导读:本文包含了硫化浮选论文开题报告文献综述及选题提纲参考文献，主要关键词:白铅矿,硫化浮选,吸附量,方解石
硫化浮选论文文献综述
冯胜雷[1]（2019）在《方解石对白铅矿硫化浮选性能影响研究》一文中研究指出通过浮选实验、吸附量测试、Zeta电位测试等方法研究了方解石对白铅矿硫化浮选的影响。结果表明,丁基黄药作用下白铅矿的可浮性较好,而方解石基本不可浮;方解石粒度对白铅矿硫化浮选影响较大,粒度越小白铅矿硫化浮选性能越差;pH=9.5左右时,白铅矿表面荷负电,方解石表面荷正电,两种矿物由于静电吸引作用而发生异相凝聚,使微细粒方解石罩盖在白铅矿表面,从而降低硫化钠在白铅矿表面的吸附,抑制白铅矿的浮选。(本文来源于《矿冶工程》期刊2019年05期）
孙瑞,谢海云,田小松,吴继宗,刘榕鑫[2]（2019）在《氧化铅矿的硫化浮选试验研究》一文中研究指出随着硫化铅矿资源的不断开发与消耗,氧化铅矿的高效开发与利用已成为保障我国铅需求量的重要途径。针对云南腾冲地区氧化铅矿,其主要含铅矾、白铅矿和少量方铅矿,含Pb 4.54%,采用硫化—黄药法深度硫化后再利用混合捕收剂进行浮选,分析讨论了磨矿细度、药剂种类和用量等因素对铅矿物富集效果的影响。结果表明,当原矿磨矿细度为-74μm占80%时,浮选闭路试验可获得品位和回收率均较高的铅精矿产品,铅精矿含Pb 64.50%,Pb回收率90.74%,分选指标较好。研究可为类似铅矿资源的选矿开发利用提供一定的技术依据。(本文来源于《矿冶》期刊2019年04期）
杜宇阳[3]（2019）在《孔雀石硫化浮选试验研究》一文中研究指出本试验通过孔雀石纯矿物浮选试验,考查了在不同的丁基黄药用量、硫化钠用量、pH值、温度的条件下孔雀石硫化浮选的回收率。(本文来源于《世界有色金属》期刊2019年07期）
印万忠,孙乾予,李东,唐远,付亚峰[4]（2019）在《组合捕收剂硫化浮选氧化铜的机理和应用（英文）》一文中研究指出通过浮选试验、芘荧光探针、zeta电位和红外光谱分析,研究组合捕收剂丁钠黄药(NaB X)和十二胺(DDA)对氧化铜浮选的影响。单矿物浮选试验表明,在pH7～11条件下,NaBX+DDA的浮选效果优于NaBX,其中NaBX与DDA的最佳摩尔比为2:1。实际矿的浮选试验表明,NaBX和DDA的用量为(100+54) g/t时,精矿中铜的品位和回收率分别为15.93%和76.73%。芘荧光探针结果表明,NaBX+DDA可降低胶束在矿浆中形成的浓度。Zeta电位和红外光谱测试结果表明,NaBX+DDA通过化学吸附、氢键吸附和静电吸附作用在孔雀石表面,并生成黄原酸铜和铜胺络合物。(本文来源于《Transactions of Nonferrous Metals Society of China》期刊2019年01期）
毕克俊[5]（2017）在《混合铜矿硫化浮选的机理研究》一文中研究指出混合铜矿在铜矿资源中占有3%,是生产铜金属的原料来源之一。其主要选矿方法是硫化-黄药浮选法。该法的主要问题是:硫化钠既是氧化铜矿的浮选活化剂,也是硫化铜矿的强烈抑制剂;当硫化钠用量不足,氧化铜矿物不能充分回收,而用量过大,不仅对硫化铜矿物抑制,而且也会对硫化过的氧化铜矿物产生抑制作用。因此,开展对混合铜矿硫化浮选的理论研究具有重要的现实意义,一方面,能够丰富浮选理论,另一方面,可以为开发高效的浮选新技术提供理论依据。论文题目来源:国家自然科学基金重点项目“难处理铜矿耦合硫化浮选机理研究”(No.51364017)。