一、尾矿氧化锌及碱式硫酸锌替代焙砂作中和剂对铁矾渣含锌的影响（论文文献综述）
肖毕高,付光,杨阳[1]（2021）在《污酸资源化综合回收处理技术研究》文中研究表明针对国内某公司锌系统污酸污水开展了氧化铅精矿中和试验研究,结果表明:在较佳工艺条件下,氧化铅精矿中和后液酸度为5 g/L,达到中和污酸污水中游离酸的目的。采用氧化铅精矿中和污酸污水工艺,预计每年为该公司节约消石灰1 514.80 t、减少中和渣3 064.2 t,节约处理成本223.15万元/年,从源头实现中和渣减量化、降低处置成本的目的。
江国豪[2]（2021）在《湿法炼锌废电解液冷冻结晶除镁工艺研究》文中认为如何清洁高效的从湿法炼锌工艺中除镁是复杂高镁锌精矿清洁利用的技术难题,也是湿法炼锌行业长期面临和没有得到妥善解决的行业难题。本文以湿法炼锌废电解液为研究对象,研究分析硫酸镁在H2SO4-H2O体系和Zn SO4-H2SO4-H2O体系的固液平衡数据,获得低温条件下硫酸镁溶解度的基础数据,在此基础上,采用冷冻结晶技术,研究开发湿法炼锌废电解液冷冻结晶除镁新工艺,实现湿法炼锌过程中硫酸镁的清洁高效脱除。主要研究工作及结果如下:1)从多元复杂硫酸盐溶液物化性质及固液相平衡的基础研究出发,采用平衡法测定硫酸镁在硫酸、硫酸锌酸性溶液中的溶解度,用Apelblat方程进行数据拟合,并分析了平衡固相。发现硫酸镁在H2SO4-H2O体系的溶解度随温度的降低、硫酸浓度增大而减小,在温度263.15K、硫酸浓度为1.5 mol·L-1的条件下,硫酸镁的溶解度为0.988mol·kg-1。硫酸镁在Zn SO4-H2SO4-H2O体系的溶解度随着温度的降低、硫酸浓度增大、硫酸锌浓度增大而减小,在温度263.15K、硫酸锌浓度0.80 mol·L-1、硫酸浓度分别为1.00、1.45、1.99mol·L-1的条件下,硫酸镁在四元体系中的溶解度分别为0.708、0.604、0.411mol·kg-1,平衡固相的主要成分为Mg SO4·7H2O和Zn SO4·7H2O,结构致密,呈短棒状,表面锌、镁、硫、氧分布行为一致,为含结晶水的硫酸锌镁复盐。2)基于硫酸镁在硫酸、硫酸锌酸性溶液中低温条件下的溶解度数据,开展湿法炼锌废电解液低温冷冻结晶除镁研究,研究发现当温度为263.15K,反应时间为120min时,废电解液中的镁离子从结晶前的23.60 g·L-1降至结晶后14.22g·L-1,实现了废电解液中硫酸镁的选择性结晶分离。结晶产物主要为Mg SO4·7H2O和Zn SO4·7H2O,呈短棒状,其中七水硫酸镁含量为52.0%～53.5%,结晶产物表面锌、镁、硫、氧分布行为一致,表明其为含水的硫酸锌镁复盐。3)开展了湿法炼锌废电解液冷冻结晶除镁的连续扩大实验,研究发现在263.15K下结晶母液中的镁、锌、锰分别维持在14～15 g·L-1、34～35 g·L-1、3.7～3.9g·L-1范围内,硫酸基本不损失,结晶产物中七水硫酸镁含量为53.0%～53.5%,结晶产物物相、成分与优化实验所得结晶产物一致。冷冻结晶除镁过程不需添加化学试剂,获得的除镁后液可以返回湿法炼锌系统循环利用,结晶产物可以用于制备镁盐产品,该技术具有清洁高效、环境友好的特点。
林严[3]（2019）在《高钴硫酸锌溶液除钴新方法研究》文中研究表明本文对湿法炼锌过程中的关键问题之一:净化除钴过程进行了研究。重点针对含高浓度钴的硫酸锌溶液,在新型活化剂存在的条件下,采用锌粉除钴的适用性。对该活化剂和锌粉协同除钴的各种工艺条件及影响因素进行了研究。得出以下结论:（1）对于初始钴浓度为150 mg/L,镉浓度30 mg/L,锌浓度126 g/L的硫酸锌溶液,本文对锌粉-活化剂协同置换除钴的工艺条件进行了系统研究,较佳的工艺参数为:反应温度为80～85℃;除钴时间45～60 min;活化剂加入量为0.27g/L;预调酸浓度为0.96 g/L;锌粉加入量为4.8 g/L,在上述实验条件下,除钴后液的残钴浓度达到0.64 mg/L。（2）系统地考察了杂质元素Cd、Fe浓度对锌粉-活化剂除钴效果的影响:当Cd浓度在0～50 mg/L范围内时有利于除钴,镉浓度大于50mg/L时,除钴深度显着变差。当Fe2+的浓度在0～20 mg/L范围内时有利于除钴反应的进行,而大于20 mg/L时除钴深度显着变差,且随着反应时间的延长,钴渣返溶现象明显。（3）考察了二次加酸量对锌粉-活化剂除钴效果以及钴渣品位的影响:当二次加酸量为1.88g/L时,沉钴后液的残钴浓度为3.5mg/L,钴渣含钴百分率为26.11%。（4）采用新型活化剂和锌粉的协同作用,针对工作溶液的不同初始钴浓度,固定活化剂加入比率,进行了锌粉加入量的条件实验。当工作溶液含钴25mg/L～150 mg/L时,锌粉较佳加入量为2.08～5.35 g/L。在该工艺条件下,可将二段后液的钴浓度普遍除至0.3mg/L以下,最低可除至0.1 mg/L以下。（5）当工作溶液的初始钴浓度小于75mg/L时,采用先加活化剂,过1min之后加锌粉的加料方式对除钴效果更有利。当工作溶液的初始钴浓度大于75mg/L时,采用先加锌粉,过1min加入活化剂的加料方式有利于除钴过程。（6）在工作溶液的初始钴浓度为25mg/L,反应温度75℃～90℃的条件下,验证了置换除钴反应符合一级反应动力学规律,活化能Ea=106.86k J/mol。置换除钴反应受到化学反应控制。采用该新型活化剂与锌粉协同置换除钴,工艺流程简单易行,用本研究得出的相应实验条件,可将高浓度钴一次除至较低水平,溶液中钴浓度越高,除去单位质量钴需要的锌粉越少,这和过去的研究结果及生产实践所获结论相异,显示了这种活化剂独特的性能。
李学鹏[4]（2018）在《从高砷铜烟尘中综合回收有价金属的应用基础研究》文中研究表明铜火法熔炼过程中,精矿中砷大量挥发进入烟尘,形成高砷铜烟尘。高砷铜烟尘成分复杂,一方面含有铜、铅、锌、锡、铟等有价金属,极具回收价值;另一方面含砷量高,环境潜在性危害大,无害化和资源化利用工艺复杂。砷与烟尘中其他组分的高效分离和无害化处理,是高砷铜烟尘处理的关键点和难点。本文针对某高砷铜烟尘,开展了从其中综合回收有价金属的应用基础研究。本文主要研究内容及获得的结论如下:1.低温焙烧过程中高砷铜烟尘中砷的挥发机理研究以高砷铜烟尘直接挥发实验为基础,开展了高砷铜烟尘中砷挥发的机理研究,结合相图分析、物相分析、差热差重分析等手段,揭示了挥发过程中砷的物相变化规律,探明了生成Pb3（As O4）2和Zn3（As O4）2是限制砷挥发的主要原因。实现砷的高效分离,需在低温条件下,抑制或分解Pb3（As O4）2和Zn3（As O4）2的形成。2.高砷铜烟尘的硫化选择性除砷实验基于高砷铜烟尘的物相结构和矿相分布特征,结合As2S3、As2O3与物料中其他组分蒸汽压的差异,在高砷铜烟尘中配入硫磺于低温下焙烧,在一定硫势环境中,S2在焙烧过程中可对复杂砷共存物相形成分解效应,S2较As2O3更易与Zn O和Pb O反应,抑制了Zn O和Pb O与As2O3形成Pb3（As O4）2和Zn3（As O4）2;同时基于S2的强还原性,生成的Pb3（As O4）2和Zn3（As O4）2可被S2分解,砷以As2S3、As2O3的形式释放,促进了高砷铜烟尘中砷的挥发。