一、Study on Separation of Pb and Zn from Mixed Rougher Concentrates（论文文献综述）
赖浩[1]（2021）在《黄铜矿和方铅矿浮选过程中的同质化效应研究》文中指出黄铜矿和方铅矿的浮选分离是多金属硫化矿选矿中的一个难题。许多研究者提出黄铜矿和方铅矿的天然可浮性相近是导致铜铅难分离的原因。在浮选回路中,硫化矿物的表面化学组成在机械力、电化学、难免离子和浮选药剂等因素的作用下发生改变。当前,黄铜矿和方铅矿在浮选过程中的表面化学组成变化对铜铅分离的影响尚不明确。本文的研究发现黄铜矿和方铅矿的表面化学组成在浮选过程中趋于同质化的现象,并将这种现象称为同质化效应。研究同质化效应对黄铜矿和方铅矿浮选及表面性质的影响,对理解黄铜矿和方铅矿浮选分离的表面化学机制具有重要的理论价值和实践意义。论文以黄铜矿和方铅矿为主要研究对象,通过浮选试验、To F-SIMS、PCA、MCR-ALS、ICP-OES、XPS、zeta电位、UV-Vis和FTIR,研究了铜铅硫化矿石浮选过程中的同质化效应,黄铜矿和方铅矿的表面化学组成在浮选过程中趋于同质化的机制,以及乙基黄药体系中,Fe Cl3消除同质化效应对黄铜矿和方铅矿浮选分离影响的机理。铜精矿和铅精矿的To F-SIMS分析结果表明,黄铜矿和方铅矿的表面化学组成在浮选过程中趋于同质化。相对于铅精矿中的黄铜矿和方铅矿,铜精矿中的黄铜矿和方铅矿的表面更富含铜硫化物、铅硫化物、乙硫氮和丁铵黑药的吸附产物,但更缺乏铝离子、镁离子、钙离子和硅酸钠的吸附产物。在黄铜矿和方铅矿混合磨矿过程中,黄铜矿促进了方铅矿溶解出铅离子,方铅矿也促进了黄铜矿溶解出铜离子和铁离子,这些溶解的离子在矿物表面吸附,使得混合磨矿后的黄铜矿和方铅矿的表面都检测到了Cu+、Fe+、Pb+、Pb OFe+、Pb OCu+和Pb SCu+等碎片离子,表明黄铜矿和方铅矿的表面化学组成在混合磨矿过程中趋于同质化。在铜离子和铅离子的影响下,方铅矿和黄铜矿的浮选行为趋于相似。当无捕收剂存在时,铜离子和铅离子分别对方铅矿和黄铜矿的浮选有抑制作用;当乙硫氮/丁铵黑药存在时,铜离子对方铅矿浮选的抑制作用和铅离子对黄铜矿浮选的抑制作用都显着减弱;当乙硫氮/丁铵黑药和抑制剂（Fe SO4+Na2SO3）都存在时,铜离子和铅离子分别对方铅矿和黄铜矿的浮选有活化作用。铜离子主要吸附在方铅矿表面的富硫位点,形成Pbx–Sy–Cu–（OH）z形式的Cu（Ⅰ）–S物种。铅离子不会取代黄铜矿晶格中的Fe和Cu,其在黄铜矿表面的富羟基位点和富硫位点吸附,形成含量依次降低的（OH）z–Pb–O–Fe、（OH）z–Pb–Sy–Cux和（OH）z–Pb–O–Cu物种。黄铜矿表面吸附的铅物种中,（OH）z–Pb–Sy–Cux物种的占比不超过29%。铜离子处理的方铅矿与乙硫氮和丁铵黑药作用后,方铅矿表面分别形成了二乙基二硫代氨基甲酸铜盐和二丁基二硫代磷酸铜盐,且方铅矿表面的二乙基二硫代氨基甲酸铅盐和二丁基二硫代磷酸铅盐的形成量减少。铅离子处理的黄铜矿与乙硫氮和丁铵黑药作用后,黄铜矿表面分别形成了二乙基二硫代氨基甲酸铅盐和二丁基二硫代磷酸铅盐,且黄铜矿表面的二乙基二硫代氨基甲酸铜盐和二丁基二硫代磷酸铜盐的形成量增加。黄铜矿和方铅矿组合质谱数据集的PCA分析结果表明,无论乙硫氮/丁铵黑药是否存在,在铅离子和铜离子的作用下,黄铜矿和方铅矿的表面化学组成都会趋于同质化。纯矿物浮选试验表明,以乙基黄药为捕收剂,在p H 9.5时,Fe Cl3能消除同质化效应对黄铜矿和方铅矿浮选分离的影响,从而实现黄铜矿和方铅矿的选择性分离。机理研究发现,在Fe Cl3的作用下,方铅矿与黄铜矿的表面化组成差异扩大。具体而言,Fe Cl3对方铅矿表面化学组成的影响较弱,但黄铜矿经Fe Cl3处理后被氧化,其表面大部分的Cu、S、Pb和乙基黄药吸附产物都被去除,形成了富含铁的（羟基）氧化物/氢氧化物和（羟基）硫酸铁的表面。论文的研究结果完善了黄铜矿和方铅矿浮选分离理论,为黄铜矿和方铅矿浮选过程的表面化学调控提供了理论支撑。
薛宇[2]（2021）在《氯化胆碱—乙二醇低共熔溶剂中电解分离铜镍合金的研究》文中提出铜具有高导电性、高导热性、耐腐蚀性且易加工成型等特性,因此铜及铜合金被广泛地应用于电力、电子、航天、机械及冶金、新兴产业等领域。但是铜镍合金分离的方法大都存在操作周期长、工艺复杂、对环境污染严重及分离不彻底等缺点。在低共熔溶剂中分离铜镍合金的方法,具有工艺流程简单、产品纯度高、能源利用率高等优点,具有重要的科学意义和应用前景。低共熔溶剂（DESs）作为一种新型的绿色溶剂,具有制备工艺简单、导电性好、价格低廉且无毒等特性,所以本研究将其作为电解分离铜镍合金的电解质。本文合成了氯化胆碱-乙二醇（ChCl-EG）DES,测定了氯化亚铜（CuCl）和氯化镍（Ni Cl2）在其中的溶解度,并研究了其黏度和电导率,将其作为电解质用于电解分离铜镍合金。采用循环伏安法和线性扫描伏安法研究了在ChCl-EG DES中Cu（I）的电化学行为。在电解实验中研究了电流密度、反应温度、CuCl浓度和电解时间等工艺条件对产物铜粉纯度、电流效率和直流电耗的影响规律。主要研究成果如下:（1）对CuCl+ChCl-EG DES的物理性质测试表明,当温度从323 K升高到363 K时,CuCl的溶解度从0.58 mol·L-1增大到2.7 mol·L-1,而Ni Cl2的溶解度从0.16 mol·L-1增大到0.44 mol·L-1,是因为温度升高导致ChCl-EG对非极性物质的溶解性增大了。当温度从323 K升高到363 K时,CuCl+ChCl-EG DES的电导率增大,其黏度减小。当CuCl浓度增大时,CuCl+ChCl-EG DES的电导率和黏度都随之增大。在本研究测试范围内,CuCl+ChCl-EG DES的黏度最小为41.63 m Pa·s,电导率最大为27.32 m S·cm-1。（2）采用三电极体系进行了电化学测试,循环伏安测试表明,Cu（I）可以在CuCl+ChCl-EG DES中被还原为金属铜,ECu（I）/Cu和lncCu（I）之间具有良好的线性关系,这表明增加CuCl浓度有利于Ti电极上Cu（I）离子的还原。线性扫描伏安测试表明,在本实验条件范围内,Cu的阳极溶解速率和Cu（I）的阴极还原速率都分别远大于Ni和Ni（II）的,而且升高温度有利于铜镍合金的分离。（3）电解实验中研究了电流密度、反应温度、CuCl浓度和电解时间等工艺条件对铜镍分离过程的影响。研究发现,当电流密度从2 m A·cm-2增加到10m A·cm-2时,电解分离铜镍的电流效率从94.76%增加到99.21%,直流电耗从48.21k W·h·t-1增加249.36 k W·h·t-1。当反应温度从323 K升高到363 K时,电流效率从93.78%增加到99.89%,而直流电耗从608.85 k W·h·t-1减小到281.49 k W·h·t-1。当CuCl浓度从0.5 mol·L-1升高至2.5 mol·L-1时,其电流效率先增大后减小,直流电耗反之。当电解时间从2 h延长至6 h时,其电流效率和直流电耗的变化趋势与不同CuCl浓度产生的影响类似。相对于反应温度、CuCl浓度和电解时间来说,电流密度对电流效率和直流电耗的影响更加显着。产物的微观形貌分析表明,电解分离铜镍合金能够获得粒径约为50μm～150μm的不规则块状铜粉,其形貌多为树枝状、麦穗状以及菜花状,纯度高达99.97%。XRD分析表明,产物全部为单质铜,且Cu微晶的择优晶面为（111）,即（111）晶面为主要的生长方向。
