一、碳质金矿的矿物特征和提金工艺(论文文献综述)
吴天骄,曹欢,牛芳银,靳建平,王海军,陈军,卫亚儒[1](2021)在《某含碳微细粒难处理金矿浮选提金工艺研究》文中认为某含碳微细粒金矿金含量为5.56×10-6,大部分金呈微细粒包裹于含碳硅质板岩碎屑中,有机碳和石墨含量分别为1.33%和1.50%,是典型的含碳难处理金矿。为实现该含碳难处理金矿的浮选预富集,进行了先浮选碳质后浮选金和直接浮选金等不同工艺流程的探讨试验,并在最佳流程基础上进行了直接浮选工艺的条件优化试验。结果表明:采用直接浮选工艺可以获得品位较高的金精矿,当磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%时,可获得金品位为30.01×10-6,回收率为76.18%的金精矿,金回收率较先浮选碳质后浮选金工艺明显提高;调整工艺流程结构,采用一段粗磨浮选—扫选精矿再磨浮选工艺,可获得金品位为33.45×10-6、金回收率为79.93%的金精矿。该流程选矿指标相较于一次磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%的指标更优,是适宜含碳微细粒难处理金矿石的处理流程。
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》文中指出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。
陈树梁[3](2021)在《表面修饰硅胶和氧化铝及其对Au(S2O3)23-的吸附性能与机制》文中提出硫代硫酸盐提金技术作为一种绿色环保的非氰提金工艺,是湿法冶金领域研究的热点之一。硫代硫酸盐提金技术的研究主要集中在金的溶出机理、浸出工艺的改进以及浸液中金的回收三方面。其中,缺乏行之有效且成本低廉的浸液中金的回收方法,是限制该技术实现产业化的主要原因。因此,对硫代硫酸盐浸金液中金的回收问题进行研究,具有重要意义。论文采用吸附法回收硫代硫酸盐浸金液中的金,制备出了能对硫代硫酸盐浸金液中金产生吸附的修饰硅胶(SG-SH)和修饰氧化铝(Al2O3-SH)材料,分析了材料表面修饰过程中的键合机理与模式,探讨了修饰硅胶和氧化铝对硫代硫酸盐溶液中对金的吸附性能,阐明了浸金体系中各物种成分影响金吸附的作用机制,并对载金硅胶或氧化铝的解吸-再生及实际应用进行了研究。研究结果表明,表面修饰可以改变硅胶和氧化铝的表面性质,增强硅胶和氧化铝对硫代硫酸盐溶液中金的吸附能力,其中以3-巯丙基三甲氧基硅烷(MPTMS)为改性剂时,效果最为明显。所制得的修饰硅胶和修饰氧化铝巯基含量分别为1.1 mmol/g和0.34 mmol/g,载金量分别为13.51 kg/t和13.41 kg/t。硅胶的表面修饰为一个化学键合的过程,改性剂能与硅胶表面的硅羟基发生缩合反应,在界面处形成Si-O-Si-C键,并且释放出甲醇,每个巯基底端对应形成1-3个新的Si-O-Si-C键。在硫代硫酸盐溶液中,体系p H值对修饰材料吸附金的影响较大,吸附过程中会释放出H+,弱碱性条件有利于金的吸附;硫代硫酸根在吸附过程中起到抑制作用,并且金的吸附为一个吸热过程。修饰硅胶和氧化铝对硫代硫酸盐溶液中金的吸附为配体交换过程,溶液中的Au(I)吸附在材料表面,材料表面的巯基发生去质子化作用与Au(I)形成金的硫醇盐络合物。吸附液中的浸金试剂会影响修饰硅胶对金的吸附,Cu(II)对金的吸附存在抑制作用,NH3或en(乙二胺)会促进修饰硅胶对溶液中金的吸附,Cu(II)与NH3或en络合形成的Cu(NH3)42+或Cu(en)22+络合物是影响修饰硅胶吸附金的主要物种,修饰硅胶表面的巯基被其氧化成二硫键,使得修饰硅胶对溶液中金的吸附能力下降。在对载金硅胶和载金氧化铝的解吸-再生工艺研究中,发现酸性硫脲溶液和硫代硫酸钠溶液可用于载金硅胶和载金氧化铝的解吸,解吸后的材料可直接用于硫代硫酸盐溶液中金的再吸附,循环性能良好。论文还研究了修饰硅胶和修饰氧化铝在实际浸金液中的吸附性能,发现经多段吸附后,修饰硅胶和修饰氧化铝可以实现对Cu(II)-NH3-S2O32-体系和Cu(II)-en-S2O32-体系浸金液中金的回收。最后通过量子化学计算对Au(S2O3)23-络合物的结构性质和材料表面金的吸附机理进行了分析,计算结果表明,Au(S2O3)23-络合物中的S2O32-是一种亚稳定的配体,在与Au(I)进行配位时,形成的Au-S键的键长为2.42A,S-Au-S键的键角为176.02°,Au(S2O3)23-络合物的结合能为-0.44 hartree,S2O32-配体与中心金属离子Au(I)之间发生了电荷转移,主要是由S2O32-中配位S原子的3s和3p轨道向Au(I)的6s轨道上转移。