试验说明,MNP、VNP和丁基黄药三种药剂中,MNP对微细粒黄铜矿的浮选效果最好,在矿浆pH为68范围内,回收率均在95%以上,当加入抑制剂时,能够很好的实现铜锌分离。VNP和丁基黄药对黄铜矿的浮选效果相差不大,但VNP的选择性优于丁基黄药。由红外光谱图和动电位测试可知,MNP和VNP均能在黄铜矿表面产生吸附,MNP使黄铜矿表面的零电点由5.08减小至4.36,VNP使黄铜矿表面的零电点由5.08增大至6.98。通过测量矿物与药剂作用前后接触角的变化可知,MNP使黄铜矿的接触角从60.43°提升到了101.34°,大幅度提高了黄铜矿表面的疏水性,VNP也能增强矿物表面的疏水性,但效果较MNP更弱,这与浮选试验结果相吻合。
罗德强[7]（2018）在《铜锌分离中有机抑制剂SDD及其组合物的抑制性能及机理研究》文中研究表明硫化矿浮选中的铜锌分离一直是我国乃至世界范围内矿物加工领域研究的热门和难点课题之一。对于铜锌分离困难的原因,除了铜锌硫化矿自身矿物组成和矿石性质较为复杂外,其中一个重要的原因是矿浆中的难免铜离子对硫化锌矿物产生了预活化,致使二者的表面性质相近,即矿物表面发生“同质化效应”,常规的抑制剂难以实现有效的铜锌分离。因此,要实现铜锌硫化矿的高效分离,必须采用具有高选择性的抑制剂才能实现铜锌的高效分离。针对上述问题本文提出了一种铜锌分离的新方法:采用“无机抑制剂+小分子有机抑制剂”所构成的新型组合抑制剂作为铜锌分离的抑制剂。本论文以黄铜矿、闪锌矿为研究对象,通过纯矿物试验对比了有机抑制剂二甲基二硫代氨基甲酸钠（SDD）与多种传统抑制剂对矿物抑制能力的差异并进行了组合药剂的筛选试验,在此基础上研究了SDD、ZnSO4+SDD的抑制机理。浮选结果表明,SDD是一种铜锌分离的高效有机抑制剂,并具有用量少(单矿物浮选的最佳药剂用量为4×10-5mol/L)且十分敏感的特性,能够有效的抑制铜活化闪锌矿,而对黄铜矿影响较小。SDD对铜活化闪锌矿的抑制能力与Na2S相当,但优于ZnSO4、Na2SO3。在此基础上,通过单矿物条件试验从多种组合药剂中筛选出最佳的组合抑制剂为ZnSO4+SDD,且[ZnSO4+SDD]=1×10-4mol/L+3×10-5mol/L、pH=10为最佳条件。当采用组合抑制剂ZnSO4+SDD处理Cu-Zn（1:1）混合硫化矿时,药剂用量稍微高于单矿物浮选药剂用量的一半。在ZnSO4用量为7.5×10-5mol/L、SDD用量为2.5×10-5mol/L、pH为10的最佳条件下,可以从Cu-Zn（1:1）混合硫化矿体系中获得Cu回收率为86.79%、Cu品位为30.21%铜精矿,该精矿中的锌的回收率和品位仅为5.48%和4.20%。相对而言,组合抑制剂ZnSO4+SDD对Cu-Zn混合硫化矿的抑制性能优于SDD,其能够实现铜-锌硫化矿有效分离。通过Zeta电位分析发现:碱性环境中（特别是pH=912）,SDD、ZnSO4+SDD均能够显着地降低BX在铜活化闪锌矿表面的吸附量。对黄铜矿而言,在pH=212范围内,SDD、ZnSO4+SDD对BX在黄铜矿表面吸附的影响较小,并以共吸附的方式作用于黄铜矿表面。通过微区电化学测试（LEIS）进一步发现,铜离子能够明显的降低闪锌矿表面的微区阻抗,提高闪锌矿表面的活性。此外还发现,闪锌矿表面的微区阻抗（平均阻抗:1.31×105Ω）明显高于黄铜矿表面的微区阻抗（平均阻抗:1.05×105Ω）。SDD、ZnSO4+SDD是以竞争吸附的方式阻止BX在铜活化闪锌矿表面的吸附,而在黄铜矿表面SDD、ZnSO4+SDD与BX能发生协同吸附。前线轨道能量计算结果表明,药剂（SDD、BX）主要以硫原子的3p轨道与ZnS（110）表面的锌原子的3d轨道、铜活化后的ZnS（110）表面的铜原子的3d轨道发生作用,且SDD与矿物的作用能力强于BX。药剂在矿物表面吸附构型的分子模拟发现,无论模拟中是否存在水分子,SDD比BX在ZnS（110）表面Zn位点以及铜活化后的ZnS（110）表面Cu位点的吸附要稳定。在ZnS（110）的吸附模型中发现,水分子的存在会导致SDD、BX吸附于ZnS（110）表面后硫原子的3p态电子非局域性均增强,峰发生了分裂,轨道重叠面积减小,削弱了药剂硫原子与锌原子之间的作用力;在铜活化后的ZnS（110）的吸附模型中发现,水分子的存在导致SDD、BX吸附于铜活化ZnS（110）表面后Cu原子的3d态电子非局域性均增强,峰发生了一定程度分裂并且SDD作用下的峰分裂强度低于BX作用下。通过Visual MINTEQ溶液化学组分计算及SEM-EDS研究发现,在pH=10的条件下,ZnSO4+SDD组合抑制剂中ZnSO4的水解产物Zn（OH）2在铜活化闪锌矿表面发生了吸附,增加矿物表面的亲水性,并与SDD共同作用于铜活化闪锌矿,使得ZnSO4+SDD对铜活化闪锌矿具有强烈的抑制作用。
白丽梅[8]（2018）在《滑石型黄铜矿石浮选动力学及分选机理研究》文中研究表明我国铜矿资源品位低且组成复杂,选别难度大,特别是嵌布粒度不均匀的滑石型黄铜矿石尤为难选。此类矿石中易泥化的滑石和磁黄铁矿细磨后会严重影响黄铜矿的浮选指标。本文借助红外光谱（FTIR）和原子力显微镜（AFM）等方法分析了煤油和黄药浮选分离黄铜矿与滑石、黄铁矿和磁黄铁矿的内在原因,并从黄铜矿、滑石、黄铁矿和磁黄铁矿的浮选动力学分析入手,研究了药剂制度和粒度对上述四种矿物浮选动力学性能的影响规律。在此基础上,首次利用优化的神经网络建立了浮选动力学仿真模型,提出了此类难选铜矿石的分级分速浮选工艺,为滑石型难选铜矿石的高效利用提供理论基础和技术支撑。单矿物浮选速率试验结果表明,在pH≤8.3的煤油体系中,-0.109+0.074 mm（粗粒级）、-0.074+0.038 mm（中粒级）的黄铜矿、滑石、黄铁矿和磁黄铁矿的浮选速率均较快,同时上浮;-0.038 mm（细粒级）和-0.109 mm（全粒级）上述四种矿物,浮选1 min内黄铜矿的阶段K值远高于其它三种矿物的阶段K值,浮选1 min后滑石的阶段K值最大,浮选4.5 min时黄铜矿和滑石的回收率相接近;针对细粒级上述四种矿物,当煤油用量25.6 mg/L、浮选时间4.5 min时,黄铜矿、滑石、黄铁矿和磁黄铁矿的累计回收率分别为 96.56%、87.38%、36.24%和 58.23%。在黄药体系下,CMC-Na、PAM、糊精、SHMP和水玻璃等5种抑制剂对单矿物浮选速率的试验结果表明,CMC-Na是滑石和黄铜矿浮选分离的最佳抑制剂,采用CaO调节矿浆pH值到11.5时,黄铜矿和滑石的可浮性差异最大。在矿浆pH值为11.5的黄药体系下,不同粒级黄铜矿、滑石、黄铁矿和磁黄铁矿的阶段K值均与CMC-Na用量呈负相关性、与黄药用量呈正相关性。在浮选2.5 min内,黄铜矿的阶段K值远高于其它三种矿物的阶段K值;随浮选时间的延长,细粒级和全粒级黄铜矿的阶段K值逐渐降低,粗粒级和中粒级黄铜矿的阶段K值先迅速降低、2.5 min后趋于平稳;而各粒级滑石的阶段K值在浮选4.5min内始终处于较低值。