陈章鸿[3]（2021）在《老挝丰沙里省难选铜铅锌矿石浮选分离试验研究》文中提出铜铅锌矿产资源是我国重要的战略性矿产资源之一,直接影响国防、经济、人民生活以及社会可持续性发展的安全。目前我国铜金属的对外依存度高达80%,随着铜铅锌矿资源不断开采、加工、利用,铜矿资源无法满足国内铜消费的最低需求。老挝丰沙里省铜铅锌矿石属典型的“易浮难分”矿石,开展该资源的高效分离与利用研究,对增加外部供给及解决同类矿石资源难分离问题,具有十分重要的现实意义。首先,利用先进的工艺矿物学研究手段对矿石性质进行全面研究;在此基础上,开展了浮选探索试验、混合浮选试验、部分混合浮选及分离试验、优先浮选试验研究,最终确定可行的浮选工艺流程与药剂制度,获得了满意的分离指标。工艺矿物学研究结果表明:该矿石以硫化物为主,原矿含铜、铅、锌较高,银不同程度地与硫化物伴生,各有用矿物之间嵌布关系复杂。矿石中原生硫化铜黄铜矿占82.1%、次生硫化铜占9.21%、其它铜占8.69%;矿石中铅赋存形式较为复杂,方铅矿占88.05%,但碳酸铅、硫酸铅和铅铁矾等形式存在的氧化铅合计11.95%,后者很难通过选矿充分富集回收;矿石中的锌呈闪锌矿产出占93.38%,而呈其他形式存在的氧化锌分布率相对较低。混合浮选、部分混合浮选及分离试验表明:该复杂铜铅锌矿石属典型的易浮难分离矿石。采用简单的硫化矿浮选药剂,即可得到高回收率的铜铅锌混合精矿,但混合精矿难以实现高效分离。铜铅锌依次优先浮选体系中,在弱酸性介质中进行铜粗选,是实现该资源高效利用的有效途径。开路试验采用极具特色的硫酸作为调整剂,亚硫酸钠和硫酸锌作为组合抑制剂,丁铵黑药和Z-200作为选择性捕收剂,经过一次粗选、一次精选快速浮铜;选铜尾矿采用石灰及硫酸锌作为调整剂,乙硫氮作为选择性捕收剂,通过一次粗选、三次精选和一次扫选的流程选铅;选铅尾矿经过一次粗选、三次精选和一次扫选的流程选锌。在原矿含Cu 2.05%、Pb 5.76%、Zn 3.24%时,获得铜精矿品位为23.03%,回收率为76.51%,铜精矿含Pb 27.28%,含Zn2.92%;铅精矿品位39.60%,回收率47.99%,铅精矿含Cu 4.29%,含Zn7.05%;锌精矿品位49.29%,回收率为51.05%,锌精矿含Cu0.18%,含Pb 3.05%。通过实施弱酸性介质中快速优先浮铜、选铜中矿返回选铅的新工艺闭路试验,达到了有用矿物“能收早收、分类回收”的目的。在原矿含Cu 2.06%、Pb 5.79%、Zn 2.92%、Ag 443g/t的情况下,获得铜精矿含Cu 20.18%、Pb 10.32%、Zn 1.52%,Cu回收率达到82.39%,且伴生银在铜精矿中含量高达2738g/t,回收率为52.00%;铅精矿含Pb 45.35%、Cu 2.43%、Zn 3.34%,Pb回收率达到71.51%,Ag的品位达728g/t,回收率为15%;锌精矿含Zn 42.21%、Cu 0.07%、Pb 2.55%,Zn回收率达到70.11%,Ag的品位达1643g/t,回收率为18%。本试验研究成功地实现了铜、铅、锌的高效分选及伴生银的综合回收,解决了该企过去只能廉价出售铜铅锌混合精矿的困境,为该资源开发利用,提高企业经济效益提供了技术参考。
温小椿[4]（2021）在《铅铋银系合金物料超重力熔析分离的基础研究》文中研究说明在铅、铋的冶炼过程中,会产出一定量的铅铋银系合金物料,主要可分为 Pb-X 系、Bi-X 系、Pb-Ag-X 系、Bi-Ag-X 系和 Pb-Ag-Bi-X 多元系合金。目前,国内外冶炼厂对其现存分离工艺普遍存在操作繁杂、能耗过大、生产流程长、金属回收率低、环境污染严重、劳动强度大等问题。为更加有效的提高铅铋银系合金物料的利用率,对铅、铋冶炼过程产出的复杂合金物料进行资源化回收已然成为有色冶金行业的迫切需求。本文基于铅铋银系合金物料中不同金属相间的物理性质差异,结合相关合金相图的理论分析及平衡计算,创新性地引入超重力冶金技术,借助其强化过滤分离的技术特点,提出了一种高效、环境友好型的铅、铋资源综合提取新方法。取得如下研究成果:（1）针对Pb-X系合金物料,以Pb-Sb二元合金为典型,在时间t=210 s,重力系数G=450,温度T=533 K和过滤孔径dpore=48μm条件下,可分离得到含量为91wt%的上部富Sb相和含量为85wt%的下部富Pb相,且其纯度分别可满足后续铅电解精炼工序和锑精炼的生产要求。同时,明晰了 Pb与其他元素在不同Pb-X系合金物料（1#～5#）中的定向迁移行为与分离规律。这也为其它Pb-X系合金物料的分离提供了理论指导。（2）探究了铋冶金过程中二元Bi-X系合金的分离问题,分析了元素Bi的迁移规律与凝固组织结构。结果表明,Bi-Zn、Bi-Cu、Bi-Pb、Bi-Ag和Bi-Sn二元合金超重力分离得到的富Bi相纯度分别达到97.1%、99.7%、99.4%、96.3%和97.1%以上;富Bi相的质量比例βBi-rich分别为85%、96%、87%、84%和61%;杂质元素Zn、Cu、Pb、Ag、Sn去除率分别可达80%、98%、90%、75%和88%。这一结果不仅是后续含Bi多元系合金物料的分离基础,而且为从粗铋熔体中绿色、高效提纯Bi提供了指导方向。（3）在揭示Pb-X系合金分离规律的基础上,分析了 Pb-Ag-X三元系合金超重力凝固过程各元素的分配行为。结果发现,Pb-Ag-Sb合金中95.02wt%的元素Ag被富集至下部Pb基体中,这有利于在后续铅电解精炼中回收Ag;而上部主要为含量达90.8wt%以上的富Sb相,也可满足后续锑精炼的生产要求。此外,结合碳热还原热力学分析,提出了一种“硫酸化焙烧蒸硒-碳热还原-超重力分离得Pb-Ag-Cu”处理含银铅铜阳极泥的新技术路线。首先,采用硫酸化焙烧方式去除其中99.9%的Se;其次,在1173 K条件碳热还原2 h,使主金属还原至金属态;最后,经超重力分离可得到Pb-Ag-Cu合金相和残碳相。在G=600,T=1423 K和t=5 min条件下,Pb-Ag-Cu相的质量比重可达83%,且Pb、Ag、Cu的回收率分别达98%,96%和89%以上。结合相图理论分析与平衡计算发现,经连续降温熔析至熔体凝固后,可分别得到上部Cu-Ag相和下部Pb-Ag相。（4）由Bi-Ag合金初步分离得到的粗Bi相,结合Bi-Ag-Zn相图理论分析和平衡计算,明晰了其加锌提银的机理。提出了一种Bi-Ag合金“①超重力粗分铋银熔体—②加理论量锌提银—③超重力分离得富Bi熔体”路线。在T=543 K、G=400和t=5 min条件下,可分离得到含量为99.38wt%富Bi相。Ag去除率（yAg）和Zn去除率（γZn）分别可达99.84%和91.16%。同时,富Bi相质量比重MBi-rich为83.92%。此外,金属Ag主要存在于一段分离得Ag-Bi相和二段分离得Ag-Zn相中,可返回银转炉配料或送鼓风炉单独处理。（5）针对Pb-Bi-Ag-X多元系合金,明晰了 Pb-Ag-Sb三元合金和Pb-Ag-Bi-Sb四元合金中多金属的分离机制。如:Sb-25%Pb-5%Ag合金,可超重力过滤得到上部富Sb相和下部富Pb相,且元素Ag主要存在于上部试样中;Sb-22%Pb-5%Ag-3%Bi合金,可超重力过滤得到上部富Sb相和下部Pb-Bi相,且绝大部分的Bi均存在于下部试样中。此外,对于典型的Pb-Bi-Ag-X多元系贵铅合金,提出了一种两段熔析分离的工艺流程。在T=573 K、t=5 min和G=600条件下,可一段分离得到含量为32.89wt%的上部粗Ag相;而下部Pb-Bi相中元素Ag含量仅为0.89wt%,可通过超重力进一步分离其中的Pb 和 Bi,Ag一次富集率δAg可达 97.94%;在 T=843 K、t=5 min 和 G=600条件下,粗Ag相经二段分离可得到含量为46.88wt%的上部粗Sb相和含量为55.82wt%的下部富Ag相,Ag二次富集率γAg可达92.04wt%。经两段熔析分离后,Ag总富集率ζAg达90.14%以上。