焙烧温度400℃、硫磺添加量10%、焙烧时间60min的实验条件下,烟尘中砷挥发率可达94.54%;同时铅、锌挥发率仅为0.89%和0.77%;实现了高砷铜烟尘中砷的选择性分离。动力学研究表明:砷的挥发过程符合气（液）/固反应的收缩核模型,60min以内,反应受内扩散控制;70-100min,反应受化学反应控制。3.高砷铜烟尘的选择性除砷实验一定CO分压条件下,CO可对焙烧过程中所形成复杂砷共存物相Pb3（As O4）2和Zn3（As O4）2形成分解效应,砷以As2O3的形式释放,促进了高砷铜烟尘中砷的挥发。焙烧温度350℃、焦粉添加量30%、焙烧时间150min的实验条件下,砷的挥发率为97.02%;铅、锌挥发率仅为2.01%和1.55%,实现了高砷铜烟尘中砷的选择性分离。动力学研究表明:砷的挥发过程符合气（液）/固反应的收缩核模型;60min以内,反应受内扩散控制;70-100min,反应受混合控制;110-150min,反应受化学反应控制。碳热还原选择性除砷,烟尘中锌、铜转变为对应氧化物,有利于后续的湿法浸出,研究中选择碳热还原选择性除砷对高砷铜烟尘进行脱砷处理。4.“常压酸浸—氧压酸浸”两步法处理低铟脱砷焙烧渣基于焙烧渣锌、铜氧化物溶于硫酸,铅锡氧化物不易溶于硫酸的特性,采用常压酸浸法对脱砷焙烧渣中的锌、铜进行提取。浸出温度95℃,硫酸浓度1.84mol/L,搅拌速度350r/min,物料粒度80-90μm,液固比4:1,浸出时间90min的实验条件下,锌、铜浸出率分别为96.89%和85.21%,铅锡等不浸出,在浸出渣中富集,实现了锌、铜的有效浸出,铟的浸出率低,仅为24.31%。利用氧压酸浸可明显提高浸出温度,显着改善铟浸出的热力学和动力学条件的特性,采用氧压酸浸法提取浸出渣中低含量的铟。浸出温度220℃,物料粒度75-80μm,硫酸浓度1.53mol/L,液固比10:1,搅拌速率650r/min,釜内氧分压0.60MPa的实验条件下,铟的浸出率为99.5%,锡铅等留在渣中并少量富集,实现了浸出渣中铟的高效浸出。动力学研究表明:铟的浸出过程符合气（液）/固反应的收缩核模型,前期受化学反应控制,然后转为混合控制,后期受扩散控制,化学反应控制过程是影响铟浸出的主要过程。“常压酸浸—氧压酸浸”两步法实现了脱砷焙烧渣中铜、锌、铟三种金属的高效分离与回收。结合工厂生产实际,建成了年处理3000吨高砷铜烟尘的示范线,为处理该类烟尘提供了示范作用。该工艺采用碳热还原法除砷,还原温度300-400℃、焦粉添加量30%时,砷的挥发率达93-95%;挥发砷物相采用闷罐还原制备金属砷,还原温度700-750℃、反应时间12h,获得金属砷纯度为99.0-99.5%。采用“常压酸浸—氧压酸浸”两步法处理低铟脱砷焙烧渣,渣中铜以海绵铜回收,铟以富铟物料回收,铜、铟的回收率分别为:98.5%和90.3%。铅锡在浸出渣中富集回收,铅、锡的回收率分别为:98.5%和99.0%。
王亚运[5]（2018）在《基于直接还原法回收铁矾渣中铅锌铁及同步固硫基础研究》文中提出铁矾渣是在湿法炼锌过程中排出的残渣,具有粒度细、含水高、酸性强、重金属离子含量高等特点,属于危险固体废弃物。但铁矾渣中含有大量的有价金属如铅、锌、铁等,具有很高的利用价值。因此,通过铁矾渣的综合利用减少其对环境的危害,是有色金属行业可持续发展的重要保障。目前,铁矾渣的综合利用主要集中于制备建筑材料和回收其中有价金属,回收有价金属是主要研究方向。回收铁矾渣中的有价金属可采用湿法、火法-湿法联合法,主要回收铁矾渣中的一种或多种有色金属。湿法利用过程药剂消耗量大,火法利用过程会释放大量的SO2气体,对环境污染严重。因此,必须寻找一种更适合铁矾渣性质特点的综合利用方法,加CaO直接还原法是一种比较可行的方法。通过直接还原,铁矾渣中含铅、锌的化合物被还原成金属铅、锌而得到分离回收,含铁、硫的化合物被还原成金属铁和CaS留在还原产物中。还原产物通过磨矿-磁选回收其中的金属铁,CaS留在磁选尾矿。根据上述思路,针对陕西汉中锌业有限责任公司铁矾渣,确定了三套直接还原回收其中铅、锌、铁及同步固硫的方案:粉状铁矾渣、铁矾渣外配煤球团、铁矾渣内配煤球团,并对三套方案进行了比较。结果表明,铁矾渣内配煤球团方案是较好的方案,其在铁矾渣:还原煤:CaO:水质量比100:25:27.5:35,1250℃还原60 min条件下,可获得铅、锌挥发率分别为96.97%和99.89%的铅、锌烟尘,铁金属化率、固硫率分别为91.57%、98.91%的还原产物。还原产物经过两段磨矿-两段磁选可获得铁品位和回收率分别为95.68%、76.26%的直接还原铁粉。铁矾渣三套方案的含铁、铅、锌化合物的还原机理类似,但固硫机理存在较大差异。铁矾渣中铵黄铁矾和铅黄铁矾先分解成Fe2O3和PbSO4后再进入直接还原阶段生成金属铁、铅,而铁酸锌直接进入还原阶段生成金属铁、锌。固硫剂CaO先与铁矾渣水分反应生成Ca（OH）2,再与铁矾渣中硫酸根生成CaSO4 · 2H2O,温度升高脱水生成CaSO4,CaSO4在直接还原过程生成CaS而固定在还原产物中。利用热力学软件HSC Chemistry进行了铁矾渣直接还原反应热力学计算和还原过程平衡组分模拟,热力学计算和模拟结果与试验结果相吻合。试验和理论表明铁矾渣内配煤球团基于直接还原法回收铁矾渣中铅、锌、铁及同步固硫方案是可行的。
邝丽芳[6]（2016）在《氧化镍矿浸出液赤铁矿法除铁的研究》文中进行了进一步梳理氧化镍矿酸浸液中含有Fe3+、Ni2+、Co2+、Mg2+、Al3+,其中Fe3+浓度最高,需对浸出液进行除铁操作以分离铁与其他金属。本文研究了 100～160℃范围内采用赤铁矿法对氧化镍矿酸浸液进行除铁的可能性,考察了反应温度、反应时间、料液pH值、初始铁离子浓度等因素对除铁产物的影响,以及除铁过程中Mg2+、Al3+对铁沉积过程的影响,探讨了铁沉积过程中Ni2+、Co2+离子的损失。对铁沉积产物采用X射线衍射（XRD）、傅立叶变换红外光谱（FTIR）、扫描电子显微镜（SEM）等仪器进行了表征分析。得到主要结论如下:（1）在温度100～160℃范围,pH≤1.4时,Fe3+浓度<1.0 g/L铁沉积过程优先生成针铁矿,Fe3+浓度为1.0～2.0 g/L铁沉积过程优先生成碱式硫酸铁,Fe3+浓度>9.0 g/L铁沉积过程优先生成铁矾。随着反应时间和温度的增加,碱式硫酸铁和铁矾逐渐转化为针铁矿,然后针铁矿逐渐转化为赤铁矿。pH>1.4时,铁离子首先沉积为针铁矿,然后逐渐转化为赤铁矿。铁矾转化为针铁矿需要的时间远大于针铁矿转化为赤铁矿所需的时间。延长反应时间,升高温度,升高溶液pH值和降低Fe3+浓度均有利于生成结晶性能好的铁沉积产物,促进针铁矿转化为赤铁矿,也有利于提高除铁率。结晶度越高,铁沉积产物的过滤性能越好。（2）随Al3+与Fe3+浓度比的降低,除铁率呈递增趋势。