一、硝酸酸解方铅矿生产铅产品的湿法开发研究（论文文献综述）
邱钿[1]（2019）在《煤的石墨化过程及煤系矿物变迁规律研究》文中指出石墨是重要的战略资源。天然石墨矿虽多,但纯度都较低,加工成本大。近年来,人造石墨的研究越来越受到重视。石油焦是目前制备人造石墨的主要原料,随着石油供应量的减少及价格的不断波动,从资源和经济角度都亟待寻找新的原料。无烟煤作为一种碳含量很高的原材料,本可以作为制造石墨的主要原料,但煤中大量存在的成灰矿物质导致在实际生产过程中容易出现高温下严重的物料粘连等问题,制约了煤基石墨产业的发展。进行立体结构的煤炭大分子转变为片层结构石墨的过程研究,可以为研发特定结构的产品（如大面积石墨片层石墨、微晶高强度石墨等）提供理论指导;研究矿物材料在石墨化过程中的变化迁移规律,可以为石墨化过程脱除矿物质,生产高纯石墨提供理论基础;研究石墨化过程中矿物质变迁与碳质片层化之间的协同关系,有助于优化石墨化过程,提高石墨化速度。本论文首先以太西无烟煤为研究对象,利用SEM与TEM表征碳石墨化过程中微观形貌和晶格结构的变化规律,探索其由立体有机复杂结构向平面有序结构的变化过程。结果表明,无烟煤石墨化过程中存在多机理并存的现象。（1）无烟煤的内部主体结构随着石墨化温度的不断升高,会沿着矿物分布的两相界面产生裂隙,且局部原子排列逐渐有序化,生成各向同性的多晶结构石墨;（2）从2000℃开始,无烟煤的表面和裂隙中开始析出微型碳球,且随着温度不断升高,碳球体积不断变大,直到100微米左右时,发生兼并与破裂。继续升温至3000℃后,形成各向异性的片层状柔绉石墨晶体;（3）无烟煤中的原生石英及黏土矿物分解出的石英与碳在1800℃时发生反应生成石墨化中间产品碳化硅,该产物在2600℃时会分解生成规整程度极高的平直石墨片层。故原煤中不同化学环境下的无定形碳都可以转化为石墨,但其晶体的微观结构并不相同。石墨化过程复杂,单一机理无法完全解释。利用Raman和XRD谱图表征了太西无烟煤石墨化过程中碳排列的有序度、微晶尺寸以及石墨化度随温度的变化趋势,并结合热力学与动力学研究分析了石墨化过程中不同温度区间主导反应的各影响因素。试验结果表明:从反应热力学与动力学角度划分,太西无烟煤的石墨化过程可以分为三个阶段。（1）298 K至1773 K:该阶段发生无烟煤大分子的裂解与缩聚反应,这一过程以吸热为主。（2）1773 K至2473 K:乱层结构逐渐有序化,且碳层间距缩小,释放出体系内的潜热。同时,伴有碳化物的生成与分解反应,使体系出现热缺陷,表现为吸热。即在此温度区间内为放热反应与吸热反应的并存过程。（3）2473 K至3273 K:缺陷石墨吸收热量发生重结晶,使得晶格缺陷逐渐消除,促使碳原子进一步有序的排列。在超高温下,石墨化进程虽然伴随着结构的改造和有序化,但由于原子的热运动,也存在局部的无序化过程,所以具有一定完善程度的石墨向更高阶段转化时,其熵值反而变小,致使无缺陷石墨难以制取。采用等离子低温灰化仪与XRD分析了无烟煤中的矿物质种类及含量,并探究了矿物质在原煤中的赋存形态。在氩气保护下,对纯矿物质、混合矿物质以及碳环境下的矿物质进行了对比性高温热处理。最后利用XRD、红外光谱和灰熔点测定仪表征不同温度下热处理后的矿物质的晶体结构、官能团和熔点变化,探究无烟煤石墨化过程中矿物质的转化变迁过程与熔融特性规律,以及矿物质与煤在石墨化过程中的协同作用。研究结果表明:太西无烟煤中主要含有石英、伊利石、高岭土、黄铁矿、方解石、烧石膏等六种矿物质,其中石英和伊利石的占比高达86%。混合矿物的流动温度要低于纯矿矿物,这是因为在高温下形成了低温共熔物。在石墨化过程中,大部分矿物质从1500℃时开始以气态或液态的形式,从无烟煤内部向裂隙处迁移,并随氩气气流逸出炉腔。达到2700℃后,只剩少量硅元素以碳化硅的形式存在于高温体系内,而大部分硅元素则随原煤中的少量碱土金属元素（钠、钾、镁等）以硅铝酸盐的形式逸出炉腔。为了探究上述结论的普适性,选取了不同变质程度的煤作为原料。采用不同的方法对原料进行预处理,随后在相同的热处理条件下对原料进行高温石墨化,以探究原煤结构及其灰分与挥发分对煤基石墨产物的影响。该方法制备出不同显微结构的煤基石墨（多晶石墨、单晶石墨、球形石墨、蜂窝石墨和棒状石墨）。结果表明,在相同的石墨化条件下,高阶煤的石墨化程度要优于低阶煤。不同成灰矿物对煤的石墨化影响不同,适量的金属矿物质有助于石墨晶格的生长,但粘土类矿物质过多会导致产物中非碳杂质的增加,产物纯度降低,石墨化程度也随之降低。经酸洗预处理后,产品的石墨化程度可以大大提高,但石墨化速度会降低。最后以褐煤为碳源,硫酸（H2SO4）为氧化剂,磷酸（H3PO4）为活化剂,采用一步浸渍法,成功制备了具有多级孔结构的煤基石墨材料,并对其进行了染料污水吸附处理的效果探索。结果表明,该石墨材料对水溶液中的甲基橙具有较高的吸附率（吸附时间60 min内达到99.9%）。该石墨材料可重复多次利用,再生吸附经5次循环后依然具有良好的吸附性能。本论文有图65幅,表25个,参考文献192篇。
王乐[2]（2017）在《低品位氧化锌矿提取铅锌的研究》文中提出锌是用量仅次于铝和铜的重要有色金属。因其具有良好的性能,被广泛应用。随着我国多年的开采利用,传统的硫化锌矿已经使用殆尽。氧化锌矿资源的开发利用已经提上了日程。我国西南地区蕴藏有大量的低品位氧化锌矿资源,难以采用传统的冶炼工艺提取并回收其中的有价组元。因此开发新的,针对我国资源特点的处理工艺势在必行,有着重要的实际意义和应用价值。本文采用硫酸焙烧法和氯化钙络合浸出法,系统地研究了含铅氧化锌矿综合提取的工艺和理论。制备了电解锌的硫酸锌溶液和碱式氯化铅前驱体,除杂的铁产物用以制备炼铁的原料,实现资源的综合利用且采用的化工原料实现了循环利用。主要结果如下:1.通过反应热力学的计算,确定了硫酸焙烧法从低品位氧化锌矿中提取锌的可行。2.研究低品位氧化锌矿硫酸焙烧法提取锌的工艺。包含焙烧和浸出两道工序,通过XRD和SEM等分析方法,明确了焙烧前后和水浸后主要组元的物相变化。考察了硫酸焙烧过程中,焙烧温度、硫酸与矿中锌、铁和铝的摩尔比以及焙烧时间对锌、铁和铝提取率的影响。确定了最佳的工艺条件为:反应温度400℃,反应时间120 min,酸矿摩尔比1.6:1。对得到的焙烧熟料进行溶出,考察了溶出温度、溶出时间、液固比及搅拌强度对溶出的影响。确定了最佳的溶出工艺条件为:溶出温度90℃、溶出时间70 min、液固比5:1、搅拌强度300 r·min-1。锌的提取率达99.02%,铝的提取率为77.68%,铁的提取率为23.78%。铅、硅等组元富集在渣中,为进一步提取分离创造了条件。3.对溶出得到的硫酸锌溶液进行了去除铁和铝的工艺研究。考察了终点pH值、反应温度和双氧水加入量对反应除杂的影响。得到的最佳工艺条件为:终点pH值5、恒温温度90℃,每100 mL溶液中双氧水（质量分数为3%）加入量4 mL。此时溶液中的铁和铝含量都少于0.01 g·L-1,去除率都达到了 99%以上。4.通过反应热力学的计算,选定了适合该提锌渣的氯化络合浸出剂氯化钙。5.进行了酸性氯化钙溶液浸出提锌渣提取铅的试验研究。考察了反应pH值、搅拌强度、氯化钙溶液浓度、液固比、浸出温度和反应时间对浸出提锌渣的影响,采用正交试验确定了最佳的工艺条件为:反应pH=1、搅拌强度500r·min-1,氯化钙溶液浓度400 g·L-1、液固比7:1、浸出温度80℃和反应时间30 min。铅的浸出率为93.80%,铁的浸出率为19.28%。6.研究酸性氯化钙溶液浸出提锌渣的反应过程,整个过程符合收缩核模型,且受有固体产物层的内扩散控制,反应活化能为30.76 kj·mol-1,表观反应级数为1.524,反应过程方程为:1—（1-α）2/3-2α/3=206.23·exp（-30760/RT）·t。7.在酸性氯化络合体系中,采用调节溶液pH的方法实现溶液中铁与铅的分离。考察了 pH值、反应温度、H202加入量和反应时间对沉铁影响,采用正交试验优化沉铁条件,得出最佳的沉铁条件:pH=3;反应温度T=50℃;H202加入量=1.0 mL;反应时间t=15 min。铁转化率为99.98%,铅损失率为3.84%,有效实现了铁与铅的分离。铁沉淀经高温锻烧得到三氧化二铁。8.以净化后的酸性络合氯化铅溶液为原料,以氢氧化钙为沉淀调节剂,考察了 pH值、反应温度和反应时间对沉淀铅影响。设计了正交试验,对沉铅试验进行优化,得到的最佳工艺条件为:pH值7.5、反应温度50℃和反应时间7.5 min。在最优条件下,铅的转化率可达99%。制得PbOHCl前驱体。