修饰材料能吸附硫代硫酸盐浸液中金的原因在于表面的巯基和硫醇阴离子与Au(I)的相互作用强于S2O32-,并且硫醇阴离子对Au(I)的结合能力比巯基的结合能力更强,所形成的络合物更稳定,材料表面的巯基在吸附过程中会转换成硫醇盐,释放出H+,使得溶液的p H值下降,Au(I)吸附在材料表面时,Au(I)的6s空轨道会与配体S之间形成σ健,硫原子在吸附过程中起主导作用。论文为硫代硫酸盐浸金液中金的回收提供了新的方法与思路,为硫代硫酸盐提金技术的发展提供了理论基础和技术支撑。
王洪君[4](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》文中进行了进一步梳理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。
苏保全[5](2019)在《内蒙石英脉型金矿石氰化炭浆法提金工艺优化研究》文中研究表明我国黄金行业面临资源和环境的双重制约,本文以内蒙某石英脉金矿石为研究对象,通过工艺矿物学研究、全泥氰化试验和活性炭试验。对已有的提金工艺进行优化研究,对现有流程及生产辅助条件进行分析试验,进一步提高金的回收率。为该类型金矿的选金工艺提供可靠的技术支持和理论依据。通过矿物工艺矿物学研究表明:滤渣滤饼中有细粒的载金炭存在是造成金流失的根本原因;与此同时滤渣滤饼中少部分金矿物表面被氧化铅(其中还含有少量Cd)的薄膜污染,是造成金难以回收的主要原因。所以,必须通过炭浆法全泥氰化试验研究和活性炭研究来减少金的流失,进而达成提高回收率的目的。通过炭浆法全泥氰化试验研究来探索解决氰化钠浓度、浸出时间控制、矿浆浓度控制、磨矿细度控制以及对工艺中使用助浸剂的种类等问题。通过炭浆法全泥氰化试验研究探索出的最佳条件为:助浸剂种类不需要变化、磨矿细度控制在-0.074mm占90%、调浆浓度控制在40%、氰化钠浓度应该控制在800g/t,浸出时间控制在48h。通过炭浆法活性炭研究,探索出活性炭的粒度分布情况、不同的底炭密度条件活性炭的磨损情况、饱和时活性炭的载金品位和不同吸附时间活性炭的吸附率。通过炭浆法活性炭研究表明:底炭密度控制在12g/L时,既能保证活性炭的吸附率,又能降低活性炭的磨损率;通过活性炭的粒度分布情况研究,给出了补加炭筛的措施,将+2.8mm大粒炭和-1.43mm碎炭筛除后,能有效的解决此石英脉型金矿石滤渣中由细粒载金炭造成的金流失问题。通过研究最终将金的回收率从现有生产工艺的88.72%提高到90.8%。
牛会群,佟琳琳,衷水平,李晶,杨洪英[6](2019)在《卡林型金矿碳质物特征及其去碳方法研究现状》文中研究说明卡林型金矿为一种含碳含砷微细浸染型金矿。金矿中的碳物质由无机碳和有机碳组成,除碳酸盐矿物外,无机碳多为元素碳,而有机碳则主要由腐植物和烃类物质组成。研究结果表明,碳质物在氰化提金过程中会产生劫金效应,造成金浸出率下降。重点阐述卡林型金矿中碳质物特征及其劫金机理,对金矿中碳质物的去碳方法进行归纳与总结,分析现有方法的原理、特点和优缺点,并提出卡林型金矿研究的方向。
李恒[7](2019)在《碳质物对高含碳金矿浮选影响的试验研究》文中提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%。
王强[8](2019)在《微细粒包裹型碳质金矿的非氰提金试验及机理研究》文中研究说明随着易处理金矿石的逐渐减少,难处理金矿的开发利用受到了世界各国科研人员的广泛关注。我国难处理金矿资源丰富,如何处理这类矿石对于黄金工业的可持续发展具有重要意义。氰化法自问世一百多年来,一直是提金的主要方法,但对于微细粒包裹型碳质金矿,采用氰化法提取矿石中的金时较为困难。同时氰化物的剧毒性会造成严重的环境污染和生态破坏,一些国家已禁止氰化法提金的使用。因此,亟需寻找一种能够有效处理微细粒包裹型碳质金矿的非氰浸出方法。硫代硫酸盐法具有无毒、浸金速度快、对设备无腐蚀、适合处理碳质金矿等优点,被认为是目前最有潜力的无氰提金方法。然而,硫代硫酸盐法也存在着氨水使用浓度较高、试剂消耗较大、金回收困难等问题。结合课题组前期研究结果,本文采用乙二胺代替常用的铜-氨-硫代硫酸盐体系中的氨,首先对铜-乙二胺-硫代硫酸盐体系进行了热力学分析,结果表明:在铜-乙二胺-硫代硫酸盐体系中,溶液中的铜乙二胺络合物主要以Cu(en)22+为主,其还原产物主要为Cu(S2O3)35-,且还有少量的Cu(S2O3)23-存在。