鉴于铵(胺)盐在氧化铜和混合铜矿选矿中的应用,本论文以孔雀石、黄铜矿纯矿物为研究对象,考察了二者在铵(胺)盐-硫化钠-黄药体系中的浮选行为变化和作用机理,以及铵(胺)盐对人工混合铜矿硫化-黄药浮选的影响情况,并用实际混合铜矿试验进行验证。铵(胺)盐对孔雀石硫化浮选试验表明:除了磷酸氢二铵外,四种无机铵盐(硫酸铵、碳酸铵、碳酸氢铵、氯化铵)和乙二胺磷酸盐对孔雀石的硫化浮选行为产生活化效应,组合铵-胺盐的活化效果比单一铵(胺)盐的活化效果更为显着。孔雀石表面SEM-EDS和XPS分析结果分别表明:组合铵-胺盐加入后,矿物表面絮状物明显增多,S质量浓度由直接硫化的2.3%增加到15.16%,且矿物表面检测到了微量N、P元素的特征峰,强化硫化效果明显;组合铵-胺盐能够使得孔雀石表面Cu 2p电子结合能降低,增加铜原子活性,S在矿物表面以S2-和Sn2-形式存在,矿物表面也检测到了 N的特征峰,可能是铜胺络合物(如类似[Cu(en)2]~(2+))存在于矿物表面上,且P原子没有吸附于孔雀石表面上。铵(胺)盐对黄铜矿浮选试验表明:五种无机铵盐能够对黄铜矿直接黄药浮选产生轻微活化作用,乙二胺磷酸盐不起任何作用;黄铜矿经过150 mg/L硫化钠处理后,五种无机铵盐和乙二胺磷酸盐能够在不同程度上消除硫化钠的抑制作用,组合铵-胺盐对消除抑制效果的影响结果不尽相同,其中氯化铵和乙二胺磷酸盐组合效果最佳,能够完全消除硫化钠对黄铜矿的抑制作用。铵(胺)盐能够消除硫化钠对黄铜矿的抑制作用是由于在铵(胺)盐-硫化钠-黄铜矿体系中,低价态的二价硫离子更容易受到溶液中的Cu~(2+)、铜胺络合离子等过渡离子的催化作用,而被氧化为高价态的含氧酸根,且黄铜矿为半导体矿物,铵盐属于强电解质能够增加溶液的导电性,这些因素都能够促进S2-氧化过程进行。动态跟踪硫离子试验结果表明,乙二胺磷酸盐单独作用时,对S2-离子消耗无影响,黄铜矿、Cu~(2+)、铜氨络合离子都能够促使得S2-离子消耗速度加快,而氯化铵、组合铵-胺盐能使S2-离子消耗速度变得更快,电位下降速度更快。黄铜矿表面SEM-EDS表明氯化铵能够对矿物表面起到了清洁作用,S元素浓度从33.65%下降到26.85%;乙二胺磷酸盐加入后,检测到了 N、P元素,且P元素的含量为2.46%,磷酸根离子能够吸附在矿物表面上,这也阻碍了溶液中S2-离子吸附在矿物表面上;黄铜矿表面XPS分析表明,氯化铵没有在矿物表面上发生吸附,没有新物质生成,乙二胺磷酸盐与矿物表面发生一定作用,表面检测到铜胺络合物的特征峰,且硫被检测到多种形式,表明硫在矿物表面发生氧化。铵(胺)盐在混合铜矿硫化浮选中的作用表现为:一方面能够强化氧化铜矿的硫化过程,稳定在氧化铜矿表面生成的硫化膜,提高其疏水性;另一方面,能够削弱剩余硫化钠中硫离子对黄铜矿的抑制作用,促使其氧化成高价态硫氧酸根离子,提高硫化铜的可浮性,最终使得总铜回收率提高。当硫化钠用量为200mg/L时,在氧化率为30%的人工混合铜矿中,黄铜矿回收率为59.36%,孔雀石回收率为47.58%,总铜回收率为65.82%;当添加组合铵-胺盐后,黄铜矿的回收率能达到91.32%,孔雀石的回收率维持在41%左右,总铜回收率为76.23%,相比较后,总铜回收率提高了 10.41个百分点。在氧化率为27.42%的实际混合铜矿硫化-黄药浮选试验中,组合按-胺盐的添加能够使全铜回收率提高了 4.79个百分点,氧化铜矿相回收率提高了 9.66个百分点,硫化铜矿相回收率提高了 2.95个百分点,该试验结果进一步证实了纯矿物浮选试验的结论。(本文来源于《昆明理工大学》期刊2017-05-10）
