一、金精矿固砷固硫焙烧提金工艺设计(论文文献综述)
周毅[1](2021)在《贵铅合金各组元在真空分离过程中的挥发及冷凝规律研究》文中认为随着现今社会对稀贵金属资源不断攀升的需求和愈加严峻的环保要求,从铅铜冶炼过程产出的阳极泥和贵铅中高效、清洁的提炼稀贵金属显得尤为重要。近年来,真空蒸馏技术被成功应用于该物料的处理中,实现了阳极泥中金、银的绿色、高效冶炼,形成最具特色的贵金属冶炼生产工艺。但是,贵铅中各组元挥发及冷凝规律的不清,限制了真空蒸馏装备向大型化、高效化的方向发展。对此,本文通过理论分析、模拟计算及实验研究,对各组元的挥发及冷凝规律开展基础研究,丰富有色冶金基础数据,为贵金属冶炼工艺的进一步发展奠定基础。首先,对贵铅的分离开展了热力学与动力学分析。通过纯金属饱和蒸气压与温度关系图获取了贵铅分离时所需温度、压强范围。对贵铅中Pb-Me、Sb-Me等合金的气液平衡图相和二元相图进行了深入分析,解释了各组元在真空蒸馏分离后的存在状态和物相。以分子平均自由程理论分析并获取了各组元在真空气氛下的分布规律,揭示了压强、温度对其优势冷凝区域的影响。其次,对贵铅中铅、锑、银的挥发与冷凝规律开展了系统性研究。以COMSOL Multiphysics软件模拟揭示了蒸发表面与冷凝表面之间的温度梯度分布;以实验研究获取蒸馏温度、恒温时间和物料质量对易挥发元素的挥发与冷凝规律的影响机理;并对理论进行了修正,明确了铅、锑的优势冷凝区域分别为24~44mm、44~59 mm。最后,以某铅厂产出的贵铅为原料,开展了验证性实验研究,结果表明:在调控冷凝高度下,实现了铅、锑在不同区域的选择性冷凝。在950℃和1250℃下,铅的优势冷凝区域分别符合“L=44”和“L=74”的正态分布;锑的优势冷凝区在950℃时也符合“L=44”的正态分布,在1250℃则呈近线性增长分布。最佳工艺条件为1250℃、10 Pa和恒温3 h,此时铅、铋、银的直收率分别达到91%、95%和94%。
李育彪,陈坤,郑仁军[2](2021)在《氰化尾渣脱氰技术及有价金属回收研究进展》文中进行了进一步梳理全球约75%的金矿选矿厂采用氰化浸金法,每年产生大量氰化尾渣,造成资源的严重浪费,威胁生态环境及人类健康。本文围绕氰化尾渣成分及国内外处理现状,分析了氰化尾渣脱氰技术及应用,并着重分析了氰化尾渣中金、银、铜、铅、锌、铁和碲等有价金属的回收利用技术。通过对氰化尾渣脱氰方式和有价金属回收利用两个方面研究进展的总结,为氰化尾渣的无害化与资源化提供了参考和借鉴。
张峰[3](2021)在《电积粗锑真空蒸馏提纯锑富集金的研究》文中认为锑金矿是重要的锑、金资源,采用硫化钠浸出-硫代亚锑酸钠溶液电积法处理,产出一种含金的电积粗锑。电积粗锑直接出售,锑、金价值损失较大,而目前广泛应用的碱性火法精炼工艺又难以实现锑金的分离,且精炼渣产量大、精炼效率低。因此,开发电积粗锑高效分离提纯锑、富集金的技术具有重要的现实意义。针对国内某黄金生产企业生产的典型电积粗锑(含锑约70~80%,含金约100g/t),课题组提出了以真空蒸馏为核心的精炼工艺,清洁、高效的实现了锑的提纯、金的富集。首先,本文借助X射线荧光光谱、化学分析、ICP-AES以及X射线衍射等分析检测手段,明确了电积粗锑的化学成分以及主要杂质的赋存状态。结果显示:电积粗锑中主要杂质元素为钠、硫、铁、砷、硒和铜,金含量达100 g/t,其中钠和硫以Na Sb(OH)6、Na2Sx、Na2SO4以及Na6(CO3)x(SO4)y等钠盐的形式物理夹杂于粗锑中。其次,进行了电积粗锑真空蒸馏提纯锑富集金的理论、小型实验和十公斤级扩大试验研究,验证电积粗锑真空蒸馏提纯锑富集金的可行性,得出最优蒸馏条件,明确主要杂质在真空蒸馏过程中的分布和所能达到的技术指标。