研究了pH对Cu(Ⅱ)型体分布的影响,发现pH为6~11时,溶液中的Cu(Ⅱ)主要以Cu(en)22+的形式存在。相对于铜-氨-硫代硫酸盐体系对pH的苛刻要求,铜-乙二胺-硫代硫酸盐体系的pH适用范围更宽泛。通过对铜-乙二胺-硫代硫酸盐体系中主要电对的标准电极电势计算发现,Cu(Ⅱ)complex/Cu(Ⅰ)complex电对能够满足金的溶出条件,因此,采用乙二胺来代替氨具有可行性。另外,铜-乙二胺-硫代硫酸盐体系中Cu(Ⅱ)complex/Cu(Ⅰ)complex电对不会自发地将S2O32-氧化为S4O62-,可降低浸金过程中硫代硫酸盐的消耗。其次,通过金箔浸出试验考察了铜-乙二胺-硫代硫酸盐体系中黄铁矿及其焙砂对金溶出的影响,发现黄铁矿及其焙砂均对金的溶出具有抑制作用,且黄铁矿的抑制作用大于其焙砂。研究还发现,当溶液中的硫代硫酸盐浓度非常低时,黄铁矿及其焙砂均能吸附Au(S2O3)23-,造成溶液中金的浓度下降。本文以云南某微细粒包裹型碳质金矿为研究对象,进行了实际矿石的浸出试验。结果表明:由于绝大部分金包裹在硫化矿中,采用传统的氰化法或硫代硫酸盐法直接浸出矿石中的金时,浸出率仅有5.9%、4.3%,相应的氰化钠与硫代硫酸盐的消耗量分别达到了 1.84kg/t、20.4kg/t。为了有效的提取矿石中的金,需要在浸出之前破坏硫化矿包裹体,使金暴露出来。首先对金精矿进行焙烧氧化预处理,并采用响应曲面法对焙烧条件进行优化,获得了适宜的焙烧工艺条件:焙烧温度642℃,焙烧时间为240min。对于所得焙砂分别采用氰化法、铜-氨-硫代硫酸盐体系和铜-乙二胺-硫代硫酸盐体系进行提金试验。结果表明:氰化法浸出18h时金的浸出率为80.6%,相应的NaCN消耗量为1.05 kg/t;以铜-氨-硫代硫酸盐体系浸出,2 h时金的浸出率与硫代硫酸盐的消耗分别为65.3%和13.27 kg/t;而用铜-乙二胺-硫代硫酸盐体系浸出,4h时金的浸出率即可达80.3%,而相应的硫代硫酸盐消耗量仅为4.14 kg/t。与铜-氨-硫代硫酸盐相比,铜-乙二胺-硫代硫酸盐体系的pH值较为宽泛,使用的乙二胺浓度远低于铜-氨-硫代硫酸盐体系中氨的浓度。因此,与氰化法或铜-氨-硫代硫酸盐法相比,该体系更适合从微细粒包裹型碳质金矿石中提取金。对硫代硫酸盐浸渣采用强酸处理,然后再经铜-乙二胺-硫代硫酸盐体系浸出,计算金的最终浸出率为91.1%,硫代硫酸盐的总消耗量为5.63kg/t。首次发现溴酸盐法可直接浸出上述难处理金矿中的金。热力学分析表明,溴酸盐法可以破坏硫化矿包裹体继而快速溶解出矿石中的金。经过单因素试验获得了原矿适宜的浸出条件:溴酸钾浓度为0.25 M,三氯化铁浓度为0.08 M,盐酸浓度为0.4 M,搅拌速度为250rpm,液固比为5。在5min内,金的浸出率即可达到94.5%。试验研究还发现溴酸盐浸出法同样适用于处理浮选金精矿,且金的浸出率可达到91.8%。SEM-EDS与XRD分析溴酸盐法所得浸渣的表面形貌与晶体结构,发现矿石中大部分硫化矿在浸出时被氧化分解。溴酸盐法浸出金后,无须对矿浆进行固液分离,采用活性炭直接吸附就能取得较高的金回收率。该浸出方法不仅高效、低毒,而且在从微细粒包裹型碳质金矿中浸出金时,无需预处理便可在很短的时间内达到较高的浸金率。
陈军,卫亚儒[9](2018)在《难处理含碳金矿石预处理技术研究现状》文中进行了进一步梳理难处理含碳金矿石分布广泛,通常采用常规选冶方法无法得到有效利用。分析了含碳金矿石难处理的主要原因,论述了含碳金矿石主要的预处理方法,包括浮选脱碳法、抑碳提金法、氧化焙烧法、化学氧化法等,分析了各种预处理方法的优缺点,介绍了中国含碳金矿石预处理技术工业应用现状。
丘晓斌[10](2018)在《卡林型高硫金精矿生物预氧化及浸金受限原因分析》文中研究表明卡林型金矿是一种含砷、含硫、含碳且金以微细粒形式包裹与黄铁矿、毒砂等载金矿物中的极难处理金矿,是典型的双重难处理金矿。我国卡林型金矿储量约有1000t,但多为贫细杂矿石,开采利用率极低。卡林型金矿的预处理工艺包含焙烧氧化、化学氧化、加压氧化以及生物氧化法等,其中生物氧化法具有绿色、清洁、条件温和以及使用范围广等特点,近年发展尤为迅速。