汪胜东[3]（2016）在《磷矿中伴生稀土提取基础理论及工艺研究》文中研究说明磷矿中伴生稀土是继南方离子型稀土后我国又一重要中重稀土资源。磷矿中伴生稀土以类质同象方式赋存于磷矿岩中,其赋存状态不同于北方稀土矿,也不同于南方离子型稀土矿,现有的用于传统稀土矿的冶炼分离技术无法经济处理磷矿中伴生稀土资源。对磷矿中的稀土资源,由于稀土品位低,单独提取稀土无经济优势,需与磷酸生产相结合。世界80%以上的湿法磷酸以硫酸法生产,由于硫酸法工艺中稀土走向分散、工艺复杂、回收成本高。因此,寻求一种高效、低耗、绿色环保的磷矿中伴生稀土提取技术,对合理的开发利用此类资源具有重要意义。针对磷矿伴生稀土提取过程中存在的问题,本文提出了磷酸法处理含稀土磷矿的新思路。以工艺矿物学为基础,对稀土浸出热力学、动力学、高磷溶液中稀土分离及稀土在浸出过程中的物相演变等方面进行了详细研究,获得了磷酸法提取稀土的基础理论与工艺。工艺矿物学研究表明,磷精矿中绝大部分为胶磷矿,其次为方解石、白云石和石英,另有少量的褐铁矿、粘土矿物、萤石等;胶磷矿绝大部分都以单体的形式存在,少量胶磷矿与方解石、白云石、石英等连生;稀土主要以类质同象的形式存在于磷酸盐相（胶磷矿）中,约占总稀土量的95%,其次以独立矿物的形式存在（约占5%）,微量的稀土以离子吸附的形式存在（小于总量的0.1%）。归纳整理了溶液中稀土离子与HPO42-、H2PO4-、F-、Cl-、SO42-等无机离子在25℃、O.1MPa下的标准吉布斯自由能、标准焓、熵及热容等基础热力学数据;推导了溶液中稀土与无机离子形成络合物的平衡常数,其中稀土与F-的络合物平衡常数大于与H2PO4-形成络合物的平衡常数,磷酸法中溶液含适量F-时可有效提高稀土浸出率;绘制了 RE-H2O 系、RE-PO43--H2O 系、RE-SO42--H2O 系及 RE-SO42--PO43--H2O系电位-pH图,相对RE-H20系,在溶液中引入磷酸、硫酸后,稀土磷酸盐的稳定区变窄,同时形成稳定区较大的稀土硫磷复合物新物相。浸出试验研究表明,在浸出时间8h、浸出温度65℃、纯磷酸浓度23%、矿石粒度-400目占82%、液固比10:1、搅拌速度300rpm、初始Ca2+浓度0g/L、初始SO42-浓度0g/L的条件下处理含31.92%P2O5、50.48%CaO、0.13%RE的磷精矿,稀土浸出率为85.4%,磷浸出率为96.4%;在浸出时间8h、浸出温度65℃、工厂返酸浓度25%、矿石粒度-400目占82%、液固比10:1、搅拌速度300rpm的条件下,稀土浸出率为90.5%,磷浸出率为96.2%,并开展了百公斤级的返酸浸出扩大验证试验,结果与实验室小试一致;借助热力学计算与XRD、SEM、EDS、TEM及矿相显微镜等仪器表征,研究了精矿在磷酸浸出过程中的物相演变信息,确定了磷酸法的反应机理,即精矿中磷、钙及稀土以磷酸二氢盐形式进入溶液中,氟以类晶质氟化钙的形式进入渣中。动力学研究表明,磷酸法中稀土浸出符合未反应核缩减动力学模型,浸出过程受表面化学反应控制,表观反应活化能为44.6 kJ/mol,反应级数为0.993;通过单因素试验,建立了粒度、温度、酸浓度、初始钙浓度等单因素对稀土浸出效果的动力学方程;采用SPSS软件工具建立稀土浸出过程的动力学数学模型,1-（1-x）1/3=te8.596-504.215/T+0.109ln[C]+28.6871n[r0]+0.0821n[CCa]高磷溶液中稀土分离研究表明,在温度30℃,吸附时间240min、液固比100的条件下,采用BK-532树脂可从高磷复杂溶液中吸附RE,RE吸附率为82.9%;负载RE树脂经盐酸解吸、草酸沉淀、焙烧得到REO含量为46.72%的混合稀土氧化物。综上所述,论文所提出的磷酸法提取稀土新思路为磷矿中伴生稀土的合理开发利用提供了新途径,具有重要的学术意义和实际应用价值。
刘贵扬[4]（2013）在《电解锰阳极泥综合回收利用研究》文中认为锰矿及其深加工产品广泛应用于国民经济各个领域,90%的锰消耗于钢铁工业,10%消耗于有色冶金、化工、电子、电池、农业等部门,对其需求随着我国经济的迅速发展而不断增长。目前我国已成为全球最大电解锰生产、出口和消费国。在电解锰生产过程中,不可避免地在电解槽的阳极区产生大量的阳极泥,其锰含量高达40%～50%,主要成分为Mn4+的水合氧化物,并有较高含量的铅,因其组成复杂,使其不能通过简单机械或选矿方法进行直接回收利用。在目前的技术条件下,采用湿法还原浸出对其进行处理是较为经济可行的方法。对锰阳极泥的综合回收利用包括锰阳极泥还原浸出、浸出液除杂制备锰产品和浸出渣除杂回收铅三个部分。锰阳极泥还原浸出过程中选用了不同的无机和有机还原剂,对其还原剂用量、酸用量、浸出时间及浸出温度等因素进行对比研究,综合考虑还原剂成本、能耗、药剂及能否回收铅等问题,可知：还原铁粉在无机还原剂中效果最好,而玉米秆在有机还原剂中效果最佳。在各自浸出最佳条件下,以还原铁粉作为还原剂,其锰浸出率达99.43%,在除杂阶段,浸出液中含有大量铁离子,如果直接水解沉淀除铁将会导致过滤几乎无法进行,需将浸出液稀释2.5倍后,方能一步除铁并可获得较高的锰回收率,再经硫化沉淀除重金属后,除杂作业的锰回收率为92.39%,但是所得净化液中锰离子浓度达不到锰电解液要求；若不对浸出液进行稀释,则需进行两步除铁,再经硫化沉淀除重金属后,所得净化液虽达到锰电解液要求,但除杂作业中锰回收率仅为42.79%,需对除铁滤渣进行洗涤,将洗涤液返回浸出,以减少锰损失。两种方法除杂后所得的净化液均可碳化结晶得到合格的碳酸锰产品,该作业回收率为98.60%,或蒸发浓缩结晶制得硫酸锰产品,该作业回收率为94.11%。在回收铅阶段,采用盐酸、硝酸以及还原铁粉对浸出渣进行浸出除杂,得到铅精矿,其铅品位和总回收率分别为59.38%和87.87%,达到铅精矿四级品的要求；以玉米秆作为还原剂,其锰浸出率达97.01%。除杂阶段,浸出液经过水解沉淀除Fe3+、A13+,硫化沉淀除重金属后,所得的净化液达到锰电解液要求,除杂作业锰回收率为90.17%,净化液可碳化结晶得到合格碳酸锰产品,该作业锰回收率为99.79%,但由于净化液中含有糖分和色素,无法制得硫酸锰产品。在回收铅阶段,采用盐酸、硝酸以及玉米秆对浸出渣进行浸出除杂,得到铅精矿,其铅品位和总回收率分别为60.79%和82.52%,达到铅精矿三级品的要求。实现对锰阳极泥综合回收利用的目的。
赵鹏飞[5]（2012）在《低品位氧化锰矿制备电解锰过程研究》文中研究指明针对我国锰矿品位低,杂质多,处理流程长等特点,本文研究提出一套高效、低成本的低品位氧化锰矿制备电解锰的工艺,并对工艺过程进行优化。流程包括采用亚硫酸钠做电位调节剂还原浸出,黄铁矾法除铁,硫化钠净化除杂一锅法制备硫酸锰电解液,在MnSO4-（NH4）2SO4-NH3-H2O体系中使用双膜三室法电解制备电解锰。通过浸出基础热力学数据计算,绘制Mn-H2O系、Fe-H2O系和H2O2-H2O系E-pH图,在25℃,101.325KPa,[Mn]=1mol/L,[Fe]=1mol/L下,当pH<1.61,0.77<E<（1.228-0.1182pH）时,Mn2+和Fe3+共同存在,得出能保证浸出和除铁的溶液电位调节剂有两类。分别选择过氧化氢和亚硫酸钠作为代表进行浸出和除铁实验,优化过氧化氢作为电位调节剂时工艺条件：反应温度为90℃,硫酸用量为100g/L,过氧化氢用量为0.5mol/L,浸出反应时间为1.75h。使用氨水调浆,终点pH值为2.5,沉淀反应1.25h,锰、铁、硅的浸出率分别为97.8%、0.02%、1.2%。在实验基础上对基础热力学数据进行修正,Mn2+和Fe3+共同存在区域变化为：在90℃,101.325KPa,[Mn]=0.4mol/L,[Fe]=0.06mol/L下,当pH<1.78,0.858<E<（1.361-0.1477pH）。在修正后数据基础上对亚硫酸钠作为电位调节剂的工艺条件进行优化：反应温度为90℃,硫酸用量为110g/L,亚硫酸钠用量为0.43mol/L,浸出反应时间为1.67h。使用氨水调浆,终点pH值为2.5,锰、铁、硅的浸出率分别为98%、0.03%、1.1%。经过两者的用量和反应能力最终选择亚硫酸钠作为还原剂。对浸出液的净化过程进行研究,结果表明在反应终点pH=4.5时,除杂效果最好。整合浸出,除铁和除其他杂质金属离子过程,采用废电解液为浸出剂,多段浸出,多段逆流洗涤,保证净化液的锰离子浓度,研究使用一锅法缩短流程,解决后续除杂难过滤等问题。通过MnSO4-（NH4）2SO4-H2O系综合平衡电势E-pH图和MnSO4-（NH4）2SO4-NH3-H2O系综合平衡电势E-pH图对比以及溶液离子平衡计算,确定了工艺条件为：硫酸铵的加入量120-130g/L,电解温度为35℃,电流密度为350A/m2,锰电解过程阴极电流效率可达到77%。改进电解过程,使用阴阳离子交换膜作为电解隔膜的双膜三室电解法制备电解锰,平均阴极电流效率可达80%。
李飞[6]（2011）在《由方铅矿直接制备活性PbO粉体的新技术及基础研究》文中研究说明铅加工的历史源远流长,从粗加工到深加工的进步体现了人类智慧的结晶。从含铅矿物原料到高级含铅材料,必须经历多个高温高能耗工序。传统的火法炼铅过程中SO2、含铅烟尘的产生产生对环境污染很大,湿法冶金也还是处于初级阶段。因此,从经济发展和社会可持续的层面考虑,铅提取和材料制备技术的基础研究是科学发展的必然归属。为此,本论文以方铅矿精矿为原料,采用“浸出-选择性除杂-化学合成”三步法,系统研究了制备超细电子级PbO粉体的新工艺流程。分析了在不同体系下方铅矿精矿浸出过程,考察了从浸出产物氯化铅合成超细电子级PbO粉体过程中各个因素对前驱体粒度的影响及前驱体热分解反应的具体历程。研究了软锰矿和方铅矿精矿在盐酸溶液中浸出制备含锰溶液和高纯氯化铅的两矿法浸出工艺,通过对浸出过程中氯化钠、反应时间和盐酸等因素对浸出的影响研究表明,反应中浸出率随着盐酸的浓度升高而升高,铅的浸提率也随络合剂氯化钠浓度增加而升高。当盐酸浓度3M、搅拌速度为500rpm、反应温度为80℃、反应时间为60分钟时,方铅矿精矿中的铅的浸出率达到了90%以上,并得到了纯度达96%的氯化铅产品,两矿法浸出方铅矿精矿浸出率高。在方铅矿两矿法的基础上本文对比了臭氧-过氧化氢体系浸出,即溶液中的氧化浸出。在温度不高（90℃）的盐酸溶液中,同时以臭氧和过氧化氢（此反应称为Peroxone反应）为氧化剂,三氯化铁为助浸剂浸出硫化矿精矿。采用混合氧化剂可以使浸出中臭氧的耗量大大减低。优化实验表明:当矿样粒度-0.075 mm,盐酸浓度0.3mol/L,反应温度100℃,双氧水浓度6.66g/L,反应时间3.5 h时铅的转化率达到96.7% ,产物氯化铅纯度可达99.4%。臭氧-双氧水体系下浸出方铅矿精矿,浸出速度快,浸出率高,最高可达98.49%。浸出液“冷却-结晶-过滤”过程具有良好的除杂功效。从浸出产物氯化铅合成超细电子级PbO粉体过程中各个因素对前驱体粒度均有不同程度的影响,包括反应物配比、超声时间、超声频率等等。前驱体物质（碳酸铅和碱式碳酸铅的混合物）在不同温度下热分解反应可分别得到稳定的中间产物PbOx、Pb3O4、α-PbO和β-PbO。本文以超声化学方法制得的PbO粉体为黄色斜方晶系,且不含其它杂质峰,粉末颗粒呈片状,平均粒径为80nm,为纳米级超细粉体纯度高。