马原琳[5]（2019）在《广西某硫化铅锌矿浮选优化试验研究》文中研究说明铅锌矿产资源历经多年开采,正面临着越来越贫细杂化的严峻问题。由于铅锌矿石性质发生改变,原本的工艺和药剂制度已经不能获得优质的产品。因此铅锌矿的高效分离显得尤为重要,如何在原有的工艺流程和设备仪器条件下通过采用新型药剂及合适的药剂制度来优化生产指标,达到资源利用最大化,是目前来看最简单可行的方法。本文以广西某硫化铅锌矿为研究对象,该选厂生产指标存在精矿品位和金属回收率较低、铅锌精矿互含高的问题,了解到该选厂采用硫酸铜作为闪锌矿的活化剂,但硫酸铜存在活化作用选择性不强、需在高碱条件下使用的缺点,会对选矿指标和选厂效益产生巨大影响。而童雄教授课题组自主研发的新型闪锌矿活化剂X-45,一方面活化能力和选择性能比硫酸铜好,另一方面成本较低、使用的pH环境更广。本文研究讨论新型活化剂X-45能否在代替硫酸铜的同时达到提高该选矿厂的精矿品位和金属回收率、减少精矿铅锌互含、降低选矿成本、提高经济效益的目标。论文通过化学多元素分析、X射线荧光光谱分析、扫描电镜、XRD衍射分析、物相分析等检测方法对矿样进行工艺矿物学分析,分析结果表明:原矿中68.60%的铅赋存于方铅矿中,88.34%的锌赋存在闪锌矿中,铅品位为0.86%,锌品位为3.86%,脉石矿物主要有重晶石、石英、白云石,方铅矿、闪锌矿与脉石矿物的嵌布特性复杂,粒度分布较广,粗细不均匀。选择优先浮选工艺流程,进行实际矿石浮选试验研究。由试验结果得:在最佳药剂制度的条件下:采用新型活化剂X-45时,闭路试验得到的铅精矿品位为34.02%、回收率为56.67%、含锌12.33%,锌精矿品位为45.91%、回收率为90.99%、含铅1.86%。相较于硫酸铜,不但锌精选石灰最佳用量降低200g/t,而且锌精矿中锌品位提高了3.11%,锌回收率提高了2.56%,锌精矿含铅量降低了0.06%。由经济概算得采用新型活化剂X-45比硫酸铜每吨可节约0.25元药剂成本,每处理一吨原矿增加36.92元的综合经济效益。在最佳药剂制度条件下,对比两种活化剂作用下的纯矿物浮选试验结果得:新型活化剂X-45的活化能力更强、活化作用更具选择性,且其适用的溶液pH环境更广;对比两种活化剂作用下的闪锌矿表面接触角大小可得,新型活化剂X-45的活化能力强于硫酸铜。
蒋海勇[6]（2017）在《铅锌尾矿中重晶石的综合回收及机理研究》文中认为随着我国易选重晶石资源的日益减少,综合回收难选重晶石资源对缓解我国重晶石供求矛盾,促进我国经济发展具有重要的意义。重晶石与白云石矿物可浮性相近,浮选分离具有一定难度。针对这一问题,本文通过单矿物浮选试验、药剂作用机理检测系统地研究了重晶石和白云石可浮性差异,并应用试验所得结论去指导实际铅锌尾矿综合回收重晶石。单矿物试验表明,捕收剂十二烷基磺酸钠对重晶石和白云石都有很好的捕收效果。抑制剂T11对白云石具有明显的选择性抑制作用,而且相对单独使用硫酸和水玻璃,T11用量更少。在一定药剂量范围内,Pb2+对十二烷基磺酸钠浮选重晶石具有活化效果。铅锌尾矿浮选试验表明,对该尾矿先通过一粗二扫除硫,再采用T11做抑制剂,十二烷基磺酸钠做捕收剂,进行一粗一扫得到重晶石粗精矿,粗精矿经磨矿至-0.038mm 88.58%后,通过五次精选和一次精扫选,闭路试验最终得到产率为10.73%,含BaSO4品位91.27%,回收率为70.25%的浮选指标,实现了铅锌尾矿中重晶石的有效回收。十二烷基磺酸钠作用机理研究表明,重晶石矿物表面Ba2+与十二烷基磺酸根（C12H25OSO3-）发生化学吸附,在矿物表面可能生成相对稳定的十二烷基磺酸钡,使矿物疏水上浮。十二烷基磺酸钠使重晶石表面动电位下降幅度明显大于白云石的下云石表面,说明相比白云石,十二烷基磺酸钠对重晶石的捕收效果更好降幅度,并且十二烷基磺酸钠在重晶石表面的吸附密度与吸附量都高于在白。T11作为抑制剂,与白云石表面发生较强的化学吸附使矿物亲水,并通过竞争吸附抑制白云石表面与十二烷基磺酸钠的吸附。T11既能使重晶石与白云石电位差变大,也能急剧减少白云石的接触角,使白云石表现为强烈的亲水性,但是T11对重晶石接触角影响较小,矿物可浮性基本不变,这是T11作为抑制剂使重晶石与白云石浮选分离的主要原因。
张学平[7]（2017）在《五元体系K+,Mg2+,Pb2+,Zn2+//Cl--H2O及相关子体系在373K下的相平衡研究》文中研究指明本文采用了等温溶解平衡法研究了五元体系K+,Mg2+,Pb2+,Zn2+//Cl--H2O及其相关的四元、三元子体系在373 K热卤水中的固液相平衡。并根据测定的平衡时盐的溶解度和饱和溶液的密度数据绘制了相关体系的等温相图和密度-组成图。采用X-射线粉晶衍射法和湿固渣法对共饱点处的饱和固体作了固相鉴定。所研究的体系包括九个三元体系:NaCl-PbCl2-H2O、MgCl2-PbCl2-H2O、CaCl2-PbCl2-H2O、PbCl2-ZnCl2-H2O、KCl-PbCl2-H2O、KCl-ZnCl2-H2O、MgCl2-ZnCl2-H2O、CaCl2-ZnCl2-H2O和NaCl-ZnCl2-H2O。四个四元体系:K+,Mg2+,Pb2+//Cl--H2O、K+,Mg2+,Zn2+//Cl--H2O、K+,Pb2+,Zn2+//Cl--H2O和Mg2+,Pb2+,Zn2+//Cl--H2O。一个五元体系:K+,Mg2+,Pb2+,Zn2+//Cl--H2O。三元体系NaCl-PbCl2-H2O、MgCl2-PbCl2-H2O、CaCl2-PbCl2-H2O和PbCl2-ZnCl2-H2O在373 K下的相图为简单共饱和型相图,固相中只有单盐存在,未发现复盐和固溶体的存在。它们的相图均存在着两条溶液边界线,相交于一个共饱点,将其划分为四个区域,即不饱和液相区,两种单盐各自的结晶区和两种盐的共同结晶区域。而三元体系KCl-PbCl2-H2O、KCl-ZnCl2-H2O、MgCl2-ZnCl2-H2O、CaCl2-ZnCl2-H2O和NaCl-ZnCl2-H2O在373 K下的相图为有复盐生成的相图,复盐分别为:KCl·2PbCl2、2KCl·ZnCl2、MgCl2·ZnCl2·5H2O、CaCl2·ZnCl2·2H2O和NaCl·ZnCl2。这些体系的相图都含有两个共饱点,并被三条溶解度曲线划分为六个区域,它们包括不饱和液相区,两种单盐和一个复盐各自的结晶区以及两种单盐分别和复盐的共同结晶区域。四元体系K+,Mg2+,Pb2+//Cl--H2O在373 K下有三个共饱点,七条单变量等温溶解曲线,五个固相结晶区,分别为KCl、MgCl2·6H2O、KCl·MgCl2·6H2O（Car）、KCl·2PbCl2和PbCl2的结晶区。四元体系K+,Mg2+,Zn2+//Cl--H2O在373 K下有四个共饱点,九条单变量等温溶解曲线,六个固相结晶区,分别为KCl、MgCl2·6H2O、KCl·MgCl2·6H2O（Car）、2KCl·ZnCl2、MgCl2·ZnCl2·5H2O和ZnCl2的结晶区。四元体系K+,Pb2+,Zn2+//Cl--H2O在373 K下有三个共饱点,七条单变量等温溶解曲线,五个固相结晶区,分别为KCl、PbCl2、KCl·2PbCl2、2KCl·ZnCl2和ZnCl2的结晶区。四元体系Mg2+,Pb2+,Zn2+//Cl--H2O在373 K下有两个共饱点,五条单变量等温溶解曲线,四个固相结晶区,分别为MgCl2·6H2O、PbCl2、MgCl2·ZnCl2·5H2O和ZnCl2的结晶区。五元体系K+,Mg2+,Pb2+,Zn2+//Cl--H2O（氯化铅饱和）在373 K下的相图比较复杂,其平衡固相中盐的存在形式与其所有四元子体系保持一致,与四元子体系相比,既没有新的复盐生成,也没有新的水合物生成。平衡固相中共有三个复盐,即:KCl?MgCl2?6H2O、MgCl2?ZnCl2?5H2O和KCl?2PbCl2;两个无水单盐,PbCl2和ZnCl2。一个水合单盐MgCl2?6H2O。投影图中有3个共饱点,7条单变量等温溶解曲线,5个结晶区,分别为KCl?MgCl2?6H2O、MgCl2?ZnCl2?5H2O、KCl?2PbCl2、MgCl2?6H2O和ZnCl2的结晶区。其中,KCl?2PbCl2的结晶区最大,六水氯化镁的结晶区最小。五元体系K+,Mg2+,Pb2+,Zn2+//Cl--H2O（氯化钾饱和）在373 K下的相图较复杂,平衡固相中共有四个复盐,即:KCl?MgCl2?6H2O、MgCl2?ZnCl2?5H2O、2KCl?ZnCl2和KCl?2PbCl2;一个无水单盐,KCl。投影图中有2个共饱点,5条单变量等温溶解曲线,4个结晶区,分别为KCl?MgCl2?6H2O、MgCl2?ZnCl2?5H2O、2KCl?ZnCl2和KCl?2PbCl2的结晶区。KCl?2PbCl2的结晶区最大,KCl?MgCl2?6H2O的结晶区最小。五元体系K+,Mg2+,Pb2+,Zn2+//Cl--H2O（氯化镁饱和）在373 K下的相图比较复杂,平衡固相中共有两个复盐,即:KCl?MgCl2?6H2O和MgCl2?ZnCl2?5H2O;一个无水单盐,PbCl2;一个水合单盐MgCl2?6H2O。投影图中有1个共饱点,3条单变量等温溶解曲线,3个结晶区,分别为KCl?MgCl2?6H2O、MgCl2?ZnCl2?5H2O和PbCl2的结晶区。其中,氯化铅和钾镁复盐的结晶区都较大,镁锌复盐的结晶区最小。五元体系K+,Mg2+,Pb2+,Zn2+//Cl--H2O（氯化锌饱和）在373 K下的相图比较复杂,平衡固相中共有三个复盐,即:2KCl?ZnCl2、KCl?2PbCl2和MgCl2?ZnCl2?5H2O;两个无水单盐,PbCl2和ZnCl2。投影图中有两个共饱点,五条单变量等温溶解曲线,四个结晶区,分别为2KCl?ZnCl2、KCl?2PbCl2、MgCl2?ZnCl2?5H2O和PbCl2的结晶区。其中,PbCl2的结晶区最大,MgCl2?ZnCl2?5H2O的结晶区最小。