本文以贵州某卡林型金矿为原料,经一粗三精浮选工艺获得用以生物预氧化的低品位高硫卡林型金精矿,分别进行了常规生物预氧化研究,分步生物预氧化研究,生物预氧化脱硫动力学研究,并针对预氧化后续金浸出率受限问题,开展了金的赋存状态研究,劫金碳质研究,预氧化过程产物二次包裹研究以及渣金金相研究等,从机理层面揭示了该类矿石提金受限的根本原因,为该类矿石生物预氧化提金生产实践提供了一定理论基础;同时,结合该类矿石提金受限根本原因,提出了一种全新的预氧化工艺思路,即生物分步脱砷-焙烧联合预氧化工艺,缩短了传统生物预氧化周期,初步实现了降砷减排和金的高效回收。研究结果表明,在条件为磨矿细度为-37 μm占90%,矿浆浓度15%,浸矿温度45℃,浸矿体系2L,接种量10%,矿浆搅拌速度120 r·min-1,氧化制度5d-3d-2d,氧化10d时,采用分步预氧化法可有效解决预氧化过程产酸过量并严重影响细菌活性问题,实现了高硫金精矿的高效生物预氧化,其硫和砷的脱除率分别可达80.22%和91.27%,后续CIP氰化中Au浸出率可达80.17%,比金精矿直接氰化浸出率提高了约60%~70%,回收了 95%以上硫化物包裹金。高硫卡林型金精矿的生物预氧化脱硫过程受化学反应控制,且脱硫过程受温度、接种量、磨矿细度以及矿浆浓度等因素影响,其中受磨矿细度的影响最大,其次为矿浆浓度。在30℃~45℃温度范围内,通过动力学拟合计算得出生物预氧化脱硫表观活化能为31.24 kJ/mol;采用表面化学反应经验模型线性拟合得到了接种量、磨矿细度以及矿浆浓度与生物预氧化脱硫速率常数的关联指数分别为0.003、0.458和-0.206,建立了高硫金精矿生物预氧化脱硫半经验动力学模型。从机理层面分析了该类矿石浸金受限根本原因,体现在以下四个方面:1)金精矿中Au与As的含量呈明显的正相关关系,主要呈显微不可见固溶体金形式,无序散布、包裹于毒砂、黄铁矿等载金矿物内部,无法直接氰化浸出,该部分金回收需要生物预氧化;2)金精矿中存在高劫金有机碳质如干酪根等,此类劫金碳质内部碳原子排列无序度极高,具有极强的富集金能力,且在分步预氧化过程中得到小幅富集,对浸金过程极为不利,且添加活性炭竞争吸附不能从根本上解决这些劫金问题;3)预氧化过程中产生的二次黄钾铁矾对后续氰化浸金有重要影响,该矾膜既能阻碍氰化钠等浸金溶剂与被解离金的有效接触,又对未完全氧化的毒砂、黄铁矿形成二次包裹,影响预氧化进程,通过盐酸等溶剂可将其消解,能提升Au回收率10%左右;4)氰渣中干酪根中金含量高达493g/t,占氰渣中总金56.60%,而硫化物包裹金占氰渣中金仅为5.87%左右,硅酸盐包裹金占37.53%,其中未氧化硫化物包裹金仅占总金1.16%左右,继续延长预氧化时间脱硫无法显着提升后续金的氰化浸出率,需要开发新工艺回收这些碳质、硫化物包裹金。结合该类矿石提金受限根本原因,开发了生物分步脱砷-焙烧联合预氧化工艺,初步实现了降砷减排和金的高效回收。当条件磨矿细度为-37μm占90%,接种量10%,矿浆浓度15%,浸矿温度45℃,氧化制度为2d-1d-1d时,进行生物脱砷4d,金精矿中砷含量可降至0.71%,砷脱除率可达56.59%,后续采用600℃(1h)—900℃(1h)两段焙烧工艺,金浸出率可达92.03%,接近既定磨矿细度下的理论最高浸出率。大量黄铁矿的存在有利于生物脱砷,整个工序耗时缩短至4d左右,较生物分步脱硫预氧化工艺极大的缩短了周期。该工艺可从源头上达到降砷减排目的,有利于金精矿中金和硫等资源的最大限度回收,对该类矿石的开发利用实践具有重要的参考价值和指导意义。
二、碳质金矿的矿物特征和提金工艺(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、碳质金矿的矿物特征和提金工艺(论文提纲范文)
(1)某含碳微细粒难处理金矿浮选提金工艺研究(论文提纲范文)
1 矿石性质 |
2 试验结果与讨论 |
2.1 矿浆p H值调整剂种类 |
2.2 石灰用量试验 |
2.3 活化剂种类试验 |
2.4 Cu SO4用量试验 |
2.5 抑制剂种类试验 |
2.6 捕收剂种类试验 |
2.7 异戊基黄药用量试验 |
2.8 磨矿细度试验 |
2.9 闭路试验 |
2.1 0 提高金回收率试验 |
2.11尾矿金赋存状态 |
3 结论 |
(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)表面修饰硅胶和氧化铝及其对Au(S2O3)23-的吸附性能与机制(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
第一章 绪论 |
1.1 金的介绍 |
1.1.1 金的性质与用途 |
1.1.2 金矿资源的分布 |