通过分速浮选可知,当CMC-Na用量4 mg/L、黄药用量20 mg/l和浮选时间2.5 min时,粗粒级黄铜矿与滑石浮游差较大,其值为79.97%;当CMC-Na用量8 mg/L、黄药用量20 mg/L和浮选时间2.5 min时,中粒级黄铜矿与滑石的浮游差较大,其值为76.56%;细粒级和全粒级黄铜矿与滑石可浮性差异较大的CMC-Na用量、黄药用量和浮选时间分别为32 mg/L、80 mg/L和4.5 min,此时细粒级和全粒级黄铜矿与滑石的浮游差分别为46.72%和70.04%;与粗粒级、中粒级和全粒级相比,细粒级黄铜矿与滑石的浮游差较小。通过FTIR和AFM分析可知,在黄药体系下,黄药可在黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿表面发生化学吸附,且其在黄铜矿表面的吸附量较大,在黄铁矿和滑石表面的吸附量较少;黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿的作用力较大,黄铜矿与滑石的作用力很小,故在黄药体系中,有利于黄铜矿与滑石的分离。在煤油体系下,煤油可物理吸附于滑石、黄铜矿和磁黄铁矿的表面,其可在黄铜矿和滑石表面大量吸附,而在黄铁矿及磁黄铁矿表面的吸附量较小;黄铜矿与滑石的作用力较大,黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿的作用力较小,故在煤油体系中,有利于黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿的分离。粗粒级、中粒级、细粒级的黄铜矿、滑石、黄铁矿和磁黄铁矿在不同工艺条件下的浮选过程均符合分速浮选动力学模型,采用遗传算法的超限学习机优化算法（简称GA-ELM）,建立了上述各粒级单矿物的分速浮选动力学仿真模型,实现了药剂制度和浮选动力学方程的双向预测。在GA-ELM浮选动力学预测模型的基础上,将模型的调用范围放大到[ε-Δε,ε+Δε],根据浮选药剂对浮选速率的等比变化规律,计算模拟出既定时间下累计回收率的浮选动力学曲线和药剂用量,减小了数据量不足带来的预测误差。通过对两种矿物浮选分离的药剂用量进行最小求差,建立了两种矿物分离的浮选动力学预测模型,黄铜矿和滑石浮选分离的预测药剂制度与分级浮选试验结果相吻合。人工混合矿浮选速率试验结果表明,采用浮选动力学预测模型推荐的药剂制度,在黄药体系下可实现四个粒级黄铜矿-滑石二元人工混合矿的浮选分离。针对粗粒级和中粒级黄铜矿-滑石二元人工混合矿,浮选4 min可分别得到铜品位33.51%和33.72%、累计回收率94.27%和92.94%的铜精矿;细粒级和全粒级二元人工混合矿,浮选7 min可分别得到铜品位27.66%和28.63%、累计回收率87.04%和91.68%的铜精矿;与细粒级和全粒级相比,粗粒级和中粒级浮选时间短、分选效果好,这与单矿物分级浮选结果相一致。当黄铜矿和滑石浮选分离过程中混有黄铁矿和磁黄铁矿时,采用上述分离预测模型推荐的药剂制度,粗粒级和中粒级的黄铜矿-滑石-黄铁矿-磁黄铁矿四元人工混合矿浮选7 min可分别得到铜品位为25.40%和20.90%、累计回收率为59.23%和63.07%的铜精矿。细粒级和全粒级上述四元人工混合矿浮选7 min所得精矿铜品位均低于15.30%。可见,磁黄铁矿和黄铁矿的存在使得单一的黄药或煤油体系无法实现细粒级和全粒级黄铜矿与滑石的浮选分离。在煤油-黄药混合药剂体系下,对上述细粒级四元人工混合矿进行了浮选试验研究,可得到铜品位21.60%、累计回收率78.65%的铜精矿,实现了黄铜矿与其它三种矿物的有效分离。在上述研究基础上,针对铜陵有色金属集团冬瓜山滑石型难选铜矿石进行了分级分速浮选试验研究,即+0.038 mm粒级的铜矿石在黄药体系下,-0.038 mm粒级的铜矿石在煤油-黄药混合药剂体系下进行浮选闭路试验,可得到铜品位22.88%、产率3.65%、回收率84.21%的铜精矿,实现了此类难选铜矿石的浮选分离。本文通过单矿物和人工混合矿浮选试验研究,建立了 GA-ELM浮选动力学仿真模型和矿物浮选动力学预测模型,结合矿物浮选动力学预测模型的模拟结果和实际矿石的分级浮选试验研究,提出了粗、细不同粒级在不同药剂体系下的分级分速浮选工艺,提高了冬瓜山滑石型难选铜矿石浮选分离过程的稳定性,也为相关难选铜矿石的浮选分离提供了借鉴。
杨玉珠,周强[9]（2017）在《2016年云南选矿年评》文中研究说明在广泛查阅2016年度国内矿业科技期刊、文献的基础上,对云南选矿工作者发表的选矿科技论文,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。
贾帅[10]（2013）在《铜锌硫化矿浮选分离行为研究与应用》文中研究表明铜和锌都是经济建设中广泛被应用的金属。矿产资源中很少有单一的铜矿石或锌矿石，而铜锌硫化矿石是提炼铜和锌的重要来源。我国有丰富的铜锌硫化矿石资源，但由于选矿技术的制约，选出的铜精矿中含Zn品位很高，即降低了企业的经济效益，又浪费了资源。本文研究了三种捕收剂（NH-03、丁基黄药、LP-01）各自在不同的pH值条件下对黄铜矿和闪锌矿的捕收性和选择性，Cu2+对闪锌矿的浮选影响，以及组合抑制剂ZnSO4+Na2SO3（2:1）对这两种矿的抑制作用，筛选出LP-01是铜锌分离中的优良捕收剂，在此基础上做了人工混合矿实验。当捕收剂用量达到15mg/L,抑制剂用量1200mg/L时，分选效果最佳，此时Cu品位28.03%，回收率81.34%；Zn品位12.54%，回收率20.01%。实际矿石的浮选实验中采用铜锌混合浮选-混合精矿再磨分离的工艺流程，辅以Na2S、ZnSO4+Na2SO3（2:1）共同完成抑制被Cu2+活化的闪锌矿，取得了相对较好的实验指标。获得的铜精矿Cu品位22.97%,Zn品位5.23%，Cu回收率83.13%，Zn回收率21.22%；锌精矿中Cu品位1.39%，Zn品位57.63%，Cu回收率1.23%，Zn回收率62.92%。本文通过捕收剂和抑制剂两方面对铜锌浮选分离新工艺进行了研究分析。采用红外光谱分析法对LP-01对黄铜矿和闪锌矿的作用机理表明：LP-01在黄铜矿表面吸附是化学吸附，在闪锌矿表面是物理吸附为主，化学吸附为辅。采用紫外光度分析法测得LP-01在黄铜矿表面的吸附量比闪锌矿要大很多，表明LP-01在铜锌分离中具有很好的捕收性与选择性。
二、计算机在铜锌硫矿选矿生产指标统计中的应用（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、计算机在铜锌硫矿选矿生产指标统计中的应用（论文提纲范文）
（1）基于NNG与神经网络的铜矿浮选过程软测量建模方法研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 浮选理论及技术的发展 |
| 1.2 浮选过程中软测量技术的研究及应用 |
| 1.3 人工神经网络的发展在软测量中的应用 |
| 1.4 软测量中变量选择问题 |
| 1.5 浮选过程软测量的主要困难 |
| 1.6 本论文的研究动机与目标 |
| 1.7 本论文的主要内容 |