研究表明:电积粗锑通过真空蒸馏可以实现锑的提纯、金的富集,在蒸馏温度1073 K、保温时间30 min、压强10~30 Pa的最优条件下,挥发物中锑含量99.79%、金含量0.92g/t,锑挥发率90.49%、金挥发率0.66%;Sb2O4、Na2Sb4O7等锑难挥发化合物的存在是锑挥发率不高的主要原因,钠盐阻碍锑的蒸发;所得锑挥发物基本满足国标要求,钠盐和砷是影响纯度的主要杂质,金与硒、铁、铜富集于残留物,金可富集约11倍。再次,提出电积粗锑熔化、捞渣脱除钠盐的方法,进行了相应的理论、小型实验和扩大试验研究,考察坩埚材质、熔化温度、保温时间、气氛对锑、金在浮渣中分布的影响。研究表明:电积粗锑中Na2SO4、NaSbO3等钠盐的密度小于锑和金,通过熔化、捞渣的方式可以实现钠盐的有效脱除,随着熔化温度的升高和保温时间的延长,锑在浮渣中的分布趋于稳定,金在浮渣中的分布趋于下降;浮渣主要物相随熔化温度变化而改变,且坩埚材质不同物相也不相同;在空气气氛中,电积粗锑熔化脱钠盐应在较高温度下进行,但锑在熔化、捞渣以及冷却过程中均存在明显的氧化现象。最后,开展了百公斤级真空蒸馏扩大试验研究,考察钠盐的脱除对真空蒸馏的影响。结果表明:钠盐的脱除对于提高挥发物纯度和锑的蒸发速率有显着作用,残留在锑液中的Na3SbS4·9H2O能随锑一同挥发。在现有试验的基础上,确定了“电积粗锑熔化脱钠盐-真空蒸馏富集金-重熔精炼除砷”提纯锑、富集金的工艺路线,整个流程中锑直收率约94%,金直收率约96%,吨粗锑电耗约为2000 kW·h,未来应用后经济和社会效益显着。
吴浩[4](2021)在《含砷难浸金矿碱性加压自浸金机理及工艺研究》文中研究指明含砷难处理金矿常需采用焙烧氧化、微生物氧化、化学氧化、加压氧化等手段进行预处理,直接进行氰化浸金很难达到理想的浸出效果。在碱性氧气氛围溶液中,含金硫化矿中黄铁矿、砷黄铁矿可被氧化生成具有浸金效应的产物-硫代硫酸盐。因此,在硫化矿碱性加压氧化预处理释放包裹金的同时,利用硫化矿氧化产生的硫代硫酸盐实现金矿溶解具有重要的研究意义。本文以含砷难处理浮选金精矿为研究对象,利用加压氧化过程中硫化矿的氧化产物完成自浸金过程,开展了碱性加压自浸金机理及工艺研究。结果表明在碱性加压条件下黄铁矿可被氧气氧化生成硫酸根、硫代硫酸根及亚硫酸根。生成的氧化渣主要为氧化铁、氧化亚铁、水合铁氧化物及氢氧化铁胶体。铁以二价和三价两种价态氧化物形式存在于矿物表面,形成絮状或海绵状钝化层。通过加入碳酸钠可提高黄铁矿氧化过程中铁的溶解度,去除黄铁矿表面铁氧化物钝化层,形成可溶性碳酸铁络合物,增加黄铁矿新鲜面暴露面积,从而促进黄铁矿氧化。同时,碳酸钠作为pH缓冲剂,调节自浸金体系的pH值,减缓硫代硫酸根氧化分解,有效提高硫代硫酸根的生成量与黄铁矿的氧化率。碱性条件下,常规氧化剂氧气易于将砷黄铁矿氧化为硫代硫酸盐、一硫代砷酸盐、砷酸盐及中间产物亚硫酸盐、亚砷酸盐。生成的氧化渣主要为未反应的砷黄铁矿以及氧化铁、氧化亚铁、水合铁氧化物针铁矿等铁氧化物,并含有少量结晶程度差的无定形氢氧化铁胶体。通过硫代硫酸盐无铜、铵溶金电化学研究发现,硫代硫酸盐溶金体系中若存在黄铁矿,可形成腐蚀电偶效应,发生潜在的电流相互作用。在温度热能的影响下,半导体黄铁矿会产生温差电动势电子-空穴对(热电效应)。电荷电子-空穴对的定向移动有助于金氧化过程中的电子转移,使氧气在低电位黄铁矿表面更有效被还原,提高金的溶解速率。黄铁矿的存在促使金电极腐蚀电位负移,腐蚀电流密度增大,增强了阳极金电极的腐蚀。同时,对比发现在碱性一硫代砷酸盐溶液中金的溶解速率远大于硫代硫酸盐溶液。浸出24 h,一硫代砷酸盐溶液中金溶解量为16 mg/L,而硫代硫酸盐溶液中金溶解量为6.3 mg/L,砷黄铁矿氧化产物一硫代砷酸盐可对金进行有效浸出溶解。优化含砷难浸金矿碱性加压自浸金工艺,在搅拌强度600 rpm,氧气压力0.5 MPa,NaOH用量0.6 M,液固质量比5:1,CMC用量0.1 g/L,浸金温度35℃,碳酸钠用量0.3 M条件下浸出18 h,金的浸出率可达90%以上。碱性加压氧化自浸金工艺具有环境友好、无烟气污染等特点。将预处理、浸出两个阶段合二为一,浸出流程短。利用硫化物自身氧化产物浸金,无需外加浸出剂,可有效降低成本。为含砷难处理金矿资源回收利用提供了一种新的技术方案。