刘庆国[7]（2010）在《炼铜电收尘烟尘的综合利用》文中提出炼铜烟灰中含有铜、铅、锌、铋、锑等多种有价成分,可从烟灰中回收铜、锌、铅、铟、镉、铋和砷,获得的产品有一级硫酸铜、一级硫酸锌、一级硫酸钠、海绵铟、海绵镉、粗铋、铅精矿和砷的混合盐等8种。提高炼铜烟灰综合利用效率,对我国建设节约型社会,实现可持续发展具有重要的意义。本工艺采用由工业硫酸与生产水配制的溶剂、废电解液与生产水配制的溶剂、废电解液与工业废水配制的溶剂进行的各批次烟灰的一段一次浸出、一段一次浸出液的二次浸出、一段二次浸出液的三次浸出的办法来提高浸出液中的铜、锌含量,对减少后续置换沉积的处理量、能耗等有实际意义,浸出阶段总浸出率:Cu﹥90%,Zn﹥93%,Pb﹤1%,Bi﹤1%。本工艺采用废电解液代替工业硫酸、工业废水代替生产用水,酸耗量与工业硫酸相当,浸出率与工业硫酸浸出相近,说明在浸出阶段废电解液代替工业硫酸、工业废水代替生产用水方法可行;得到含有铅和铋的渣,将此渣进行火法熔炼,得到铅铋合金;采用锌可以将铜从溶液中置换出来,得到海绵铜,而锌以硫酸锌晶体的形式回收。由于本工艺采用工业废水和废电解液作浸出液,因此具有很强的实用性和很好的经济效益。
陈永明[8]（2009）在《盐酸体系炼锌渣提铟及铁资源有效利用的工艺与理论研究》文中研究表明为有效利用硫化锌精矿中的铁资源,避免铁渣堆存对生态环境的污染,并简化现有铁矾渣提铟流程,提高铟的直收率,消除低浓度SO2烟气排放危害,本论文提出了盐酸体系中炼锌废渣湿法提铟及铁资源有效利用的新工艺。首先对盐酸体系中铟锌提取、铁黄制备以及铁矾渣碱分解等过程进行了系统而深入的理论分析,详细阐明其热力学原理和动力学规律。采用双平衡法详细讨论了Zn（Ⅱ）-Fe（Ⅲ）-NH3-CO32--C1-H2O体系铁酸锌前驱体共沉淀过程中,[Zn]T、[Fe]T、[NH3]T、[CO32-]T、pH之间的平衡关系,确定了Zn2+、Fe3+离子共沉淀的最佳pH范围为6.3<pH<7.3。在理论分析的基础上,对炼锌渣的热酸浸出、浸出液还原与净化、TBP萃取铟锌等过程进行了工艺研究。结果表明,在温度90℃、时间2h～4h、MHC1/MTheory=1.5～2.5、液固比L/S-（3～5）:1的条件下,炼锌渣中Zn、Fe、In的浸出率均达95%以上。向热酸浸出液中加入磁黄铁矿或硫化锌精矿进行还原浸出。以磁黄铁矿为还原剂时,在Wpyrrhotite/WTheory=1.4、温度90℃、时间2h、磁黄铁矿粒度为0.088mm～0.106mm的优化条件下,Fe3+的还原率高达96.30%,As3+、Sb3+脱除率分别为67.7%和24.77%;采用硫化锌精矿为还原剂时,在温度90℃、时间3h、硫化锌精矿粒度45μm、WZnS/WTheory=1.1的最佳条件下,Fe3+平均还原率为96.62%,Zn、Fe、In平均浸出率分别为93.89%,94.46%和97.89%。在温度50℃、时间25min、铁粉用量为1.6倍理论量的最优条件下添加铁粉置换除杂,Cu2+、Pb2+、Cd2+的脱除率分别为99.90%、32%和17%,In的损失率<1%。所得净化液在水相酸度1.5mol·L-1、有机相组成70%TBP+30%磺化煤油、相比O/A=1.5:1、室温、振荡及静置时间均为10min、3级逆流萃取的最佳条件下同时萃取铟锌,In、Zn、Sn的萃取率均>99%,Fe2+萃取率<1%,由此实现Fe与Zn、In的有效分离。在相比O:A=3:1、3级逆流反萃、室温、振荡及静置时间均为5min的最佳条件下,纯水反萃负载有机相,In、Zn反萃率分别为99%和60%-90%,而Sn的反萃率则<3%。常温下锌板置换反萃液中In3+可产出海绵铟和纯ZnCl2溶液,铟置换率>99%。以净化后的FeCl2萃余液为原料,加入2mol·L-1NH4HCO3溶液中和沉淀制取Fe（OH）2+FeC03悬浮液,再通入空气氧化反应产出铁黄。整个氧化过程遵循“溶解电离.氧化沉淀”反应机制,分为晶核形成和晶体生长两个阶段,均为相界面的氧化反应控制,其活化能分别为127.26kJ·mol-1和237.86kJ·mol-1。氧化温度、空气流量和体系初始pH值均对氧化速率有显着影响。所得的氧化铁产物均为晶型规整的针形或纺锤形α-FeOOH晶粒聚集成的圆球。FeCl2萃余液经H2O2氧化后,在有机相组成80%TBP+20%磺化煤油、水相酸度3.5mol·L-1、相比O/A=3:1、相接触时间5min、室温的工艺条件下单级萃铁,平均萃铁率达99.69%;再在相比O/A=1.5:1、相接触时间3min、三级逆流反萃、室温的条件下纯水反萃,铁的平均反萃率为97.3%。所得纯FeCl3纯溶液与ZnCl2按nZn:nFe=1:2混合均匀,总金属离子浓度为0.3mol·L-1,加入0.5mol·L-1的NH4HCO3溶液作为沉淀剂,采用化学共沉淀法在温度50℃、M（NH4HCO3）:MTheory=1.2:1、搅拌速度600r·min-1～850r·min-1、添加剂为十六烷基三甲基溴化铵的工艺条件下制备铁酸锌前驱体。Zn2+、Fe3+离子基本按理论配比均匀沉淀,两者的液计平均沉淀率分别为Zn99.83%和Fe 99.92%。所得前驱体为单一、分散的球形粒子,平均粒径为100nm～120nm,锌铁摩尔比为nZn:nFe=0.999:2。根据热重-差热分析结果,在500℃～700℃温度下煅烧前驱体,得到晶型规整、形貌单一、粒径分布窄的铁酸锌粉体。但煅烧温度的上升加剧了粉体的团聚,最佳煅烧温度为500℃,所得铁酸锌粉体平均粒径为150nm左右。提出了“NaOH分解-盐酸还原浸出-TBP萃取铟锌”的含铟铁矾渣湿法处理流程。在NaOH体系中分解铁矾渣,产出Na2SO4溶液和含In、Zn铁渣。前者经净化除杂、浓缩结晶回收芒硝后返回分解工序;后者则纳入盐酸体系选择性浸出和TBP萃取In、Zn,浸出渣经磁选富集后作为炼铁原料。对铁矾渣碱分解和分解渣HCl浸出进行了工艺研究,结果表明,在WNaoH:W铁矾渣=0.3814:1、温度60℃、液固比2:1、时间2h的最优条件下,铁矾渣分解率高达98.03%,As的浸出率为83.36%,In、Cu、Pb、Cd、Ag、Zn、Sb、Sn等杂质绝大部留于分解渣。DSC-TGA热分析和XRD衍射分析结果表明,铁矾渣碱分解过程中,铁主要以Fe3O4形式入渣。分解渣中Fe、In、Zn的含量分别为38.81%、0.23%和12.89%,采用HCl在温度40℃、液固比7:1、反应时间2h、MHcl/MTheory=1.8的最优条件下浸出,In、Zn、Cu、Cd、As、Sn、Sb、Pb、Ag的渣计浸出率分别为98.26%、99.35%、98.79%、98.93%、76.27%、68.50%、80.12%、64.82%和60.80%。分解渣中89.25%的Fe留于浸出渣中,浸出渣Fe含量高达52.48%,经磁选富集和除杂后可作为炼铁原料。盐酸体系中炼锌废渣湿法提取铟、锌及制备铁黄、铁酸锌新工艺实现了铁渣和低浓度SO2烟气的零排放,In和Zn的直收率大幅提高。原料中的铁可以铁黄、铁酸锌、铁红、铁精矿等多种形式得到有效利用,消除了铁渣排放对生态环境的污染。本工艺可有效处理传统湿法炼锌提铟流程产出的含铟、锌的浸出渣和铁矾渣,对我国储量丰富的高铁铟闪锌矿资源的开发利用也具有重要意义。
俞小花[9]（2008）在《复杂铜、铅、锌、银多金属硫化精矿综合回收利用研究》文中认为有色金属冶金是典型的资源投入型产业,其生存与发展必须以矿产资源为依托。近年来,由于我国铜、铅、锌等冶金行业的快速发展,优质资源消费增加,资源逐渐枯竭,有色金属的发展受控于资源,有色金属的供应不能满足国民经济发展对其需求,为了保持有色金属的可持续性发展,必须开发利用有色金属的多种资源。我国三江成矿带将是我国重要的有色金属矿产资源地。该矿带的资源特点是各种有色金属相互共生、易浮难分选,获得的精矿相互互含,导致有色金属精矿质量不高,金属回收率低。为了实现资源的高效综合开发利用,必须开发此类共生有色金属精矿的冶炼新技术。本论文以复杂铜铅锌银多金属硫化精矿为原料,与传统冶炼工艺比较后,确定了处理该种类矿石的全湿法冶金新技术,通过实验室全流程的各单元过程系统研究,确定了处理复杂铜铅锌银多金属硫化精矿的全湿法冶金工艺流程。并对其中的主要工序进行了理论分析,主要包括以下内容:1、加压浸出在现有的热力学研究基础上,进行了复杂多金属硫化精矿加压浸出热力学的研究,绘制298K和423K下的CuFeS2-H2O系、ZnS—H2O系、PbS-H2O系、FeS2—H2O系的φ-pH图;在加压釜中通过加压酸浸对复杂多金属硫化精矿进行浸出,通过对温度、时间、硫酸用量、氧压、矿石粒度等条件的考察,确定了最佳浸出条件:对于复杂多金属精矿1:精矿粒度-0.038mm（-400目）≥96%,液固比4∶1,温度～150℃,总压力为1.2～1.4MPa,浸出时间为180min,始酸浓度为145～155g/L,木质素适量,搅拌转速850r/min。在此条件下,各金属的浸出率分别可以达到（%）:Zn～94%、Cu～97%;对复杂多金属精矿2:精矿粒度-0.033mm（-425目）≥99%,液固比4∶1,温度～150℃,总压力为1.2～1.4MPa,浸出时间为180min,始酸浓度为140～150g/L,木质素适量,搅拌转速850r/min。在此条件下,各金属的浸出率分别可以达到（%）:Zn～95%、Cu～96%。2、加压浸出液萃取分离铜首次对富含高铜和高锌的高酸加压浸出液采用萃取的方法进行铜和锌的分离。