过高的Al3+浓度对铁的沉积存在一定程度的干扰。Al3+浓度约为Fe3+浓度的3倍及以上时,沉积产物为（H3O）Al3（SO4）2（OH）6。同一 Fe3+浓度下,改变Al3+浓度,Al3+损失率变化不大。（3）在100～140℃温度范围内,Mg2+浓度为10 g/L的铁沉积产物均有MgSO4·7H2O;100～160℃时,^2+浓度高达50 g/L时,除铁产物以含镁的物相为主。Mg2+的存在在一定程度上促进铁的沉积,且不干扰铁沉积产物由针铁矿向赤铁矿的转化过程。部分Mg2+可能进入了铁沉积产物的晶格,限制铁沉积产物晶体的生长,使铁沉积产物颗粒过小,导致过滤困难。当沉积产物中有硫酸镁存在时,沉积产物的过滤性能也下降。在含Al3+的硫酸铁溶液中添加Mg2+,除铁率呈上升趋势。（4）160℃时,硫酸铁溶液的赤铁矿沉积过程中,铁沉积物表面可以吸附SO42-和水分子,使溶液的Zeta电位为表现为负值;在硫酸铁溶液中添加了Ni2+或Co2+后,铁沉积物还可吸附带正电的Ni2+或Co2+,中和了部分带负电的SO42-,使Zeta电位向电正性方向移动;但是S042-浓度远高于Ni2+或Co2+浓度,因而Zeta电位仍然是负值。（5）铁沉积物分别吸附Ni2+和Co2+后Zeta电位随沉积时间变化的规律相近,Ni2+（或Co2+）浓度越大,Zeta电位越向电正性方向移动。铁沉积物对单独的Co2+吸附量比对单独的Ni2+的吸附量稍大。溶液中同时存在Ni2+、Co2+离子时,铁沉积物对二者的吸附存在竞争作用,导致Ni2+、Co2+的吸附损失相近。部分Ni2+和Co2+也可进入铁沉积物中,但进入铁沉积物的Ni2+、Co2+量比被铁沉积物吸附的Ni2+、Co2+量少得多,且基本不影响铁沉积物表面的电性和Zeta电位。吸附是影响铁沉积过程中Zeta电位变化和铁沉积物表面电荷以及Ni2+、Co2+损失的主要原因。（6）温度、溶液pH和沉积时间都影响铁沉积物的结晶性能,进而影响铁沉积物的Zeta电位和Ni2+、Co2+吸附损失。沉积时间为0.5h时,铁沉积物对Ni2+、Co2+、SO42-和水分子的吸附能力最强,沉积时间超过3.0h后,铁沉积物对S042-和水分子的吸附能力下降,对Ni2+、Co2+的吸附量不再增加且基本不变,同时沉铁反应不断释放的H+对SO42-的吸引力增强也使铁沉积物表面的S042-浓度降低,导致Zeta电位呈现上升趋势。溶液pH升高,铁沉积物的结晶性能增强,Ni2+、Co2+的吸附损失也减小。铁沉积产物为赤铁矿时最为稳定,对Ni2+和Co2+的吸附量最少;铁沉积产物针铁矿较为稳定,对Ni2+和CO2+的吸附量比赤铁矿对Ni2+和Co2+的吸附量更多;铁沉积产物是针铁矿和赤铁矿的混合物时,该混合物处于不稳定状态,结晶性能最差,对Ni2+、Co2+的吸附量最大。因此,为了实现在100～160℃范围内氧化镍矿浸出液中铁与其他金属的有效分离,应选择适当的铁沉积反应条件以制取赤铁矿产品并避免Ni2+、Co2+的损失,应控制浸出液中Mg2+和Al3+浓度以抑制Mg2、A13+的沉积。
杨志超[7]（2013）在《白银难处理锌浸渣中银的回收研究》文中研究指明目前湿法炼锌难处理残渣中的银一直不能很好的回收利用,越来越多的残渣只能采用堆放处理,这不光造成了贵金属银资源的浪费,也给环境带来很大的压力。为了改变这种现状,本文针对白银有色集团某锌冶炼厂的锌浸渣展开研究,探索从该渣中回收银的可行性工艺。该锌浸渣的化学成分复杂,主要由硅酸盐和硫酸盐的混合聚合物构成,且各组分相互吸附严重。同时该锌渣的粒度较细,焙烧处理后的粒度更细,-0.034mm的超过了83%,不需要磨矿,可直接浮选。锌浸渣中银品位为Ag267.0g/t,银以硫酸银、自然银、氯化银、硫化银和氧化银等多种物相形式存在,其中赋存在铅铁矾中的银占到64.74%,不宜直接浮选回收银。试验研究表明,采用焙烧预处理后再浮选的联合工艺可以成功获得银品位达5334.0g/t、银回收率达71.41%的优良银精矿产品。最佳联合工艺为：1)焙烧预处理最佳工艺：焙烧气氛为一般空气环境,焙烧温度为650℃,焙烧时间为2.5h,自然冷却,工业生产焙烧预处理温度可控范围500-650℃；2)浮选工艺与药剂制度：一粗一精一扫中矿集中再选返回粗选的浮选闭路流程；浮选药剂制度：粗选药剂条件为浮选载体OC3000g/t,活化剂硫化钠3000g/,捕收剂丁铵黑药770g/t,辅助捕收剂GC79.5g/t,起泡剂BK20150g/t;精选条件为捕收剂丁铵黑药385g/t,起泡剂BK20150g/t;扫选条件为活化剂硫化钠1500g/t,捕收剂丁铵黑药385g/t,起泡剂BK20150g/t;中矿集中再选条件为活化剂硫化钠500g/t,捕收剂丁铵黑药200g/t,起泡剂BK20150g/t;3)浮选机械条件为强搅拌和强充气,实验室最佳条件为浮选机叶轮转速2100r/min的强搅拌与充气阀全开的大充气；焙烧预处理机理分析表明,锌浸渣焙烧预处理的实质为锌浸渣的热分解。热分解可以很好破坏铅铁矾的结构,650℃焙烧处理后,锌浸渣原来含有的20%左右的水铁矾和0.35%的黄钾铁矾基本消失。根据热失重情况,锌浸渣热分解随着温度由低到高依次经历脱水阶段（50-145℃）、脱羟基阶段（300-425℃）、脱硫阶段（530-680℃）和脱氧阶段（700℃以后）,其中脱羟基阶段和脱硫阶段最为关键,通过Kissinger法和Flynn-Wall-Ozawa法计算得出二者对应的热分解反应的表观活化能分别为644.7kJ/mol和742.1kJ/mol。
森维,孙红燕,李正永,林大志,宋兴诚,杨继生[8]（2013）在《锌湿法冶炼过程中除铁方法的研究进展》文中研究表明湿法炼锌厂产出的铁渣量大,不仅含有H2SO4,而且还有Cu、Cd、Pb、Zn、In、As、Sb、F、Cl等有害杂质,长期堆存会造成环境污染和资源浪费,必须加强研发渣的无害化处理和回收方法。本文综合论述了国内外各种除铁方法和最新进展,可为湿法炼锌厂的除铁工艺选择提供参考。针铁矿法、赤铁矿法、渣中铁的深加工方法最有可能实现渣的无害化处理,值得重点开发和应用。
张喜昌,吴明军,刘昭成[9]（2013）在《湿法炼锌浸出渣的资源化实践与创新》文中进行了进一步梳理在循环经济的时代背景下,如何处理高温高酸浸出湿法炼锌工艺所产生的铅银渣和铁矾渣的问题日益提到议事日程,若采用单一的浸渣固化标准来衡量高温高酸浸出湿法炼锌工艺,势必从根本上否定该工艺。本文分析了高温高酸浸出工艺面临的困境,指出了浸出渣难以资源化的症结所在,介绍了几种浸渣资源化的技术与实践,探讨了今后高温高酸浸出工艺改革的发展方向。