张清波[5](2020)在《原矿焙烧提金技术分析》文中指出对于含硫、含砷、含碳微细粒包裹类型难处理金矿资源,目前较为有效的提金技术应为原矿焙烧。分析了原矿焙烧关键核心技术,指出了富氧焙烧、循环焙烧、一炉两段焙烧等3种焙烧技术的先进性,并以不同金矿石类型为例,探讨了原矿焙烧技术条件及适应性,为今后开发利用含硫、含砷、含碳微细粒包裹类型难处理金矿资源提供借鉴。
马建[6](2020)在《过硫酸盐高级氧化技术氧化黄铁矿活化方法研究》文中进行了进一步梳理对于难处理金矿石,矿石中金被黄铁矿、砷黄铁矿等硫化物包裹,采用传统工艺直接氰化提金,金的浸出率低,因此在氰化前需要进行氧化预处理,以提高金回收率。项目组前期以低品位微细浸染型原生金矿为研究对象,在Fe SO4-(NH4)2S2O8/K2S2O8体系下,采用“高级氧化-碱湿法”预处理技术,研究载金黄铁矿氧化溶解热力学、动力学以及载金石英碱性条件下的溶解机理。针对前期Fe2+-S2O82-体系对氧化预处理黄铁矿的氧化速率偏低,论文提出高级氧化预处理载金黄铁矿活化方式的研究,研究成果为低品位微细浸染型原生金矿高级氧化预处理技术的应用提供依据。以载金黄铁矿为研究对象,分别考察不同活化剂(Fe OOH、Fe2O3、Fe3O4、Fe S、Fe O、Fe SO4、纳米铁粉(nZⅥ)、Mn O2、Cu O)浓度、(NH4)2S2O8浓度、氧化预处理时间、氧化预处理温度、初始p H值等因素对黄铁矿氧化预处理的影响。采用c80微量热仪模拟了较优nZⅥ(Fe O/Fe SO4)-(NH4)2S2O8体系氧化预处理黄铁矿反应过程的热流情况。建立起了一种简便、快速测定nZⅥ-(NH4)2S2O8氧化预处理黄铁矿过程中硫酸根自由基(SO4-?)的分析方法。最后通过XRD、SEM-EDS、XPS、NMR和电子探针对部分氧化预处理黄铁矿矿渣的形貌、晶型结构、元素组成、孔径分布及化学氧化状态进行表征。采用高级氧化技术氧化黄铁矿活化方式研究结果表明,随着活化剂和(NH4)2S2O8用量的增加,黄铁矿氧化率总体呈上升趋势。通过活化剂和(NH4)2S2O8用量的改变对氧化预处理黄铁矿结果表明,(NH4)2S2O8用量改变对黄铁矿氧化率的影响较大,而活化剂用量的改变对黄铁矿氧化率影响不太显着,当单独使用(NH4)2S2O8或活化剂氧化黄铁矿情况下,黄铁矿氧化率很低,因此表明活化剂在氧化预处理黄铁矿过程中只起到一定的引发作用。在不同高级氧化体系下,初始p H值对黄铁矿氧化率的影响不显着;在常温常压下,nZⅥ(Fe O)-(NH4)2S2O8高级氧化预处理黄铁矿效果较明显,黄铁矿在0.5 h内最大氧化率分别达到91.12%、82.95%;随温度的升高,活化剂(Fe OOH、Fe2O3、Fe3O4、Fe S、Fe SO4、Mn O2、Cu O)-((NH4)2S2O8)体系高级氧化预处理黄铁矿,黄铁矿氧化率整体呈上升趋势,其中Fe SO4为活化剂时氧化效果较明显,当温度为60℃时,黄铁矿在0.5 h内最大氧化率为57.31%。通过XRD、XPS、SEM-EDS、NMR及电子探针对部分氧化预处理黄铁矿矿渣表征分析结果表明,黄铁矿浸出前表面形貌规则,浸出后表面发生氧化,逐渐产生凹陷和裂缝,空隙变大,形成许多孔洞,此氧化过程会伴随中间体生成,如多硫化物(Fe Sn),缺铁硫化物(Fe1-xS2),并且氧化预处理后黄铁矿的矿渣并未发现新的包裹物生成,氧化预处理只是对黄铁矿发生氧化溶解。c80微量热仪结果表明,nZⅥ(Fe O)-(NH4)2S2O8高级氧化预处理黄铁矿为放热反应,Fe SO4-(NH4)2S2O8高级氧化预处理黄铁矿为吸热反应,反应热分别是-3889.56 J/g、-692.56 J/g和587.35 J/g,表明活化剂为nZⅥ时氧化预处理更容易进行。