李国栋[6]（2017）在《铵（胺）盐在铜矿硫化浮选中的作用机制研究》一文中研究指出目前对于氧化铜矿和混合铜矿,硫化浮选法是最常用的浮选工艺。在生产实践中已经证实混合铜矿硫化浮选时,加入铵(胺)盐可以明显改善浮选指标,说明铵(胺)盐可以强化硫化氧化铜矿的同时也消除或减弱了硫化剂对硫化铜矿的抑制作用。对于铵(胺)盐强化硫化氧化铜矿的作用机理已有大量的试验研究,而对于铵(胺)盐如何消除或减弱硫化剂对硫化铜矿的抑制作用的机理研究较少。论文来源于国家自然科学基金地区项目“难处理铜矿耦合硫化浮选机理研究”,主要研究铵(胺)盐消除或减弱硫化剂对硫化铜矿抑制的作用机理。常见八种铵(胺)盐对受硫化钠抑制的斑铜矿均有活化作用,其活化效果从强到弱的顺序为:硫酸铵>氯化铵>碳酸氢铵>氟化铵>硝酸铵>碳酸铵>乙二胺磷酸盐>磷酸氢二铵。单一铵(胺)盐中除了磷酸氢二铵外,都可以完全消除硫化钠对斑铜矿的抑制作用。组合铵-胺盐中乙二胺磷酸盐与硫酸铵组合使用效果最好。铵(胺)盐可以阻碍S2-或HS-在斑铜矿表面的吸附。对比铵(胺)盐—硫化钠作用后与直接硫化作用后的斑铜矿表面,EDS分析表明斑铜矿表面S的原子浓度从直接硫化的42.36%降低至38.55%;XPS分析表明斑铜矿表面S的原子浓度降低,而且加入硫酸铵时少了一个硫的化学态;Zata电位测试表明斑铜矿表面动电位升高,紧密层内阳离子增多,阴离子减少。说明了铵(胺)盐可以阻碍S2-或HS-在斑铜矿表面的吸附。硫离子电极测定表明在斑铜矿的硫化体系中,加入铵(胺)盐,与单一硫化钠体系相比,矿浆pH降低,硫离子电位降低,即硫离子降低;硫离子电位趋于平稳的时间大幅缩短,从23min缩短至4min,说明加入铵(胺)盐后,降低硫离子浓度的同时,又阻碍S2-或HS-吸附在斑铜矿表面,从而消除了硫化钠对斑铜矿的抑制作用。铵(胺)盐促进异戊基黄药在斑铜矿表面吸附。在异戊基黄药用量为200mg/L,硫化钠用量为300mg/L时,加入组合铵-胺盐后,吸附量试验表明异戊基黄药在斑铜矿表面的吸附量从直接硫化的6.3×10-2mg/g增加到2.778×10-1mg/g,接触角测试结果表明接触角从直接硫化的35.64。增加到52.78°。说明铵(胺)盐可以促进硫化钠体系中斑铜矿对异戊基黄药的吸附,从而可以消除硫化钠对斑铜矿的抑制作用。铵(胺)盐定向排布在斑铜矿表面阻碍了 S2-或HS-在斑铜矿表面的吸附。在斑铜矿的硫化体系中,加入铵(胺)盐处理后,EDS分析结果发现在斑铜矿表面未出现N、P元素,XPS分析结果发现在斑铜矿表面未出现N、P的特征峰,说明铵(胺)盐未在斑铜矿表面吸附。NH4+具有在固液界面定向排布的特点,Zata电位测试表明斑铜矿表面动电位升高,紧密层内阳离子增多,说明NH4+在斑铜矿表面紧密层内定向排布,从而使得S2-或HS-难以直接与铜离子接触而吸附。铵(胺)盐消除硫化剂对斑铜矿抑制的作用机理是铵(胺)盐或其组合盐阻碍S2-或HS-在硫化铜矿表面吸附,促进捕收剂在其表面的吸附,使硫化铜矿表面的接触角增大,增强了其表面疏水性,从而提高其可浮性。硫化钠用量为300mg/L时,斑铜矿回收率为50.67%;加入组合铵-胺盐后,回收率达到93.8%。对于氧化率70%的人工混合铜矿,硫化浮选时加入组合铵胺硫化浮选回收率达到77.02%,与直接硫化浮选相比,回收率增加了 25.12个百分点,取得了较好的浮选指标。(本文来源于《昆明理工大学》期刊2017-04-01）