古岩[10]（2012）在《硫化锌精矿的富氧浸出及后处理研究》文中研究指明加压湿法炼锌具有工艺流程短、“三废”少、生产成本低、锌的浸出率高等优点,在国外得到了长足的发展。由于我国对环境保护和资源利用率要求的提高,加压湿法炼锌技术备受国内关注,然而国内加压湿法炼锌处于起步阶段,例如,加压富氧浸出缺乏系统深入的理论研究,加压富氧浸出渣及浸出液后处理还存在诸多问题有待解决,浸出渣中单质硫与浸出液中酸的平衡与转化和循环利用也成为加压富氧浸出生产实践过程遇到的新课题。为此,本文从热力学、动力学和酸平衡等角度出发,系统深入地研究了硫化锌精矿的富氧浸出和浸出后处理过程,取得有价值的研究成果,对我国的锌的加压湿法冶金的发展具有重要意义。其主要研究工作如下。首先,本文系统深入的研究了Zn-S-H2O系以及硫化锌精矿中有价金属与硫和水体系的热力学问题,计算了相关的电位表达式,绘制了在不同温度、不同氧分压、不同活度下的Zn-S-H2O系电位-pH图,确定了硫化锌富氧浸出过程锌离子和单质硫稳定存在的区域。同时,绘制了在硫化锌最佳富氧浸出条件下Fe-S-H2O、In-S-H2O系的电位-pH图,为硫化锌富氧浸出的后处理提供了理论依据。其次,以电位-pH图为指导,对比研究了液固比、初始酸浓度、浸出时间、反应温度、氧分压、搅拌速度、粒度、添加剂含量等因素对硫化锌、人工合成闪锌矿、硫化锌精矿富氧浸出过程的影响规律。结果表明：温度、浸出时间、搅拌速度对浸出率的影响较为明显；实验确定的Zn2+浸出和S转化的氧分压、酸浓度与电位-pH图确定的区域吻合。第三,系统的研究了硫化锌精矿富氧浸出动力学。实验研究表明：在硫化锌精矿富氧浸出过程中,矿样粒度对金属浸出效果的影响很大,随着矿物粒度的减小,金属（Zn,Fe）浸出率升高；浸出过程速率与矿粒的初始半径ro成反比关系；浸出过程由表面化学反应所控制,并遵循“未反应核减缩型”的表面化学反应控制的动力学规律,动力学方程为：lnk=8.85*103/T+5.634,相应的活化能E=73.58kJ/mol。第四,分别使用二甲苯、四氯乙烯和硫化铵作为提取剂,提取硫化锌精矿富氧浸出得到的单质硫,比较了各提取工艺优缺点,得出使用硫化铵提取浸出渣中的单质硫的工艺是最适合的。对硫化锌精矿富氧浸出过程中产生的有价金属如铟、钴、银的提取进行了研究,提出了合理的回收方法。最后,本文研究了浸出体系单质硫和浸出也酸平衡与转化,提出富氧浸出体系酸平衡与循环利用新思路,在理论上推导出硫化锌精矿中的硫在富氧浸出过程中的转化和循环条件,并通过实验验证了富氧浸出体系的硫的转化与循环的酸平衡。该理论研究对缺酸、少酸地区的硫化锌精矿富氧浸出生产具有重要意义。目前,已用于指导云南冶金集团的氧压浸出生产实践。
二、尾矿氧化锌及碱式硫酸锌替代焙砂作中和剂对铁矾渣含锌的影响（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、尾矿氧化锌及碱式硫酸锌替代焙砂作中和剂对铁矾渣含锌的影响（论文提纲范文）
（1）污酸资源化综合回收处理技术研究（论文提纲范文）
| 1 试验原料及原理 |
| 1.1 试验原料 |
| 1.2 试验原理及技术路线 |
| 2 氧化铅精矿中和污酸试验研究及结果分析 |
| 2.1 原始氧化铅精矿用量试验 |
| 2.2 氧化铅精矿粒度试验 |
| 2.3 氧化铅精矿用量试验 |
| 2.4 中和时间试验 |
| 2.5 经济效益分析 |
| 3 结语 |
（2）湿法炼锌废电解液冷冻结晶除镁工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 湿法炼锌工艺 |
| 1.1.1 常规浸出 |
| 1.1.2 热酸浸出 |
| 1.1.3 加压浸出 |
| 1.2 湿法炼锌中镁的来源与危害 |
| 1.2.1 镁的来源 |
| 1.2.2 镁的危害 |
| 1.3 除镁工艺现状与发展 |
| 1.3.1 中和沉淀法除镁 |
| 1.3.2 锌精矿酸洗除镁 |
| 1.3.3 氟盐除镁 |
| 1.3.4 溶剂萃取法除镁 |
| 1.3.5 冷却结晶除镁 |
| 1.4 含镁硫酸盐溶液体系固液相平衡研究进展 |
| 1.5 低温诱导结晶方法及应用 |
| 1.6 课题研究的目的及内容 |
| 1.6.1 研究的目的与意义 |
| 1.6.2 研究内容 |
| 第二章 实验设备与方法 |
| 2.1 实验试剂与设备 |
| 2.1.1 实验试剂 |
| 2.1.2 实验设备 |
| 2.2 实验方法 |
| 2.2.1 硫酸镁溶解度测定实验方法 |
| 2.2.2 废电解液冷冻结晶除镁工艺优化实验方法 |
| 2.2.3 废电解液冷冻结晶除镁连续扩大实验方法 |
| 2.3 分析检测 |
| 2.3.1 溶液配制 |
| 2.3.2 溶液中各离子浓度测定 |
| 第三章 硫酸-硫酸锌酸性溶液中硫酸镁溶解度测定 |
| 3.1 溶解度测定方法 |
| 3.1.1 平衡法与动态法 |
| 3.1.2 验证实验 |
| 3.1.3 溶解度模型计算 |
| 3.2 Mg SO_4-H_2SO_4-H_2O三元体系溶解度测定 |
| 3.2.1 温度与硫酸镁溶解度的关系 |
| 3.2.2 硫酸浓度与硫酸镁溶解度的关系 |
| 3.3 MgSO_4-ZnSO_4-H_2SO_4-H_2O四元体系溶解度测定 |
| 3.3.1 温度与硫酸镁溶解度的关系 |
| 3.3.2 硫酸浓度与硫酸镁溶解度的关系 |
| 3.3.3 硫酸锌浓度与硫酸镁溶解度的关系 |
| 3.3.4 四元体系固相分析 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 湿法炼锌废电解液冷冻结晶除镁工艺研究 |
| 4.1 工艺优化实验研究 |
| 4.1.1 实验原料 |
| 4.1.2 温度的影响 |
| 4.1.3 时间的影响 |
| 4.1.4 硫酸浓度的影响 |
| 4.1.5 晶种的影响 |
| 4.1.6 搅拌转数的影响 |
| 4.1.7 结晶产物的粒度与显微分析 |
| 4.1.8 结晶产物XRD与热重分析 |
| 4.1.9 结晶产物的化学组成和SEM分析 |
| 4.2 连续扩大实验研究 |
| 4.2.1 镁、锌、锰的行为与分布 |
| 4.2.2 扩大实验结晶产物粒度分析 |
| 4.2.3 扩大实验结晶产物XRD分析 |
| 4.2.4 扩大实验结晶产物化学组成分析 |
| 4.2.5 扩大实验结晶产物SEM-EDS分析 |
| 4.3 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 攻读硕士期间的主要研究成果 |
（3）高钴硫酸锌溶液除钴新方法研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 锌冶炼概述 |
| 1.2 火法炼锌工艺简介 |
| 1.2.1 土法、平罐及竖罐炼锌 |
| 1.2.2 电炉炼锌 |
| 1.2.3 密闭鼓风炉炼锌 |
| 1.3 湿法炼锌工艺流程 |
| 1.3.1 焙烧 |
| 1.3.2 浸出 |
| 1.3.3 净化 |
| 1.3.4 电积 |
| 1.4 湿法炼锌净化除钴工艺综述 |
| 1.4.1 有机试剂除钴法 |
| 1.4.2 其它净化除钴方法概述 |
| 1.4.3 锌粉置换法 |
| 1.5 本章小结 |
| 1.6 论文选题背景及意义 |
| 1.7 实验内容及创新点 |