1.2 硫代硫酸盐提金 |
1.2.1 提金方法的叙述 |
1.2.2 硫代硫酸根的结构和性质 |
1.2.3 硫代硫酸盐提金的发展史 |
1.2.4 硫代硫酸盐浸金原理 |
1.2.5 硫代硫酸盐提金法的优缺点 |
1.3 硫代硫酸盐浸金液中金的回收 |
1.3.1 置换法 |
1.3.2 活性炭吸附法 |
1.3.3 树脂吸附法 |
1.3.4 硅胶吸附法 |
1.3.5 磁性材料吸附法 |
1.3.6 溶剂萃取法 |
1.3.7 电沉积法 |
1.4 硅胶 |
1.4.1 硅胶的结构与性质 |
1.4.2 硅胶的表面修饰 |
1.4.3 修饰硅胶的应用 |
1.5 氧化铝 |
1.5.1 氧化铝的结构与性质 |
1.5.2 氧化铝的修饰 |
1.5.3 修饰氧化铝的应用 |
1.6 课题的提出 |
1.7 研究内容与意义 |
第二章 实验材料与方法 |
2.1 实验试剂与仪器 |
2.1.1 实验试剂 |
2.1.2 实验仪器设备 |
2.2 实验原材料及制备方法 |
2.2.1 Au(S_2O_3)_2~(3-)溶液的制备 |
2.2.2 修饰硅胶和氧化铝的制备 |
2.3 实验方法 |
2.3.1 吸附实验 |
2.3.2 解吸实验 |
2.3.3 实际金矿浸出实验 |
2.4 分析方法 |
2.4.1 吸附液中金含量的分析 |
2.4.2 吸附材料巯基含量的测定 |
2.5 表征方法 |
2.5.1 红外光谱分析 |
2.5.2 扫描电镜分析 |
2.5.3 X射线衍射分析 |
2.5.4 N_2吸附-解吸仪分析 |
2.5.5 X射线光电子能谱分析 |
2.5.6 原子吸收光谱仪分析 |
2.5.7 气相色谱分析 |
2.5.8 拉曼光谱 |
2.6 理论计算方法 |
第三章 硅胶的表面修饰及其对硫代硫酸盐溶液中金的吸附性能研究 |
3.1 修饰条件的优化实验 |
3.1.1 改性试剂的筛选 |
3.1.2 改性剂用量对金吸附的影响 |
3.1.3 改性温度对金吸附的影响 |
3.1.4 改性时间对金吸附的影响 |
3.2 修饰硅胶的表征 |
3.2.1 FT-IR分析 |
3.2.2 SEM-EDS分析 |
3.2.3 BET分析 |
3.2.4 GC分析 |
3.3 修饰硅胶对金的吸附性能 |
3.3.1 吸附时间对吸附率的影响 |
3.3.2 p H值的影响 |
3.3.3 硫代硫酸盐浓度的影响 |
3.3.4 初始金浓度的影响 |
3.3.5 吸附温度的影响 |
3.4 修饰硅胶对溶液中金的吸附机理 |
3.5 本章小结 |
第四章 氧化铝的修饰及其对硫代硫酸盐溶液中金的吸附性能研究 |
4.1 修饰条件的优化实验 |
4.1.1 改性时间对金吸附的影响 |
4.1.2 改性剂用量对金吸附的影响 |
4.1.3 改性温度对金吸附的影响 |
4.2 修饰氧化铝的表征 |
4.2.1 FT-IR分析 |
4.2.2 拉曼光谱分析 |
4.2.3 SEM-EDS分析 |
4.2.4 BET分析 |
4.2.5 XRD分析 |
4.3 修饰氧化铝对金的吸附性能 |
4.3.1 吸附时间与吸附率关系与改性剂多级吸附性能 |
4.3.2 pH值的影响 |
4.3.3 硫代硫酸盐浓度的影响 |
4.3.4 初始金浓度的影响 |
4.4 修饰氧化铝对金的吸附机理 |
4.5 本章小结 |
第五章 铜-氨(胺)体系中金的吸附性能研究 |
5.1 Cu(Ⅱ)对金吸附的影响 |
5.2 NH_3对金吸附的影响 |
5.3 en对金吸附的影响 |
5.4 Cu(Ⅱ)在NH_3和en溶液中的物种分布 |
5.4.1 Cu(Ⅱ)在不同浓度NH_3中的物种分布 |
5.4.2 Cu(Ⅱ)在不同浓度en中的物种分布 |
5.5 铜氨络离子对金吸附的影响 |
5.6 铜胺络离子对金吸附的影响 |
5.7 铜氨比对金吸附的影响 |
5.8 铜胺比对金吸附的影响 |
5.9 修饰硅胶失活原因分析 |
5.9.1 SEM-EDS分析 |
5.9.2 拉曼光谱分析 |
5.9.3 XPS分析 |
5.10 本章小结 |
第六章 载金硅胶和氧化铝的解吸、再生与实际浸液中的吸附 |
6.1 载金硅胶和氧化铝的解吸和再生 |
6.1.1 硫脲解吸 |
6.1.2 硫代硫酸盐解吸 |
6.2 实际浸金液中金的吸附性能研究 |
6.2.1 Cu(Ⅱ)-NH_3-S_2O_3~(2-)体系浸出液中金的吸附 |
6.2.2 Cu(Ⅱ)-en-S_2O_3~(2-)体系浸出液中金的吸附 |
6.3 本章小结 |