葛阳阳[8]（2015）在《厂坝铅锌矿石分级浮选试验研究》文中研究说明铅锌是我国的优势资源,但随着我国铅锌资源需求的增大,我国铅锌的储备资源难以满足现代化建设的需求。此外,我国的铅锌矿资源有以下特点:一是分布地区广,但相对集中;二是贫矿多,富矿少;三是矿床物质成分复杂,共伴生组分多,综合利用价值大。这些都为推动铅锌矿的浮选带来巨大的动力,以此来满足我国对铅锌资源的需求并且实现资源的综合利用。本论文采用分级与不分级对比的方法研究了厂坝铅锌矿浮选中细粒对粗粒的影响。最终试验结果表明,采用分级浮选试验流程可以使矿石中的铅锌得到更加有效的回收。厂坝铅锌矿石的工艺矿物学研究结果表明:矿石中可供选矿回收的元素有铅和锌,品位分别为1.26%和7.66%;矿石中主要的可回收矿物为闪锌矿、菱锌矿、方铅矿和白铅矿,杂质矿物主要是黄铁矿,主要脉石是石英、方解石等;目的矿物与脉石嵌布关系密切且复杂,使目的矿物彻底解离困难;闪锌矿属于中细粒嵌布,嵌布粒度区间为0.5～0.002mm;方铅矿属于细粒嵌布,嵌布粒度区间为0.2～0.002mm;黄铁矿属于中细微粒嵌布,嵌布粒度区间为0.4～0.002mm。在上述研究的基础上,进行了厂坝铅锌矿的不分级浮选试验和原矿分级浮选试验。厂坝铅锌矿的不分级浮选试验表明:在原矿磨矿细度-0.074mm占90%时,铅粗选药剂制度为,氧化钙7000g/t、硫酸锌600g/t、亚硫酸钠600g/t、乙黄药250 g/t、2号油33.84g/t,铅粗选时间5min;经过一次粗选和一次扫选选铅后,尾矿选锌;锌粗选药剂制度为,硫酸铜100g/t、丁黄药80g/t、2号油11.28g/t,锌粗选时间5min。得到的指标为,铅粗精矿品位23.00%、回收率79.50%,锌粗精矿品位47.38%、回收率87.47%。将原矿分成-0.074mm+0.038mm和-0.038mm两个粒级,对两个粒级分别进行浮选。-0.074mm+0.038mm矿样的浮选试验表明:铅粗选药剂制度为,氧化钙5000g/t、硫酸锌600g/t、亚硫酸钠600g/t、乙黄药200g/t、2号油33.84g/t,粗选时间5min;经过一次粗选和一次扫选选铅后,尾矿选锌;锌粗选药剂制度为,硫酸铜100 g/t、丁黄药80 g/t和2号油11.28g/t,锌粗选时间5min。得到的指标为,铅粗精矿品位27.28%、回收率85.16%,锌粗精矿品位45.12%、回收率92.97%。-0.038mm矿样的分级浮选试验表明:浮选矿浆浓度为23.26%,铅粗选药剂制度为,氧化钙7000g/t、硫酸锌800g/t、亚硫酸钠400g/t、乙黄药250g/t、2号油33.84g/t,粗选时间5min;经过一次粗选和一次扫选选铅后,尾矿选锌;锌粗选药剂制度为,硫酸铜100g/t、丁黄药80 g/t和2号油11.28g/t,锌粗选时间5min。得到的指标为,铅粗精矿品位21.47%、回收率78.45%,锌粗精矿品位43.46%、回收率84.89%。通过分级浮选最终铅的回收率为83.03%与不分级相比提高了 2.03个百分点;锌的回收率为89.98%与不分级相比提高1.12个百分点。本论文利用扫描电镜,对分级与不分级的产品进行分析,并结合流体动力学中粗粒、细粒矿物及气泡的相互作用,探讨了细粒矿物在浮选中的影响。本研究成果对研究厂坝铅锌矿浮选流程中,分级作业减弱细粒对粗粒影响,提高分选指标具有一定的指导意义。
袁来敏[9]（2014）在《某低品位铅锌硫化矿浮选试验研究》文中研究表明某硫化铅锌矿含铅锌原矿品位低、嵌布粒度细、伴生关系复杂。通过多种方案的比较,采用优先浮选抑锌浮铅的选别流程,试验采用乙硫氮作为优先选铅的捕收剂,石灰作为调整剂以及黄铁矿的抑制剂,硫酸锌和亚硫酸钠作为闪锌矿的抑制剂,之后利用硫酸铜作为闪锌矿的活化剂,用丁基黄药作为捕收剂来实现铅与锌的有效分离。试验获得铅精矿含铅51.00%、铅回收率86.63%、含银518 g/t、银回收率47.41%,锌精矿含锌51.20%、锌回收率85.27%、含银234 g/t、银回收率38.38%。
张雨田,宋翔宇,李荣改,周新民,徐靖[10]（2011）在《西北某复杂铜铅锌银多金属矿选矿工艺研究》文中研究说明针对西北某铜铅锌银多金属硫化矿共生关系密切,且铜铅锌矿物嵌布粒度极细的特点,使用选择性较强的铜捕收剂YK1-11和方铅矿抑制剂YK3-09等浮选药剂,采用优先浮选工艺流程,成功实现了铜铅锌的分选,获得铜精矿含铜17.12%、含银4 753 g/t、铜回收率61.16%、银总回收率83.99%,铅锌混合精矿含铅25.19%、含锌28.5%、铅回收率43.11%、锌回收率33.1%,铅精矿含铅48.11%、铅回收率27%,锌精矿含锌43.26%、锌回收率43.27%的指标。为类似复杂铜铅锌多金属矿的开发与利用提供了新的思路。
二、Study on Separation of Pb and Zn from Mixed Rougher Concentrates（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、Study on Separation of Pb and Zn from Mixed Rougher Concentrates（论文提纲范文）
（1）黄铜矿和方铅矿浮选过程中的同质化效应研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜铅硫化矿物浮选分离研究现状及进展 |
| 1.1.1 铜铅硫化矿物浮选分离研究现状 |
| 1.1.2 矿物表面性质对铜铅硫化矿物浮选分离的影响 |
| 1.2 黄铜矿和方铅矿的表面氧化溶解 |
| 1.2.1 黄铜矿的表面氧化溶解 |
| 1.2.2 方铅矿的表面氧化溶解 |
| 1.2.3 伽伐尼作用对黄铜矿和方铅矿表面氧化溶解的影响 |
| 1.3 铜离子和铅离子对硫化矿物浮选及表面性质的影响 |
| 1.3.1 铜离子对硫化矿物浮选及表面性质的影响 |
| 1.3.2 铅离子对硫化矿物浮选及表面性质的影响 |
| 1.4 论文研究的意义和内容 |
| 第二章 试验原料和研究方法 |
| 2.1 纯矿物的来源及性质 |
| 2.2 试验药剂与设备 |
| 2.3 研究方法 |
| 2.3.1 纯矿物浮选试验 |
| 2.3.2 紫外可见分光光度法分析 |
| 2.3.3 电感耦合等离子体发射光谱测试 |
| 2.3.4 Zeta电位测试 |
| 2.3.5 傅里叶变换红外光谱测试 |
| 2.3.6 X射线光电子能谱分析 |
| 2.3.7 飞行时间二次离子质谱分析 |
| 2.3.8 多元统计分析理论概述 |
| 2.3.9 多元统计分析软件及方法 |
| 第三章 铜铅硫化矿石浮选精矿的ToF-SIMS表面分析 |
| 3.1 原矿性质分析 |
| 3.2 铜铅分离浮选试验及样品制备 |
| 3.3 铜精矿和铅精矿ToF-SIMS数据分析的新方法 |
| 3.3.1 合并ToF-SIMS成像数据集 |
| 3.3.2 ToF-SIMS成像数据集的多元统计分析 |
| 3.3.3 ROI质谱数据集的提取及分析 |
| 3.3.4 光学显微图像采集 |
| 3.4 铜精矿和铅精矿的碎片离子图像分析 |
| 3.5 铜精矿和铅精矿成像数据集的PCA分析 |
| 3.6 铜精矿和铅精矿成像数据集的MCR-ALS分析 |
| 3.7 ROI质谱数据集的PCA分析 |