| 第2章 算法基础 |
| 2.1 MLP神经网络 |
| 2.2 NNG算法 |
| 2.2.1 NNG算法原理 |
| 2.2.2 过拟合与欠拟合 |
| 2.2.3 AIC准则 |
| 2.3 τ-EO算法 |
| 2.3.1 极值优化算法概述 |
| 2.3.2 τ-EO算法原理 |
| 2.4 交叉验证法 |
| 2.5 本章小结 |
| 第3章 NNGEO-MLP算法 |
| 3.1 NNG-MLP建模算法 |
| 3.2 EO算法适值函数的确定 |
| 3.3 NNGEO-MLP算法 |
| 3.4 实验结果 |
| 3.4.1数值仿真1 |
| 3.4.2数值仿真2 |
| 3.4.3 结果分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 第4章 NNGEO-MLP算法在铜矿浮选过程的应用 |
| 4.1 硫化铜的浮选工艺研究 |
| 4.2 铜矿浮选的分类 |
| 4.3 铜矿浮选的工作流程 |
| 4.4 铜矿浮选的可测变量 |
| 4.5 NNGEO-MLP算法在铜矿浮选中的应用 |
| 4.6 本章小结 |
| 第5章 总结与展望 |
| 5.1 总结 |
| 5.2 本研究的创新与不足 |
| 5.2.1 创新之处 |
| 5.2.2 不足之处 |
| 5.3 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 在学期间主要科研成果 |
| 一、发表学术论文 |
| 二、其它科研成果 |
（2）低品位铜矿伴生金银高效回收工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜金银资源概述 |
| 1.1.1 世界铜金银资源概述 |
| 1.1.2 我国铜金银资源概述 |
| 1.2 铜矿中伴生金银的性质特点研究现状 |
| 1.2.1 主要金银矿物 |
| 1.2.2 金银嵌布状态 |
| 1.2.3 金银粒度特性 |
| 1.3 铜矿石类型 |
| 1.4 硫化铜矿浮选药剂及工艺研究现状 |
| 1.4.1 硫化铜矿捕收剂研究进展 |
| 1.4.2 单铜矿浮选工艺研究进展 |
| 1.5 共伴生金银矿综合回收进展 |
| 1.5.1 选矿药剂研究进展 |
| 1.5.2 选矿工艺研究进展 |
| 1.6 研究内容及意义 |
| 1.6.1 研究意义 |
| 1.6.2 研究内容 |
| 第二章 试验材料和研究方法 |
| 2.1 矿样的制备 |
| 2.2 试验试剂 |
| 2.3 试验设备 |
| 2.4 试验研究方法 |
| 2.4.1 试验室小型试验 |
| 2.4.2 工艺矿物学 |
| 第三章 工艺矿物学研究 |
| 3.1 原矿化学分析 |
| 3.1.1 光谱分析 |
| 3.1.2 化学多元素分析 |
| 3.1.3 原子吸收法分析 |
| 3.1.4 矿石铜物相分析 |
| 3.1.5 原矿XRD衍射分析 |
| 3.2 矿石结构与构造鉴定结果与分析 |
| 3.2.1 矿石的结构与构造鉴定结果 |
| 3.2.2 矿石构造和结构鉴定结果分析 |
| 3.2.3 矿石结构与产出特性 |
| 3.3 原矿性质研究小结 |
| 第四章 浮选试验研究 |
| 4.1 探索试验 |
| 4.1.1 540黄药+丁铵黑药条件的闭路探索试验 |
| 4.1.2 540黄药+苯胺黑药条件的闭路探索试验 |
| 4.1.3 丁黄+丁铵条件的闭路探索试验 |
| 4.1.4 乙硫氮+丁铵条件的闭路探索试验 |
| 4.1.5 Y89-3+异戊基黄药条件的闭路探索试验 |
| 4.1.6 两种捕收剂组合对铜、金、银回收效果比较 |
| 4.1.7 540黄药+苯胺黑药+丁铵条件的闭路探索试验 |
| 4.1.8 乙硫氮+丁黄+丁铵条件的闭路探索试验 |
| 4.2 试验室小型开路条件试验 |
| 4.2.1 单一捕收剂对铜回收的影响 |
| 4.2.2 捕收剂Y89-3对铜、金和银回收关键影响因素研究 |
| 4.2.3 单一药剂最佳条件的开路试验 |
| 4.3 单一药剂闭路试验 |
| 4.4 组合捕收剂试验 |
| 4.4.1 组合捕收剂种类开路条件试验 |
| 4.4.2 组合捕收剂种类闭路试验 |
| 4.5 抑制剂种类及用量对铜精矿中铜和银含量的影响 |
| 4.6 精选添加抑制剂的闭路试验 |
| 4.7 减少捕收剂用量的闭路试验 |
| 4.8 本章小结 |
| 第五章 主要结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录 A 攻读硕士期间发表论文及申请专利 |
| 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 |
（3）铜冶炼尾渣中铜的硫化浮选回收机理及其工艺优化研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 铜冶炼尾渣的危害及回收意义 |
| 1.1.1 铜冶炼尾渣的危害 |
| 1.1.2 铜冶炼尾渣的回收意义 |
| 1.2 铜冶炼尾渣的产生与特性 |
| 1.2.1 铜冶炼尾渣的产生原理 |
| 1.2.2 铜冶炼尾渣的成分及其处置方式 |
| 1.3 大冶铜冶炼尾渣及其回收利用现状 |
| 1.3.1 大冶铜冶炼尾渣的特点 |
| 1.3.2 大冶铜冶炼尾渣的处置方法 |
| 1.3.3 大冶铜冶炼尾渣回收利用存在的问题 |
| 1.4 溶液中离子对矿物与矿渣气浮影响的研究综述 |
| 1.5 量子化学在矿物与矿渣气浮领域的应用概述 |
| 1.6 吸附动力学在矿物与矿渣气浮领域的应用概述 |
| 1.7 本论文研究的意义与研究内容 |
| 1.7.1 背景及意义 |
| 1.7.2 研究内容与技术路线 |
| 第2章 实验材料与分析方法 |
| 2.1 实验设备、药剂与原料 |
| 2.1.1 主要仪器 |
| 2.1.2 实验药剂 |
| 2.1.3 实验原料 |
| 2.1.4 尾渣中典型纯矿物的制备 |
| 2.2 实验设计 |
| 2.2.1 溶解、浸出与吸附实验 |
| 2.2.2 铜冶炼尾渣中典型纯矿物气浮实验 |
| 2.2.3 实际铜冶炼尾渣气浮实验 |
| 2.3 分析方法 |
| 2.3.1 X射线衍射测定与分析 |
| 2.3.2 SEM-EDS测定 |
| 2.3.3 液相中离子种类及浓度测定 |
| 2.3.4 Zeta电位测定 |
| 2.3.5 X射线光电子能谱测定 |
| 2.3.6 紫外分光光度计 |
| 2.4 理论计算原理与软件平台 |
| 2.4.1 第一性原理计算理论与软件平台 |
| 2.4.2 吸附动力学计算理论基础 |
| 第3章 铜冶炼尾渣气浮溶液中离子的析出与吸附行为对气浮的影响研究 |
| 3.1 铜冶炼尾渣浸出液中离子种类与水合形态分析 |
| 3.2 铜冶炼尾渣中各离子来源与析出特性分析 |
| 3.3 铜冶炼尾渣中典型纯矿物的溶解度测定 |
