一、新疆某氰化提金厂尾矿综合回收试验研究（论文文献综述）
王洪君[1]（2021）在《含钒碳质金矿氯化焙烧提取钒和金的基础及工艺研究》文中研究说明碳质金矿在我国金矿储量中占有重要比例,矿石中除含有较高的碳外,钒、钙、铅、砷、钾、镓、磷、硫、铊、钡等伴生元素的含量也相对较高。当碳质金矿中伴生有价金属时,采用常规氰化浸工艺出无法实现金及伴生有价金属的同步回收。此外,预处理后采用氰化、硫代硫酸盐以及硫脲等提金方法,虽可实现金的提取,但很难同时实现伴生金属的回收。本论文以含钒的碳质金矿为研究对象,采用氯化焙烧方法,通过固体氯化剂的添加实现钒和金的同步提取。在此过程中,利用氯化剂中的金属元素以及氯元素,使金以氯化金的形式挥发,钒转化为相应的可溶性钒酸盐,通过浸出-萃取使钒富集和回收。热力学研究表明,矿物组分的氯化优先顺序为ZnS>FeS2>ZnO>Au>Fe2O3>V2O3>V2O5,相较于氯化反应,FeS2更容易发生氧化反应生成SO2及相应的铁氧化物。仅在O2参与下,固体氯化剂无法直接热解析出Cl2,同时也无法与金直接进行反应,金的氯化过程需要固体氯化剂与矿石中的物料组分进行造氯反应生成Cl2。矿石中的硫化物、钒氧化物均可促进氯化剂的分解,生成相对应的硫酸盐、钒酸盐以及氯气。研究表明金氯化挥发机理:在低温焙烧（低于600℃）阶段,硫化矿与NaCl的造氯反应分为两种方式:一是直接与NaCl反应生成Cl2;二是硫化矿发生氧化反应生成中间产物SO2,SO2与NaCl反应生成Cl2,二者生成的Cl2与金发生氯化反应。在此温度内,云母晶体结构未被破坏,赋存在其中的钒无法与NaCl接触参与反应。在高温焙烧（高于600℃）阶段,云母晶体结构受到破坏,钒及NaCl被氧化,高价钒与钠结合转化为可溶于水的钒酸钠盐,生成Cl2与完成氯化反应。通过对不同氯化剂（NaCl、CaCl2）的优化工艺对比,确定了以NaCl为添加剂的氯化焙烧-水浸提取金、钒的工艺。氯化焙烧的最优条件NaCl用量10wt%、焙烧温度为800℃、焙烧时间为4h和空气流量为1 L/min。水浸最优条件液固比10:1、搅拌转速500r/min、浸出温度80℃和浸出时间4h,金的挥发率和钒的浸出率分别为92.01%和85.34%。金氯化挥发动力学研究表明,金氯化挥发受化学反应控制,表观活化能为40.61 kJ/mol;氯化焙烧可实现锌、金的同步挥发。钒浸出动力学研究表明,钒浸出过程为固膜扩散控制,表观活化能为15.74kJ/mol。通过不同萃取剂的优化工艺对比试验,确定了采用混合萃取剂（P507-N235）协同萃取钒的最优工艺。在萃取温度为25℃、萃取时间为8 min、pH=2、萃取剂浓度为20%（v/v）、N235:P507=1:2（v/v）和O/A比为2:1的最优条件下,经过三段逆流萃取得到负载钒（V）有机相。在H2SO4用量为2mol/L和O/A相比为2:1的条件下,对负载钒（V）有机相进行三段逆流萃取,可以实现98.56%钒（V）的萃取。P507-N235混合萃取剂的最大协同萃取系数R为2.21,即混合萃取剂对钒有协同萃取作用。通过工艺对比和优化条件试验,最终确定了以NaCl为添加剂、P507-N235为混合萃取剂的氯化焙烧提金-水浸-协同萃取提取钒的工艺,有效地实现了金和钒的分离和提取,金的挥发率为92.01%,钒的回收率为84.11%。氯化焙烧法能够克服常规氰化浸出以及硫脲法、硫代硫酸盐法、碳氯法等提金工艺,只能单独提取金的缺点。该法能够在提金的同时实现多金属的综合回收,且能够综合利用氯化剂中的阴、阳离子,相较于氰化具有环境友好的特点。氯化焙烧提取含钒碳质金矿中钒和金的工艺,为此类矿物资源的回收利用提供了一种新的技术参考。
梁远琴[2]（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。