| 第二章 实验理论分析 |
| 2.1 锌粉置换除钴的热力学分析 |
| 2.2 锌粉置换除钴的动力学分析 |
| 2.2.1 锌粉置换除钴的速率控制步骤 |
| 2.2.2 析氢反应对除钴反应的影响 |
| 2.2.3 锌和钴的异形共沉积 |
| 2.3 本章小结 |
| 第三章 实验原料及检测方法 |
| 3.1 实验原料及试剂 |
| 3.1.1 实验原料 |
| 3.1.2 实验所用试剂 |
| 3.2 实验仪器及装置 |
| 3.3 元素检测方法 |
| 3.3.1 微量Co~(2+)的检测 |
| 3.3.2 硫酸高铈氧化还原滴定法测Fe~(2+) |
| 3.3.3 伏安极谱测定Cu~(2+)、Cd~(2+) |
| 第四章 实验研究及结果分析 |
| 4.1 高钴硫酸锌溶液活化剂-锌粉协同除钴的实验研究 |
| 4.1.1 时间对硫酸锌除钴影响的条件实验 |
| 4.1.2 温度对高钴硫酸锌溶液除钴效果影响的条件实验 |
| 4.1.3 活化剂加入量对硫酸锌除钴影响的条件实验 |
| 4.1.4 预调酸量对高钴硫酸锌溶液除钴影响的条件实验 |
| 4.2 杂质离子对除钴的影响 |
| 4.2.1 Fe~(2+)对除钴效果的影响 |
| 4.2.2 不同Fe~(2+)浓度条件下反应时间与残钴浓度的关系 |
| 4.2.3 镉对除钴效果的影响 |
| 4.3 二次加酸量对除钴后液及钴渣品位的影响 |
| 4.4 锌粉加入量及加入方式对除钴效果的影响 |
| 4.4.1 先加锌粉,后加入活化剂对除钴效果的影响 |
| 4.4.2 先加活化剂,后加入锌粉对除钴效果的影响 |
| 4.5 锌粉-活化剂协同除钴的动力学研究 |
| 4.5.1 不同温度下反应速率常数的测量 |
| 4.5.2 置换除钴反应表观活化能的计算 |
| 4.6 本章小结 |
| 第五章 结论与展望 |
| 5.1 实验结论 |
| 5.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（4）从高砷铜烟尘中综合回收有价金属的应用基础研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜烟尘的处理方法 |
| 1.1.1 火法处理工艺 |
| 1.1.2 湿法处理工艺 |
| 1.1.3 湿法—火法联合工艺 |
| 1.1.4 选—冶联合工艺 |
| 1.2 含铜烟尘处理方法分析 |
| 1.2.1 含砷铜烟尘的特点 |
| 1.2.2 处理含砷铜烟尘各元素的主要手段 |
| 1.2.3 含砷铜烟尘处理工艺的特点及选择 |
| 1.3 含铟物料中铟的富集方法 |
| 1.3.1 火法富集法 |
| 1.3.2 湿法富集法 |
| 1.3.3 铟的其他富集方法 |
| 1.4 课题来源、意义及技术方案 |
| 1.4.1 课题来源 |
| 1.4.2 论文的目的和意义 |
| 1.4.3 原料特点及技术路线 |
| 1.4.4 研究内容 |
| 1.4.5 创新点 |
| 第二章 高砷铜烟尘的选择性除砷实验研究 |
| 2.1 实验原料及分析 |
| 2.1.1 高砷铜烟尘的化学成分分析 |
| 2.1.2 高砷铜烟尘的物相分析 |
| 2.1.3 高砷铜烟尘的扫描电镜分析 |
| 2.1.4 高砷铜烟尘的粒度分析 |
| 2.2 高砷铜烟尘的直接挥发除砷实验 |
| 2.2.1 实验目的 |
| 2.2.2 分析与检测 |
| 2.2.3 实验设备与方法 |
| 2.2.4 实验结果及分析 |
| 2.2.5 砷的挥发机理研究 |
| 2.3 高砷铜烟尘的硫化选择性除砷实验 |
| 2.3.1 热力学分析 |
| 2.3.2 实验结果及分析 |
| 2.3.3 动力学实验及分析 |
| 2.4 高砷铜烟尘的碳热还原选择性除砷实验 |
| 2.4.1 热力学分析 |
| 2.4.2 实验结果及分析 |
| 2.4.3 动力学实验及分析 |
| 2.5 选择性除砷工艺比较及选择 |
| 2.6 本章小结 |
| 第三章 脱砷焙烧渣的常压酸浸实验研究 |
| 3.1 实验物料 |
| 3.2 常压酸浸实验原理 |
| 3.3 实验设备、方法与分析检测 |
| 3.4 常压酸浸实验结果与讨论 |
| 3.4.1 搅拌速率对实验结果的影响 |
| 3.4.2 浸出温度对实验结果的影响 |
| 3.4.3 初始硫酸浓度对实验结果的影响 |
| 3.4.4 物料粒度对实验结果的影响 |
| 3.4.5 液固比对实验结果的影响 |
| 3.4.6 浸出时间对实验结果的影响 |
| 3.4.7 浸出产物及分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 浸出渣的氧压酸浸实验研究 |
| 4.1 浸出渣中铟富集方法的选择 |
| 4.2 实验原料 |
| 4.3 实验设备、方法与分析检测 |
| 4.4 浸出原理 |
| 4.5 氧压酸浸铟实验结果与讨论 |
| 4.5.1 搅拌速率对铟浸出率的影响 |
| 4.5.2 浸出温度对铟浸出率的影响 |
| 4.5.3 初始硫酸浓度对铟浸出率的影响 |
| 4.5.4 氧分压对铟浸出率的影响 |
| 4.5.5 粒度对铟浸出率的影响 |
| 4.5.6 浸出渣的成分及各元素的浸出率 |
| 4.6 浸出渣中铟的氧压酸浸的动力学研究 |
| 4.6.1 铟氧压酸浸动力学控制过程分析 |
| 4.6.2 铟氧压酸浸主控过程的宏观动力学方程 |
| 4.7 本章小结 |
| 第五章 浸出液的置换处理实验 |
| 5.1 置换的理论基础 |
| 5.2 实验原料 |
| 5.3 置换剂的选择 |
| 5.4 置换实验及置换产物 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 产业化应用情况 |
| 6.1 高砷铜烟尘的选择性除砷 |
| 6.2 初级三氧化二砷制备金属砷产品 |
| 6.3 脱砷焙烧渣的常压酸浸 |
| 6.4 常压酸浸液的应用 |
| 6.5 浸出渣的氧压酸浸 |
| 6.6 氧压酸浸液中有价金属的提取 |
| 6.7 全流程工艺流程图 |
| 6.8 全流程工艺技术分析 |
| 6.9 本章小结 |
| 第七章 结论与展望 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 攻读学位/工作期间取得的代表性成果 |
（5）基于直接还原法回收铁矾渣中铅锌铁及同步固硫基础研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 铁矾渣的来源和危害 |
| 2.2 铁矾渣国内外综合回收利用研究现状 |
| 2.2.1 铁矾渣生产建筑材料的研究现状 |
| 2.2.2 湿法回收铁矾渣中的有价金属工艺研究 |
| 2.2.3 火法-湿法联合法回收铁矾渣中的有价金属工艺研究 |
| 2.3 直接还原-磁选工艺在固废中回收有价金属的研究应用现状 |