| 3.4 水溶液中主要离子的吸附研究 |
| 3.5 含铜纯矿物气浮回收条件实验 |
| 3.5.1 冰铜气浮条件优化 |
| 3.5.2 氧化铜气浮条件优化 |
| 3.5.3 金属铜气浮条件优化 |
| 3.6 铜、铁离子对气浮效果的影响 |
| 3.6.1 铜离子对气浮的影响 |
| 3.6.2 铁离子对气浮的影响 |
| 3.7 本章小结 |
| 第4章 铜冶炼尾渣含铜矿物晶体结构计算与再构表面硫化机理研究 |
| 4.1 铜冶炼尾渣主要含铜矿物的电子结构和性质 |
| 4.1.1 第一性原理的计算理论基础与参数设定 |
| 4.1.2 结构模型 |
| 4.1.3 能带结构和电子态密度 |
| 4.1.4 Mulliken布居分析 |
| 4.2 冰铜模型的表面结构与再构 |
| 4.3 冰铜结构模型的表面吸附 |
| 4.3.1 冰铜(001)-S表面吸附位 |
| 4.3.2 吸附能 |
| 4.3.3 (001)-S表面吸附后Mulliken布居 |
| 4.3.4 态密度和局部态密度 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 铜、铁离子对铜冶炼尾渣表面性质的影响研究 |
| 5.1 铜、铁离子对纯矿物表面电位的影响 |
| 5.1.1 铜、铁离子对冰铜表面电位的影响 |
| 5.1.2 铜、铁离子对氧化铜表面电位的影响 |
| 5.1.3 铜、铁离子对金属铜表面电位的影响 |
| 5.2 硫化和活化——硫化过程中铜、铁、硫组分的变化规律 |
| 5.2.1 铜、铁、硫组分的浓度在冰铜硫化过程中的变化规律 |
| 5.2.2 铜、铁、硫组分的浓度在氧化铜硫化过程中的变化规律 |
| 5.2.3 铜、铁、硫组分的浓度在金属铜硫化过程中的变化规律 |
| 5.3 含铜物质表面的XPS分析 |
| 5.3.1 冰铜吸附铜、铁、硫离子前后的XPS分析 |
| 5.3.2 氧化铜吸附铜、铁、硫离子前后的XPS分析 |
| 5.3.3 金属铜吸附铜、铁、硫离子前后的XPS分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 冰铜对黄药的吸附作用机理 |
| 6.1 吸附动力学原理 |
| 6.1.1 吸附类型与影响因素 |
| 6.1.2 吸附平衡及吸附等温线的模型 |
| 6.1.3 吸附动力学 |
| 6.1.4 吸附热动力学 |
| 6.2 丁基黄药的吸附动力学研究 |
| 6.2.1 吸附研究实验方案 |
| 6.2.2 丁基黄药的吸附曲线 |
| 6.2.3 丁基黄药的吸附动力学拟合 |
| 6.2.4 溶液温度为4℃时的拟合曲线 |
| 6.2.5 溶液温度为10℃时的拟合曲线 |
| 6.2.6 溶液温度为20℃时的拟合曲线 |
| 6.2.7 溶液温度为40℃时的拟合曲线 |
| 6.3 丁基黄药的吸附热动力学 |
| 6.4 本章小结 |
| 第7章 实际铜冶炼尾渣铜回收工艺优化设计 |
| 7.1 铜冶炼尾渣细度实验 |
| 7.1.1 尾渣细度曲线的制定 |
| 7.1.2 细度气浮实验 |
| 7.2 粗选条件实验 |
| 7.2.1 pH条件实验 |
| 7.2.2 硫化钠用量条件实验 |
| 7.2.3 调整剂种类条件实验 |
| 7.2.4 调整剂用量条件实验 |
| 7.2.5 浮选剂用量条件实验 |
| 7.2.6 起泡剂用量条件实验 |
| 7.2.7 粗选条件实验小节 |
| 7.3 粗精矿细度条件实验 |
| 7.4 精选条件实验 |
| 7.5 气浮闭路实验 |
| 7.6 本章小结 |
| 第8章 结论及创新点 |
| 8.1 结论 |
| 8.2 本文的主要创新点 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读博士学位期间取得的主要科研成果 |
（4）X射线衍射-扫描电镜等技术研究秘鲁铜硫矿石选矿工艺矿物学特征（论文提纲范文）
| 要点: |
| 1 实验部分 |
| 1.1 实验样品 |
| 1.2 仪器与工作条件 |
| 2 结果与讨论 |
| 2.1 矿石化学组成和物相分析 |
| 2.1.1 矿石化学组成 |
| 2.1.2 矿石物相分析 |
| 2.2 矿石主要矿物结构构造与嵌布特征 |
| 2.2.1 铜矿物 |
| 2.2.2 黄铁矿 |
| 2.3 矿石主要矿物嵌布粒度及单体解离 |
| 2.3.1 矿物组成 |
| 2.3.2 主要矿物嵌布粒度 |
| 2.3.3 单体解离分析 |
| 3 影响矿石矿物回收效果的主要矿物学因素分析 |
| (1) 铜矿物粒度分布不均匀。 |
| (2) 黏土质矿物含量较高。 |
| 4 结论 |
| HIGHLIGHTS |
（5）铜矿物的晶体化学基因特征及浮选机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 基因矿物加工工程概述 |
| 1.2 矿物晶体化学的研究现状 |
| 1.2.1 矿物晶体化学概述 |
| 1.2.2 矿物晶体结构与缺陷 |
| 1.2.3 矿物表面断裂键性质 |
| 1.2.4 矿物表面能 |
| 1.2.5 矿物表面润湿性 |
| 1.2.6 矿物表面吸附性 |
| 1.3 铜矿浮选研究现状 |
| 1.3.1 铜矿浮选工艺 |
| 1.3.2 铜矿浮选药剂 |
| 1.3.3 铜矿浮选理论 |
| 1.4 选题的意义和主要研究内容 |
| 第2章 试验材料和研究方法 |
| 2.1 试验原料与制备 |
| 2.2 试验试剂和设备 |
| 2.3 试验与检测方法 |
| 2.3.1 浮选试验 |
| 2.3.2 X射线衍射分析 |
| 2.3.3 Zeta电位测试 |
| 2.3.4 红外光谱分析 |
| 2.3.5 吸附量测试 |
| 2.3.6 接触角测量 |
| 2.3.7 SEM-EDS分析测试 |
| 2.3.8 X射线光电子能谱测试 |
| 2.3.9 离子浓度测定 |
| 2.3.10 Material Studio计算与模拟 |
| 第3章 铜矿晶体化学与表面性质的基因研究 |
| 3.1 铜矿物的晶体结构 |
| 3.1.1 黄铜矿的晶体结构 |
| 3.1.2 斑铜矿的晶体结构 |
| 3.1.3 赤铜矿的晶体结构 |
| 3.1.4 孔雀石的晶体结构 |
| 3.1.5 蓝铜矿的晶体结构 |
| 3.2 铜矿物的晶体结构优化计算 |
| 3.3 铜矿物能带结构、态密度和MULLIKEN布居 |
| 3.3.1 黄铜矿的能带结构、态密度和Mulliken布居 |
| 3.3.2 斑铜矿的能带结构、态密度和Mulliken布居 |
| 3.3.3 赤铜矿的能带结构、态密度和Mulliken布居 |
| 3.3.4 孔雀石的能带结构、态密度和Mulliken布居 |
| 3.3.5 蓝铜矿的能带结构、态密度和Mulliken布居 |
| 3.4 铜矿物晶面的表面能和断裂键 |
| 3.4.1 黄铜矿晶面的表面能和断裂键 |
| 3.4.2 斑铜矿晶面的表面能和断裂键 |