最后测定了1 h内nZⅥ与(NH4)2S2O8氧化黄铁矿反应过程中SO4-?的相对浓度,分析得出SO4-?相对浓度随时间先快速增加然后逐渐减少,最后趋于零,并且计算出在7min时SO4-?最大相对浓度为7.533 mmol/L,这也间接证明了黄铁矿氧化率在7 min就能达到84.24%。研究结果表明黄铁矿活化方式研究在前期研究基础上筛选和优化出更高效、引发作用更显着的nZⅥ作为活化剂,对后续微细浸染型载金黄铁矿氧化浸出的高效应用具有一定的参考价值。
吴冰[7](2020)在《复杂难处理金矿石预处理工艺研究现状及进展》文中进行了进一步梳理复杂难处理金矿石中因金被硫化矿物或脉石矿物所包裹等导致浸出过程中金浸出率低,而预处理工艺可以有效打开金的包裹,使金解离裸露,从而提高金综合回收率。介绍了5种主要的预处理工艺,包括超细磨工艺、焙烧氧化工艺、热压氧化工艺、生物氧化工艺及化学氧化工艺,阐述了各工艺的基本原理、工艺流程、研究进展及工业应用情况,并对各工艺的优缺点进行了分析比较,旨在为复杂难处理金矿石提金提供理论依据和技术参考。
赵盛林,南天翔[8](2020)在《难处理锡铅共生精矿绿色高效冶炼工艺》文中研究指明针对难处理锡铅共生精矿,开发了一种"固砷-还原固硫低温熔炼"的冶炼工艺,对比传统富氧顶吹、底吹锡铅还原工艺,新工艺锡直收率提升60%~70%,铅直收率提升70%~90%,锡、铅直收率均接近98.5%;还原反应温度降低300~600℃,两段式升温可有效避免铅、砷等重金属粉尘及低浓度SO2的排放,一步炼制法可大幅提高锡铅回收率,降低成本。其中固砷反应的较优工艺参数为:反应温度200~300℃,反应时间>20 min,固砷剂的用量是锡铅精矿中As氧化物反应理论质量的2倍以上,锡铅合金中的含砷量稳定在0.000 3%左右,排出烟气中As含量稳定在0.003酃。还原剂低温熔炼的较优工艺参数为:反应温度750~1 200℃,反应时间>80 min,还原剂用量与投入锡铅精矿质量的比例>5%,固硫剂的用量是锡铅精矿中金属硫化物反应理论质量的0.5倍及以上,锡铅合金中的Sn直收率稳定在97.2%~98.1%,Pb直收率稳定在95.4%~98.2%,锡铅合金中的硫元素占比稳定在0.001%左右。
何易[9](2020)在《某金精矿的固硫焙烧及硫代硫酸盐浸金工艺研究》文中研究表明富含砷和硫的难处理金矿石在进行焙烧氧化预处理时产生的二氧化硫等有害物质,如直接排放会导致严重的空气污染。氰化法浸金是最为传统的浸金工艺,但是它也是一种对环境有危害的提金工艺。因此,探索出适应特定金精矿的无污染焙烧工艺,以及适应于该焙砂的无毒、无污染的浸金方法具有很重要的意义。本文探讨了在焙烧氧化过程中添加钙盐、钠盐和镁盐以期对有害物质进行固化,采用铜-氨-硫代硫酸盐体系浸出所得焙砂中的金,以此减少焙烧过程和浸金过程中对环境的污染。对此,对金精矿进行固化焙烧预处理,考察了固化剂种类、固化剂用量、焙烧温度以及焙烧时间等因素对固硫效果的影响;综合比较金精矿在焙烧后的金的浸出率以及有害物质的固化效果来确定最终适合该精矿石的固化焙烧条件;采用BET、SEM-EDS、XRD、XPS等对金精矿焙烧前后的性能进行了表征。试验结果表明,钙基固化试剂对二氧化硫的固化效果较好,其中Ca(OH)2的效果最为理想,Ca/S为1.0-1.5,焙烧温度为650℃,焙烧时间为3 h,金精矿中硫的固化效率可达84.67%。经过固化焙烧工艺后所得焙砂适用于铜-氨-硫代硫酸盐浸金体系,其中钙基固化预处理后的焙砂在铜-氨-硫代硫酸盐体系中金的浸出率可达90%。X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)以及BET比表面积测试法分析表明:经固化焙烧预处理后金精矿中的黄铁矿和毒砂被氧化为赤铁矿以及硫酸钙,这一工艺过程也使得包裹着金的硫化物得以分解,金精矿表面产生了更多的孔隙,让金颗粒可以有更多的界面反应活性点与浸出液接触,以此提高了金的浸出率。X射线光电子能谱分析(XPS)分析证明,固化焙烧这一预处理过程中,金精矿中砷黄铁矿的砷和硫都分别被氧化成稳定的砷酸盐(或亚砷酸盐)和硫酸盐遗留于焙砂中。