吕子虎,刘红召,卞孝东,赵登魁,郭保万[3]（2018）在《黄金矿床的分类及其综合利用技术现状》文中研究表明介绍了中国金矿资源的现状,论述了金矿床的分类、类型和特点等。通过分析几种重要类型金矿床的成因、矿床特点和矿物组成,评述了典型金矿床的综合开发利用技术现状,总结其综合开发规律,并展望了金矿资源的综合开发利用。
马艺闻[4]（2018）在《金精矿氰化尾渣中硫化矿物高效浮选分离研究》文中研究表明金精矿氰化尾渣（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。
韩柳[5]（2017）在《全泥氰化提金清洁生产评价指标体系相关问题研究》文中研究表明黄金因其稀少、特殊和珍贵而成为金属之王,是世界货币流通的基本度量物质。在黄金生产中,全泥氰化法是黄金选冶的主流工艺,随着黄金行业的高速发展,黄金选冶过程带来的环境问题不容小觑。清洁生产是将整体预防思想持续应用于生产过程、产品和服务中,提高生产和服务的生态效率,减少人类及环境风险的可持续发展战略。清洁生产是由传统环境保护的单一末端治理转向整体预防的全过程控制,更有利于实现经济与环境的共赢。清洁生产已经应用到许多领域,但在黄金选冶领域应用较为薄弱。本文将清洁生产引入黄金选冶领域,针对全泥氰化这一主流工艺,参照相关行业清洁生产研究成果,建立了全泥氰化清洁生产指标体系,确定了指标基准、权重和评价方法,并以某黄金企业为例,开展了清洁生产评价,提出了持续改进建议。取得了以下主要成果:（1）根据清洁生产指标体系构建原则和依据,通过全泥氰化提金工艺与产污环节分析,建立了包括资源能源消耗、资源综合利用、污染物产生、生产技术特征与设备、清洁生产管理5大类31个指标的清洁生产评价指标体系,其中定量指标19个、定性指标12个。（2）依据层次分析模型,构建了清洁生产评价方法;结合全泥氰化提金工艺相关资料分析与专家咨询,确定了评价指标基准值;利用yaahp软件对专家的重要性打分表进行计算,得到评价指标权重值。（3）利用已建立的评价指标体系和方法,开展了陕西省某黄金企业清洁生产评价,提出了采用富氧浸出、树脂吸附替代活性炭吸附等工艺改造,尾矿综合利用、提高水循环利用率等资源综合利用与污染物控制,以及清洁生产管理方面改进建议。
刘浩,朱一民,马艺闻,韩跃新,李艳军[6]（2017）在《氰化尾渣中黄铁矿与闪锌矿的浮选回收技术研究》文中指出在氰化钠抑制剂作用下,进行了黄铁矿、闪锌矿纯矿物在丁基黄药和乙硫氮体系下的浮选试验,为氰化尾渣中黄铁矿与闪锌矿的回收进行基础研究。并通过Zeta电位、红外光谱、接触角检测手段,确定硫化矿有氰浮选试验的最佳条件及相应的理论依据。试验结果表明:当pH值为6.0,乙硫氮浓度为6.0 mg/L时,氰化黄铁矿最大回收率达69.15%;而当pH值为9.0,丁基黄药浓度为10.0 mg/L时,氰化闪锌矿最大回收率达80.62%。接触角检测结果表明丁基黄药和乙硫氮的加入提高了氰化矿物表面的接触角。红外光谱检测结果表明丁基黄药和乙硫氮在氰化矿物表面发生了化学吸附。Zeta电位检测结果表明丁基黄药和乙硫氮在氰化矿物表面发生了静电吸附。
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》文中提出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。
江汉龙[8]（2016）在《氰化尾渣提铁脱硅处理及对金回收影响的研究》文中认为氰化尾渣是氰化法提金过程中产生的一种含有多种有价金属的固体废弃物,有很大的利用价值。我国作为最大的黄金生产国,每年约产生氰化尾渣二千多万吨,而其中的铁品位甚至超过了一些铁贫矿的品位。面对目前各种矿山资源日渐枯竭的严峻形势,针对氰化尾渣进行理论研究并对其中的有价金属进行综合利用具有重大的意义。本文中的氰化尾渣来自河南某黄金冶炼企业,通过前期的SEM、XRD、化学分析等表征手段,对原料进行了详细的成分及物相鉴定。文章基于电位理论从理论上阐述了氰化尾渣中的Fe2O3及SiO2分别在酸和碱中的溶解机理。使用硫酸浸出氰化尾渣提取其中的铁,通过实验考察了反应温度、反应时间、硫酸浓度、液固比对铁浸出率的影响。