| 3.4.3 赤铜矿晶面的表面能和断裂键 |
| 3.4.4 孔雀石晶面的表面能和断裂键 |
| 3.4.5 蓝铜矿晶面的表面能和断裂键 |
| 3.5 铜矿物的表面元素 |
| 3.6 铜矿物的溶解性 |
| 3.7 铜矿物的表面电性 |
| 3.8 铜矿物的表面润湿性 |
| 3.9 铜矿物的基因特征 |
| 3.10 本章小结 |
| 第4章 铜矿物可浮性与基因特征关系的研究 |
| 4.1 铜矿物的天然可浮性与基因特征关系 |
| 4.1.1 铜矿物的天然可浮性 |
| 4.1.2 铜矿物的天然可浮性与基因特征的关系 |
| 4.2 不同捕收剂体系下铜矿物的可浮性与基因特征的关系 |
| 4.2.1 黄药类捕收剂对铜矿物可浮性的影响 |
| 4.2.2 螯合捕收剂对铜矿物可浮性的影响 |
| 4.2.3 丁铵黑药对铜矿物可浮性的影响 |
| 4.2.4 乙硫氮对铜矿物可浮性的影响 |
| 4.2.5 油酸钠对铜矿物可浮性的影响 |
| 4.2.6 十二胺对铜矿物可浮性的影响 |
| 4.2.7 组合捕收剂对铜矿物可浮性的影响 |
| 4.2.8 铜矿物在捕收剂下的可浮性与基因特征关系 |
| 4.3 不同调整剂体系下铜矿物可浮性与基因特征关系 |
| 4.3.1 硫化钠对铜矿物可浮性的影响 |
| 4.3.2 组合硫化剂对铜矿物可浮性的影响 |
| 4.3.3 水玻璃对铜矿物可浮性的影响 |
| 4.3.4 六偏磷酸钠对铜矿物可浮性的影响 |
| 4.3.5 铜矿物在调整剂下的可浮性与基因特征关系 |
| 4.4 不同金属离子体系下铜矿的可浮性与基因特征关系 |
| 4.4.1 Ca~(2+)对铜矿物的可浮性的影响 |
| 4.4.2 Mg~(2+)对铜矿物的可浮性的影响 |
| 4.4.3 Fe~(3+)对铜矿物的可浮性的影响 |
| 4.4.4 铜矿物在金属离子下的可浮性与基因特征关系 |
| 4.5 本章小结 |
| 第5章 铜矿物的浮选函数模型预测与验证 |
| 5.1 铜矿物分配系数与函数选择 |
| 5.2 混合硫化铜矿物浮选函数模型的预测与验证 |
| 5.2.1 NaEX对混合硫化铜矿物浮选函数模型的预测与验证 |
| 5.2.2 NaBX对混合硫化铜矿物浮选函数模型预测与验证 |
| 5.2.3 丁铵黑药对混合硫化铜矿物浮选函数模型预测与验证 |
| 5.2.4 乙硫氮对混合硫化铜矿物浮选函数模型预测与验证 |
| 5.3 混合铜矿物的浮选函数模型预测与验证 |
| 5.3.1 NaIAX对混合铜矿物浮选函数模型预测与验证 |
| 5.3.2 烷基羟肟酸对混合铜矿物浮选函数模型预测与验证 |
| 5.3.3 硫化钠对混合铜矿物浮选函数模型预测与验证 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 铜矿物可浮性的机理研究 |
| 6.1 NABX对于铜矿物的浮选差异的机理研究 |
| 6.1.1 NaBX在矿物表面的吸附和接触角测定 |
| 6.1.2 NaBX和Cu~(2+)溶液化学分析 |
| 6.1.3 NaBX作用铜矿物的红外光谱 |
| 6.1.4 黄铜矿和斑铜矿的吸附动力学和热力学分析 |
| 6.1.5 NaBX对黄铜矿和斑铜矿的分子动力学模拟 |
| 6.2 NAIAX+DDA作用孔雀石的机理研究 |
| 6.2.1 NaIAX+DDA作用孔雀石表面的微极性研究 |
| 6.2.2 NaIAX+DDA作用孔雀石的动电位测试 |
| 6.2.3 NaIAX+DDA作用孔雀石的红外光谱分析 |
| 6.3 硫化作用对于氧化铜矿物的表面影响 |
| 6.3.1 硫化作用对氧化铜矿物的Zeta电位分析 |
| 6.3.2 硫酸铵和硫化钠的溶液化学分析 |
| 6.3.3 硫化后氧化铜矿物的SEM-EDS分析 |
| 6.4 水玻璃对铜矿物浮选影响的机理分析 |
| 6.4.1 水玻璃对NaBX在黄铜矿和斑铜矿表面吸附影响 |
| 6.4.2 水玻璃对铜矿物的溶液化学分析 |
| 6.4.3 水玻璃对于氧化铜硫化的SEM -EDS分析 |
| 6.5 硫化铜矿物与氧化铜矿物相互作用分析 |
| 6.5.1 DLVO理论公式 |
| 6.5.2 黄铜矿与氧化铜矿物的相互作用力 |
| 6.5.3 斑铜矿与氧化铜矿物的相互作用力 |
| 6.5.4 硫化铜矿物与氧化铜矿物交互作用分析 |
| 6.6 本章小结 |
| 第7章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读博士学位期间主要研究成果 |
（6）离子型纳米捕收剂性能及其与微细粒黄铜矿作用机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜矿资源的概述 |
| 1.1.1 铜的基本性质及用途 |
| 1.1.2 铜矿资源现状和特点 |
| 1.1.3 铜的矿床类型 |
| 1.1.4 铜矿物的主要种类及主要物理性质 |
| 1.2 黄铜矿的选矿技术研究现状 |
| 1.2.1 全优先浮选工艺 |
| 1.2.2 混合浮选工艺 |
| 1.2.3 部分优先-混合浮选工艺 |
| 1.2.4 等可浮浮选工艺 |
| 1.3 黄铜矿浮选药剂研究现状及趋势 |
| 1.3.1 黄铜矿浮选药剂研究现状 |
| 1.3.2 黄铜矿浮选药剂存在的问题 |
| 1.3.3 黄铜矿浮选药剂发展趋势 |
| 1.4 纳米粒子的应用及其发展 |
| 1.4.1 纳米技术基本概念和用途 |
| 1.4.2 纳米粒子的合成 |
| 1.4.3 纳米粒子在浮选中的应用 |
| 1.5 选题背景、意义及研究内容 |
| 1.5.1 选题背景及意义 |
| 1.5.2 论文研究的主要内容 |
| 1.6 课题来源 |
| 第二章 试验材料与研究方法 |
| 2.1 试样的制备及分析 |
| 2.1.1 纯矿物制备 |
| 2.1.2 纯矿物试样分析 |
| 2.2 试验所用药剂和仪器 |
| 2.2.1 试验主要试剂 |
| 2.2.2 试验仪器及设备 |
| 2.3 研究方法 |
| 2.3.1 捕收剂合成试验 |
| 2.3.2 纳米捕收剂的表征 |
| 2.3.3 单矿物浮选试验研究 |
| 2.3.4 浮选机理研究 |
| 第三章 离子型纳米捕收剂的合成及其性能表征 |
| 3.1 纳米捕收剂的合成方法及机理 |
| 3.1.1 纳米捕收剂的合成方法 |
| 3.1.2 乳液聚合机理 |
| 3.2 阴离子型纳米捕收剂MNP合成及其表征 |
| 3.2.1 合成原理 |
| 3.2.2 合成过程 |
| 3.2.3 阴离子型捕收剂MNP的红外表征 |
| 3.2.4 MNP的核磁表征 |
| 3.2.5 MNP的分子量和分子量分布测试(GPC) |
| 3.2.6 固体含量测定 |
| 3.2.7 稳定性测试 |
| 3.2.8 粒度测定 |
| 3.2.9 扫描电镜 |
| 3.3 阳离子型纳米捕收剂VNP合成及其表征 |
| 3.3.1 合成原理 |