| 2.3.1 直接还原工艺发展概述 |
| 2.3.2 直接还原工艺在固废中回收有价金属的研究 |
| 2.3.3 细粒固废球团直接还原工艺研究 |
| 2.4 小结 |
| 3 研究内容与方案 |
| 3.1 研究内容 |
| 3.2 研究目标 |
| 3.3 研究技术路线 |
| 3.4 研究方法 |
| 3.5 试验仪器设备 |
| 4 原料性质研究 |
| 4.1 铁矾渣性质分析 |
| 4.1.1 铁矾渣化学组成分析 |
| 4.1.2 铁矾渣物相组成分析 |
| 4.1.3 铁矾渣的微观结构分析 |
| 4.2 煤的性质分析 |
| 4.3 小结 |
| 5 粉状铁矾渣直接还原-磁选回收有价金属及同步固硫的研究 |
| 5.1 CaO用量对铁矾渣固硫的影响 |
| 5.2 煤用量对铁矾渣还原效果的影响 |
| 5.3 还原产物中铁的回收 |
| 5.4 粉状铁矾渣直接还原过程铅锌铁及硫的迁移转化规律 |
| 5.4.1 焙烧温度对铁矾渣铅锌铁及硫迁移转化的影响 |
| 5.4.2 还原煤用量对铁矾渣铅锌铁及硫迁移转化的影响 |
| 5.4.3 粉状铁矾渣最佳还原产物微观分析 |
| 5.4.4 不同条件焙烧过程中SO_2气体浓度的研究 |
| 5.4.5 不同条件焙烧过程中CO_2和CO气体浓度的研究 |
| 5.5 小结 |
| 6 铁矾渣外配煤球团直接还原-磁选回收有价金属及同步固硫的研究 |
| 6.1 铁矾渣水分对成球和物相变化的影响 |
| 6.1.1 铁矾渣水分对生球强度的影响 |
| 6.1.2 铁矾渣水分对生球强度、物相的影响 |
| 6.1.3 铁矾渣水分对球团脱氨、强度、物相的影响 |
| 6.2 CaO用量对成球的影响 |
| 6.2.1 CaO用量对生球强度的影响 |
| 6.2.2 CaO用量对脱氨温度的影响 |
| 6.2.3 CaO用量对脱氨时间的影响 |
| 6.3 铁矾渣外配煤球团直接还原-磁选的研究 |
| 6.3.1 煤用量对铁矾渣外配煤脱氨球团直接还原的影响 |
| 6.3.2 CaO用量对铁矾渣外配煤脱氨球团直接还原的影响 |
| 6.3.3 还原温度对铁矾渣外配煤脱氨球团直接还原的影响 |
| 6.3.4 还原时间对铁矾渣外配煤脱氨球团直接还原的影响 |
| 6.3.5 还原产物中铁的磁选回收 |
| 6.4 铁矾渣外配煤球团直接还原过程铅锌铁及硫的迁移转化规律 |
| 6.4.1 煤用量对铁矾渣外配煤铅锌铁及硫的迁移转化规律影响 |
| 6.4.2 还原温度对铁矾渣外配煤铅锌铁及硫的迁移转化规律影响 |
| 6.4.3 外配煤球团最佳还原条件下还原产物微观结构分析 |
| 6.4.4 不同条件焙烧过程中SO_2气体浓度的研究 |
| 6.4.5 不同条件焙烧过程中CO_2和CO气体浓度的研究 |
| 6.5 铁矾渣外配煤方案与粉状方案综合回收及固硫效果对比分析 |
| 6.6 小结 |
| 7 铁矾渣内配煤球团直接还原-磁选回收有价金属及同步固硫的研究 |
| 7.1 内配煤用量对生球强度的影响 |
| 7.2 内配煤用量对球团干燥的影响 |
| 7.2.1 内配煤用量对干燥球团强度的影响 |
| 7.2.2 内配煤用量对球团干燥温度的影响 |
| 7.3 煤用量对干燥球团脱氨的影响 |
| 7.3.1 煤用量对脱氨温度的影响 |
| 7.3.2 煤用量对脱氨时间的影响 |
| 7.4 铁矾渣内配煤脱氨球团直接还原-磁选的研究 |
| 7.4.1 内配煤用量对高温球团强度的影响 |
| 7.4.2 内配煤用量对铁矾渣内配煤脱氨球团直接还原的影响 |
| 7.4.3 CaO用量对铁矾渣内配煤脱氨球团直接还原的影响 |
| 7.4.4 还原温度对铁矾渣内配煤脱氨球团直接还原的影响 |
| 7.4.5 还原时间对铁矾渣内配煤脱氨球团直接还原的影响 |
| 7.4.6 还原产物中铁的磁选回收 |
| 7.5 铁矾渣内配煤球团直接还原过程铅锌铁及硫的迁移转化规律 |
| 7.5.1 煤用量对铁矾渣内配煤铅锌铁及硫迁移转化规律的影响 |
| 7.5.2 CaO用量对铁矾渣内配煤铅锌铁及硫迁移转化规律的影响 |
| 7.5.3 还原温度对铁矾渣内配煤铅锌铁及硫迁移转化规律的影响 |
| 7.5.4 内配煤球团最佳还原条件下微观结构分析 |
| 7.5.5 不同条件焙烧过程中SO_2气体浓度的研究 |
| 7.5.6 不同条件焙烧过程中CO_2和CO气体浓度的研究 |
| 7.6 铁矾渣三套方案综合回收及固硫效果对比分析 |
| 7.7 小结 |
| 8 铁矾渣直接还原热力学分析及还原过程平衡组分模拟 |
| 8.1 铁矾渣热分析 |
| 8.2 铁矾渣热力学分析 |
| 8.2.1 铁矾渣直接还原热力学分析 |
| 8.2.2 铁矾渣直接还原过程中硅酸盐矿物热力学研究 |
| 8.3 铁矾渣直接还原过程平衡组分计算与模拟 |
| 8.3.1 煤用量对还原过程平衡组分的影响 |
| 8.3.2 CaO用量对还原过程平衡组分的影响 |
| 8.3.3 还原温度对还原过程平衡组分的影响 |
| 8.4 小结 |
| 9 结论 |
| 9.1 主要结论 |
| 9.2 创新点 |
| 9.3 研究展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历及在学研究成果 |
| 学位论文数据集 |
（6）氧化镍矿浸出液赤铁矿法除铁的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 铁的性质以及在冶炼工业的应用 |
| 1.2 除铁方法概述 |
| 1.2.1 溶剂萃取法除铁 |
| 1.2.2 沉淀法除铁 |
| 1.3 课题研究的目的和内容 |
| 参考文献 |
| 第二章 实验方法 |
| 2.1 实验试剂 |
| 2.2 实验仪器设备 |
| 2.3 实验方法 |
| 2.3.1 铁沉积反应 |
| 2.3.2 镍钴损失率测定实验 |
| 2.3.3 Zeta电位测定实验 |
| 2.4 金属离子浓度测定方法 |
| 2.4.1 铁离子浓度的测定 |
| 2.4.2 镁铝离子浓度的测定 |
| 2.4.3 镍钴离子浓度的测定 |
| 2.5 铁沉积产物的表征 |
| 参考文献 |
| 第三章 赤铁矿法除铁产物的研究 |
| 3.1 溶液pH≤1.4的铁沉积产物 |
| 1.4的铁沉积产物'>3.2 溶液pH>1.4的铁沉积产物 |
| 3.3 铁沉积产物的过滤性能 |
| 3.3.1 反应时间对过滤性的影响 |
| 3.3.2 反应温度对过滤性的影响 |
| 3.4 本章小结 |
| 参考文献 |
| 第四章 镁、铝离子对除铁的影响及其损失 |
| 4.1 铝离子对铁沉积过程的影响 |
| 4.2 镁离子的影响 |
| 4.2.1 镁离子对沉积产物的影响 |
| 4.2.2 镁离子对产物过滤性能的影响 |
| 4.3 镁、铝离子共存时的影响 |
| 4.3.1 镁离子在镁铝共存时的影响 |
| 4.3.2 镁铝共存时除铁产物 |