确定了较优的工艺条件为:液固比6:1,硫酸浓度480g/L,浸出时间5h,浸出温度160℃。较优化条件下酸浸渣中Au品位为2.87g/t。将最优化条件下得到的氰化尾渣进行正交氰化提金实验,确定氰化提金实验的优化条件为浸出时间48h,氰化钠质量分数为0.7%,液固比为4:1,在此条件下,将100g酸浸渣进行氰化提金,得到金的回收率为79.91%,较直接氰化提高了67.41%。本文还采用NaOH碱浸法和熔盐法处理氰化尾渣,研究硅相脱除后的铁相变化,进而研究铁物相变化对金的回收率的影响。NaOH碱浸预处理氰化尾渣,确定较优的工艺条件为:反应温度95℃,浸出时间4h,液固比15:1,碱浓度50%,搅拌速度300r/min。经过碱浸处理后的尾渣中金的品位为3.14g/t,较原尾渣中金品位明显提高,通过常规氰化回收碱浸渣中的金,金浸出率较将原尾渣直接氰化提高了69.49%,效果显着。采用NaOH和NaNO3混合熔盐焙烧氰化尾渣,确定较优条件为焙烧温度500℃,焙烧时间2h,NaOH与NaNO3的质量比为1:1;观察较优化条件下的尾渣形貌发现铁相与硅相的浸染状况更加明显,其中明显有很多的柱状体。从特征X射线面扫描结果可知,硅相明显要比铁相集中,并且金相的相对集中区域与硅一致,这说明使用熔盐处理氰化尾渣,使得原料结构变得疏松多孔,可能使原先Fe相中的Au向Si相中转移,而再通过水浸使得这部分的硅水溶后,有助于使得原先包裹在硅相中的Au裸露出来,提高后续氰化提金回收率。经分析,水浸后氰化尾渣中金品位为2.46g/t。再经氰化提金,金回收率较直接氰化提高了45.1%,效果较显着。
柳林[9]（2016）在《黄金冶炼渣中有价金属的综合利用研究》文中认为近年来,我国黄金产业飞速发展,黄金产量屡创新高,随之产生的黄金冶炼渣处理问题日益严重。一方面,冶炼渣的堆存占用了大面积土地,不仅造成宝贵的土地资源浪费,也对矿山周边生态环境带来很大安全隐患。另一方面,冶炼渣中含有残存的金、银、铜、铅、锌、铁等有价金属,具有较大回收价值,是一种重要的二次资源。因此,开展黄金冶炼渣中有价金属综合利用研究,实现冶炼渣资源化,不仅可以解决矿山固体废弃物堆存造成的土地浪费和环境污染问题,提高矿产综合利用率,也可以给矿山企业创造可观的经济效益,具有重要意义。论文以河南省某黄金冶炼厂产出的冶炼渣为研究对象,该黄金冶炼渣是硫化矿浮选金精矿经过酸化焙烧、焙砂酸浸、酸浸渣再氰化浸出金、银后产生的尾渣。在工艺矿物学研究的基础上制定不同工艺路线,通过磁化焙烧—磁选、直接还原焙烧—磁选、酸浸—酸浸渣氰化、氯化焙烧、两段焙烧等工艺处理冶炼渣,重点回收其中的金、银、铁,综合回收其中的铜、铅、锌,获得了较为满意的试验指标,为进行扩大试验提供技术参考。该冶炼渣外观呈红褐色,嵌布粒度极细,泥化现象严重,矿物组成复杂,占最大成分的为赤铁矿,主要脉石矿物为石英、长石、石膏、滑石。金、银大部分被赤铁矿和脉石矿物包裹,这是造成金、银较难浸出的主要原因。通过磁化焙烧—磁选试验,确定最佳工艺条件为：以焦煤做还原剂,用量为冶炼渣质量的4%,焙烧温度780℃,焙烧时间60min,焙烧样磨矿细度-0.045mm占93.23%,磁选过程中磁场强度为120KA/m,最终可获得磁选精矿TFe品位55.63%,Fe回收率80.31%的指标；选用经过闪速焙烧处理的原料,优化磁选试验流程,经过三段磨矿、一次粗选、五次精选,可获得磁选精矿TFe品位61.74%,Fe回收率66.98%的指标。通过直接还原焙烧—磁选试验,确定最佳工艺条件为：以焦煤做还原剂,用量为矿样总重的13%,焙烧温度1150℃,焙烧时间60min,焙烧样磨矿细度-0.045mm占74.55%,磁选过程中磁场强度为60KA/m,最终可获得磁选精矿TFe品位93.21%,Fe回收率82.72%的指标。