| 3.3.2 合成过程 |
| 3.3.3 VNP的红外表征 |
| 3.3.4 VNP的核磁表征 |
| 3.3.5 分子量和分子量分布测试(GPC) |
| 3.3.6 固体含量测定 |
| 3.3.7 稳定性测试 |
| 3.3.8 粒度测定 |
| 3.3.9 扫描电镜 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 离子型纳米捕收剂浮选试验研究 |
| 4.1 MNP对微细粒黄铜矿和闪锌矿的浮选条件试验 |
| 4.1.1 不同pH值条件下MNP对微细粒黄铜矿和闪锌矿的浮选试验 |
| 4.1.2 不同用量的MNP对微细粒黄铜矿和闪锌矿的浮选试验 |
| 4.1.3 硫酸锌作用下、MNP对微细粒黄铜矿和闪锌矿的浮选试验 |
| 4.2 VNP对微细粒黄铜矿和闪锌矿的浮选条件试验 |
| 4.2.1 不同pH值条件下VNP对微细粒黄铜矿和闪锌矿的浮选试验 |
| 4.2.2 不同用量的VNP对微细粒黄铜矿和闪锌矿的浮选试验 |
| 4.2.3 硫酸锌作用下、VNP对微细粒黄铜矿和闪锌矿的浮选试验 |
| 4.3 丁基黄药对微细粒黄铜矿和闪锌矿的浮选条件试验 |
| 4.3.1 不同pH值条件下丁基黄药对微细粒黄铜矿和闪锌矿的浮选试验 |
| 4.3.2 不同用量的丁基黄药对微细粒黄铜矿和闪锌矿的浮选试验 |
| 4.3.3 硫酸锌作用下、丁基黄药对微细粒黄铜矿和闪锌矿的浮选试验 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 离子型纳米捕收剂的浮选机理研究 |
| 5.1 红外光谱分析 |
| 5.1.1 黄铜矿与MNP作用前后的红外光谱 |
| 5.1.2 黄铜矿与VNP作用前后的红外光谱 |
| 5.2 MNP和VNP对黄铜矿表面动电位的影响 |
| 5.2.1 MNP对黄铜矿表面动电位的影响 |
| 5.2.2 VNP对黄铜矿表面动电位的影响 |
| 5.3 MNP和VNP对矿物表面润湿性的影响 |
| 5.3.1 MNP对黄铜矿和闪锌矿接触角的影响 |
| 5.3.2 VNP对黄铜矿和闪锌矿接触角的影响 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间的研究成果 |
（7）铜锌分离中有机抑制剂SDD及其组合物的抑制性能及机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜锌金属的性质、用途 |
| 1.1.1 铜金属的性质及用途 |
| 1.1.2 锌金属的性质及用途 |
| 1.2 铜锌矿石资源概况及分布特点 |
| 1.2.1 铜矿石资源概况及分布特点 |
| 1.2.2 锌矿石资源概况及分布特点 |
| 1.3 铜锌硫化矿浮选分离研究现状 |
| 1.3.1 铜锌分离困难的主要原因 |
| 1.3.2 闪锌矿抑制剂研究进展 |
| 1.3.3 黄铜矿高效捕收剂研究进展 |
| 1.4 论文研究的意义及主要内容 |
| 1.4.1 论文研究的意义 |
| 1.4.2 论文研究的主要内容 |
| 第二章 试验试样、设备及研究方法 |
| 2.1 试样来源及性质 |
| 2.2 试验试剂及设备 |
| 2.3 试验研究方法 |
| 2.3.1 浮选试验 |
| 2.3.2 Zeta电位测试 |
| 2.3.3 电化学微区交流阻抗(LEIS)测试 |
| 2.3.4 扫描电镜(SEM)测试 |
| 2.3.5 量子化学计算方法与模型 |
| 2.3.6 Visual MINTEQ溶液组分计算 |
| 第三章 浮选试验研究 |
| 3.1 单药剂单矿物浮选试验 |
| 3.1.1 黄铜矿与铜离子活化前后闪锌矿可浮性试验 |
| 3.1.2 单药剂对铜活化闪锌矿与黄铜矿可浮性的影响 |
| 3.2 组合抑制剂单矿物浮选试验 |
| 3.2.1 ZnSO_4+SDD对单矿物可浮性的影响 |
| 3.2.2 Na_2SO_3+SDD对单矿物可浮性的影响 |
| 3.2.3 Na_2S+SDD对单矿物可浮性的影响。 |
| 3.2.4 pH对组合抑制剂抑制能力的影响 |
| 3.3 人工混合矿物浮选试验 |
| 3.3.1 SDD作用下Cu-Zn混合硫化矿分离试验 |
| 3.3.2 ZnSO_4+SDD作用下Cu-Zn混合硫化矿分离试验 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 有机抑制剂SDD抑制机理研究 |
| 4.1 竞争吸附-Zeta电位分析 |
| 4.1.1 闪锌矿Zeta电位分析 |
| 4.1.2 黄铜矿Zeta电位分析 |
| 4.2 竞争吸附-微区交流阻抗电化学(LEIS)分析 |
| 4.2.1 药剂与闪锌矿作用前后的微区电化学分析 |
| 4.2.2 药剂与黄铜矿作用前后的微区电化学分析 |
| 4.3 竞争吸附-量子化学计算 |
| 4.3.1 分子及矿物晶体结构与特征 |
| 4.3.2 前线轨道分析 |
| 4.3.3 闪锌矿-SDD/BX二元介质作用 |
| 4.3.4 闪锌矿-水分子-SDD/BX三元介质作用 |
| 4.3.5 铜离子活化闪锌矿-SDD/BX二元介质作用 |
| 4.3.6 铜离子活化闪锌矿-水分子-SDD/BX三元介质作用 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 新型组合抑制剂ZnSO_4+SDD抑制机理研究 |
| 5.1 竞争吸附-Zeta电位测试 |
| 5.1.1 闪锌矿Zeta电位分析 |
| 5.1.2 黄铜矿Zeta电位分析 |
| 5.2 竞争吸附-微区交流阻抗电化学分析(LEIS) |
| 5.2.1 闪锌矿微区电化学测试分析 |
| 5.2.2 黄铜矿微区电化学测试分析 |
| 5.3 增强亲水性-溶液化学计算 |
| 5.3.1 溶液化学组分计算 |
| 5.4 增强亲水性-SEM-EDS分析 |
| 5.4.1 组合抑制剂作用前后闪锌矿SEM-EDS分析 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 主要结论及创新点 |
| 6.1 本论文主要结论 |
| 6.2 本论文创新点 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录A 攻读硕士期间发表论文 |
| 附录B 攻读硕士期间参与的科研项目及专利 |
| 附录C 攻读硕士期间获得的奖励与荣誉 |
（8）滑石型黄铜矿石浮选动力学及分选机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 研究背景及意义 |
| 1.1.1 铜矿资源现状 |
| 1.1.2 难选黄铜矿选别现状 |
| 1.1.3 研究的意义 |
| 1.2 黄铜矿浮选分离理论及工艺研究现状 |
| 1.2.1 黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、滑石的性质与可浮性 |