第七章 金在修饰硅胶和氧化铝表面吸附的理论计算 |
7.1 S_2O_3~(2-)的结构性质 |
7.2 Au(S_2O_3)_2~(3-)的结构 |
7.3 MPTMS的结构 |
7.4 金在吸附材料表面的吸附 |
7.5 本章小结 |
第八章 结论与创新点 |
8.1 结论 |
8.2 创新 |
8.3 展望 |
致谢 |
参考文献 |
附录A 攻读博士期间的科研成果 |
附录B 软硬酸碱分类 |
(4)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 |
(5)内蒙石英脉型金矿石氰化炭浆法提金工艺优化研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
1 引言 |
1.1 选题的背景 |
1.2 选题的目的和意义 |
1.3 国内外研究现状 |
1.4 研究内容和方法 |
1.4.1 研究内容 |
1.4.2 研究方法 |
1.4.3 技术路线 |
1.4.4 创新点 |
2 生产工艺概况 |
2.1 工艺流程 |
2.2 工艺流程描述 |
2.3 初期工艺指标 |
2.4 生产工艺指标 |
2.5 生产工艺概况小结 |
3 工艺矿物学研究 |
3.1 取样方法 |
3.2 试样制备方案 |
3.3 浸渣滤饼中金的赋存状态研究 |
3.4 原矿矿相分析 |
3.4.1 原矿物理性质 |
3.4.2 原矿的组成 |
3.4.3 矿石结构构造 |
3.4.4 原矿矿相分析小结 |
3.5 原矿碳物相分析 |
3.6 对现场浸渣滤饼的考查 |
3.6.1 浸渣滤饼组成分析 |
3.6.2 浸渣滤饼金的粒度和形态特征 |
3.7 工艺矿物学研究小结 |
4 全泥氰化试验研究 |
4.1 探索试验 |
4.1.1 全泥氰化探索试验 |
4.1.2 重选—氰化预浸试验 |
4.1.3 探索试验小结 |
4.2 氰化钠浓度及浸出时间关系试验 |
4.3 助浸试验 |
4.4 矿浆浓度试验 |
4.5 磨矿细度试验 |
4.6 最佳条件验证试验 |
4.7 贵液品位和浸出时间关系 |
4.8 全泥氰化试验小结 |
5 活性炭试验研究 |
5.1 物理性能测定 |
5.1.1 堆比重测定和碘值测定 |
5.1.2 炭的预处理 |
5.1.3 活性炭磨损试验 |
5.2 活性炭的饱和吸附容量试验 |
5.3 不同时间的炭吸附试验 |
5.4 炭浆法提金试验小结 |
6 结论与展望 |
6.1 结论 |
6.2 展望 |
参考文献 |
在学研究成果 |
致谢 |
(6)卡林型金矿碳质物特征及其去碳方法研究现状(论文提纲范文)
1 碳质物组成特征 |
1.1 碳质物的含量与粒度 |
1.2 元素碳 |
1.3 腐植物 |
1.4 烃类物质 |
2 碳质物劫金现象 |
2.1 元素碳劫金 |
2.2 腐植物劫金 |
3 去碳方法 |
3.1 高温焙烧法 |
3.2 微波焙烧法 |
3.3 加压氧化法 |
3.4 微生物氧化法 |
3.5 化学氧化法 |
4 结论及展望 |
(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)微细粒包裹型碳质金矿的非氰提金试验及机理研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
第一章 绪论 |
1.1 难处理金矿研究现状 |
1.2 难处理金矿的预处理方法 |
1.2.1 焙烧氧化法 |
1.2.2 热压氧化法 |
1.2.3 微生物氧化法 |
1.2.4 化学氧化法 |
1.3 浸金方法研究概述 |
1.3.1 氰化法 |
1.3.2 非氰化法 |
1.4 硫代硫酸盐法的优点以及存在的问题 |
1.4.1 硫代硫酸盐法的优点 |
1.4.2 浸出过程中存在的问题 |
1.5 课题的提出 |
1.6 研究的内容及意义 |
第二章 试验材料与方法 |
2.1 试验试剂与设备 |
2.1.1 试验试剂 |
2.1.2 主要仪器设备 |
2.2 试验原材料及制备 |
2.2.1 含Au(S_2O_3)_2~(3-)溶液的配置 |
2.2.2 含AuBr_4~-溶液的配置 |
2.3 试验研究方法 |
2.3.1 焙烧试验方法 |
2.3.2 矿石金浸出试验 |
2.3.3 纯金浸出试验 |
2.3.4 矿石对Au(S_2O_3)_2~(3-)的吸附试验 |
2.4 试验分析方法 |
2.4.1 化学分析方法 |
2.4.2 仪器分析方法 |