白旭[7]（2016）在《白铅矿硫化浮选及机理研究》一文中研究指出本论文从白铅矿纯矿物、实际矿石浮选和矿物表面硫化机理叁方面进行了研究。重点研究了白铅矿硫化浮选过程及机制,探究了硫化钠对白铅矿浮选的影响及最佳的药剂制度；利用扫描电镜、能谱分析和紫外光谱分析方法,研究了硫化钠用量、硫化时间和丁基黄药的用量对白铅矿表面S元素含量以及丁基黄药吸附的影响,解释了硫化钠对白铅矿浮选的作用；以纯矿物浮选流程和药剂制度为参照,对实际矿石进行浮选,效果良好,纯矿物浮选试验与理论研究对实际矿石浮选起到了指导作用,达到了理论与实际的吻合。通过纯矿物浮选试验,结果表明丁基黄药可以捕收未硫化的白铅矿,但是消耗药剂多、上浮率偏低。适量的硫化钠能改变白铅矿表面的性质,使白铅矿变得易浮,但是经过量的硫化钠作用后,上浮率降低。影响白铅矿浮选的主要因素有：矿浆pH值、硫化钠的用量、硫化时间、捕收剂的种类及用量。当矿浆pH值为10.4、硫化钠用量为1.8×10-3mol/L、硫化时间为5min、丁基黄药作为捕收剂、用量为1.07×10-3mol/L时,白铅矿纯矿物上浮率最大为89.55%。通过扫描电镜分析发现,白铅矿纯矿物表面光滑；加入适量硫化钠硫化后白铅矿表面相对粗糙;加入过量硫化钠后白铅矿表面相对平滑。适量的硫化钠能改变白铅矿表面的性质,使其疏水,进而增加其可浮性,使白铅矿变得易浮,过量的硫化钠影响浮选效果。通过能谱分析发现加入适量的硫化钠后,白铅矿表面S元素的含量为1.21%。这说硫化钠水解的S组分与白铅矿表面作用并在表面吸附,白铅矿表面具有硫化铅矿物的性质,可浮性变好,所以回收率最高；当白铅矿与过量的硫化钠作用后,其表面的S元素重量百分含量约为1.50%：随着硫化钠浓度的增大,白铅矿表面的硫元素含量增大。适量的硫化钠可以促进白铅矿的浮选,但是过量的硫化钠不利于白铅矿的浮选。通过紫外光谱分析发现,硫化钠对丁基黄药的吸附有影响,在相同的条件下,加入硫化钠后,丁基黄药的吸附量与未加入硫化钠相比有所减少,说明适量的加入硫化钠可以改善溶液的浮选环境,减少丁基黄药的消耗。分析认为硫化钠的加入可以沉淀溶液中白铅矿溶解的铅组分,另一方面,硫化钠水解的HS-、与S2-和X-(黄原酸根负离子)发生竞争吸附,造成了丁基黄药的吸附量的减少。随着硫化钠浓度的增大,吸附量逐渐减小,说明硫化钠浓度的提高可以减少丁基黄药的消耗,硫化钠用量过多,丁基黄药的吸附下降明显。硫化时间是影响丁基黄药吸附的一个重要因素,随着硫化时间的增大,吸附量先增大后减少,说明硫化时间对丁基黄药吸附具有一定的影响,适当的增加硫化时间可以增大白铅矿对丁基黄药的吸附量,硫化时间过长将造成硫化后白铅矿表面丁基黄药的减少。以纯矿物浮选流程和药剂制度为参照,对实际矿石进行浮选来验证理论研究结果的可靠性。实际矿石中主要矿物为白铅矿,Pb品位为24.1%,脉石为Si02,品位为59.48%,用硫化—黄药浮选法,硫化钠总用量1250g/t,各段硫化时间均为5min,丁基黄药总用量1500g/t,2#油总用量100g/t时,闭路得到Pb品位为59.48%,回收率为91.69%的铅精矿,获得了较好的指标,与理论研究结果相一致。(本文来源于《昆明理工大学》期刊2016-05-01）