通过酸浸—酸浸渣氰化试验,确定最佳工艺条件为：以硫酸做酸浸液,硫酸浓度60%,酸浸温度90℃,酸浸液固比2.5：1,酸浸时间2h,在此条件下,铁浸出率可达到91.4%；对酸浸渣进行氰化试验,条件为：用氢氧化钠调节溶液pH值到11左右,氰化钠用量10Kg/t,浸出液固比3：1,浸出时间48h,金、银的浸出率分别为72.8%和62.4%；用氨水调节酸浸液pH值沉淀其中的铁,然后焙烧可得到Fe203含量大于93%的铁红产品,铁综合回收率大于85%。通过氯化焙烧试验,确定最佳工艺条件为：以CaCl2做氯化剂,用量为冶炼渣质量的7%,焙烧温度1100℃,焙烧时间60min,在此条件下,金、银、铜、铅、锌的挥发率分别可以达到96.01%、81.69%、86.57%、99.67%、99.07%。在氯化焙烧试验基础上首次提出两段焙烧工艺,即在氯化焙烧样中加入焦煤做还原剂进行二段焙烧—磁选,最终可得到磁选精矿TFe品位92.99%,Fe回收率83.34%的指标。研究表明,黄金冶炼渣中有价金属综合回收具有一定可行性,有进一步进行工业扩大试验的价值。
吕翠翠,丁剑,付国燕,刘娅,鲁永刚,钱鹏,叶树峰[10]（2016）在《氰化尾渣中有价元素回收现状与展望》文中指出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。
二、新疆某氰化提金厂尾矿综合回收试验研究（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、新疆某氰化提金厂尾矿综合回收试验研究（论文提纲范文）
（1）含钒碳质金矿氯化焙烧提取钒和金的基础及工艺研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 难处理金矿概述 |
| 2.1.1 难处理金矿矿石特征 |
| 2.1.2 金矿难处理的原因 |
| 2.2 碳质金矿特点及处理方法 |
| 2.2.1 碳质金矿主要特点 |
| 2.2.2 氰化法处理碳质金矿 |
| 2.2.3 非氰化法浸出处理碳质金矿 |
| 2.3 氯化焙烧技术 |
| 2.3.1 原理概述 |
| 2.3.2 氯化焙烧技术应用 |
| 2.4 含钒溶液分离净化技术研究现状 |
| 2.4.1 化学沉淀法 |
| 2.4.2 离子交换法 |
| 2.4.3 溶剂萃取法 |
| 2.5 小结 |
| 3 试验材料与研究方法 |
| 3.1 研究内容以及研究目标 |
| 3.1.1 研究内容 |
| 3.1.2 研究目标 |
| 3.2 技术路线 |
| 3.3 研究方法 |
| 3.3.1 试验流程 |
| 3.3.2 含钒碳质金矿氯化焙烧试验 |
| 3.3.3 焙烧渣钒浸出试验 |
| 3.3.4 浸出液钒萃取试验 |
| 3.4 分析测试方法 |
| 3.5 试验药剂及仪器 |
| 3.6 试验原料 |
| 4 氯化焙烧提取钒和金热力学分析 |
| 4.1 NaCl为添加剂氯化焙烧过程热力学特性 |
| 4.2 CaCl_2为添加剂氯化焙烧过程热力学特性 |
| 4.3 温度对含钒碳质金矿氯化焙烧过程的影响 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 含钒碳质金矿氯化焙烧-浸出工艺研究 |
| 5.1 含钒碳质金矿NaCl焙烧-水浸试验 |
| 5.1.1 不同焙烧条件对钒浸出率和金挥发率的影响 |
| 5.1.2 NaCl焙烧过程中金氯化挥发动力学 |
| 5.1.3 氯化挥金过程中伴生金属锌的挥发行为 |
| 5.1.4 NaCl焙烧渣水浸提钒条件试验 |
| 5.1.5 NaCl焙烧渣钒水浸过程动力学 |
| 5.2 含钒碳质金矿CaCl_2焙烧-酸浸试验 |
| 5.2.1 不同焙烧条件对钒浸出率和金挥发率的影响 |
| 5.2.2 CaCl_2焙烧过程中金氯化挥发动力学 |
| 5.2.3 CaCl_2焙烧渣酸浸提钒条件试验 |
| 5.2.4 CaCl_2焙烧渣钒酸浸过程动力学 |
| 5.3 最优工艺流程的确定 |
| 5.4 小结 |