郭平[10](2020)在《难处理金矿超声强化预处理研究》文中指出难处理金矿中金的载体矿物通常是金属硫化物,以黄铁矿和毒砂为主。开发利用难处理金矿最有效的手段是氧化预处理,目的是破坏硫化物对金的包裹,使金易于浸出。化学氧化预处理工艺反应速度快、无废气污染、流程简单,具有很强的适应性和发展潜力。针对提取过程中矿物与浸出过程的包裹难题与碳质物料的劫金难题等,本文以云南某地难处理金矿为研究对象,提出超声强化难处理金矿预处理的新思路。主要研究内容包括:(1)超声条件下NaOH-Na2S选择性除锑的工艺参数优化为消除锑对难处理金矿提取金过程的不利影响,本研究提出采用氢氧化钠体系下硫化钠浸出法预先从含锑难处理金矿中选择性脱除锑。研究了硫化钠(0.5~2mol/L Na2S)和氢氧化钠(0.5~2.5 mol/L)、温度(20~80℃)和超声功率等主要影响因素对锑浸出率的影响。正交优化分析表明各因数影响顺序为:温度>超声波功率>硫化钠浓度>超声波时间。最佳浸出条件为:时间60 min,温度55℃,硫化钠浓度2 mol/L,超声功率1500 W。在此条件下,锑的平均浸出率为94.50%。在相同条件下,未经超声处理的锑浸出率仅为58.37%。与文献相比超声波大幅降低了脱除锑的温度、时间、Na OH和Na2S浓度。除锑后金的浸出率由13.35%提高到40.56%。超声波强化浸出除锑矿金的浸出率达68.90%。(2)超声条件下Na OH-Na2S选择性除锑动力学分析通过动力学分析表明超声浸出和常规浸出均由表面化学反应控制。建立了动力学方程:常规:1-(1-x)1/3=6.69×10-4·CNaOH1.1·CNa2S1.3·r0-1·e-48390/8.314T·t(4.8)超声:1-(1-x)1/3=5.97×10-6·CNaOH0.7·CNa2S1.1·r0-1·e-33880/8.314T·t(4.9)与常规浸出相比,超声增加锑浸出率的原因在于超声降低了表观活化能,剥离了反应层,减小了粒子尺寸,降低了反应温度。(3)锰阳极泥—硫酸体系预处理难处理金矿研究结合难处理矿石的氧化预处理和锰阳极泥的还原浸出,开发了一种从难处理金矿提取金和锰阳极泥浸出锰的新工艺。采用响应面法优化了时间,温度和硫酸浓度对锰浸出效率的影响。在两矿比为1:0.5,硫酸浓度为1.25 mol/L,温度为85℃,浸出时间为2.5 h的条件下,锰的浸出效率为91.64%。经过预处理后金的提取效率达到90.30%,远远高于未处理矿石。金的浸出效率的提高归因于黄铁矿的破坏和金矿石尺寸的减小。因此,锰阳极泥的浸出与金精矿的氧化预处理之间的协同作用不仅实现了锰的浸出,而且提高了金的浸出效率。
二、金精矿固砷固硫焙烧提金工艺设计(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、金精矿固砷固硫焙烧提金工艺设计(论文提纲范文)
(1)贵铅合金各组元在真空分离过程中的挥发及冷凝规律研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
第一章 绪论 |
1.1 贵金属的生产与来源 |
1.1.1 一次矿产资源中贵金属的生产 |
1.1.2 二次资源中贵金属的生产 |
1.1.3 铅、铜冶炼副产品中贵金属的生产 |
1.2 铅阳极泥中提炼回收各金属 |
1.2.1 火法处理工艺 |
1.2.2 湿法处理工艺 |
1.3 铜阳极泥中提炼回收各金属 |
1.3.1 火法工艺 |
1.3.2 湿法工艺 |
1.4 贵铅中提炼回收各金属 |
1.4.1 传统冶炼法 |