申培伦[8]（2016）在《孔雀石硫化浮选过程中磷酸乙二胺作用机理探讨》一文中研究指出工业实践证明,磷酸乙二胺是氧化铜矿的有效活化剂,尤其针对难处理氧化铜矿效果更佳。而磷酸乙二胺对氧化铜矿物作用机理的研究相对较少,如能对其机理进行较为深入的研究,必将会更加有效地指导其工业化应用。故本论文以主要的氧化铜矿物—孔雀石为研究对象,研究磷酸乙二胺对孔雀石的作用机理。本论文通过对孔雀石纯矿物进行的“单泡管”浮选试验发现：在“磷酸乙二胺—硫化钠—丁基黄药”浮选体系中,孔雀石的回收率不仅较“硫化钠—丁基黄药”浮选体系有大幅度的提升,并且回收率曲线不符合常规的“正态分布”,而是在特定范围内出现了波动现象。试验结果表明：当磷酸乙二胺用量为2×10-5mol/L、6×10-5mol/L时,所对应的回收率值处于回收率曲线的“波峰”处；当磷酸乙二胺用量为4×10-5mol/L、8×10-5mol/L时,所对应的回收率值处于回收率曲线的“波谷”处,并且在此用量范围内磷酸乙二胺所表现出对孔雀石纯矿物的活化效果非常明显。在磷酸乙二胺对孔雀石纯矿物活化过程中,针对试验出现的回收率曲线波动现象,本论文通过XRD、AFM、XPS、ICP等分析测试方法对该种特殊现象进行了研究。分析得出磷酸乙二胺与孔雀石作用时,一方面,通过微溶解活化作用生成了新鲜的矿物表面,增强了药剂的吸附,改善了浮选行为；另一方面,两者作用生成的螯合物乙二胺合铜会不同程度的吸附在孔雀石的新鲜表面上,优先与硫离子、硫氢根离子以及黄原酸根离子作用,促进了浮选过程的发生。当磷酸乙二胺试验用量过大时,它将会转变成氧化铜矿的抑制剂。原因在于它与孔雀石纯矿物作用生成的乙二胺合铜离子过多的转入到液相之中,与硫化钠溶液作用生成类似硫化铜胶体,大量的消耗了硫离子、硫氢根离子以及黄原酸根离子,恶化了浮选行为。与此同时,回收率曲线波动的现象很难再被观察到。(本文来源于《昆明理工大学》期刊2016-04-01）
蒋世鹏,张国范,常永强,冯其明,张佰发[9]（2016）在《金属离子对菱锌矿硫化浮选影响研究》一文中研究指出以硫化钠为硫化剂,研究了硫化过程中不同条件下叁种金属离子对菱锌矿浮选的影响。研究发现,常温情况下硫化钠难以对菱锌矿表面进行有效的硫化,通过添加金属离子(Cu~(2+)、Pb~(2+)、Zn~(2+))可以显着改善硫化过程。在金属离子浓度近乎等于硫化剂浓度时,菱锌矿可浮性最好。且Cu~(2+)、Pb~(2+)的作用效果优于Zn~(2+),其作用后的菱锌矿具有较稳定的可浮性。Cu~(2+)/Pb~(2+)与硫化后菱锌矿表面生成的ZnS发生反应形成CuS/PbS,从而强化了硫化过程,使菱锌矿上浮。(本文来源于《有色金属(选矿部分)》期刊2016年02期）
丰奇成[10]（2016）在《白铅矿氯离子强化硫化浮选试验及机理研究》一文中研究指出氧化铅矿物是一种重要的铅资源,其中,白铅矿是氧化铅矿物的重要代表。随着铅消费的日益增长,硫化铅资源渐渐不能满足日益增长的铅需求,因此,为了缓解铅金属的供需矛盾,氧化铅资源的高效回收利用将成为补充铅矿物资源匮乏的重要途径之一。硫化浮选法是处理氧化铅矿物常用且经济的一种生产工艺,而硫化是该工艺的关键环节。目前,研究者们采用各种硫化技术对氧化铅矿物进行预处理,但受技术和经济条件的制约,仅表面硫化技术被投入工业生产中。然而,表面硫化技术仍存在一些缺陷,因此,氧化铅矿物表面强化硫化成为解决该资源浮选回收利用的关键技术问题。