| 6 氯化焙烧过程金的氯化挥发机理研究 |
| 6.1 氯化焙烧固体产物分析 |
| 6.1.1 不同焙烧温度下氯化焙烧渣固体产物分析 |
| 6.1.2 不同焙烧时间下氯化焙烧渣固体产物分析 |
| 6.2 硫、钒对金氯化挥发的影响 |
| 6.3 金的氯化挥发过程 |
| 6.4 小结 |
| 7 提钒浸出液萃取法回收钒的研究 |
| 7.1 P507-N235协同萃取钒 |
| 7.1.1 pH值对钒萃取率的影响 |
| 7.1.2 萃取剂浓度对钒萃取率的影响 |
| 7.1.3 N235和P507体积比的影响 |
| 7.1.4 O/A相比对钒萃取率的影响 |
| 7.1.5 钒的萃取等温线 |
| 7.1.6 硫酸浓度对钒反萃率的影响 |
| 7.1.7 钒的反萃等温线 |
| 7.1.8 N235-P507协同系数的确定 |
| 7.1.9 V(V)协同萃取的萃取化学计量数研究 |
| 7.2 P204萃取钒的研究 |
| 7.2.1 pH值对钒萃取率的影响 |
| 7.2.2 O/A相比对钒萃取率的影响 |
| 7.2.3 P204浓度对钒萃取率的影响 |
| 7.2.4 钒萃取等温线 |
| 7.2.5 硫酸浓度对钒反萃取的影响 |
| 7.2.6 钒的反萃等温线 |
| 7.3 最优工艺流程的确定 |
| 7.4 小结 |
| 8 结论与创新点 |
| 8.1 结论 |
| 8.2 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 |
（2）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 |
（3）黄金矿床的分类及其综合利用技术现状（论文提纲范文）
| 1 金矿资源及矿床分类 |
| 2 典型金矿综合利用 |
| 2.1 石英脉型金矿综合利用 |
| 2.2 破碎带蚀变岩型金矿综合利用 |
| 2.3 细脉浸染型金矿综合利用 |
| 2.4 微细粒浸染型金矿综合利用 |
| 2.5 红土型金矿综合利用 |
| 2.6 铁帽型金矿综合利用 |
| 2.7 砂金矿综合利用 |
| 3 展望 |
（4）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 |
（5）全泥氰化提金清洁生产评价指标体系相关问题研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 研究背景和意义 |
| 1.1.1 研究背景 |
| 1.1.2 研究目的和意义 |
| 1.2 国内外清洁生产评价及指标体系研究现状 |
| 1.2.1 国外研究现状 |
| 1.2.2 国内研究现状 |
| 1.3 研究内容与技术路线 |
| 1.3.1 研究内容 |
| 1.3.2 技术路线 |
| 第二章 全泥氰化法提金生产工艺及污染物控制 |
| 2.1 全泥氰化法提金工艺研究进展 |
| 2.2 氰化浸金原理 |
| 2.2.1 热力学原理 |
| 2.2.2 动力学原理 |
| 2.3 全泥氰化法提金工艺流程 |
| 2.3.1 全泥氰化—锌粉置换工艺(CCD) |
| 2.3.2 全泥氰化—炭浆工艺(CIP) |
| 2.3.3 树脂矿浆工艺(RIP) |
| 2.4 全泥氰化法提金污染物的产生与节能降污途径 |
| 2.4.1 全泥氰化提金污染物的产生 |
| 2.4.2 全泥氰化提金行业节能降污途径 |
| 第三章 全泥氰化提金行业清洁生产评价指标体系 |
| 3.1 指标体系框架构建原则 |
| 3.2 全泥氰化清洁生产评价指标体系的构建 |
| 3.2.1 评价指标体系框架 |
| 3.2.2 评价指标确定 |
| 3.2.3 评价指标基准值的确定 |
| 3.2.4 指标权重的确定 |
| 3.2.5 清洁生产评价评分计算方法与等级的划分 |
| 第四章 实例分析 |
| 4.1 企业概况 |
| 4.1.1 项目组成与主要建设 |