通过对M5640、LIX973、LIX984三种有机相负载铜能力,萃取温度、混合时间、萃取相比、反萃相比、反萃原液酸浓度等条件对铜萃取率影响的考察,确定适当的萃取剂和萃取工艺:选用M5640作为萃取剂,萃取的合适条件:相比（O/A）4∶1、有机相中萃取剂含量（V/V）25%、混合时间3min、萃取级数11级以上、萃取温度30-40℃;在此条件下,铜的萃取率＞95%。反萃的合适条件:相比（O/A）1∶1、反萃原液游离酸浓度＞250g/L、混合时间2min、反萃级数5级以上、反萃温度30～40℃;在此条件下,铜反萃率＞95%。3、加压浸出渣中元素硫的脱除对富含元素硫、铅、银的加压浸出渣先浮选富集其中的硫精矿,浮选的合适条件为:矿浆浓度为10-20%,粒度为原渣粒度,浮选时2号油用量为10g/t,采用一段粗选-二段精选-三段扫选流程。浮选硫精矿含硫＞60%,浮选硫回收率＞70%,浮选铜回收率＞65%,浮选锌回收率＞65%,浮选铅回收率～8%;对富集后的硫精矿进行蒸馏脱除元素硫,蒸馏温度460-480℃。元素硫挥发率＞98%,其它金属元素的损失率＜0.5%。4、浮选尾渣碳酸盐转化-硅氟酸浸出铅首次采用碳酸盐转化-硅氟酸浸出的方法处理富含硫酸铅的物料。对含铅的浮选尾渣采用碳酸盐进行硫酸铅的转化,通过对转化时间、转化剂用量、转化温度等条件的考察,确定合适的转化条件:温度20-25℃,时间30min（第一次）、30min（第二次）,碳酸氢铵用量为理论量的-0.9倍,氨水和碳酸氢铵摩尔比为1∶1;对转化渣采用硅氟酸浸出的方法进行浸铅研究,考察始酸浓度、浸出时间、浸出温度等因素对浸出过程的影响,确定合适的浸出条件:浸出时温度为-60C,时间为30min,游离硅氟酸浓度为125-150g/L。通过对碳酸盐转化-硅氟酸浸出条件试验的研究,确定最后的浸铅工艺:转化-浸出-转化-浸出,在此条件下铅的浸出率＞94%;5、硫脲浸银在现有的研究基础上,对试验过程中产出的各种含银物料中的银进行了硫脲浸出的研究,并进行了热力学的研究,绘制298KAg2S（Ag）-SCN2H4-H2O系φ—pH图,并对硫脲浸银的机理和动力学进行了研究,建立了动力学方程;考察了硫脲浓度、Fe3+浓度、浸出时间、温度等因素对浸出过程的影响,并由此确定了浸银的工艺条件:两段浸出,浸出温度60-70℃,硫脲浓度:一段55g/L、二段20g/L,液固比（7.5-10）∶1,时间180min,Fe3+浓度～10g/L;在此条件下银的浸出率＞93%。论文的创新点:（1）论文自主研发了从复杂多金属硫化精矿中综合回收铜、铅、锌、银的全湿法工艺流程。（2）论文采用加压浸出的方法处理某地复杂铜铅锌银多金属硫化精矿,并取得很高的铜、锌浸出率。（3）论文研究了从含Cu～40g/L、H2SO4～70g/L、Zn100g/L的高铜高锌高硫酸溶液中萃取分离铜、锌,并根据条件试验研究结果,确定了多级逆流萃取工艺。（4）论文研究了采用碳酸盐转化-硅氟酸浸出的方法处理富含硫酸铅的浮选尾渣的过程,并确定了合适的工艺:两次转化-浸出工艺。（5）论文研究了硫脲浸银过程的动力学,建立了浸出温度、硫脲浓度和Fe3+浓度对其动力学影响的关系式。
尹文新[10]（2008）在《在氯盐介质中同时电解铅和二氧化锰的研究》文中研究表明从氯化铅水溶液中电解提取铅和从氯化锰水溶液中电解提取二氧化锰是湿法冶金的两个研究热点。为了实现电解槽的阳极上不析出氯气的铅电解过程,本文首次研究了从氯化铅和氯化锰混合溶液中同时电解铅和二氧化锰的过程。这种铅和二氧化锰同时电解过程不仅能避免氯气在阳极上析出,而且还能同时得到两种电解产品,并导致电解过程电能消耗的降低。本研究首先开展了从氯化铅溶液中电解提取铅和从氯化锰溶液中电解提取二氧化锰两组单独电解试验,然后进行了在氯盐介质中铅和二氧化锰同时电解的试验工作。铅和二氧化锰同时电解包括两种方法：电解槽中阴、阳极之间有隔膜和没有隔膜两种电解。试验结果表明,铅和二氧化锰同时电解,特别是有隔膜的同时电解过程是可行的。无隔膜同时电解的最佳工艺条件概括如下：电解液中Pb2+和Mn2+浓度分别为15g/L和50g/L,电解液中HCl和NaCl浓度分别为4g/L和2mol/L,电解液温度为90℃,电流密度为80A/m2。在最佳工艺条件下电解2h的阴、阳极的电流效率分别为98%和92%,电极上产生的铅和二氧化锰的重量之比为2.61：1,平均槽电压为1.667V,产生2.61kg铅和1kg二氧化锰的直流电消耗为1.131kWh,与铅和二氧化锰单独电解相比,电能节省55.47%。阳极产物为γ-MnO2,产物中二氧化锰的含量大于91%。有隔膜同时电解的最佳工艺条件被确定为：隔膜材质为涤棉布,阳极液面比阴极液面高20mm,阴极液中Pb2+和NaCl浓度分别为25g/L和4.5mol/L,阳极液中Mn2+和HCl浓度分别为50g/L和8g/L。在最佳工艺条件下电解2h,阴、阳极电流效率均达到99%,电解5h的阴、阳极电流效率分别达到96%和99%,平均槽电压为1.701V,电极上得到的铅和二氧化锰的重量之比为2.39：1,产生2.39kg铅和1kg二氧化锰的直流电耗为1.056kWh,与铅和二氧化锰单独电解相比,节省电能56.58%。阳极产物为γ-MnO2,二氧化锰含量达92%以上。虽然基于试验结果,无隔膜和有隔膜两种电解方法都是可行的,但无隔膜电解过程的阳极电流效率只达92%。这表明,必然有一些氯气从阳极上析出。因此,有隔膜电解过程是在氯盐介质中电解提取铅和二氧化锰的最佳工艺方案。扩大试验结果与小型试验结果基本相同。根据本研究的结果,本文的第五章给出了从铅精矿和碳酸锰矿提取铅和二氧化锰的推荐原则工艺流程。
二、硝酸酸解方铅矿生产铅产品的湿法开发研究（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、硝酸酸解方铅矿生产铅产品的湿法开发研究（论文提纲范文）
（1）煤的石墨化过程及煤系矿物变迁规律研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| abstract |
| 变量注释表 |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究背景及意义 |
| 1.2 石墨资源概述 |
| 1.3 碳质材料的石墨化 |
| 1.4 煤基石墨的研究进展及应用 |
| 1.5 煤大分子模型及热处理对其结构的影响 |
| 1.6 煤系矿物的高温转化 |
| 1.7 高温下煤中有机质碳与无机矿物的协同作用 |
| 1.8 研究内容及技术路线 |
| 2 试验物料及方法 |
| 2.1 试验原料及试剂 |
| 2.2 试验仪器 |
| 2.3 样品的制备与表征 |
| 2.4 石墨化度的计算 |
| 2.5 吸附与脱附试验 |
| 3 无烟煤石墨化过程研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 无烟煤石墨化条件的优化 |
| 3.3 无烟煤石墨化过程中不同碳的微观结构变化 |
| 3.4 无烟煤石墨化过程中的动力学与热力学 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 无烟煤石墨化过程中煤系矿物的变迁 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 太西无烟煤的矿物质组成及赋存形态 |
| 4.3 矿物质在石墨化过程中的变迁规律 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 不同变质程度煤的石墨化过程研究 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 煤基石墨材料的微观结构表征 |
| 5.3 煤基石墨材料的电阻率及孔隙参数表征 |
| 5.4 各级煤中灰分对石墨化进程的影响 |
| 5.5 本章小结 |
| 6 褐煤基石墨化产品的制备、表征及应用初探索 |
| 6.1 引言 |
| 6.2 多级孔结构石墨的制备及表征 |
| 6.3 多级孔结构石墨在染料污水处理中的应用 |
| 6.4 本章小结 |
| 7 结论与展望 |
| 7.1 主要结论 |
| 7.2 主要创新点 |
| 7.3 工作展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（2）低品位氧化锌矿提取铅锌的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 锌和铅性质与用途 |
| 1.1.1 锌的性质与用途 |
| 1.1.2 铅的性质与用途 |
| 1.2 锌铅矿物资源 |
| 1.2.1 锌矿物资源 |
| 1.2.2 铅矿物资源 |
| 1.3 锌铅冶炼方法 |
| 1.3.1 锌的火法冶炼方法 |
| 1.3.2 锌的湿法冶炼方法 |
| 1.3.3 铅的火法冶炼方法 |
| 1.3.4 铅的湿法冶炼方法 |
| 1.4 氧化锌矿的处理方法 |
| 1.4.1 氧化锌矿的酸法处理 |
| 1.4.2 氧化锌矿的碱法处理 |
| 1.4.3 氧化锌矿其他处理方法 |
| 1.5 本研究的意义和内容 |
| 1.5.1 研究的意义 |
| 1.5.2 研究内容 |
| 第2章 低品位氧化锌矿浓硫酸焙烧试验研究 |
| 2.1 试验部分 |
| 2.1.1 试验原料 |
| 2.1.2 工艺流程的设计 |
| 2.1.3 试验试剂和仪器 |
| 2.1.4 试验原理 |
| 2.1.5 试验过程 |
| 2.2 结果与讨论 |
| 2.2.1 反应温度对氧化锌矿提取率的影响 |
| 2.2.2 反应时间对氧化锌矿提取率的影响 |