本论文以白铅矿为研究对象,采用密度泛函理论(DFT)对白铅矿晶体和表面的电子结构和性质进行了计算,并通过热力学和溶液化学计算对白铅矿的溶解组分和溶液中铅离子分布规律进行详细地讨论,为后续直接硫化浮选和氯离子强化硫化浮选提供理论基础；通过浮选试验、硫化钠溶液中硫组分的分布规律、表面吸附试验、动电位测定、XRD检测、SEM-EDS和XPS表面分析等方法对白铅矿硫化浮选体系中的浮选行为和硫化机理进行深入研究,进一步采用DFT计算了硫组分吸附对白铅矿表面电子结构和性质的影响,从电子层面验证了白铅矿的硫化机制,为后续的氯离子强化硫化浮选提供对比依据；采用浮选试验、表面吸附试验、动电位测定、XRD、SEM-EDS和XPS表面分析以及DFT等方法考证了氯离子存在条件下白铅矿的浮选和硫化行为,并与直接硫化浮选结果进行对比,验证了氯离子对白铅矿硫化浮选的促进作用；采用热力学和溶液化学计算、矿物表面溶解、动电位测定、XPS表面分析以及DFT等方法,从试验和电子层面深入阐释氯离子对白铅矿表面活性位点的增强效应,揭示其强化硫化的本质。白铅矿晶体和表面的电子结构和性质研究结果表明,理想白铅矿带隙较宽,电子传导能力较差；优化后的白铅矿Pb原子、C原子和O原子的价电子构型分别为Pb5d106s1.876p0.85、C 2s0.902p2.43和O 2s1.832p4.82。白铅矿晶体中同时存在共价键和离子键,C原子与O原子以共价键形式存在,而Pb原子与O原子之间偏向于离子键形式,且Pb-O键的键长明显大于C-O键,在矿物进行破碎时,易沿着Pb-O键结合力薄弱处发生断裂。与本征白铅矿相比,白铅矿(110)表面的电子结构和性质有很大的区别,其能带整体朝着低能方向移动,且对费米能级附近态密度有最大贡献的成分变为铅原子,并成为后续表面反应的活性位点。溶液中存在的组分对矿物的浮选行为有很大影响,溶液化学计算结果表明,这些溶解组分在溶液中的分布受矿浆pH值影响较为明显。当pH<7.5时,溶液中的铅主要以游离的Pb2+形式存在；当7.5<pH<9.7时,Pb(OH)+成为溶液中的优势铅组分；当9.7<pH<11.2时,溶液中铅的主要存在形式为Pb(OH)2；当11.2<pH<11.7时,溶液中的优势铅组分为Pb(OH)3-；当pH>11.7后,溶液中的优势铅组分为Pb(OH)2-4。浮选试验结果表明,白铅矿的回收率随硫化钠浓度的升高呈先增加后降低的趋势；硫化后矿物表面测试和溶液检测结果显示,硫化钠浓度的增加有利于矿物表面硫化铅组分含量的增加,而矿浆溶液中残留的硫离子含量也变高,这表明过量硫化剂对白铅矿的抑制作用是由于矿浆溶液中残余的硫离子对硫化后矿物的影响；矿物表面经硫化处理后所生成的硫化铅组分并非以单一的硫化铅(PbS)形式存在,还包含二硫化铅(PbS2)和多硫化铅(PbSn),且二硫化物的S2-2和多硫化物的S2-n占总S的比例对硫化铅组分的活性有很大的影响。硫组分在白铅矿表面吸附的DFT计算结果表明,HS-在白铅矿表面能够稳定吸附,吸附后,Pb原子和S原子间有一定的电子转移,同时,Pb 6p和S 3p轨道在费米能级附近有明显的重迭现象,即白铅矿表面的硫化作用主要是通过HS-中的S原子与矿物表面的Pb原子进行键合,从而形成硫化铅组分。氯离子的添加极大地促进了白铅矿的上浮率。