| 4.1.2 项目物耗能耗 |
| 4.1.3 工艺与产污环节状况 |
| 4.1.4 环境管理状况 |
| 4.2 企业清洁生产评价 |
| 4.3 评价结果分析 |
| 4.4 改进建议 |
| 4.4.1 提高资源利用效率 |
| 4.4.2 优化生产工艺提高技术指标 |
| 4.4.3 污染物控制措施 |
| 4.4.4 完善清洁生产管理体系 |
| 4.5 小结 |
| 结论与需要进一步研究的问题 |
| 结论 |
| 需要进一步研究的问题 |
| 参考文献 |
| 附录 |
| 攻读学位期间发表学术论文 |
| 致谢 |
（6）氰化尾渣中黄铁矿与闪锌矿的浮选回收技术研究（论文提纲范文）
| 1 试验材料和方法 |
| 1.1 试验样品及试剂 |
| 1.2 氰化试验 |
| 1.3 单矿物浮选试验 |
| 1.4 红外光谱检测 |
| 1.5 接触角测定方法 |
| 1.6 Zeta电位测定 |
| 2 结果与讨论 |
| 2.1 氰化矿物浮选试验 |
| 2.1.1 p H值对浮选试验结果的影响 |
| 2.1.2 捕收剂浓度对浮选结果的影响 |
| 2.2 红外光谱分析 |
| 2.3 接触角检测 |
| 2.4 动电位结果分析 |
| 3 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）氰化尾渣提铁脱硅处理及对金回收影响的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 1. 绪论 |
| 1.1 金、铁及硅的性质与用途 |
| 1.1.1 金的性质与用途 |
| 1.1.2 硅的性质与用途 |
| 1.1.3 铁的性质与用途 |
| 1.2 黄金资源及提炼方法综述 |
| 1.2.1 金矿类型综述 |
| 1.2.2 目前主要提金方法 |
| 1.3 氰化尾渣综述 |
| 1.3.1 氰化尾渣的分类 |
| 1.3.2 氰化尾渣的特性 |
| 1.4 氰化尾渣中有价金属的回收综述 |
| 1.4.1 氰化尾渣中铁和金的回收 |
| 1.4.2 氰化尾渣中铜的回收 |
| 1.4.3 氰化尾渣中铅、锌的回收 |
| 1.4.4 氰化尾渣的危害 |
| 1.5 熔盐法综述 |
| 1.6 本课题研究的意义 |
| 2. 实验原理及方法 |
| 2.1 矿物非氧化型溶解模型综述 |
| 2.1.1 吸附模型 |
| 2.1.2 表面络合模型 |
| 2.1.3 前体物质模型 |
| 2.1.4 离子传递模型 |
| 2.1.5 电位模型 |
| 2.2 基于电位模型的二氧化硅在碱性溶液中的溶解机理 |
| 2.3 基于电位模型的金属氧化物在酸性溶液中的溶解机理 |
| 2.4 氰化尾渣中铁相的相关研究 |
| 2.5 NaOH-NaNO_3混合熔盐脱硅机理 |
| 2.6 本章小结 |
| 3. 硫酸浸出提铁及酸浸渣氰化提金研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 实验过程 |
| 3.2.1 实验原料 |
| 3.2.2 实验原理 |
| 3.2.3 实验步骤 |
| 3.2.4 硫酸浸铁回收率计算 |
| 3.3 实验结果与讨论 |
| 3.3.1 铁浸出率随浸出时间的演变规律 |
| 3.3.2 硫酸浓度对铁浸出率的影响 |
| 3.3.3 浸出温度对铁浸出率的促进作用 |
| 3.3.4 液固比对铁浸出率的提升 |
| 3.3.5 酸浸渣氰化提金实验结果与讨论 |
| 3.4 本章小结 |
| 4. 熔盐法焙烧氰化尾渣及氰化提金研究 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 实验过程 |
| 4.2.1 实验原料 |
| 4.2.2 实验步骤 |
| 4.2.3 焙烧温度范围的确定 |
| 4.2.4 熔盐焙烧SiO_2浸出率计算 |
| 4.3 实验结果与讨论 |