| 2.2.3 酸矿比对氧化锌提取率的影响 |
| 2.2.4 正交试验结果和分析 |
| 2.2.5 温度对熟料溶出的影响 |
| 2.2.6 时间对熟料溶出的影响 |
| 2.2.7 液固比对熟料溶出的影响 |
| 2.2.8 搅拌强度对熟料溶出的影响 |
| 2.2.9 溶出正交试验结果和分析 |
| 2.3 低品位氧化锌矿硫酸浸出试验研究 |
| 2.3.1 试验过程 |
| 2.3.2 浸出结果与讨论 |
| 2.4 本章小结 |
| 第3章 硫酸锌溶液的除杂和净化 |
| 3.1 试验部分 |
| 3.1.1 试验原料 |
| 3.1.2 试验工艺的选择 |
| 3.1.3 试验试剂和仪器 |
| 3.1.4 试验内容 |
| 3.1.5 试验原理 |
| 3.2 结果与讨论 |
| 3.2.1 双氧水加入量对除去铁铝的影响 |
| 3.2.2 终点pH值对去除铁铝的影响 |
| 3.2.3 温度对去除铁铝的影响 |
| 3.2.4 正交试验结果和分析 |
| 3.3 本章小结 |
| 第4章 提锌渣的酸性氯化钙溶液浸出的研究 |
| 4.1 试验部分 |
| 4.1.1 试验原料 |
| 4.1.2 工艺的选择 |
| 4.1.3 试验试剂和仪器 |
| 4.1.4 试验过程 |
| 4.2 结果与讨论 |
| 4.2.1 反应pH值对提锌渣提取率的影响 |
| 4.2.2 搅拌强度对提锌渣提取率的影响 |
| 4.2.3 氯化钙溶液浓度对提锌渣提取率的影响 |
| 4.2.4 液固比对提锌渣提取率的影响 |
| 4.2.5 浸出温度对提锌渣提取率的影响 |
| 4.2.6 反应时间对提锌渣提取率的影响 |
| 4.2.7 正交试验结果和分析 |
| 4.3 浸出反应过程的研究 |
| 4.3.1 反应过程原理分析 |
| 4.3.2 提锌渣浸出反应过程试验 |
| 4.3.3 浸出反应过程试验的结果与讨论 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 络合氯化铅溶液的除杂和净化 |
| 5.1 试验部分 |
| 5.1.1 试验原料 |
| 5.1.2 工艺的选择 |
| 5.1.3 试验试剂和仪器 |
| 5.1.4 试验原理 |
| 5.1.5 试验过程 |
| 5.2 结果与讨论 |
| 5.2.1 反应pH值对除铁率的影响 |
| 5.2.2 双氧水加入量对除铁率的影响 |
| 5.2.3 反应时间对除铁率的影响 |
| 5.2.4 反应温度对除铁率的影响 |
| 5.2.5 正交试验结果和分析 |
| 5.3 本章小节 |
| 第6章 氯化铅络合溶液的产品制备 |
| 6.1 试验部分 |
| 6.1.1 试验原料 |
| 6.1.2 工艺的选择 |
| 6.1.3 试验试剂和仪器 |
| 6.1.4 试验过程 |
| 6.2 结果与讨论 |
| 6.2.1 反应pH值对沉铅的影响 |
| 6.2.2 反应温度对铅转化率的影响 |
| 6.2.3 反应时间对铅转化率的影响 |
| 6.2.4 正交试验结果和分析 |
| 6.2.5 铅沉淀的分析表征 |
| 6.3 本章小节 |
| 第7章 结论 |
| 参考文献 |
| 攻读学位期间发表的论文及发明专利 |
| 致谢 |
| 作者从事科学研究和学习经历的简历 |
（3）磷矿中伴生稀土提取基础理论及工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 稀土概述 |
| 1.2 国内外稀土矿床储量与分布 |
| 1.2.1 世界稀土矿床储量与分布 |
| 1.2.2 我国稀土矿床储量与分布 |
| 1.3 我国稀土矿冶金现状 |
| 1.3.1 包头混合型稀土矿冶炼分离工艺 |
| 1.3.2 离子吸附型稀土矿冶炼分离工艺 |
| 1.3.3 氟碳铈矿冶炼分离工艺 |
| 1.4 磷矿中伴生稀土资源分布与储量 |
| 1.4.1 磷矿资源储量与分布 |
| 1.4.2 磷矿中伴生稀土资源现状 |
| 1.5 国内外从磷矿中回收伴生稀土现状 |
| 1.5.1 从磷矿中提取稀土现状 |
| 1.5.2 从溶液中回收稀土的现状 |
| 1.6 本论文研究的意义与内容 |
| 第2章 试验研究方法 |
| 2.1 试验原理 |
| 2.1.1 磷酸浸出 |
| 2.1.2 稀土富集 |
| 2.1.3 磷酸再生 |
| 2.1.4 稀土沉淀及焙烧 |
| 2.2 工艺流程与试验方法 |
| 2.3 样品的检测方法 |
| 第3章 伴生稀土磷精矿工艺矿物学 |
| 3.1 磷精矿的化学成分 |
| 3.1.1 磷精矿中主要元素的化学成分 |
| 3.1.2 磷精矿中稀土元素的化学成分 |
| 3.2 磷精矿的矿物组成及其相对含量 |
| 3.3 磷精矿中重要矿物的嵌布关系 |
| 3.4 磷精矿中稀土的赋存状态 |
| 3.5 磷精矿中稀土矿物的嵌布特征 |
| 3.6 本章小结 |
| 第4章 磷酸浸出稀土热力学研究 |
| 4.1 水溶液的性质 |
| 4.1.1 磷酸稀土溶度积 |
| 4.1.2 磷酸溶液中稀土化合物吉布斯自由能、焓及熵 |
| 4.1.3 磷酸溶液中稀土化合物平衡常数 |
| 4.2 磷酸稀土浸出EH-PH图 |
| 4.2.1 热力学资料 |
| 4.2.2 RE-H_2O系25℃Eh-pH图 |
| 4.2.3 RE-PO_4~(3-)-H_2O系25℃Eh-pH图 |
| 4.2.4 RE-SO_4~(2-)-H_2O系25℃Eh-pH图 |
| 4.2.5 RE-SO_4~(2-)-PO_4~(3-)-H_2O系25℃Eh-pH图 |
| 4.3 本章小结 |
| 第5章 磷矿中稀土浸出工艺研究 |
| 5.1 硝酸浸出稀土 |
| 5.1.1 浸出时间的影响 |
| 5.1.2 硝酸浓度的影响 |
| 5.1.3 温度的影响 |
| 5.1.4 粒度的影响 |
| 5.1.5 液固比的影响 |
| 5.1.6 综合试验条件 |
| 5.2 纯磷酸浸出稀土 |
| 5.2.1 时间的影响 |
| 5.2.2 温度的影响 |
| 5.2.3 液固比的影响 |
| 5.2.4 酸浓度的影响 |
| 5.2.5 粒度的影响 |
| 5.2.6 搅拌速率的影响 |
| 5.2.7 初始Ca~(2+)浓度影响 |
| 5.2.8 SO_4~(2-)浓度影响 |
| 5.2.9 综合试验条件 |
| 5.2.10 浸出渣的表征 |
| 5.3 工厂返酸浸出稀土 |
| 5.3.1 返酸成分 |
| 5.3.2 温度的影响 |
| 5.3.3 时间的影响 |
| 5.3.4 返酸浓度的影响 |
| 5.3.5 液固比的影响 |
| 5.3.6 粒度的影响 |
| 5.3.7 搅拌速率的影响 |
| 5.3.8 综合试验条件 |
| 5.3.9 返酸浸出磷精矿扩大验证试验 |
| 5.4 磷酸浸出过程中精矿物相演变 |
| 5.4.1 浸出反应吉布斯自由能 |
| 5.4.2 矿相显微镜表征 |
| 5.4.3 XRD表征 |
| 5.4.4 EDS表征 |
| 5.4.5 SEM表征 |
| 5.4.6 TEM表征 |
| 5.5 本章小结 |
| 第6章 伴生稀土磷酸浸出动力学研究 |
| 6.1 国内外动力学研究情况 |
| 6.2 固液反应动力学研究的原理与方法 |
| 6.3 动力学研究结果与讨论 |
| 6.3.1 搅拌速率的影响 |
| 6.3.2 粒度的影响 |
| 6.3.3 温度的影响 |
| 6.3.4 酸度的影响 |
| 6.3.5 初始Ca~(2+)浓度的影响 |
| 6.4 稀土浸出动力学模型的建立 |
| 6.4.1 SPSS回归分析过程 |
| 6.4.2 动力学实验数据的SPSS回归分析 |
| 6.4.3 数学模型的试验验证 |
| 6.5 本章小结 |
| 第7章 高磷复杂溶液中稀土的分离研究 |
| 7.1 影响吸附的因素 |
| 7.1.1 吸附时间的影响 |
| 7.1.2 溶液中RE浓度的影响 |
| 7.1.3 温度的影响 |
| 7.1.4 液固比的影响 |
| 7.1.5 溶液中P_2O_5浓度的影响 |
| 7.1.6 溶液中阳离子的影响 |
| 7.1.7 优化条件下的吸附试验 |
| 7.2 稀土混合氧化物制备 |
| 7.2.1 负载RE的解吸 |
| 7.2.2 混合稀土氧化物制备 |
| 7.3 本章小结 |
| 第8章 结论 |
| 8.1 结论 |
| 8.2 成果与创新 |
| 参考文献 |
| 攻读博士期间与论文相关科研成果 |
| 致谢 |
（4）电解锰阳极泥综合回收利用研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 锰矿资源概况及在各领域的应用 |
| 1.1.1 锰矿资源概况 |
| 1.1.2 锰矿在各领域的应用 |
| 1.2 锰矿主要选别方法 |
| 1.2.1 锰矿机械选矿法 |
| 1.2.2 锰矿特殊选锰法 |
| 1.3 锰阳极泥现状与回收方法 |
| 1.3.1 锰阳极泥现状 |
| 1.3.2 锰阳极泥的回收利用方法 |
| 1.3.3 锰阳极泥浸出液除杂净化 |
| 1.3.4 锰产品的制备 |
| 1.4 课题的研究意义与目的 |
| 第二章 试样和研究方法 |
| 2.1 试样 |
| 2.1.1 试样的化学成分 |
| 2.1.2 试样的矿物组成 |
| 2.1.3 试样的粒度组成 |
| 2.2 研究方法 |
| 2.2.1 试剂和设备 |
| 2.2.2 试验流程 |
| 2.2.3 试验方法 |
| 2.2.4 试验中相关的计算公式 |
| 第三章 锰阳极泥还原浸出 |
| 3.1 无机还原剂浸出 |
| 3.1.1 还原铁粉还原浸出 |