第三章 铜-氨(乙二胺)-硫代硫酸盐体系的热力学分析 |
3.1 氨(乙二胺)的型体分布 |
3.1.1 氨溶液中各型体的分布 |
3.1.2 乙二胺溶液中各型体的分布 |
3.2 铜离子的型体分布 |
3.2.1 Cu(Ⅱ)的型体分布 |
3.2.2 Cu(Ⅰ)的型体分布 |
3.3 pH对Cu(Ⅱ)型体分布的影响 |
3.3.1 铜-氨-硫代硫酸盐体系中pH对Cu(Ⅱ)型体分布的影响 |
3.3.2 铜-乙二胺-硫代硫酸盐体系中pH对Cu(Ⅱ)型体分布的影响 |
3.4 相关电极电势的计算 |
3.5 空间构型 |
3.6 本章小结 |
第四章 黄铁矿及其焙砂对硫代硫酸盐浸金的影响 |
4.1 黄铁矿及其焙砂对金浸出的影响 |
4.1.1 黄铁矿加入量的影响 |
4.1.2 黄铁矿焙砂加入量的影响 |
4.1.3 金片的SEM表征 |
4.2 黄铁矿及其焙砂对Au(S_2O_3)_2~(3-)的吸附作用 |
4.2.1 黄铁矿对Au(S_2O_3)_2~(3-)的吸附作用 |
4.2.2 黄铁矿焙砂对Au(S_2O_3)_2~(3-)的吸附作用 |
4.2.3 黄铁矿及其焙砂表面SEM表征 |
4.3 本章小结 |
第五章 浮选金精矿焙烧预处理 |
5.1 矿石基本性质 |
5.2 直接浸出试验 |
5.2.1 氰化法 |
5.2.2 铜-氨-硫代硫酸盐法 |
5.3 浮选金精矿的热重分析 |
5.4 氧化焙烧预处理 |
5.5 焙烧条件的优化(RSM) |
5.5.1 试验设计 |
5.5.2 数据分析 |
5.5.3 两因素间的交互效应分析 |
5.5.4 焙烧参数的优化和验证 |
5.6 焙砂的表征 |
5.7 本章小结 |
第六章 焙砂铜-氨(乙二胺)-硫代硫酸盐体系浸金试验 |
6.1 焙砂氰化法浸金 |
6.2 焙砂铜-氨(乙二胺)-硫代硫酸盐体系浸金 |
6.2.1 Cu~(2+)浓度的影响 |
6.2.2 氨水(乙二胺)浓度的影响 |
6.2.3 硫代硫酸盐浓度的影响 |
6.2.4 液固比的影响 |
6.2.5 搅拌速度的影响 |
6.2.6 浸出时间的影响 |
6.2.7 pH的影响 |
6.3 浸渣直接浸出 |
6.4 酸洗浸渣的浸出试验 |
6.4.1 盐酸浓度对金浸出率的影响 |
6.4.2 酸浸时间对金浸出率的影响 |
6.4.3 液固比对金浸出率的影响 |
6.5 酸浸渣的表征 |
6.6 本章小结 |
第七章 金矿石溴酸盐法浸金试验 |
7.1 浸金热力学分析 |
7.1.1 溴化浸金的基本原理 |
7.1.2 金溴络合物的存在形式 |
7.1.3 实际矿石溴酸盐法浸金可行性分析 |
7.2 原矿石直接浸出 |
7.2.1 氰化法 |
7.2.2 铜-氨-硫代硫酸盐法 |
7.2.3 原矿石溴酸盐法浸金 |
7.3 原矿石对AuBr_4~-的吸附 |
7.4 浮选金精矿的溴酸盐法浸金 |
7.5 浸渣的表征 |
7.6 浸出液中金的回收 |
7.7 本章小结 |
第八章 结论与创新 |
8.1 结论 |
8.2 创新点 |
8.3 展望 |
致谢 |
参考文献 |
附录A 部分络离子的稳定常数 |
附录B 攻读博士期间的科研成果 |
(9)难处理含碳金矿石预处理技术研究现状(论文提纲范文)
1 含碳金矿资源分布及难处理原因 |
1.1 资源分布 |
1.2 难处理原因分析 |
2 含碳金矿石预处理方法 |
2.1 浮选脱碳法 |
2.2 抑碳提金法 |
2.3 氧化焙烧法 |
2.4 化学氧化法 |
2.5 其他方法 |
3 中国含碳金矿石预处理技术工业应用 |
4 结语 |
(10)卡林型高硫金精矿生物预氧化及浸金受限原因分析(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
第1章 绪论 |
1.1 卡林型金矿分布状况及矿床特征 |
1.1.1 分布状况 |
1.1.2 矿床地质特征 |
1.2 卡林型金矿中金的赋存特征 |
1.2.1 国外卡林型金矿研究进展 |
1.2.2 国内卡林型金矿研究进展 |
1.3 卡林型金精矿生物氧化研究现状 |
1.3.1 浸矿机理 |
1.3.2 主要浸矿菌种 |
1.3.3 主要浸矿过程 |
1.3.4 浸矿影响因素 |
1.3.5 工业应用现状 |
1.3.6 近年研究热点 |
1.4 存在的问题 |
1.5 研究目的和意义 |
1.6 研究内容 |
第2章 实验材料和方法 |
2.1 实验材料 |
2.1.1 材料制备 |
2.1.2 金精矿工艺矿物学 |
2.1.3 菌种 |