| 1.2.2 黄铜矿与磁黄铁矿、黄铁矿的浮选分离研究现状 |
| 1.2.3 黄铜矿与滑石浮选分离的研究现状 |
| 1.3 分级浮选的研究现状 |
| 1.4 浮选动力学的研究现状 |
| 1.4.1 浮选动力学模型研究 |
| 1.4.2 浮选动力学的影响因素与应用 |
| 1.5 主要研究内容与技术路线 |
| 第2章 试验材料、试剂、仪器设备及研究方法 |
| 2.1 试验原料的制备 |
| 2.1.1 纯矿物样品制备及分析 |
| 2.1.2 实际矿石样品的制备 |
| 2.2 试验试剂及仪器设备 |
| 2.3 试验方法 |
| 2.3.1 矿样预处理 |
| 2.3.2 浮选动力学试验 |
| 2.3.3 检测分析方法 |
| 第3章 单矿物分速浮选动力学及分离机理研究 |
| 3.1 无捕收剂体系下浮选动力学试验研究 |
| 3.1.1 pH值对单矿物浮选动力学性能的影响 |
| 3.1.2 抑制剂对滑石浮选动力学性能的影响 |
| 3.2 煤油体系下浮选动力学试验研究 |
| 3.2.1 煤油用量对单矿物浮选动力学性能的影响 |
| 3.2.2 煤油体系下pH值对单矿物浮选动力学性能的影响 |
| 3.3 黄药体系下浮选动力学试验研究 |
| 3.3.1 黄药用量对单矿物浮选动力学性能的影响 |
| 3.3.2 pH值调整剂对单矿物浮选动力学性能的影响 |
| 3.3.3 抑制剂类型对滑石浮选动力学性能的影响 |
| 3.3.4 不同pH值条件下糊精对单矿物浮选动力学性能的影响 |
| 3.3.5 不同pH值条件下PAM对单矿物浮选动力学性能的影响 |
| 3.3.6 不同pH值条件下CMC-Na对单矿物浮选动力学性能的影响 |
| 3.4 浮选分离机理研究 |
| 3.4.1 药剂作用前后矿物红外光谱分析 |
| 3.4.1.1 煤油体系下的红外光谱分析 |
| 3.4.1.2 黄药体系下的红外光谱分析 |
| 3.4.2 药剂与矿物吸附状态的AFM表征 |
| 3.4.2.1 矿物表面的AFM形貌检测 |
| 3.4.2.2 煤油体系下矿物表面的状态表征 |
| 3.4.2.3 黄药体系下矿物表面的状态表征 |
| 3.4.3 捕收剂作用下黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿、滑石间粘附力表征 |
| 3.4.3.1 黄铜矿与滑石的粘附力表征 |
| 3.4.3.2 黄铜矿与黄铁矿的粘附力表征 |
| 3.4.3.3 黄铜矿与磁黄铁矿的粘附力表征 |
| 3.5 本章小结 |
| 第4章 单矿物分级分速浮选动力学试验研究 |
| 4.1 黄药体系下不同粒级单矿物浮选动力学试验研究 |
| 4.1.1 CMC-Na用量对不同粒级单矿物浮选动力学性能的影响 |
| 4.1.1.1 CMC-Na用量对-0.109+0.074 mm单矿物浮选动力学性能的影响 |
| 4.1.1.2 CMC-Na用量对-0.074+0.038 mm单矿物浮选动力学性能的影响 |
| 4.1.1.3 CMC-Na用量对-0.038 mm单矿物浮选动力学性能的影响 |
| 4.1.1.4 CMC-Na用量对-0.109 mm单矿物浮选动力学性能的影响 |
| 4.1.2 黄药用量对不同粒级单矿物浮选动力学性能的影响 |
| 4.1.2.1 黄药用量对-0.109+0.074 mm单矿物浮选动力学性能的影响 |
| 4.1.2.2 黄药用量对-0.074+0.038 mm单矿物浮选动力学性能的影响 |
| 4.1.2.3 黄药用量对-0.038 mm单矿物浮选动力学性能的影响 |
| 4.1.2.4 黄药用量对-0.109 mm单矿物浮选动力学性能的影响 |
| 4.2 煤油体系下不同粒级单矿物浮选动力学试验研究 |
| 4.2.1 煤油用量对-0.109+0.074 mm单矿物浮选动力学性能的影响 |
| 4.2.2 煤油用量对-0.074+0.038 mm单矿物浮选动力学性能的影响 |
| 4.2.3 煤油用量对-0.109 mm单矿物浮选动力学性能的影响 |
| 4.3 本章小结 |
| 第5章 基于浮选动力学的矿物分离模拟研究 |
| 5.1 浮选动力学数学模型的选择 |
| 5.1.1 浮选动力学数学模型的描述 |
| 5.1.2 数学模型的确定与性能分析 |
| 5.2 单矿物分级分速浮选动力学预测模型的建立 |
| 5.2.1 算法的选择及优化 |
| 5.2.2 分速分级浮选动力学的仿真实现 |
| 5.2.3 模型预测精度的检验 |
| 5.2.4 预测模型运行时间的优越性 |
| 5.3 矿物分离浮选动力学的模拟研究 |
| 5.3.1 既定时间累计回收率与药剂制度模拟的建立 |
| 5.3.2 既定时间累计回收率和药剂制度模拟的研究 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 人工混合矿分级分速浮选试验研究 |
| 6.1 黄药体系下不同粒级人工混合矿的浮选分离试验研究 |
| 6.1.1 -0.109+0.074 mm人工混合矿的浮选分离试验研究 |
| 6.1.2 -0.074+0.038 mm人工混合矿的浮选分离试验研究 |
| 6.1.3 -0.038 mm人工混合矿的浮选分离试验研究 |
| 6.1.4 -0.109 mm人工混合矿的浮选分离试验研究 |
| 6.1.5 -0.038 mm人工混合矿的优化浮选试验研究 |
| 6.2 煤油体系下不同粒级人工混合矿的浮选分离试验研究 |
| 6.2.1 -0.109+0.074 mm人工混合矿的浮选分离试验研究 |
| 6.2.2 -0.074+0.038 mm人工混合矿的浮选分离试验研究 |
| 6.2.3 -0,038 mm人工混合矿的浮选分离试验研究 |
| 6.2.4 -0.109 mm人工混合矿的浮选分离试验研究 |
| 6.3 煤油-黄药混合体系下-0.038 mm人工混合矿的浮选试验研究 |
| 6.4 本章小结 |
| 第7章 冬瓜山铜矿石分级分速浮选试验研究 |
| 7.1 冬瓜山铜矿工艺矿物学分析 |
| 7.2 分级粒度的确定 |
| 7.3 +0.038 mm粒级冬瓜山铜矿石浮选条件试验研究 |
| 7.3.1 浮选时间对+0.038 mm粒级铜矿石浮选的影响 |
| 7.3.2 CMC-Na用量对+0.038 mm粒级铜矿石浮选的影响 |
| 7.3.3 黄药用量对+0.038 mm粒级铜矿石浮选的影响 |
| 7.4 -0.038 mm粒级冬瓜山铜矿石浮选条件试验研究 |
| 7.4.1 粗选时间对-0.038m粒级铜矿石浮选的影响 |
| 7.4.2 粗选煤油用量对-0.038 mm粒级铜矿石浮选的影响 |
| 7.4.3 CMC-Na用量对-0.038 mm粒级铜矿石浮选的影响 |
| 7.4.4 精选黄药用量对-0.038 mm粒级铜矿石浮选的影响 |
| 7.5 分级浮选开路试验 |
| 7.6 分级浮选闭路试验 |
| 7.7 本章小结 |