| 3.1.2 硫铁矿还原浸出 |
| 3.1.3 无机还原剂浸出效果对比 |
| 3.2 有机还原剂还原浸出 |
| 3.2.1 玉米秆还原浸出 |
| 3.2.2 木薯淀粉还原浸出 |
| 3.2.3 有机还原剂浸出对比 |
| 3.3 本章小结 |
| 第四章 浸出液净化与产品制备 |
| 4.1 浸出液除杂 |
| 4.1.1 水解沉淀除Fe、Al |
| 4.1.2 硫化沉淀除重金属 |
| 4.1.3 电解液标准 |
| 4.2 产品制备 |
| 4.2.1 碳酸锰制备 |
| 4.2.2 硫酸锰制备 |
| 4.3 本章小结 |
| 第五章 浸出渣回收利用 |
| 5.1 浸出渣性质及试验设计 |
| 5.2 浸出渣除杂条件试验 |
| 5.3 铅精矿产品质量及回收效果 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间发表的学术论文 |
（5）低品位氧化锰矿制备电解锰过程研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 前言 |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 概述 |
| 1.2 我国锰矿资源存储及开发利用现状 |
| 1.2.1 我国锰矿储量及分布 |
| 1.2.2 我国锰矿的品质特征及开发利用 |
| 1.3 氧化锰矿还原工艺的研究现状 |
| 1.3.1 火法还原工艺 |
| 1.3.2 湿法还原工艺 |
| 1.4 论文选题的意义和研究内容 |
| 第二章 锰矿物相成分研究及分析方法 |
| 2.1 引言 |
| 2.2 实验试剂及仪器 |
| 2.3 矿物全元素分析 |
| 2.4 锰矿浸出率测定方法 |
| 2.4.1 锰矿中的全锰测定方法 |
| 2.4.2 锰矿中的全铁测定方法 |
| 2.5 锰矿分析剖析 |
| 2.5.1 锰矿物相XRD分析 |
| 2.5.2 锰矿物相组成含量分析 |
| 2.5.3 溶液中锰含量分析 |
| 2.5.4 电解锰片中杂质含量测定 |
| 第三章 氧化锰矿浸出及净化过程研究 |
| 3.1 选择性浸出锰的热力学基础研究 |
| 3.1.1 Mn-H_2O系E-pH图 |
| 3.1.2 Fe-H_2O系E-pH图 |
| 3.1.3 H_2O_2-H_2O系 |
| 3.2 氧化锰矿还原浸出过程研究 |
| 3.2.1 实验原料 |
| 3.2.2 实验方法 |
| 3.2.3 过氧化氢还原浸出氧化锰矿过程研究 |
| 3.2.4 亚硫酸盐还原浸出氧化锰矿过程研究 |
| 3.3 浸出液净化实验过程研究 |
| 3.4 浸出与净化工艺过程整合 |
| 3.4.1 浸出液浓度提高工艺整合过程 |
| 3.4.2 浸出液净化工艺整合过程 |
| 3.5 小结 |
| 第四章 电解锰制备过程研究 |
| 4.1 电解过程中氨的影响理论研究 |
| 4.1.1 MnSO_4-(NH_4)_2SO_4-H_2O系综合平衡电势E-pH图 |
| 4.1.2 MnSO_4-(NH_4)_2SO_4-NH_3-H_2O系综合平衡电势E-pH图 |
| 4.1.3 MnSO_4-(NH_4)_2SO_4-NH_3-H_2O系溶液离子平衡计算 |
| 4.2 锰电解的工艺过程研究 |
| 4.2.1 实验装置及实验方法 |
| 4.2.2 锰电解过程影响因素研究 |
| 4.3 锰电解的工艺改进研究 |
| 4.3.1 锰电解过程电解槽原理研究 |
| 4.3.2 锰电解过程电解槽改进实验 |
| 4.4 最终工艺确定 |
| 4.5 小结 |
| 第五章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间的研究成果 |
（6）由方铅矿直接制备活性PbO粉体的新技术及基础研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 铅矿物的特点 |
| 1.2 金属铅提取工艺现状 |
| 1.2.1 火法提铅工艺 |
| 1.2.2 湿法提铅工艺 |
| 1.2.3 二次铅资源加工 |
| 1.3 铅材料的应用及制备 |
| 1.4 纳米氧化铅 |
| 1.4.1 纳米材料 |
| 1.4.2 电子级纳米氧化铅 |
| 1.4.3 制备方法 |
| 第二章 实验材料及实验方法 |
| 2.1 实验材料 |
| 2.1.1 矿样 |
| 2.1.2 试剂 |
| 2.1.3 仪器及设备 |
| 2.2 实验方法 |
| 2.2.1 从方铅矿精矿直接制备超细氧化铅粉体 |
| 第三章 不同体系下方铅矿精矿的浸出 |
| 3.1 两矿法方铅矿精矿的浸出行为 |
| 3.1.1 反应热力学分析 |
| 3.1.2 浸出过程影响因素的研究 |
| 3.2 双氧水-臭氧体系下方铅矿精矿的浸出行为 |
| 3.2.1 浸出过程概述 |
| 3.2.2 浸出过程影响因素的研究 |
| 3.2.3 臭氧/过氧化氢工艺的 OH*自由基产生机理 |
| 3.3 方铅矿湿法浸出液的净化除杂 |
| 第四章 氧化铅粉体制备 |
| 4.1 概述 |
| 4.2 超声化学法粉体制备 |
| 4.2.1 反应原理 |
| 4.2.2 合成纳米氧化铅的工艺流程 |
| 4.2.3 制备过程影响因素的研究 |
| 第五章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录A:硕士期间的专利和论文 |
（7）炼铜电收尘烟尘的综合利用（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 金属铜概述 |
| 1.1.1 铜的基本性质和用途 |
| 1.1.2 铜的消费 |
| 1.1.3 国内外铜资源概况 |
| 1.2 铅锌的基本性质及用途 |
| 1.2.1 铅的基本性质和用途 |
| 1.2.2 锌的性质和用途 |
| 1.2.3 铅锌矿资源情况综述 |
| 1.2.4 我国铅锌矿产资源主要特点 |
| 1.3 金属铋概述 |
| 1.3.1 铋的性质 |
| 1.3.2 铋的矿物原料 |
| 1.3.3 铋的储量与分布 |
| 1.3.4 铋的生产 |
| 1.3.5 铋的消费 |
| 1.4 研究背景 |
| 1.4.1 冶金行业粉尘污染的特点 |
| 1.4.2 烟尘的分类 |
| 1.4.3 烟尘的处理和研究现状 |
| 1.4.4 含铋铅砷烟尘的处理 |
| 1.4.5 海绵铜的生产工艺 |
| 1.5 研究内容 |
| 1.6 炼铜烟灰的综合回收利用的意义 |
| 1.6.1 资源循环利用概念 |
| 1.6.2 资源、环境和能源对有色金属工业发展的影响 |
| 第二章 实验方案 |
| 2.1 实验概述 |
| 2.2 物料基本分析 |
| 2.2.1 物料成份分析 |
| 2.2.2 一般铜烟灰的物相组成 |
| 2.3 工艺流程、实验设备、反应原理 |
| 2.3.1 工艺流程 |
| 2.3.2 主要实验设备与仪器 |
| 2.3.3 浸出实验装置 |
| 2.3.4 实验原理 |
| 2.4 实验的注意事项 |
| 第三章 实验结果及讨论 |
| 3.1 浸出 |
| 3.1.1 浸出实验原料 |
| 3.1.2 实验方法及内容 |
| 3.1.2.1 探索影响硫酸浸出铜烟灰反应的条件 |
| 3.1.2.2 废电解液及工业废水处理铜烟灰的研究 |
| 3.2 试验结果与讨论 |
| 3.2.1 硫酸浸出铜烟灰的影响因素 |
| 3.2.1.1 液固比对铜烟灰浸出反应的影响 |
| 3.2.1.2 硫酸浓度对铜烟灰浸出反应的影响 |
| 3.2.1.3 搅拌强度对铜烟灰浸出反应的影响 |
| 3.2.1.4 反应温度对铜烟灰浸出反应的影响 |
| 3.2.2 不同溶剂组成对铜烟灰浸出反应的影响 |
| 3.2.2.1 工业硫酸与生产水配制的溶剂 |
| 3.2.2.2 废电解液与生产水配制成的溶剂 |
| 3.2.2.3 废电解液与工业废水配制成的溶剂 |
| 3.2.2.4 废电解液与工业废水配制溶剂的一段二次浸出 |
| 3.2.3 火法冶炼铅铋合金 |
| 3.2.4 制取海绵铜、粗硫酸锌 |
| 3.3 流程物料平衡计算 |
| 第四章 生产成本评估 |
| 第五章 结论 |
| 第六章 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 个人简历、在校期间发表的学术论文 |
（8）盐酸体系炼锌渣提铟及铁资源有效利用的工艺与理论研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 文献评述 |
| 1.1 锌冶金 |
| 1.1.1 概述 |
| 1.1.2 火法炼锌 |
| 1.1.3 湿法炼锌 |
| 1.2 锌冶金工业中铟的富集与回收 |
| 1.2.1 概述 |
| 1.2.2 火法炼锌过程中铟的富集与回收 |
| 1.2.3 湿法炼锌过程中铟的富集与回收 |
| 1.3 有色金属矿伴生铁资源利用现状 |
| 1.3.1 概述 |
| 1.3.2 湿法炼锌铁渣 |
| 1.3.3 炼铝赤泥 |
| 1.3.4 钛白工业副产FeSO_4废液 |
| 1.4 本课题研究背景、意义及内容 |
| 1.4.1 本课题研究背景及意义 |
| 1.4.2 本课题的提出及其研究内容 |
| 第二章 实验原料、流程及方法 |
| 2.1 实验原料及试剂 |
| 2.1.1 原料 |
| 2.1.2 辅助物料及试剂 |
| 2.2 实验流程 |
| 2.3 实验设备及方法 |
| 2.3.1 浸出渣热酸浸出 |