| 3.8 本章小结 |
| 第四章 黄铜矿和方铅矿磨矿过程中的离子迁移研究 |
| 4.1 矿物表面的碎片离子图像分析 |
| 4.2 黄铜矿和方铅矿表面质谱数据的差异 |
| 4.3 黄铜矿和方铅矿磨矿后滤液中的金属离子浓度 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 铜离子对方铅矿浮选及表面性质的影响 |
| 5.1 铜离子对方铅矿无捕收剂浮选及表面性质的影响 |
| 5.1.1 铜离子对方铅矿无捕收剂浮选的影响 |
| 5.1.2 方铅矿铜离子吸附量的测定 |
| 5.1.3 ToF-SIMS分析铜离子在方铅矿表面的吸附产物 |
| 5.1.4 XPS分析铜离子在方铅矿表面的吸附产物 |
| 5.1.5 铜离子对方铅矿表面zeta电位的影响 |
| 5.2 乙硫氮体系下铜离子对方铅矿浮选及表面性质的影响 |
| 5.2.1 乙硫氮体系下铜离子对方铅矿浮选的影响 |
| 5.2.2 铜离子对方铅矿乙硫氮吸附量的影响 |
| 5.2.3 ToF-SIMS分析铜离子对方铅矿表面乙硫氮吸附产物的影响 |
| 5.2.4 FTIR分析铜离子对方铅矿表面乙硫氮吸附产物的影响 |
| 5.3 丁铵黑药体系下铜离子对方铅矿浮选及表面性质的影响 |
| 5.3.1 丁铵黑药体系下铜离子对方铅矿浮选的影响 |
| 5.3.2 ToF-SIMS分析铜离子对方铅矿表面丁铵黑药吸附产物的影响 |
| 5.3.3 FTIR分析铜离子对方铅矿表面丁铵黑药吸附产物的影响 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 铅离子对黄铜矿浮选及表面性质的影响 |
| 6.1 铅离子对黄铜矿无捕收剂浮选及表面性质的影响 |
| 6.1.1 铅离子对黄铜矿无捕收剂浮选的影响 |
| 6.1.2 黄铜矿铅离子吸附量的测定 |
| 6.1.3 ToF-SIMS分析铅离子在黄铜矿表面的吸附产物 |
| 6.1.4 XPS分析铅离子在黄铜矿表面的吸附产物 |
| 6.1.5 铅离子对黄铜矿表面zeta电位的影响 |
| 6.2 乙硫氮体系下铅离子对黄铜矿浮选及表面性质的影响 |
| 6.2.1 乙硫氮体系下铅离子对黄铜矿浮选的影响 |
| 6.2.2 铅离子对黄铜矿乙硫氮吸附量的影响 |
| 6.2.3 ToF-SIMS分析铅离子对黄铜矿表面乙硫氮吸附产物的影响 |
| 6.2.4 FTIR分析铅离子对黄铜矿表面乙硫氮吸附产物的影响 |
| 6.3 丁铵黑药体系下铅离子对黄铜矿浮选及表面性质的影响 |
| 6.3.1 丁铵黑药体系下铅离子对黄铜矿浮选的影响 |
| 6.3.2 ToF-SIMS分析铅离子对黄铜矿表面丁铵黑药吸附产物的影响 |
| 6.3.3 FTIR分析铅离子对黄铜矿表面丁铵黑药吸附产物的影响 |
| 6.4 黄铜矿和方铅矿组合质谱数据集分析 |
| 6.5 本章小结 |
| 第七章 FeCl_3消除同质化效应对黄铜矿和方铅矿浮选分离影响的机理研究 |
| 7.1 FeCl_3对黄铜矿和方铅矿浮选分离的影响 |
| 7.2 FeCl_3对黄铜矿和方铅矿表面金属离子溶解的影响 |
| 7.3 ToF-SIMS分析FeCl_3对黄铜矿和方铅矿表面化学组成的影响 |
| 7.3.1 黄铜矿和方铅矿单矿物的ToF-SIMS分析 |
| 7.3.2 黄铜矿和方铅矿人工混合矿物的ToF-SIMS分析 |
| 7.4 XPS分析FeCl_3对黄铜矿和方铅矿表面化学组成的影响 |
| 7.5 本章小结 |
| 第八章 主要结论及创新点 |
| 8.1 主要结论 |
| 8.2 主要创新点 |
| 8.3 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录A 攻读学位期间的主要研究成果 |
| 附录B 攻读学位期间参与的项目及获得的奖励 |
| 附录C 铜精矿和铅精矿的成像数据集的PCA分析结果 |
（2）氯化胆碱—乙二醇低共熔溶剂中电解分离铜镍合金的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 镍冶炼与铜镍分离 |
| 1.2.1 镍冶炼工艺流程 |
| 1.2.2 铜镍分离方法及存在的问题 |
| 1.3 低共熔溶剂及其在电沉积中的应用 |
| 1.3.1 低共熔溶剂的简介 |
| 1.3.2 低共熔溶剂的性质 |
| 1.3.3 低共熔溶剂在电沉积中的应用 |
| 1.4 国内外研究现状 |
| 1.5 主要研究内容及创新点 |
| 1.5.1 主要研究内容 |
| 1.5.2 创新点 |
| 第二章 CuCl+ChCl-EG低共熔溶剂的物理性质研究 |
| 2.1 引言 |
| 2.2 实验方法 |
| 2.2.1 实验试剂与实验仪器 |
| 2.2.2 CuCl和 NiCl_2·6H_2O在 ChCl-EG DES中溶解度测定 |
| 2.2.3 ChCl-EG DES电导率的测定 |
| 2.2.4 ChCl-EG DES黏度的测定 |
| 2.3 CuCl和 NiCl_2·6H_2O在 ChCl-EG DES中的溶解度 |
| 2.4 CuCl+ChCl-EG DES的电导率 |
| 2.5 CuCl+ChCl-EG DES的黏度 |
| 2.6 本章小结 |
| 第三章 ChCl-EG低共熔溶剂中铜镍合金的电化学行为 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 实验方法 |
| 3.2.1 实验试剂与实验仪器 |
| 3.2.2 循环伏安法(CV) |
| 3.2.3 线性扫描伏安法(LSV) |
| 3.3 ChCl-EG DES的循环伏安曲线 |
| 3.3.1 温度的影响 |
| 3.3.2 CuCl浓度的影响 |
| 3.4 ChCl-EG DES的线性扫描伏安曲线 |
| 3.4.1 阳极极化曲线 |
| 3.4.2 阴极极化曲线 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 ChCl-EG低共熔溶剂中电解分离铜镍合金的研究 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 实验方法 |
| 4.2.1 电流效率和直流电耗的计算 |
| 4.2.2 产物表征 |
| 4.3 电流密度对分离铜镍合金的影响 |
| 4.3.1 电流密度对槽电压的影响 |
| 4.3.2 电流密度对电流效率和直流电耗的影响 |
| 4.3.3 电流密度对阴极产物形貌的影响 |
| 4.4 电解温度对分离铜镍合金的影响 |
| 4.4.1 电解温度对槽电压的影响 |
| 4.4.2 电解温度对电流效率和直流电耗的影响 |
| 4.4.3 电解温度对阴极产物形貌的影响 |
| 4.5 CuCl浓度对分离铜镍合金的影响 |
| 4.5.1 CuCl浓度对槽电压的影响 |
| 4.5.2 CuCl浓度对电流效率和直流电耗的影响 |
| 4.6 电解时间对分离铜镍合金的影响 |
| 4.7 本章小结 |
| 第五章 结论与展望 |
| 5.1 结论 |
| 5.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 攻读学位期间发表的论文及获奖情况 |
（3）老挝丰沙里省难选铜铅锌矿石浮选分离试验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜铅锌矿资源概况 |
| 1.1.1 铜铅锌金属的理化性质及用途 |
| 1.1.2 铜铅锌资源概述 |
| 1.2 铜铅锌矿床分类及铜铅锌的主要矿物 |
| 1.2.1 铜铅锌矿床类型 |
| 1.2.2 铜铅锌的主要矿物 |
| 1.3 铜铅锌多金属硫化矿浮选分离现状 |
| 1.3.1 常规浮选工艺 |
| 1.3.2 其他浮选工艺 |
| 1.3.3 矿浆调控浮选新工艺 |
| 1.4 论文选题的意义及主要研究内容 |
| 1.4.1 论文选题的意义 |
| 1.4.2 论文研究内容 |
| 第二章 试验矿样、药剂、仪器设备及研究方法 |