1.4.2 真空蒸馏工艺 |
1.5 课题的提出与意义 |
1.6 课题的主要研究内容与创新点 |
1.6.1 主要研究内容 |
1.6.2 创新点 |
第二章 理论分析 |
2.1 纯物质饱和蒸气压 |
2.2 气液平衡相图 |
2.2.1 Pb-Me 气液平衡相图分析 |
2.2.2 Sb-Me 气液平衡相图分析 |
2.3 相图分析 |
2.3.1 铅基二元相图分析 |
2.3.2 铋基二元相图分析 |
2.3.3 锑基二元相图分析 |
2.4 分子自由程分析 |
2.4.1 分子平均自由程的影响因素 |
2.4.2 分子平均自由程的计算 |
2.5 本章小结 |
第三章 贵铅中单质组分的冷凝规律实验研究 |
3.1 实验设备 |
3.2 实验操作流程 |
3.3 温度场模拟 |
3.4 单质铅实验的结果讨论与分析 |
3.4.1 挥发率变化 |
3.4.2 优势冷凝区域研究 |
3.5 单质锑实验的结果讨论与分析 |
3.5.1 蒸馏温度对优势冷凝区域的影响 |
3.5.2 恒温时间对优势冷凝区域的影响 |
3.5.3 物料质量对优势冷凝区域的影响 |
3.6 单质银、铜实验的结果讨论与分析 |
3.6.1 挥发率的研究 |
3.6.2 单质银的优势冷凝区域研究 |
3.7 本章小结 |
第四章 贵铅合金的真空蒸馏冷凝规律验证实验研究 |
4.1 实验原料 |
4.2 实验设备 |
4.3 未调控冷凝高度的真空蒸馏实验研究结果讨论与分析 |
4.3.1 挥发率 |
4.3.2 贵铅中各组元的分离与回收 |
4.4 调控冷凝高度后真空蒸馏实验结果讨论与分析 |
4.4.1 蒸馏温度和调控冷凝高度对实验的影响 |
4.4.2 产物中Pb、Sb的分布情况 |
4.4.3 Cu-Ag-Sb合金分离实验 |
4.5 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 A 攻读硕士学位期间参与的科研项目 |
附录 B 攻读硕士学位期间取得的学术成果 |
(2)氰化尾渣脱氰技术及有价金属回收研究进展(论文提纲范文)
1 氰化提金法的现状 |
2 氰化尾渣处理 |
2.1 氰化尾渣成分及危害性 |
2.2 氰化尾渣国内外处理现状 |
2.2.1 氰化尾渣国内处理现状 |
2.2.2 氰化尾渣国外处理现状 |
3 氰化尾渣脱氰技术 |
3.1 传统脱氰技术 |
3.2 脱氰新技术 |
3.3 其它处理技术 |
4 氰化尾渣中金属的回收利用 |
4.1 金和银 |
4.1.1 湿法冶金 |
4.1.2 火法冶金 |
4.1.3 熔融氯化挥发法 |
4.1.4 浮选法 |
4.1.5 生物浸出法 |
4.2 铜、铅和锌 |
4.3 铁 |
4.4 碲 |
5 结论 |
(3)电积粗锑真空蒸馏提纯锑富集金的研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
第一章 绪论 |
1.1 锑的性质及用途 |
1.1.1 锑的性质 |
1.1.2 锑的用途 |
1.2 锑的资源、产量及消费 |
1.2.1 锑资源概况 |
1.2.2 锑的产量 |
1.2.3 锑的消费 |
1.3 锑的生产现状 |
1.3.1 挥发焙烧(熔炼)-还原熔炼法 |
1.3.2 低温固硫还原熔炼法 |
1.3.3 非挥发焙烧-还原溶析法 |
1.3.4 硫化钠浸出-硫代亚锑酸钠溶液电积法 |
1.3.5 氯化浸出-氯化锑溶液电积(置换)法 |
1.3.6 矿浆电解法 |
1.4 锑的精炼现状 |
1.4.1 碱性火法精炼 |
1.4.2 电解精炼 |
1.4.3 真空蒸馏精炼 |
1.4.4 区域熔炼 |
1.5 课题的提出 |
1.5.1 研究背景及意义 |
1.5.2 研究内容 |
第二章 实验原料、方法及设备 |
2.1 原料表征 |
2.1.1 化学成分 |
2.1.2 物相组成 |
2.1.3 形貌分析 |