| 2.3.2 浸出液还原与净化 |
| 2.3.3 锌铁分离及提铟 |
| 2.3.4 Fe~(2+)氧化与TBP萃Fe~(3+) |
| 2.3.5 空气氧化法制备铁黄 |
| 2.3.6 铁酸锌粉体制备 |
| 2.3.7 铁矾渣提铟 |
| 2.4 分析与检测方法 |
| 2.4.1 化学分析 |
| 2.4.2 样品表征与检测 |
| 第三章 盐酸体系中炼锌渣湿法提铟及铁资源利用理论基础 |
| 3.1 炼锌渣热酸浸出过程机理 |
| 3.2 三价铁还原理论分析 |
| 3.2.1 硫化锌精矿还原 |
| 3.2.2 磁黄铁矿还原 |
| 3.2.3 铁粉置换 |
| 3.3 硫化脱砷理论分析 |
| 3.4 TBP萃取锌、铟、铁机理 |
| 3.5 空气氧化法制备铁黄机理 |
| 3.6 铁酸锌前驱体共沉淀过程热力学分析 |
| 3.6.1 热力学模型的构建 |
| 3.6.2 热力学模型的求解与讨论 |
| 3.7 铁矾渣碱分解过程机理 |
| 第四章 盐酸体系中含铟铁渣提铟及制备铁黄新工艺研究 |
| 4.1 含铟铁渣热酸浸出 |
| 4.1.1 浸出条件实验 |
| 4.1.2 综合扩大实验 |
| 4.2 浸出液还原及硫化除砷 |
| 4.2.1 探索实验 |
| 4.2.2 铁屑还原 |
| 4.2.3 磁黄铁矿还原 |
| 4.2.4 热酸浸出和还原硫化除杂综合扩大实验 |
| 4.3 铟、锌萃取 |
| 4.3.1 铟、锌萃取等温线的测定 |
| 4.3.2 萃取条件实验 |
| 4.3.3 萃取综合扩大实验 |
| 4.4 铟、锌反萃 |
| 4.4.1 反萃体系的选择 |
| 4.4.2 相比的影响 |
| 4.4.3 时间的影响 |
| 4.4.4 级数的影响 |
| 4.4.5 反萃综合扩大实验 |
| 4.5 空气氧化法制备铁黄 |
| 4.5.1 氧化温度的影响 |
| 4.5.2 空气流量的影响 |
| 4.5.3 初始pH值的影响 |
| 4.6 本章小结 |
| 第五章 盐酸体系中锌浸出渣提铟及制备铁酸锌新工艺研究 |
| 5.1 锌浸出渣热酸浸出 |
| 5.1.1 浸出条件实验 |
| 5.1.2 综合扩大实验 |
| 5.2 还原浸出 |
| 5.2.1 还原浸出条件实验 |
| 5.2.2 综合扩大实验 |
| 5.3 置换除铜 |
| 5.3.1 除铜条件实验 |
| 5.3.2 综合扩大实验 |
| 5.4 锌铁分离及铟的提取 |
| 5.4.1 铟、锌萃取 |
| 5.4.2 铟、锌反萃 |
| 5.4.3 铟的置换 |
| 5.5 萃余液的净化 |
| 5.5.1 Fe~(2+)的氧化 |
| 5.5.2 Fe~(3+)萃取实验 |
| 5.5.3 Fe~(3+)反萃试验 |
| 5.6 铁酸锌的制备 |
| 5.6.1 概述 |
| 5.6.2 铁酸锌前驱体的合成 |
| 5.6.3 铁酸锌前驱体的煅烧 |
| 5.7 本章小结 |
| 第六章 铁矾渣提铟新工艺研究 |
| 6.1 概述 |
| 6.2 铁矾渣的碱分解 |
| 6.2.1 碱分解条件实验 |
| 6.2.2 综合扩大试验 |
| 6.3 分解渣的盐酸浸出 |
| 6.3.1 浸出条件实验 |
| 6.3.2 综合扩大实验 |
| 6.4 本章小结 |
| 第七章 结论及建议 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间的主要研究成果 |
（9）复杂铜、铅、锌、银多金属硫化精矿综合回收利用研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 国内外研究现状的分析及冶炼工艺的论证 |
| 1.1 铜冶金概论 |
| 1.1.1 铜资源与炼铜原料 |
| 1.1.2 铜的冶炼方法 |
| 1.1.2.1 铜的火法冶炼 |
| 1.1.2.2 铜的湿法冶炼 |
| 1.2 铅冶金概论 |
| 1.2.1 铅资源与炼铅原料 |
| 1.2.2 铅的冶炼方法 |
| 1.2.2.1 火法炼铅 |
| 1.2.2.2 其它直接炼铅法 |
| 1.2.2.3 湿法炼铅 |
| 1.3 锌冶金概论 |
| 1.3.1 锌资源与炼锌原料 |
| 1.3.2 锌的冶炼方法 |
| 1.3.2.1 火法炼锌工艺 |
| 1.3.2.2 湿法炼锌工艺 |
| 1.3.2.3 其它炼锌方法 |
| 1.4 银冶金概论 |
| 1.4.1 银的资源 |
| 1.4.1.1 世界银资源 |
| 1.4.1.2 中国银资源 |
| 1.4.1.3 银的主要矿物 |
| 1.4.2 银的提取方法 |
| 1.4.2.1 氰化法提银 |
| 1.4.2.2 硫脲法提银 |
| 1.4.2.3 其它提银方法 |
| 1.5 国内外研究现状 |
| 1.5.1 加压浸出过程的研究现状 |
| 1.5.2 湿法冶金渣中回收元素硫的研究现状 |
| 1.5.2.1 物理法 |
| 1.5.2.2 化学法 |
| 1.5.3 湿法炼铅的研究现状 |
| 1.5.3.1 铅精矿的直接电解 |
| 1.5.3.2 铅精矿在氯盐介质中的氧化浸出 |
| 1.5.3.3 铅氧化物及硫酸盐的浸出 |
| 1.5.3.4 其它湿法炼铅方法 |
| 1.5.4 铜萃取的研究现状 |
| 1.5.5 复杂多金属硫化精矿选冶工艺的研究现状 |
| 1.6 复杂多金属硫化精矿冶炼工艺的研究背景 |
| 1.7 复杂多金属硫化精矿冶炼工艺的论证 |
| 1.8 本课题研究内容和意义 |
| 1.8.1 研究的基本思路 |
| 1.8.2 研究的主要内容 |
| 第二章 试验研究原料的理化性质 |
| 2.1 复杂多金属精矿1的理化性质 |
| 2.1.1 化学分析结果 |
| 2.1.2 X衍射分析结果 |
| 2.1.3 粒度分析结果 |
| 2.1.4 物相分析结果 |
| 2.2 复杂多金属精矿2的理化性质 |
| 2.2.1 化学分析结果 |
| 2.2.2 X衍射分析结果 |
| 2.2.3 粒度分析结果 |
| 2.2.4 物相分析结果 |
| 2.3 辅助材料 |
| 第三章 加压浸出过程的热力学及动力学分析 |
| 3.1 加压浸出过程的热力学 |
| 3.1.1 ZnS—H_2O系φ—pH图 |
| 3.1.2 CuFeS_2—H_2O系φ—pH图 |
| 3.1.3 PbS—FeS—H_2O系φ—pH图 |
| 3.1.4 FeS_2—H_2O系φ—pH图 |
| 3.1.5 MS—H_2O系φ—pH图 |
| 3.2 加压浸出过程的动力学基础 |
| 3.3 加压浸出试验研究方法及结果 |
| 3.3.1 加压浸出试验原理 |
| 3.3.2 加压浸出试验方法 |
| 3.3.3 复杂多金属精矿1的加压浸出试验结果 |
| 3.3.3.1 H_2SO_4浓度试验 |
| 3.3.3.2 磨矿时间(精矿粒度)试验 |
| 3.3.3.3 氧气压力试验 |
| 3.3.3.4 浸出温度试验 |
| 3.3.3.5 浸出时间试验 |
| 3.3.3.6 加压浸出再试验研究 |
| 3.3.3.7 高浓度锌溶液的加压浸出研究 |
| 3.3.3.8 复杂多金属精矿1一段加压浸出综合试验 |
| 3.3.4 复杂多金属精矿2加压浸出试验 |
| 3.3.4.1 磨矿时间(精矿粒度)试验 |
| 3.3.4.2 氧气压力试验 |
| 3.3.4.3 H_2SO_4浓度试验 |
| 3.3.4.4 浸出时间试验 |
| 3.3.4.5 浸出温度试验 |
| 3.3.4.6 复杂多金属精矿2一段加压浸出综合试验 |
| 3.3.5 伴生铁矿物在加压浸出过程中的行为 |
| 3.3.6 蒸馏后渣的加压浸出 |
| 3.4 浸出液的中和试验研究 |
| 第四章 加压浸出渣的脱硫试验 |
| 4.1 化学法脱硫 |
| 4.1.1 化学法脱硫原理 |
| 4.1.2 化学法脱硫试验方法与结果 |
| 4.2 加压浸出渣浮选硫精矿试验研究 |
| 4.2.1 浮选浓度试验结果 |
| 4.2.2 磨矿后不同浮选浓度试验结果 |
| 4.2.3 浮选产品考查 |
| 4.3 其它的脱硫试验研究 |
| 4.3.1 蒸馏 |
| 4.3.2 热过滤 |
| 第五章 浸铅试验 |
| 5.1 浸铅的探索试验 |
| 5.1.1 硅氟酸直接浸出 |
| 5.1.2 硫酸铵和氨水的浸铅试验 |
| 5.2 硫酸铅的碳酸盐转化和硅氟酸浸出的原理 |
| 5.2.1 硫酸铅的碳酸化原理 |
| 5.2.2 碳酸铅的硅氟酸浸出原理 |
| 5.3 碳酸盐转化-硅氟酸浸铅试验结果与讨论 |
| 5.3.1 碳酸盐转化试验 |
| 5.3.1.1 转化剂的确定 |
| 5.3.1.2 碳酸氢铵+氨水用量试验 |
| 5.3.1.3 液固比试验 |
| 5.3.1.4 时间试验 |
| 5.3.1.5 温度试验 |
| 5.3.1.6 含硫酸铵溶液的碳酸氢铵+氨水转化 |
| 5.3.1.7 碳酸盐转化过程的动力学分析 |
| 5.3.2 硅氟酸浸出试验 |
| 5.3.2.1 硅氟酸浸出碳酸化后渣的时间试验 |
| 5.3.2.2 硅氟酸浸出碳酸化后渣的温度试验 |
| 5.3.2.3 硅氟酸浸出碳酸化后渣的浓度试验 |
| 5.3.2.4 含硅氟酸铅的硅氟酸溶液浸出研究 |
| 5.3.2.5 硅氟酸浸出过程的动力学分析 |
| 5.3.3 碳酸盐转化-硅氟酸浸出工艺研究 |
| 5.3.3.1 常规转化-硅氟酸浸出研究 |
| 5.3.3.2 棒磨机转化—硅氟酸浸出 |
| 第六章 硫脲浸银试验 |
| 6.1 硫脲的基本特性 |
| 6.2 硫脲浸银原理 |
| 6.2.1 硫脲浸出银的热力学分析 |