| 2.1 试验矿样的采集制备 |
| 2.2 试验药剂及仪器设备 |
| 2.2.1 试验药剂 |
| 2.2.2 试验设备 |
| 2.3 试验研究方法 |
| 第三章 原矿工艺矿物学研究 |
| 3.1 化学组成研究 |
| 3.1.1 原矿X荧光光谱分析 |
| 3.1.2 原矿化学成分分析 |
| 3.1.3 矿石中铜、铅、锌、银物相分析 |
| 3.2 矿物特性研究 |
| 3.2.1 矿石的结构与构造 |
| 3.2.2 矿石的矿物组成及相对含量 |
| 3.2.3 矿石中重要矿物的嵌布特征 |
| 3.3 矿石中主要目的矿物的粒度组成及分布特征 |
| 3.4 不同磨矿细度下主要矿物的解离度 |
| 3.5 影响浮选的工艺矿物学因素探讨 |
| 3.6 工艺矿物学研究小结 |
| 第四章 混合浮选、部分混合浮选及精矿分离试验研究初探 |
| 4.1 混合浮选探索试验 |
| 4.2 铜铅锌混合浮选条件试验 |
| 4.2.1 磨矿细度试验 |
| 4.2.2 石灰用量试验 |
| 4.3 铜铅部分混合浮选及混合精矿分离试验 |
| 4.3.1 亚硫酸钠与硫酸锌用量试验 |
| 4.3.2 粗选捕收剂用量试验 |
| 4.3.3 铜铅混合精矿分离试验 |
| 4.4 小结 |
| 第五章 铜铅锌依次优先浮选试验研究 |
| 5.1 铜铅锌优先浮选探索试验 |
| 5.2 优先浮选条件试验 |
| 5.2.1 磨矿细度试验 |
| 5.2.2 浮铜时间的确立 |
| 5.2.3 不同组合抑制剂用量条件下优先浮铜条件试验 |
| 5.2.4 不同组合捕收剂用量条件下优先浮铜条件试验 |
| 5.2.5 石灰用量试验 |
| 5.2.6 乙硫氮用量试验 |
| 5.2.7 硫酸铜用量试验 |
| 5.2.8 丁基黄药用量试验 |
| 5.3 小结 |
| 第六章 铜铅锌依次优先浮选流程优化研究 |
| 6.1 优先浮选开路试验 |
| 6.2 优先浮选闭路试验 |
| 6.3 产品多元素分析 |
| 第七章 结论、创新与展望 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 创新 |
| 7.3 展望 |
| 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 |
（4）铅铋银系合金物料超重力熔析分离的基础研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 铅的冶炼概述 |
| 2.1.1 铅的火法冶炼 |
| 2.1.2 铅锑合金分离的研究现状 |
| 2.1.3 含银铅阳极泥的研究现状 |
| 2.1.4 含银铅铜阳极泥的工艺进展 |
| 2.1.5 贵铅合金物料的工艺进展 |
| 2.2 铋的冶炼概述 |
| 2.2.1 粗铋的火法精炼 |
| 2.2.2 二元Bi-X系合金分离的研究现状 |
| 2.2.3 铋锡合金焊料的处理技术 |
| 2.2.4 铋银锌壳的工艺进展 |
| 2.3 现有工艺存在的问题及研究意义 |
| 2.4 超重力冶金技术概述 |
| 2.4.1 超重力冶金技术的原理 |
| 2.4.2 多金属熔体超重力分离的研究进展 |
| 2.5 课题总体思路与研究内容 |
| 2.5.1 计划路线 |
| 2.5.2 研究内容 |
| 3 Pb-X系合金超重力低温熔析富集与分离 |
| 3.1 原料的制备与基础物性 |
| 3.1.1 Pb-Sb二元系合金 |
| 3.1.2 Pb-X系合金物料 |
| 3.2 离心装置与重力系数的计算 |
| 3.3 相图理论计算与分析 |
| 3.4 明晰Pb-X系合金中元素Pb的分离规律 |
| 3.4.1 试验过程及分析方法 |
| 3.4.2 分析结果与讨论 |
| 3.5 Pb-X系合金的低温熔析分离试验 |
| 3.5.1 试验过程及分析方法 |
| 3.5.2 超重力场对Pb-Sb合金分离的影响 |
| 3.5.3 Pb-X系合金物料的熔析分离 |
| 3.5.4 超重力分离Pb-X系合金的机制 |
| 3.6 本章小结 |
| 4 Bi-X系合金熔体中元素Bi的迁移规律 |
| 4.1 试验过程及分析方法 |
| 4.2 相图理论分析 |
| 4.3 Bi-X系合金中元素Bi的迁移行为 |
| 4.3.1 Bi-Zn二元系 |
| 4.3.2 Bi-Cu二元系 |
| 4.3.3 Bi-Pb二元系 |
| 4.3.4 Bi-Ag二元系 |
| 4.3.5 Bi-Sn二元系 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 Pb-Ag-X三元系合金中元素的分配行为 |
| 5.1 原料的制备与基础物性 |
| 5.1.1 Pb-Ag-Sb三元系合金 |
| 5.1.2 含银铅铜阳极泥 |
| 5.2 Pb-Ag-Sb系合金中各元素的分配行为 |
| 5.2.1 试验过程及分析方法 |
| 5.2.2 分析结果与讨论 |
| 5.3 从含银铅铜阳极泥中分离得Pb-Ag-Cu合金 |
| 5.3.1 技术路线 |
| 5.3.2 试验过程及分析方法 |
| 5.3.3 分析结果与讨论 |
| 5.4 碳热还原热力学及相图理论分析 |
| 5.4.1 碳热还原热力学 |
| 5.4.2 相图理论分析与平衡计算 |
| 5.5 Pb-Ag-Cu合金超重力富集试验 |
| 5.5.1 试验过程及分析方法 |
| 5.5.2 分析结果与讨论 |
| 5.6 本章小结 |
| 6 Bi-Ag-X三元系合金熔析分离的机理与规律 |
| 6.1 原料的制备与基础物性 |
| 6.2 Bi-Ag系中加锌除银机理 |
| 6.2.1 相图理论分析 |
| 6.2.2 Zn理论添加量的计算 |
| 6.2.3 Bi-Ag-Zn合金的平衡计算 |
| 6.3 Bi-Ag-Zn三元合金熔析分离试验 |
| 6.3.1 试验过程及分析方法 |
| 6.3.2 超重力对Bi-Ag-Zn三元合金分离的影响 |
| 6.3.3 Bi-Ag-Zn三元合金熔析分离机制 |
| 6.4 本章小结 |
| 7 Pb-Bi-Ag-X多元系合金的超重力高效分离机制 |
| 7.1 原料与基础物性 |
| 7.1.1 含铅铋银多元系合金 |
| 7.1.2 贵铅合金物料 |
| 7.2 含铅铋银多元系合金的熔析分离 |
| 7.2.1 试验过程及分析方法 |
| 7.2.2 分析结果与讨论 |
| 7.3 贵铅合金物料两段熔析分离试验 |
| 7.3.1 相图理论分析 |
| 7.3.2 试验过程及分析方法 |
| 7.3.3 分析结果与讨论 |
| 7.3.4 贵铅合金中有价金属的分离机制 |
| 7.4 本章小结 |
| 8 结论与展望 |
| 8.1 主要结论 |
| 8.2 课题特色与创新点 |
| 8.3 展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历及在学研究成果 |
| 学位论文数据集 |
（5）广西某硫化铅锌矿浮选优化试验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铅锌矿产资源概述 |
| 1.1.1 铅锌金属的特性及应用 |
| 1.1.2 世界铅锌资源概况 |
| 1.1.3 我国铅锌矿产资源概况 |
| 1.2 硫化铅锌矿中主要矿物的性质及其可浮性 |
| 1.2.1 方铅矿的性质及其可浮性 |
| 1.2.2 闪锌矿的性质及其可浮性 |
| 1.2.3 黄铁矿的性质及其可浮性 |
| 1.3 硫化铅锌矿的浮选分离研究进展 |
| 1.3.1 硫化铅锌矿浮选分离的工艺研究进展 |
| 1.3.2 硫化铅锌矿浮选分离的药剂研究进展 |
| 1.4 论文研究目的、意义与研究内容 |
| 第二章 试验材料和试验方案 |
| 2.1 矿样的采集及制备 |
| 2.1.1 实际矿石矿样 |
| 2.1.2 纯矿物矿样 |
| 2.2 试验药剂及试验设备 |
| 2.3 试验方法 |
| 2.3.1 实际矿石浮选试验 |
| 2.3.2 纯矿物浮选试验 |
| 2.3.3 接触角测定 |