| 第8章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
| 附录 |
（9）2016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 铜镍矿的选矿 |
| 2.2 铅锌矿的选矿 |
| 2.3 铁矿的选矿 |
| 2.4 钛磁铁矿的选矿 |
| 2.5 铬铁矿的选矿 |
| 2.6 锰矿的选矿及除杂 |
| 2.7 磷矿的选矿 |
| 2.8 锡矿、钨矿、锑矿和钼矿的选矿 |
| 2.9 多金属矿的选矿及脱杂研究 |
| 2.1 0 金矿和银矿的选矿 |
| 2.1 1 伴生金、银的综合回收 |
| 2.1 2 非金属矿的选矿 |
| 2.1 3 铝土矿的选矿 |
| 3 选矿药剂 |
| 4 选矿设备及自动化研究 |
| 5 工艺矿物学 |
| 6 综述性研究及其它 |
| 7 资源综合利用 |
| 8 尾矿库 |
| 9 结语 |
（10）铜锌硫化矿浮选分离行为研究与应用（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 铜的性质、用途 |
| 1.1.1 铜的性质 |
| 1.1.2 铜的用途 |
| 1.2 锌的性质、用途 |
| 1.2.1 锌的性质 |
| 1.2.2 锌的用途 |
| 1.3 黄铜矿和闪锌矿的性质及我国铜锌矿石资源概况 |
| 1.3.1 黄铜矿和闪锌矿的性质 |
| 1.3.2 我国铜锌矿石资源概况 |
| 1.4 铜锌硫化矿难以浮选分离的原因 |
| 1.5 铜锌硫化矿浮选研究现状 |
| 1.5.1 捕收剂方面的研究 |
| 1.5.2 抑制剂方面的研究 |
| 1.5.3 铜锌矿石浮选起泡剂方面的研究 |
| 1.5.4 铜锌矿石浮选工艺方面的研究 |
| 1.5.5 铜锌矿石浮选电化学方面的研究 |
| 1.6 闪锌矿的抑制剂种类及抑制机理 |
| 1.6.1 无机抑制剂及抑制机理 |
| 1.6.2 有机抑制剂及抑制机理 |
| 1.7 铜精矿和锌精矿的质量标准 |
| 1.8 课题的提出及研究的主要内容 |
| 1.8.1 课题的提出 |
| 1.8.2 研究的主要内容 |
| 第二章 试验矿样、设备、药剂及研究方法 |
| 2.1 矿样的采集与制备 |
| 2.1.1 纯矿物 |
| 2.1.2 实际矿物 |
| 2.2 实验药剂及仪器设备 |
| 2.2.1 实验药剂 |
| 2.2.2 仪器设备 |
| 2.3 实验研究方法 |
| 2.3.1 单矿物研究实验 |
| 2.3.2 实际矿石研究实验 |
| 2.3.3 捕收剂吸附量的测定 |
| 2.3.4 红外光谱分析 |
| 第三章 纯矿物浮选实验研究 |
| 3.1 NH-03 体系下黄铜矿与闪锌矿浮选实验研究 |
| 3.1.1 矿浆 pH 值与黄铜矿和闪锌矿浮选关系 |
| 3.1.2 NH-03 用量浓度与黄铜矿和闪锌矿浮选关系 |
| 3.2 丁基黄药体系下黄铜矿与闪锌矿浮选实验研究 |
| 3.2.1 矿浆 pH 值与黄铜矿和闪锌矿浮选关系 |
| 3.2.2 丁基黄药用量浓度与黄铜矿和闪锌矿浮选关系 |
| 3.3 LP-01 体系下黄铜矿与闪锌矿浮选实验研究 |
| 3.3.1 矿浆 pH 值与黄铜矿和闪锌矿浮选关系 |
| 3.3.2 LP-01 用量浓度与黄铜矿和闪锌矿浮选关系 |
| 3.4 LP-01 体系下 Cu~(2+)对闪锌矿浮选实验影响 |
| 3.5 抑制剂对铜锌矿物浮选实验影响 |
| 3.6 人工混合矿实验 |
| 3.6.1 人工混合矿物抑制剂用量浮选分离实验 |
| 3.6.2 人工混合矿物捕收剂用量浮选分离实验 |
| 3.7 本章小结 |
| 第四章 实际矿石浮选试验研究 |
| 4.1 试样工艺矿物学介绍 |
| 4.1.1 试样的化学元素组成 |
| 4.1.2 试样的矿物种类组成 |
| 4.1.3 矿石的结构构造和嵌布特征 |
| 4.1.4 矿石性质小结 |
| 4.2 实际矿石浮选实验 |
| 4.2.1 磨矿曲线的绘制 |
| 4.2.2 实验方案流程的制定 |
| 4.2.3 混合浮选磨矿细度条件实验 |
| 4.2.4 混合浮选石灰用量实验 |
| 4.2.5 混合浮选捕收剂种类实验 |
| 4.2.6 混合浮选捕收剂用量实验 |
| 4.2.7 再磨细度条件实验 |
| 4.2.8 再磨 Na_2S 用量条件实验 |
| 4.2.9 铜锌分离抑制剂用量条件实验 |
| 4.2.10 铜锌分离捕收剂用量条件实验 |
| 4.2.11 铜精矿精选次数条件实验 |
| 4.2.12 选锌石灰用量条件实验 |
| 4.2.13 选锌活化剂 CuSO_4用量条件实验 |
| 4.2.14 选锌丁基黄药用量条件实验 |
| 4.2.15 锌精矿精选次数条件实验 |
| 4.2.16 开路流程实验 |
| 4.2.17 闭路流程实验 |
| 4.3 本章小结及不足之处 |
| 4.3.1 小结 |
| 4.3.2 不足之处 |
| 第五章 某硫化矿铜锌浮选分离新工艺机理研究 |
| 5.1 捕收剂在矿物表面作用机理研究 |
| 5.1.1 LP-01 在黄铜矿与闪锌矿表面红外光谱研究 |
| 5.1.2 LP-01 在黄铜矿表面吸附量的测定 |
| 5.2 ZnSO_4+Na_2SO_3和 Na_2S 对被 Cu~(2+)活化的 ZnS 的抑制机理 |
| 5.2.1 ZnSO_4+Na_2SO_3的抑制机理 |
| 5.2.2 Na_2S 的抑制机理 |
| 5.3 本章小结 |
| 第六章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录 |
四、计算机在铜锌硫矿选矿生产指标统计中的应用（论文参考文献）
- [1]基于NNG与神经网络的铜矿浮选过程软测量建模方法研究[D]. 吴修粮. 齐鲁工业大学, 2020(02)
- [2]低品位铜矿伴生金银高效回收工艺研究[D]. 张铃. 昆明理工大学, 2020
- [3]铜冶炼尾渣中铜的硫化浮选回收机理及其工艺优化研究[D]. 潘庆庆. 武汉理工大学, 2019(07)
- [4]X射线衍射-扫描电镜等技术研究秘鲁铜硫矿石选矿工艺矿物学特征[J]. 曾广圣,欧乐明. 岩矿测试, 2019(02)
- [5]铜矿物的晶体化学基因特征及浮选机理研究[D]. 孙乾予. 东北大学, 2019(01)
- [6]离子型纳米捕收剂性能及其与微细粒黄铜矿作用机理研究[D]. 丁军. 江西理工大学, 2018(01)
- [7]铜锌分离中有机抑制剂SDD及其组合物的抑制性能及机理研究[D]. 罗德强. 昆明理工大学, 2018(01)
- [8]滑石型黄铜矿石浮选动力学及分选机理研究[D]. 白丽梅. 东北大学, 2018(01)
- [9]2016年云南选矿年评[J]. 杨玉珠,周强. 云南冶金, 2017(02)
- [10]铜锌硫化矿浮选分离行为研究与应用[D]. 贾帅. 江西理工大学, 2013(04)