在同等硫化钠和异戊基黄药浓度下,与直接硫化浮选相比,硫化前添加氯离子对矿物表面进行预处理后,矿物的浮选回收率提高10～16个百分点,同时,溶液中更多硫离子吸附于矿物表面而转化成为更多硫化铅组分；并且,硫化铅组分中的二硫化物和多硫化物中的S占总S的比例也相应提高；DFT计算结果表明,氯离子与矿物表面预先作用后,成键原子间的电子转移程度明显增强,同时,Pb原子和S原子的电子轨道重迭程度得到一定的增强,且费米能级附近也出现了新的Pb 6p和S 3p态密度峰。氯离子强化硫化白铅矿过程中,矿浆溶液中铅-氯络合物主要以PbCl+形式存在。白铅矿在NaCl溶液体系中的溶解程度较其在纯水溶液中的略低,其在NaCl溶液中的表面zeta电位较其在纯水溶液中的略高,而且,与氯离子对矿物表面进行预处理前相比,氯离子处理后的矿物表面C原子和O原子浓度有所降低,Pb原子浓度有所增加；这些现象一致说明矿物表面经氯离子预处理后,体系中的铅组分发生迁移,使矿物表面铅含量增加,即白铅矿表面活性位点数量得到增加。同时,DFT计算结果表明,PbCl+在矿物表面稳定吸附后,不仅能够增加矿物表面铅原子数量,还能够增强矿物表面铅原子的活性。因此,白铅矿表面硫化后,其表面生成的硫化铅组分的含量得到增加,从而增强对内层白铅矿溶解作用的屏蔽程度,大幅度降低了铅离子的进一步溶出,故白铅矿在单一硫化钠溶液体系中仍有少量的铅离子溶出,而矿物表面经氯离子预处理后,其在硫化钠溶液体系的溶解程度大幅度降低。(本文来源于《昆明理工大学》期刊2016-03-01）
硫化浮选论文开题报告
（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：
随着硫化铅矿资源的不断开发与消耗,氧化铅矿的高效开发与利用已成为保障我国铅需求量的重要途径。针对云南腾冲地区氧化铅矿,其主要含铅矾、白铅矿和少量方铅矿,含Pb 4.54%,采用硫化—黄药法深度硫化后再利用混合捕收剂进行浮选,分析讨论了磨矿细度、药剂种类和用量等因素对铅矿物富集效果的影响。结果表明,当原矿磨矿细度为-74μm占80%时,浮选闭路试验可获得品位和回收率均较高的铅精矿产品,铅精矿含Pb 64.50%,Pb回收率90.74%,分选指标较好。研究可为类似铅矿资源的选矿开发利用提供一定的技术依据。
（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。
硫化浮选论文参考文献
[1].冯胜雷.方解石对白铅矿硫化浮选性能影响研究[J].矿冶工程.2019
[2].孙瑞,谢海云,田小松,吴继宗,刘榕鑫.氧化铅矿的硫化浮选试验研究[J].矿冶.2019
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[4].印万忠,孙乾予,李东,唐远,付亚峰.组合捕收剂硫化浮选氧化铜的机理和应用（英文）[J].TransactionsofNonferrousMetalsSocietyofChina.2019
[5].毕克俊.混合铜矿硫化浮选的机理研究[D].昆明理工大学.2017
[6].李国栋.铵（胺）盐在铜矿硫化浮选中的作用机制研究[D].昆明理工大学.2017
[7].白旭.白铅矿硫化浮选及机理研究[D].昆明理工大学.2016
[8].申培伦.孔雀石硫化浮选过程中磷酸乙二胺作用机理探讨[D].昆明理工大学.2016
[9].蒋世鹏,张国范,常永强,冯其明,张佰发.金属离子对菱锌矿硫化浮选影响研究[J].有色金属(选矿部分).2016
[10].丰奇成.白铅矿氯离子强化硫化浮选试验及机理研究[D].昆明理工大学.2016