| 6.2.1.1 硫化银在酸性硫脲溶液里的溶解过程 |
| 6.2.1.2 硫脲浸出银的电化学基础 |
| 6.2.2 硫脲浸银动力学分析 |
| 6.2.2.1 温度对银浸出动力学的影响 |
| 6.2.2.2 硫脲浓度对银浸出动力学的影响 |
| 6.2.2.3 Fe~(3+)浓度对银浸出动力学的影响 |
| 6.3 试验结果与讨论 |
| 6.3.1 时间试验 |
| 6.3.2 硫脲浓度试验 |
| 6.3.3 液固比试验 |
| 6.3.4 Fe~(3+)浓度试验 |
| 6.3.5 温度试验 |
| 6.3.6 硫脲浸银原料试验 |
| 6.3.7 银的浸出性能研究 |
| 6.3.8 硫脲提银工艺的再优化 |
| 6.3.9 含银硫精矿中银的回收研究 |
| 第七章 铜萃取试验 |
| 7.1 萃取及反萃原理 |
| 7.1.1 Acorga-M5640及其性质 |
| 7.1.2 LIX系列及其性质 |
| 7.2 萃取试验方法与结果 |
| 7.2.1 有机相饱和容量的测定试验 |
| 7.2.2 相比试验 |
| 7.2.3 混合时间试验 |
| 7.2.4 萃取平衡pH试验 |
| 7.2.5 萃取温度试验 |
| 7.2.6 多级逆流萃取试验 |
| 7.2.6.1 萃取等温线的绘制 |
| 7.2.6.2 M5640多级逆流萃取试验结果 |
| 7.2.6.3 LIX973的多级逆萃取试验流 |
| 7.3 反萃试验及结果 |
| 7.3.1 反萃原液中铜离子浓度试验 |
| 7.3.2 反萃酸度试验 |
| 7.3.3 反萃相比试验 |
| 7.3.4 反萃混合时间试验 |
| 7.3.5 反萃温度试验 |
| 7.3.6 多级逆流反萃试验 |
| 7.3.6.1 反萃等温线的绘制 |
| 7.3.6.2 M5640多级逆流反萃试验 |
| 7.3.6.3 LIX973多级逆流反萃试验 |
| 第八章 推荐工艺流程及主要技术指标 |
| 第九章 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 攻读博士学位期间发表论文 |
| 攻读博士期间参加和负责项目 |
（10）在氯盐介质中同时电解铅和二氧化锰的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 目录 |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 本研究的背景和目的意义 |
| 1.1.1 研究背景 |
| 1.1.2 研究的目的意义 |
| 1.2 本研究的思路 |
| 1.2.1 研究的重点 |
| 1.2.2 试验方案 |
| 1.2.3 试验方案的可行性分析 |
| 1.3 本研究的主要工作内容 |
| 第二章 湿法炼铅和电解二氧化锰研究综述 |
| 2.1 湿法炼铅研究进展 |
| 2.1.1 概述 |
| 2.1.2 硫化铅精矿的直接电解 |
| 2.1.3 硫化铅精矿氧化浸出 |
| 2.1.3.1 铅精矿氧化浸出的方法 |
| 2.1.3.2 铅精矿的三氯化铅浸出 |
| 2.1.3.3 铅精矿的其他浸出方法 |
| 2.1.4 从浸出产物中提取和回收铅 |
| 2.1.4.1 由氯化铅提取和回收铅 |
| 2.1.4.2 由硼氟酸铅溶液电解提取铅 |
| 2.1.4.3 由硅氟酸铅溶液电解提取铅 |
| 2.1.4.4 由碳酸铅回收铅 |
| 2.2 电解二氧化锰研究进展 |
| 2.2.1 概述 |
| 2.2.2 MnSO_4溶液电解工艺过程最佳化的研究 |
| 2.2.2.1 工艺条件对电解过程的影响 |
| 2.2.2.2 新型阳极材料的开发利用 |
| 2.2.2.3 电解后的产品处理 |
| 2.2.2.4 电解二氧化锰的掺杂改性 |
| 2.2.3 电解二氧化锰新体系的研究 |
| 2.2.3.1 MnCl_2—HCl溶液体系电解 |
| 2.2.3.2 MnNO_3—HNO_3溶液体系电解 |
| 2.2.3.3 其他新的电解体系 |
| 2.2.4 金属和二氧化锰同时电解的研究 |
| 2.2.4.1 研究的目的和意义 |
| 2.2.4.2 锌和二氧化锰同时电解 |
| 2.2.4.3 其他金属和二氧化锰同时电解 |
| 2.2.4.4 氯盐介质中的金属和二氧化锰同时电解 |
| 第三章 从氯化锰溶液中电解提取二氧化锰 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 基本原理 |
| 3.2.1 电解体系的热力学分析 |
| 3.2.2 氯化锰溶液电解过程的电极反应 |
| 3.2.3 电极过程的机理 |
| 3.2.3.1 阳极过程 |
| 3.2.3.2 阴极过程 |
| 3.3 试验及试验方法 |
| 3.3.1 试验用化学试剂 |
| 3.3.2 试验装置 |
| 3.3.3 试验用仪器设备 |
| 3.3.4 试验方法 |
| 3.3.5 数据处理 |
| 3.4 试验结果及讨论 |
| 3.4.1 温度对电解的影响 |
| 3.4.2 电流密度对电解的影响 |
| 3.4.3 盐酸浓度对电解的影响 |
| 3.4.4 锰离子浓度对电解的影响 |
| 3.4.5 验证试验 |
| 3.4.6 对EMD产品的分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 从氯化铅水溶液中电解提取铅 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 基本原理 |
| 4.2.1 氯化铅的溶解度 |
| 4.2.2 溶液中各级铅氯络离子的分布 |
| 4.2.3 铅氯络离子的标准电极电位 |
| 4.2.4 氯化铅水溶液电解过程的阴、阳极反应 |
| 4.3 试验和试验方法 |
| 4.3.1 试验用原料及试剂 |
| 4.3.2 试验用仪器及设备 |
| 4.3.3 试验装置及方法 |
| 4.4 试验结果与讨论 |
| 4.4.1 以钛板作阴极的电解试验 |
| 4.4.2 以不锈钢板和铅板作阴极的电解试验 |
| 4.4.2.1 阴极电流密度对电解的影响 |
| 4.4.2.2 温度对电解的影响 |
| 4.4.2.3 铅浓度对电解的影响 |
| 4.4.2.4 盐酸浓度对电解的影响 |
| 4.4.2.5 添加剂对电解的影响 |
| 4.4.2.6 时间对电解的影响 |
| 4.4.3 验证试验 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 在氯盐介质中同时电解铅和二氧化锰 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 基本原理 |
| 5.2.1 无隔膜电解 |
| 5.2.1.1 阳极过程 |
| 5.2.1.2 阴极过程 |
| 5.2.2 有隔膜电解 |
| 5.3 试验 |
| 5.3.1 试验用试剂和辅助材料 |
| 5.3.2 试验用仪器及设备 |
| 5.3.3 试验装置及过程 |
| 5.3.4 试验数据处理及产品检测 |
| 5.3.4.1 数据处理 |
| 5.3.4.2 产物分析检测 |
| 5.4 试验结果与讨论 |
| 5.4.1 无隔膜电解 |
| 5.4.1.1 铅浓度对电解的影响 |
| 5.4.1.2 氯化钠浓度对电解的影响 |
| 5.4.1.3 盐酸浓度对电解的影响 |
| 5.4.1.4 温度对电解的影响 |
| 5.4.1.5 电流密度对电解的影响 |
| 5.4.2 有隔膜电解 |
| 5.4.2.1 隔膜袋材质的选择 |
| 5.4.2.2 温度对电解的影响 |
| 5.4.2.3 盐酸浓度对电解的影响 |
| 5.4.2.4 铅浓度对电解的影响 |
| 5.4.2.5 氯化钠浓度对电解的影响 |
| 5.4.2.6 添加剂对电解的影响 |
| 5.4.2.7 时间对电解的影响 |
| 5.4.3 无隔膜电解与有隔膜电解试验结果的比较 |
| 5.5 有隔膜同时电解扩大试验研究 |
| 5.5.1 扩大试验所用原料 |
| 5.5.2 扩大试验装置 |
| 5.5.3 扩大试验及结果 |
| 5.5.4 推荐的金属铅和二氧化锰同时电解原则流程 |
| 5.6 本章小结 |
| 第六章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简历 |
| 攻读博士学位期间发表的论文 |
四、硝酸酸解方铅矿生产铅产品的湿法开发研究（论文参考文献）
- [1]煤的石墨化过程及煤系矿物变迁规律研究[D]. 邱钿. 中国矿业大学, 2019(04)
- [2]低品位氧化锌矿提取铅锌的研究[D]. 王乐. 东北大学, 2017(08)
- [3]磷矿中伴生稀土提取基础理论及工艺研究[D]. 汪胜东. 东北大学, 2016(07)
- [4]电解锰阳极泥综合回收利用研究[D]. 刘贵扬. 广西大学, 2013(03)
- [5]低品位氧化锰矿制备电解锰过程研究[D]. 赵鹏飞. 中南大学, 2012(02)
- [6]由方铅矿直接制备活性PbO粉体的新技术及基础研究[D]. 李飞. 长沙理工大学, 2011(06)
- [7]炼铜电收尘烟尘的综合利用[D]. 刘庆国. 江西理工大学, 2010(06)
- [8]盐酸体系炼锌渣提铟及铁资源有效利用的工艺与理论研究[D]. 陈永明. 中南大学, 2009(03)
- [9]复杂铜、铅、锌、银多金属硫化精矿综合回收利用研究[D]. 俞小花. 昆明理工大学, 2008(09)
- [10]在氯盐介质中同时电解铅和二氧化锰的研究[D]. 尹文新. 东北大学, 2008(05)