| 4.4 本章小结 |
| 参考文献 |
| 第五章 铁沉积过程的镍、钴离子损失 |
| 5.1 160℃时铁沉积物的Zeta电位和镍钴损失 |
| 5.1.1 硫酸铁溶液的铁沉积 |
| 5.1.2 硫酸钴、硫酸铁混合溶液的铁沉积过程 |
| 5.1.3 硫酸镍、硫酸铁混合液的铁沉积过程 |
| 5.1.4 硫酸镍、硫酸钴和硫酸铁混合液的铁沉积过程 |
| 5.2 100～140℃时的镍钴损失 |
| 5.3 本章小结 |
| 参考文献 |
| 第六章 结论 |
| 攻读硕士学位期间的主要研究成果 |
| 致谢 |
（7）白银难处理锌浸渣中银的回收研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 银的简介 |
| 1.1.1 银的主要性质 |
| 1.1.2 银的主要用途 |
| 1.1.3 银的主要矿物 |
| 1.1.4 银资源的分布与消费 |
| 1.2 黄钾铁矾法炼锌工艺 |
| 1.2.1 黄钾铁矾法的理论基础 |
| 1.2.2 黄钾铁矾法的生产实践 |
| 1.2.3 黄钾铁矾法的优缺点 |
| 1.3 黄钾铁矾的性质及对环境的影响 |
| 1.3.1 黄钾铁矾法渣的化学性质 |
| 1.3.2 湿法炼锌过程中银的行为 |
| 1.3.3 黄钾铁矾的热性质 |
| 1.3.4 锌浸出渣对环境的影响 |
| 1.4 锌浸出渣中回收银的研究 |
| 1.4.1 烟化法 |
| 1.4.2 浸出法 |
| 1.4.3 浮选法 |
| 1.4.4 浸出浮选法 |
| 1.5 预处理方法 |
| 1.5.1 浸出法 |
| 1.5.2 焙烧法 |
| 1.6 论文主要内容和意义 |
| 1.6.1 研究目的和意义 |
| 1.6.2 研究主要内容 |
| 1.6.3 技术路线 |
| 第2章 试验试剂、仪器及研究方法 |
| 2.1 试验试剂 |
| 2.2 试验仪器和设备 |
| 2.3 研究方法 |
| 2.4 分析方法 |
| 2.4.1 XRD分析 |
| 2.4.2 MLA分析 |
| 2.4.3 热分析 |
| 第3章 矿样制备与工艺学分析 |
| 3.1 矿样的制备 |
| 3.2 矿样的含水量分析 |
| 3.3 矿样的筛分分析 |
| 3.4 矿样的全分析 |
| 3.5 矿样的银物相分析 |
| 3.6 小结 |
| 第4章 预处理试验结果与讨论 |
| 4.1 直接浮选试验 |
| 4.2 预处理方案探索试验 |
| 4.2.1 超声波预处理 |
| 4.2.2 高酸热液浸出预处理 |
| 4.2.3 高温还原焙烧预处理 |
| 4.2.4 焙烧预处理 |
| 4.3 焙烧预处理的工艺条件试验 |
| 4.3.1 焙烧温度试验 |
| 4.3.2 焙烧时间试验 |
| 4.3.3 焙烧气氛试验 |
| 4.3.4 冷却方式对比试验 |
| 4.4 小结 |
| 第5章 浮选试验结果与讨论 |
| 5.1 浮选条件试验 |
| 5.1.1 矿浆pH值试验 |
| 5.1.2 矿浆浓度试验 |
| 5.1.3 捕收剂种类与用量试验 |
| 5.1.4 活化剂试验 |
| 5.1.5 载体的用量试验 |
| 5.1.6 起泡剂试验 |
| 5.1.7 药剂组合试验 |
| 5.1.8 浮选机性能析因试验 |
| 5.2 精选工艺试验 |
| 5.3 扫选工艺试验 |
| 5.4 开路试验 |
| 5.5 中矿试验 |
| 5.6 闭路试验 |
| 5.7 焙烧温度优化试验 |
| 5.8 小结 |
| 第6章 焙烧机理分析 |
| 6.1 锌浸渣焙烧前后的MLA对比分析 |
| 6.1.1 锌浸渣原矿 |
| 6.1.2 焙烧样 |
| 6.1.3 焙烧前后矿样主要矿物特征对比 |
| 6.1.4 小结 |
| 6.2 焙烧过程分析 |
| 6.2.1 黄钾铁矾热分解过程 |
| 6.2.2 锌浸渣热分解失重过程 |
| 6.2.3 锌浸渣热分解过程分析 |
| 6.3 热分解热动力学分析 |
| 6.3.1 Kissinger法热分解反应动力学分析 |
| 6.3.2 Flynn-Wall-Ozawa法热分解反应动力学分析 |
| 6.4 小结 |
| 第7章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录 |
（8）锌湿法冶炼过程中除铁方法的研究进展（论文提纲范文）
| 1 铁在湿法炼锌过程中的危害 |
| 2 除铁方法 |
| 2.1 黄钾铁矾法 |
| 2.2 赤铁矿法 |
| 2.3 针铁矿法 |
| 2.4 其他方法 |
| 3 结语 |
（10）硫化锌精矿的富氧浸出及后处理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 目录 |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 锌的概述 |
| 1.1.1 锌的性质 |
| 1.1.2 锌的主要化合物及用途 |
| 1.1.3 锌合金分类及其优缺点 |
| 1.2 锌冶炼原料 |
| 1.2.1 锌冶炼原料种类 |
| 1.2.2 锌储量 |
| 1.3 锌的冶炼方法 |
| 1.3.1 火法炼锌 |
| 1.3.2 湿法炼锌 |
| 1.3.3 其他炼锌工艺 |
| 1.4 锌冶炼技术的发展 |
| 1.4.1 火法炼锌技术发展 |
| 1.4.2 湿法炼锌技术发展 |
| 1.5 硫化锌精矿富氧浸出的后处理 |
| 1.5.1 硫化锌精矿富氧浸出渣中S的提取方法 |
| 1.5.2 硫化锌精矿富氧浸出渣中金属银的回收方法 |
| 1.5.3 硫化锌精矿富氧浸出液中铟的提取方法 |
| 1.5.4 硫化锌精矿富氧浸出液中钴的去除方法 |
| 1.6 课题的提出 |
| 1.7 研究内容 |
| 第2章 实验原料及研究方法 |
| 2.1 实验原料与试剂 |
| 2.2 实验设备 |
| 2.3 实验方法 |
| 2.3.1 磨矿 |
| 2.3.2 富氧浸出实验 |
| 2.3.3 浸出后处理 |
| 2.4 硫化锌精矿浸出酸平衡实验 |
| 2.4.1 纯硫磺氧化实验 |
| 2.4.2 浸出渣中提取的硫的氧化实验 |
| 2.4.3 浸出渣的氧化实验 |
| 2.5 分析方法 |
| 2.5.1 ICP全谱直读发射光谱仪分析 |
| 2.5.2 X射线衍射分析 |
| 2.5.3 扫描电镜分析 |
| 2.5.4 比表面积分析方法 |
| 2.6 相关计算公式 |
| 2.6.1 实验原料加料量 |
| 2.6.2 浸出及后处理相关计算公式 |
| 第3章 硫化锌精矿富氧浸出体系热力学研究结果与讨论 |
| 3.1 电位-pH图基本原理 |
| 3.2 水溶液性质 |
| 3.2.1 H_2SO_4-ZnSO_4-H_2O体系的溶液密度 |
| 3.2.2 溶液的平衡分压 |
| 3.2.3 O_2在溶液中的溶解度 |