2.2 实验方法 |
2.2.1 电积粗锑真空蒸馏实验 |
2.2.2 电积粗锑熔化脱钠盐实验 |
2.3 实验设备 |
2.3.1 电积粗锑真空蒸馏设备 |
2.3.2 电积粗锑熔化、捞渣脱钠盐设备 |
2.4 本章小结 |
第三章 电积粗锑真空蒸馏理论及实验研究 |
3.1 理论基础 |
3.1.1 热力学分析 |
3.1.2 动力学分析 |
3.2 实验研究 |
3.2.1 蒸馏温度对提纯锑富集金的影响 |
3.2.2 保温时间对提纯锑富集金的影响 |
3.2.3 残留物分析 |
3.2.4 平均蒸发速率计算 |
3.3 扩大试验 |
3.4 本章小结 |
第四章 电积粗锑熔化脱钠盐及扩大真空蒸馏试验研究 |
4.1 理论基础 |
4.2 实验研究 |
4.2.1 熔化温度对锑、金在浮渣中分布的影响 |
4.2.2 保温时间对锑、金在浮渣中分布的影响 |
4.2.3 空气气氛下熔化脱钠盐的研究 |
4.3 扩大试验 |
4.4 百公斤级扩大真空蒸馏试验 |
4.4.1 水洗电积粗锑真空蒸馏 |
4.4.2 冷凝锑液真空蒸馏 |
4.5 经济技术初步分析 |
4.5.1 工艺流程的确定 |
4.5.2 物料平衡 |
4.5.3 经济概算 |
4.6 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 攻读学位期间取得的代表性成果 |
(4)含砷难浸金矿碱性加压自浸金机理及工艺研究(论文提纲范文)
致谢 |
摘要 |
Abstract |
1 引言 |
2 文献综述 |
2.1 含砷金矿资源概述 |
2.1.1 难处理金矿资源类型特征 |
2.1.2 金矿难处理的原因 |
2.1.3 含砷金矿中砷对金浸出的影响 |
2.2 含砷金矿回收工艺研究及应用 |
2.2.1 含砷金矿预处理技术 |
2.2.2 金矿浸出方法研究现状 |
2.3 硫代硫酸盐浸金研究现状 |
2.3.1 硫代硫酸盐基本性质 |
2.3.2 硫代硫酸盐浸金基本原理 |
2.3.3 硫代硫酸盐浸金工艺的研究进展 |
2.3.4 硫代硫酸盐浸金存在的问题 |
2.3.5 硫代硫酸盐在硫化矿氧化过程中的原位生成 |
2.4 小结 |
3 研究内容与研究方法 |
3.1 研究目标 |
3.2 技术路线 |
3.3 研究内容 |
3.4 试验原料 |
3.4.1 试验矿石 |
3.4.2 试验药剂及仪器 |
3.5 研究方法 |
4 黄铁矿加压碱性氧化过程及物质转化规律 |
4.1 黄铁矿氧化热力学特征 |
4.2 黄铁矿氧化电化学响应特征 |
4.3 黄铁矿氧化生成产物分析 |
4.4 黄铁矿氧化工艺条件研究 |
4.4.1 粒度对黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
4.4.2 搅拌速率对黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
4.4.3 液固比对黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
4.4.4 氧压对黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
4.4.5 NaOH浓度对黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
4.4.6 温度对黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
4.5 碳酸钠添加对黄铁矿氧化反应过程优化 |
4.5.1 碳酸钠作用机制 |
4.5.2 碳酸钠作用试验研究 |
4.6 小结 |
5 砷黄铁矿加压碱性氧化过程及物质转化规律 |
5.1 砷黄铁矿氧化热力学特征 |
5.2 砷黄铁矿氧化电化学响应特征 |
5.3 砷黄铁矿氧化生成产物分析 |