| 第三章 矿样工艺矿物学研究 |
| 3.1 主要化学成分分析 |
| 3.2 铅、锌物相分析 |
| 3.3 矿物组成分析 |
| 3.4 主要矿物的嵌布特性 |
| 3.4.1 方铅矿 |
| 3.4.2 闪锌矿 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 原矿浮选试验研究 |
| 4.1 探索试验 |
| 4.2 铅浮选阶段的条件试验 |
| 4.2.1 磨矿细度试验 |
| 4.2.2 石灰用量试验 |
| 4.2.3 硫酸锌用量试验 |
| 4.2.4 丁黄药和乙硫氮用量试验 |
| 4.2.5 铅精选石灰用量试验 |
| 4.3 铅浮选闭路试验 |
| 4.4 锌浮选阶段的条件试验 |
| 4.4.1 石灰用量试验 |
| 4.4.2 硫酸铜用量试验 |
| 4.4.3 丁黄药用量试验 |
| 4.4.4 采用硫酸铜时锌精选石灰用量试验 |
| 4.4.5 新型活化剂X-45 用量试验 |
| 4.4.6 采用X-45 时锌精选石灰的用量试验 |
| 4.5 全闭路试验对比 |
| 4.5.1 采用硫酸铜的闭路试验 |
| 4.5.2 采用X-45 的闭路试验 |
| 4.6 经济概算 |
| 4.7 本章小结 |
| 第五章 硫酸铜与新型活化剂X-45 的活化机理对比 |
| 5.1 闪锌矿天然可浮性研究 |
| 5.2 两种活化剂的浮选条件试验对比 |
| 5.2.1 活化剂浓度条件试验对比 |
| 5.2.2 丁黄药浓度条件试验对比 |
| 5.3 混合纯矿物试验研究 |
| 5.3.1 活化剂用量试验 |
| 5.3.2 浮选溶液环境对活化剂的行为影响试验对比 |
| 5.4 接触角的对比试验 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录(A)攻读硕士学位期间的学术成果 |
| 附录(B)攻读硕士学位期间参加的主要科研项目 |
| 附录(C)攻读硕士学位期间获得的奖励 |
（6）铅锌尾矿中重晶石的综合回收及机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 重晶石资源概况 |
| 1.1.1 重晶石及其应用 |
| 1.1.2 世界重晶石资源概况 |
| 1.1.3 我国重晶石资源概述 |
| 1.1.4 重晶石产品的质量标准 |
| 1.2 重晶石选矿技术概况 |
| 1.2.1 手选、磁选、酸浸 |
| 1.2.2 重选 |
| 1.2.3 浮选 |
| 1.3 铅锌尾矿中重晶石的回收现状 |
| 1.4 本论文的研究内容和意义 |
| 第二章 试样、药剂、仪器及研究方法 |
| 2.1 试验样品 |
| 2.1.1 单矿物样品的制备 |
| 2.1.2 实际矿石样品的制备 |
| 2.2 试验药剂与仪器设备 |
| 2.2.1 试验药剂 |
| 2.2.2 仪器设备 |
| 2.3 研究方法 |
| 2.3.1 浮选试验 |
| 2.3.2 动电位测定 |
| 2.3.3 接触角测定 |
| 2.3.4 吸附量测定 |
| 2.3.5 红外光谱测定 |
| 2.3.6 计算机分子模拟计算 |
| 第三章 重晶石与白云石的浮选行为研究 |
| 3.1 捕收剂对重晶石、白云石可浮性的影响 |
| 3.1.1 油酸钠对重晶石、白云石可浮性的影响 |
| 3.1.2 733对重晶石、白云石可浮性的影响 |
| 3.1.3 十二胺对重晶石、白云石可浮性的影响 |
| 3.1.4 十二烷基磺酸钠对重晶石、白云石可浮性的影响 |
| 3.1.5 捕收剂对重晶石、白云石可浮性的影响的比较 |
| 3.2 抑制剂对重晶石、白云石可浮性的影响 |
| 3.2.1 水玻璃对重晶石和白云石可浮性的影响 |
| 3.2.2 六偏磷酸钠对重晶石和白云石可浮性的影响 |
| 3.2.3 硫酸对重晶石和白云石可浮性的影响 |
| 3.2.4 抑制剂对重晶石和白云石可浮性的影响的比较 |
| 3.2.5 组合抑制剂对重晶石和白云石可浮性的影响 |
| 3.2.6 T11用量对重晶石和白云石可浮性的影响 |
| 3.3 金属阳离子对重晶石、白云石可浮性的影响 |
| 3.3.1 金属阳离子Fe~(3+)对重晶石和白云石可浮性的影响 |
| 3.3.2 金属阳离子Zn~(2+)对重晶石和白云石可浮性的影响 |
| 3.3.3 金属阳离子Fe~(2+)对重晶石和白云石可浮性的影响 |
| 3.3.4 金属阳离子Pb~(2+)对重晶石和白云石可浮性的影响 |
| 3.3.5 金属阳离子对重晶石和白云石可浮性的影响比较 |
| 3.4 结果与讨论 |
| 第四章 实际矿石试验研究 |
| 4.1 实际矿石工艺矿物学研究 |
| 4.1.1 多元素分析 |
| 4.1.2 原矿矿物组成和含量 |
| 4.1.3 主要矿物特征及嵌布关系 |
| 4.1.4 主要矿物的粒度分布 |
| 4.2 浮选探索试验 |
| 4.3 浮选验证试验 |
| 4.3.1 重晶石浮选全流程开路试验 |
| 4.3.2 重晶石浮选全流程闭路试验 |
| 4.4 产品分析 |
| 4.4.1 产品化学成分分析 |
| 4.4.2 精矿的密度 |
| 4.5 结果与讨论 |
| 第五章 重晶石与白云石浮选分离机理研究 |
| 5.1 矿物晶体化学特性及可浮性 |
| 5.2 药剂作用机理 |
| 5.2.1 矿物动电位测试 |
| 5.2.2 十二烷基磺酸钠对矿物的作用机理 |
| 5.2.3 接触角测定 |
| 5.2.4 铅离子对重晶石的的作用机理分析 |
| 5.2.5 红外光谱分析 |
| 5.3 结果与讨论 |
| 第六章 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（7）五元体系K+,Mg2+,Pb2+,Zn2+//Cl--H2O及相关子体系在373K下的相平衡研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 引言 |
| 1.1 研究意义 |
| 1.2 铅锌矿研究现状 |
| 1.2.1 铅锌矿的资源现状 |
| 1.2.2 铅锌矿的热液成矿过程 |
| 1.2.3 铅锌矿的湿法冶炼过程 |
| 1.2.4 含铅锌体系的溶解度研究 |
| 1.3 研究内容 |
| 1.4 研究经费来源 |
| 第2章 实验部分 |
| 2.1 实验试剂 |
| 2.2 实验设备与仪器 |
| 2.3 相平衡研究方法 |
| 2.4 平衡液相组成和固相组成测定方法 |
| 第3章 三元体系在373K下的相平衡研究 |
| 3.1 三元体系NaCl-PbCl_2-H_2O 373K相平衡 |
| 3.2 三元体系PbCl_2-ZnCl_2-H_2O 373K相平衡 |
| 3.3 三元体系CaCl_2-PbCl_2-H_2O 373K相平衡 |
| 3.4 三元体系MgCl_2-PbCl_2-H_2O 373K相平衡 |
| 3.5 三元体系KCl-PbCl_2-H_2O 373K相平衡 |
| 3.6 三元体系Na Cl-ZnCl_2-H_2O 373K相平衡 |
| 3.7 三元体系KCl-ZnCl_2-H_2O 373K相平衡 |
| 3.8 三元体系MgCl_2-ZnCl_2-H_2O 373K相平衡 |
| 3.9 三元体系CaCl_2-ZnCl_2-H_2O 373K相平衡 |
| 3.10 本章小结 |
| 第4章 四元体系在373K下的相平衡研究 |
| 4.1 四元体系K~+,Mg~(2+),Pb2~(+)//Cl~--H_2O 373K相平衡 |
| 4.1.1 实验结果 |
| 4.1.2 相图的绘制 |
| 4.1.3 结果与讨论 |
| 4.2 四元体系K~+,Mg~(2+),Zn~(2+)//Cl~--H_2O 373K相平衡 |
| 4.2.1 实验结果 |
| 4.2.2 相图的绘制 |
| 4.2.3 结果分析与讨论 |
| 4.3 四元体系K~+,Pb~(2+),Zn~(2+)//Cl~--H_2O 373K相平衡 |
| 4.3.1 实验结果 |
| 4.3.2 相图的绘制 |