2.1.4 试剂和设备 |
2.2 实验方法 |
2.2.1 一段生物预氧化 |
2.2.2 分步生物预氧化 |
2.2.3 直接氰化浸金 |
2.2.4 碳浆法氰化浸金 |
2.2.5 预氧化渣除矾 |
2.2.6 劫金实验 |
2.2.7 分析检测方法 |
第3章 分步生物预氧化工艺研究 |
3.1 菌群驯化与扩大培养 |
3.1.1 菌群的矿石适应性驯化 |
3.1.2 菌群扩大培养 |
3.2 一段生物预氧化与分步生物预氧化对比实验 |
3.2.1 一段生物预氧化实验 |
3.2.2 分步生物预氧化 |
3.3 分步生物预氧化参数优化实验 |
3.3.1 磨矿细度的影响 |
3.3.2 接种量的影响 |
3.3.3 矿浆浓度的影响 |
3.3.4 温度的影响 |
3.3.5 氧化制度的影响 |
3.4 氰化对比实验 |
3.4.1 一段预氧化—氰化实验(一) |
3.4.2 一段预氧化—氰化实验(二) |
3.4.3 分步预氧化—氰化实验(一) |
3.4.4 分步预氧化一氰化实验(二) |
3.4.5 分步预氧化—氰化实验(三) |
3.5 硫氧化率与金浸出率关系 |
3.6 生物预氧化过程菌群群落结构分析 |
3.6.1 16S rRNA基因克隆文库构建与分析 |
3.6.2 荧光定量PCR分析 |
3.7 小结 |
第4章 生物预氧化脱硫动力学研究 |
4.1 预氧化过程控制动力学方程 |
4.1.1 外扩散控制方程 |
4.1.2 内扩散控制方程 |
4.1.3 化学反应控制方程 |
4.1.4 活化能E_a计算 |
4.1.5 脱硫动力学模型 |
4.2 生物预氧化脱硫动力学分析 |
4.2.1 温度的影响及E_a计算 |
4.2.2 接种量的影响 |
4.2.3 磨矿细度的影响 |
4.2.4 矿浆浓度的影响 |
4.2.5 脱硫半经验动力学模型 |
4.3 小结 |
第5章 浸金受限原因分析 |
5.1 “不可见金”赋存状态研究 |
5.1.1 卡林型金矿Au-As赋存规律 |
5.1.2 Au的赋存形式分析 |
5.1.3 TOF-SIMS表征 |
5.2 黄铁矿载金差异性及生物浸出差异性 |
5.2.1 黄铁矿载金差异性 |
5.2.2 黄铁矿微生物浸出差异性 |
5.3 碳质及其劫金能力分析 |
5.3.1 碳质GC-MS分析 |
5.3.2 碳质Raman分析 |
5.3.3 碳质劫金指数PRI测定 |
5.3.4 碳质对生物氧化-氰化提金的影响 |
5.4 黄钾铁矾影响分析 |
5.5 氰渣包裹金分析 |
5.6 小结 |
第6章 生物分步脱砷-焙烧提金研究 |
6.1 生物分步脱砷理论依据 |
6.1.1 原电池效应 |
6.1.2 矿物晶体结构 |
6.1.3 能带理论 |
6.2 生物分步脱砷实验 |
6.2.1 磨矿细度的影响 |
6.2.2 接种量的影响 |
6.2.3 矿浆浓度的影响 |
6.2.4 温度的影响 |
6.2.5 氧化制度的影响 |
6.3 脱砷渣焙烧提金实验 |
6.4 小结 |
第7章 结论 |
参考文献 |
致谢 |
攻读博士期间成果目录 |
四、碳质金矿的矿物特征和提金工艺(论文参考文献)
- [1]某含碳微细粒难处理金矿浮选提金工艺研究[J]. 吴天骄,曹欢,牛芳银,靳建平,王海军,陈军,卫亚儒. 黄金科学技术, 2021(05)
- [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]表面修饰硅胶和氧化铝及其对Au(S2O3)23-的吸附性能与机制[D]. 陈树梁. 昆明理工大学, 2021(02)
- [4]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
- [5]内蒙石英脉型金矿石氰化炭浆法提金工艺优化研究[D]. 苏保全. 内蒙古科技大学, 2019(03)
- [6]卡林型金矿碳质物特征及其去碳方法研究现状[J]. 牛会群,佟琳琳,衷水平,李晶,杨洪英. 有色金属(冶炼部分), 2019(06)
- [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]微细粒包裹型碳质金矿的非氰提金试验及机理研究[D]. 王强. 昆明理工大学, 2019(06)
- [9]难处理含碳金矿石预处理技术研究现状[J]. 陈军,卫亚儒. 黄金, 2018(12)
- [10]卡林型高硫金精矿生物预氧化及浸金受限原因分析[D]. 丘晓斌. 东北大学, 2018