| 3.3 ZnS-H_2O系中可能发生的反应的热力学及ZnS-H_2O系电位-pH图的绘制 |
| 3.3.1 ZnS-H_2O系中可能发生的反应 |
| 3.3.2 高温水溶液热力学计算方法的选择 |
| 3.3.3 ZnS-H_2O系中各物质G~0_T值计算 |
| 3.3.4 ZnS-H_2O系电位-pH图的绘制 |
| 3.4 Fe-H_2O系中可能发生的反应的热力学及Fe-H_2O系电位-pH图的绘制 |
| 3.4.1 Fe-H_2O系中可能发生的反应及扩7、值 |
| 3.4.2 150℃时Fe-S-H_2O系电位-pH图的绘制 |
| 3.5 In-S-H_2O系中可能发生的反应的热力学及In-H_2O系电位-pH图的绘制 |
| 3.5.1 In-S-H_2O系中可能发生的反应及G~0_T值 |
| 3.5.2 In-S-H_2O系电位-pH图的绘制 |
| 3.6 本章小结 |
| 第4章 硫化锌精矿富氧浸出研究结果与讨论 |
| 4.1 硫化锌富氧浸出实验 |
| 4.1.1 液固比的影响 |
| 4.1.2 初始酸浓度的影响 |
| 4.1.3 浸出温度的影响 |
| 4.1.4 氧分压的影响 |
| 4.1.5 搅拌速度的影响 |
| 4.1.6 添加剂含量的影响 |
| 4.1.7 浸出时间的影响 |
| 4.1.8 合理工艺条件对电位-pH图的验证 |
| 4.2 人工合成闪锌矿富氧浸出实验 |
| 4.2.1 粒度的影响 |
| 4.2.2 液固比的影响 |
| 4.2.3 初始酸浓度的影响 |
| 4.2.4 浸出温度的影响 |
| 4.2.5 氧分压的影响 |
| 4.2.6 搅拌速度的影响 |
| 4.2.7 添加剂含量的影响 |
| 4.2.8 浸出时间的影响 |
| 4.2.9 合理工艺条件对电位-pH图的验证 |
| 4.3 闪锌矿精矿富氧浸出实验 |
| 4.3.1 粒度的影响 |
| 4.3.2 液固比的影响 |
| 4.3.3 初始酸浓度的影响 |
| 4.3.4 浸出温度的影响 |
| 4.3.5 氧分压的影响 |
| 4.3.6 搅拌速度的影响 |
| 4.3.7 添加剂含量的影响 |
| 4.3.8 浸出时间的影响 |
| 4.3.9 合理工艺条件对电位-pH图的验证 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 硫化锌精矿富氧浸出后处理实验研究结果与讨论 |
| 5.1 浸出渣中S的回收 |
| 5.1.1 二甲苯提硫 |
| 5.1.2 四氯乙烯提硫 |
| 5.1.3 硫化铵提硫 |
| 5.1.4 合理工艺条件的选择 |
| 5.2 浸出渣中金属银的回收 |
| 5.2.1 调整剂用量对浸出渣中银浮选的影响 |
| 5.2.2 液固比对浸出渣中银浮选的影响 |
| 5.2.3 粗选时捕收剂用量对浸出渣中银浮选的影响 |
| 5.2.4 粗选时起泡剂用量对浸出渣中银浮选的影响 |
| 5.2.5 矿浆pH值对浸出渣中银浮选的影响 |
| 5.2.6 粗选时间对浸出渣中银浮选的影响 |
| 5.2.7 扫选时捕收剂用量对浸出渣中银浮选的影响 |
| 5.2.8 扫选时起泡剂用量对浸出渣中银浮选的影响 |
| 5.2.9 扫选时间对浸出渣中银浮选的影响 |
| 5.2.10 精选时捕收剂用量对浸出渣中银浮选的影响 |
| 5.2.11 精选时起泡剂用量对浸出渣中银浮选的影响 |
| 5.2.12 精选时间对浸出渣中银浮选的影响 |
| 5.2.13 合理工艺条件的选择 |
| 5.3 浸出后稀散金属铟的回收 |
| 5.3.1 低速搅拌时间对硫化锌精矿富氧浸出液中铟提取率的影响 |
| 5.3.2 料液pH值对硫化锌精矿富氧浸出液中铟提取率的影响 |
| 5.3.3 P507用量对硫化锌精矿富氧浸出液中金属In的提取率的影响 |
| 5.3.4 表面活性剂用量对硫化锌精矿富氧浸出液中金属In的提取率的影响 |
| 5.3.5 内相H_2SO_4浓度对硫化锌精矿富氧浸出液中金属In的提取率的影响 |
| 5.3.6 油内比对硫化锌精矿富氧浸出液中金属In的提取率的影响 |
| 5.3.7 乳水比对硫化锌精矿富氧浸出液中金属In的提取率的影响 |
| 5.3.8 合理工艺条件的选择 |
| 5.4 硫化锌精矿富氧浸出液中钴的去除 |
| 5.4.1 氧化剂加入量对硫化锌精矿富氧浸出液中钴的去除的影响 |
| 5.4.2 除钴剂加入量对硫化锌精矿富氧浸出液中钴的去除的影响 |
| 5.4.3 浸出液pH值对硫化锌精矿富氧浸出液中钴的去除的影响 |
| 5.4.4 反应温度对硫化锌精矿富氧浸出液中钴的去除的影响 |
| 5.4.5 反应时间对硫化锌精矿富氧浸出液中钴的去除的影响 |
| 5.5 本章小结 |
| 第6章 硫化锌精矿富氧浸出动力学研究结果与讨论 |
| 6.1 概述 |
| 6.2 粒度对闪锌矿精矿富氧浸出动力学的影响 |
| 6.3 初始酸浓度对闪锌矿精矿富氧浸出动力学的影响 |
| 6.4 浸出温度对闪锌矿精矿富氧浸出动力学的影响 |
| 6.5 氧分压对闪锌矿精矿富氧浸出动力学的影响 |
| 6.6 本章小结 |
| 第7章 硫化锌精矿富氧浸出过程中硫的走向及酸平衡计算 |
| 7.1 实验中硫酸的消耗计算 |
| 7.2 硫与硫酸根转化反应的热力学研究 |
| 7.3 富氧浸出S向硫酸根转化实验 |
| 7.3.1 纯物质硫氧化实验 |
| 7.3.2 富氧浸出渣中提取的硫的氧化实验 |
| 7.3.3 富氧浸出渣的氧化实验 |
| 7.4 本章小结 |
| 第8章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间主要科研情况 |
四、尾矿氧化锌及碱式硫酸锌替代焙砂作中和剂对铁矾渣含锌的影响（论文参考文献）
- [1]污酸资源化综合回收处理技术研究[J]. 肖毕高,付光,杨阳. 云南冶金, 2021(06)
- [2]湿法炼锌废电解液冷冻结晶除镁工艺研究[D]. 江国豪. 昆明理工大学, 2021(01)
- [3]高钴硫酸锌溶液除钴新方法研究[D]. 林严. 昆明理工大学, 2019(07)
- [4]从高砷铜烟尘中综合回收有价金属的应用基础研究[D]. 李学鹏. 昆明理工大学, 2018(03)
- [5]基于直接还原法回收铁矾渣中铅锌铁及同步固硫基础研究[D]. 王亚运. 北京科技大学, 2018(08)
- [6]氧化镍矿浸出液赤铁矿法除铁的研究[D]. 邝丽芳. 广西师范大学, 2016(05)
- [7]白银难处理锌浸渣中银的回收研究[D]. 杨志超. 武汉理工大学, 2013(07)
- [8]锌湿法冶炼过程中除铁方法的研究进展[J]. 森维,孙红燕,李正永,林大志,宋兴诚,杨继生. 矿冶, 2013(03)
- [9]湿法炼锌浸出渣的资源化实践与创新[J]. 张喜昌,吴明军,刘昭成. 资源再生, 2013(03)
- [10]硫化锌精矿的富氧浸出及后处理研究[D]. 古岩. 东北大学, 2012(07)