| 4.3.3 结果分析与讨论 |
| 4.4 四元体系Mg~(2+),Pb~(2+),Zn~(2+)//Cl~--H_2O 373K相平衡 |
| 4.4.1 实验结果 |
| 4.4.2 相图的绘制 |
| 4.4.3 结果分析与讨论 |
| 4.5 本章小结 |
| 第5章 五元体系K~+,Mg~(2+),Pb~(2+),Zn~(2+)//Cl~--H_2O在373K下的相平衡研究 |
| 5.1 五元体系K~+,Mg~(2+),Pb~(2+),Zn~(2+)//Cl~--H_2O 373K相平衡 |
| 5.1.1 实验结果 |
| 5.1.2 相图的绘制 |
| 5.1.3 结果分析与讨论 |
| 5.2 五元体系K~+,Mg~(2+),Pb~(2+),Zn~(2+)//Cl~--H_2O(PbCl_2饱和)373K相平衡 |
| 5.2.1 实验结果 |
| 5.2.2 相图的绘制 |
| 5.2.3 结果分析与讨论 |
| 5.3 五元体系K~+,Mg~(2+),Pb~(2+),Zn~(2+)//Cl~--H_2O(KCl饱和)373K相平衡 |
| 5.3.1 实验结果 |
| 5.3.2 相图的绘制 |
| 5.3.3 结果分析与讨论 |
| 5.4 五元体系K~+,Mg~(2+),Pb~(2+),Zn~(2+)//Cl~--H_2O(MgCl_2饱和)373K相平衡 |
| 5.4.1 实验结果 |
| 5.4.2 相图的绘制 |
| 5.4.3 结果分析与讨论 |
| 5.5 五元体系K~+,Mg~(2+),Pb~(2+),Zn~(2+)//Cl~--H_2O(ZnCl_2饱和)373K相平衡 |
| 5.5.1 实验结果 |
| 5.5.2 相图的绘制 |
| 5.5.3 结果分析与讨论 |
| 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 攻读学位期间取得学术成果 |
（8）厂坝铅锌矿石分级浮选试验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 铅锌矿资源 |
| 1.1.1 世界铅锌矿资源 |
| 1.1.2 我国铅锌矿资源 |
| 1.2 国内外铅锌矿选矿技术进展 |
| 1.2.1 铅锌矿选矿工艺的研究进展 |
| 1.2.2 铅锌矿选矿药剂的研究进展 |
| 1.3 分级浮选工艺研究 |
| 1.4 本论文研究的背景、内容和意义 |
| 1.4.1 论文研究的背景 |
| 1.4.2 论文研究的内容和意义 |
| 第2章 试验矿样和试验方法 |
| 2.1 矿样来源与制备 |
| 2.2 试验药剂、仪器设备与方法 |
| 2.2.1 试验药剂 |
| 2.2.2 试验仪器设备 |
| 2.3 研究方法 |
| 2.3.1 浮选试验 |
| 2.3.2 检测方法 |
| 第3章 矿石工艺矿物学特性研究 |
| 3.1 矿石化学成分与矿物组成 |
| 3.1.1 试验原矿多元素分析 |
| 3.1.2 化学物相分析 |
| 3.1.3 矿物组成及相对含量 |
| 3.2 矿石中主要矿物的嵌布特性 |
| 3.3 矿石中主要矿物粒度特性 |
| 3.4 本章小结 |
| 第4章 不分级浮选试验研究 |
| 4.1 磨矿细度试验 |
| 4.2 铅浮选试验 |
| 4.2.1 氧化钙用量对铅粗选的影响 |
| 4.2.2 硫酸锌和亚硫酸钠比例对铅粗选的影响 |
| 4.2.3 乙黄药用量对铅粗选的影响 |
| 4.2.4 起泡剂用量对铅粗选的影响 |
| 4.2.5 浮选时间对铅粗选的影响 |
| 4.3 锌浮选试验 |
| 4.3.1 氧化钙用量对锌粗选的影响 |
| 4.3.2 硫酸铜用量对锌粗选的影响 |
| 4.3.3 丁基黄药用量对锌粗选的影响 |
| 4.3.4 起泡剂用量对锌粗选的影响 |
| 4.3.5 浮选时间对锌粗选的影响 |
| 第5章 厂坝铅锌矿分级浮选试验研究 |
| 5.1 分级粒度的确定 |
| 5.2 -0.074+0.038mm粒级铅浮选试验 |
| 5.2.1 氧化钙用量对铅粗选的影响 |
| 5.2.2 硫酸锌和亚硫酸钠比例对铅粗选的影响 |
| 5.2.3 乙黄药用量对铅粗选的影响 |
| 5.2.4 起泡剂用量对铅粗选的影响 |
| 5.2.5 浮选时间对铅粗选的影响 |
| 5.3 -0.074+0.038mm粒级锌浮选试验 |
| 5.3.1 氧化钙用量对锌粗选的影响 |
| 5.3.2 硫酸铜用量对锌粗选的影响 |
| 5.3.3 丁基黄药用量对锌粗选的影响 |
| 5.3.4 起泡剂用量对锌粗选的影响 |
| 5.3.5 浮选时间对锌粗选的影响 |
| 5.4 -0.038mm粒级铅浮选试验 |
| 5.4.1 浮选浓度对铅粗选的影响 |
| 5.4.2 氧化钙用量对铅粗选的影响 |
| 5.4.3 硫酸锌与亚硫酸钠比例对铅粗选的影响 |
| 5.4.4 乙黄药用量对铅粗选的影响 |
| 5.4.5 起泡剂用量对铅粗选的影响 |
| 5.4.6 浮选时间对铅粗选的影响 |
| 5.5 -0.038mm粒级锌浮选试验 |
| 5.5.1 氧化钙用量对锌粗选的影响 |
| 5.5.2 硫酸铜用量对锌粗选的影响 |
| 5.5.3 丁基黄药用量对锌粗选的影响 |
| 5.5.4 起泡剂用量对锌粗选的影响 |
| 5.5.5 浮选时间对锌粗选的影响 |
| 5.6 本章小结 |
| 第6章 机理分析 |
| 6.1 不分级浮选产品扫描电镜结果 |
| 6.2 分级浮选产品扫描电镜结果 |
| 第7章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
（9）某低品位铅锌硫化矿浮选试验研究（论文提纲范文）
| 1 矿石性质 |
| 1.1 矿石的物质组成 |
| 1.2 铅锌矿物的赋存状态 |
| 2 选矿试验 |
| 2.1 选矿工艺流程的确定 |
| 1) 混合浮选流程 |
| 2) 原矿细磨优先浮选流程 |
| 3) 原矿粗磨优先浮选—铅粗精矿再磨试验流程 |
| 2.2 条件试验研究 |
| 2.2.1 磨矿细度试验 |
| 2.2.2 捕收剂种类对比试验 |
| 3 优先浮选闭路试验 |
| 3 结论 |
（10）西北某复杂铜铅锌银多金属矿选矿工艺研究（论文提纲范文）
| 1 矿石性质 |
| 2 选矿工艺研究 |
| 2.1 方案选择 |
| 2.2 浮选流程试验 |
| 2.2.1 磨矿粒度条件试验 |
| 2.2.2 铜捕收剂筛选试验 |
| 2.2.3 抑制剂YK3-09对铜粗选的影响 |
| 2.2.4 铅锌混合精矿中分选铅精矿的试验研究 |
| 2.2.5 全流程浮选闭路试验 |
| 3 结 语 |
四、Study on Separation of Pb and Zn from Mixed Rougher Concentrates（论文参考文献）
- [1]黄铜矿和方铅矿浮选过程中的同质化效应研究[D]. 赖浩. 昆明理工大学, 2021
- [2]氯化胆碱—乙二醇低共熔溶剂中电解分离铜镍合金的研究[D]. 薛宇. 昆明理工大学, 2021(01)
- [3]老挝丰沙里省难选铜铅锌矿石浮选分离试验研究[D]. 陈章鸿. 昆明理工大学, 2021(01)
- [4]铅铋银系合金物料超重力熔析分离的基础研究[D]. 温小椿. 北京科技大学, 2021(02)
- [5]广西某硫化铅锌矿浮选优化试验研究[D]. 马原琳. 昆明理工大学, 2019(04)
- [6]铅锌尾矿中重晶石的综合回收及机理研究[D]. 蒋海勇. 昆明理工大学, 2017(01)
- [7]五元体系K+,Mg2+,Pb2+,Zn2+//Cl--H2O及相关子体系在373K下的相平衡研究[D]. 张学平. 成都理工大学, 2017(03)
- [8]厂坝铅锌矿石分级浮选试验研究[D]. 葛阳阳. 东北大学, 2015(01)
- [9]某低品位铅锌硫化矿浮选试验研究[J]. 袁来敏. 有色金属(选矿部分), 2014(03)
- [10]西北某复杂铜铅锌银多金属矿选矿工艺研究[J]. 张雨田,宋翔宇,李荣改,周新民,徐靖. 矿冶工程, 2011(03)