| 4.3.1 熔盐添加量对SiO_2浸出率的影响 |
| 4.3.2 SiO_2浸出率随焙烧时间的演变规律 |
| 4.3.3 焙烧温度对SiO_2浸出率的影响 |
| 4.4 水浸渣中金银的回收实验 |
| 4.5 本章小结 |
| 5. NaOH碱浸氰化尾渣及氰化提金研究 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 实验过程 |
| 5.2.1 实验药品及设备 |
| 5.2.2 实验步骤 |
| 5.2.3 NaOH碱浸SiO_2浸出率计算 |
| 5.3 实验结果与讨论 |
| 5.3.1 液固比对脱硅率的提升 |
| 5.3.2 浸出温度对脱硅率的影响 |
| 5.3.3 碱浓度对脱硅率的提升作用 |
| 5.3.4 脱硅率随浸出时间的演变规律 |
| 5.3.5 搅拌速度对脱硅率的作用规律 |
| 5.3.6 碱浸渣中金银的回收实验 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 硕士研究生学习阶段发表论文 |
（9）黄金冶炼渣中有价金属的综合利用研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.2 黄金冶炼渣的主要来源及特点 |
| 1.3 黄金冶炼渣的危害 |
| 1.4 黄金冶炼渣综合利用研究进展 |
| 1.5 论文研究的目的及意义 |
| 1.6 论文研究的主要内容 |
| 第二章 试验样品、药剂及仪器设备 |
| 2.1 试验样品 |
| 2.2 试验药剂 |
| 2.3 试验仪器设备 |
| 第三章 黄金冶炼渣矿物嵌布特征研究 |
| 3.1 赤铁矿嵌布特征 |
| 3.2 铅锌矿物嵌布特征 |
| 3.3 脉石矿物嵌布特征 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 黄金冶炼渣中铁的回收试验研究 |
| 4.1 磁化焙烧—磁选试验 |
| 4.2 直接还原焙烧—磁选试验 |
| 4.3 酸浸—酸浸渣氰化浸出试验 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 黄金冶炼渣两段焙烧试验研究 |
| 5.1 氯化焙烧试验 |
| 5.2 二段焙烧综合回收铁 |
| 5.3 本章小结 |
| 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 个人简历 |
四、新疆某氰化提金厂尾矿综合回收试验研究（论文参考文献）
- [1]含钒碳质金矿氯化焙烧提取钒和金的基础及工艺研究[D]. 王洪君. 北京科技大学, 2021
- [2]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)
- [3]黄金矿床的分类及其综合利用技术现状[J]. 吕子虎,刘红召,卞孝东,赵登魁,郭保万. 矿产保护与利用, 2018(04)
- [4]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)
- [5]全泥氰化提金清洁生产评价指标体系相关问题研究[D]. 韩柳. 西北大学, 2017(04)
- [6]氰化尾渣中黄铁矿与闪锌矿的浮选回收技术研究[J]. 刘浩,朱一民,马艺闻,韩跃新,李艳军. 矿产综合利用, 2017(02)
- [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]氰化尾渣提铁脱硅处理及对金回收影响的研究[D]. 江汉龙. 西安建筑科技大学, 2016(02)
- [9]黄金冶炼渣中有价金属的综合利用研究[D]. 柳林. 中国地质科学院, 2016(07)
- [10]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)