5.4 砷黄铁矿氧化工艺条件研究 |
5.4.1 粒度对砷黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
5.4.2 搅拌转速对砷黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
5.4.3 液固比对砷黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
5.4.4 氧压对砷黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
5.4.5 NaOH浓度对砷黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
5.4.6 温度对砷黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
5.5 砷黄铁矿氧化动力学 |
5.5.1 氧化动力学方法基础 |
5.5.2 砷黄铁矿氧化动力学参数确定 |
5.6 砷黄铁矿氧化机理 |
5.7 小结 |
6 碱性加压氧化产物溶金性能研究 |
6.1 硫代硫酸盐碱性加压无铜、铵条件下溶金性能 |
6.1.1 硫代硫酸盐氧化过程 |
6.1.2 硫代硫酸盐稳定性研究 |
6.1.3 硫代硫酸盐无铜、铵溶金电化学 |
6.1.4 硫代硫酸盐碱性加压无铜、铵溶金性能 |
6.1.5 硫代硫酸盐碱性加压无铜、铵溶金机理 |
6.2 一硫代砷酸盐碱性溶液溶金性能 |
6.2.1 金在一硫代砷酸盐溶液中电化学溶解行为 |
6.2.2 金在一硫代砷酸盐溶液中溶解试验 |
6.2.3 金在一硫代砷酸盐溶液中溶解机理 |
6.3 小结 |
7 含砷难处理金矿碱性加压氧化自浸金工艺研究 |
7.1 碱性加压氧化自浸金工艺 |
7.1.1 粒度对含砷金精矿自浸金效率的影响 |
7.1.2 液固比对含砷金精矿自浸金效率的影响 |
7.1.3 氧气压力对含砷金精矿自浸金效率的影响 |
7.1.4 添加剂对含砷金精矿自浸金效率的影响 |
7.1.5 温度对含砷金精矿自浸金效率的影响 |
7.1.6 碱浓度对含砷金精矿自浸金效率的影响 |
7.1.7 碳酸钠对含砷金精矿自浸金效率的影响 |
7.2 含砷难处理金矿氧化产物分析 |
7.3 小结 |
8 结论 |
8.1 主要结论 |
8.2 创新点 |
参考文献 |
作者简历及在学研究成果 |
学位论文数据集 |
(5)原矿焙烧提金技术分析(论文提纲范文)
引言 |
1 原矿焙烧关键核心技术 |
1.1 干式磨矿技术 |
1.1.1 国外碎磨技术 |
1.1.2 国内碎磨技术 |
1.2 焙烧技术 |
1.2.1 富氧焙烧 |
1.2.2 循环焙烧 |
1.2.3 一炉两段焙烧 |
2 原矿焙烧技术应用实例 |
2.1 国内应用实例 |
2.1.1 少硫化物微细浸染型难处理金矿石 |
2.1.2 中等硫化物微细浸染型难处理金矿石 |
2.1.3 少硫化物微细浸染硅酸盐包裹型难处理金矿石 |
2.1.4 矿物学因素分析 |
2.2 国外应用实例 |
3 结语 |
(6)过硫酸盐高级氧化技术氧化黄铁矿活化方法研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
第一章 绪论 |
1.1 难处理金矿概述 |
1.2 难处理金矿的预处理方法 |
1.2.1 焙烧氧化法 |
1.2.2 加压氧化法 |
1.2.3 微生物氧化法 |
1.2.4 化学湿法氧化法 |
1.3 黄铁矿化学氧化研究现状 |
1.4 高级氧化技术研究现状 |
1.5 论文选题背景、研究目的、意义及内容 |
1.5.1 论文选题背景 |
1.5.2 研究的目的和意义 |
1.5.3 研究内容 |
第二章 试样、药剂、仪器设备及试验方法 |
2.1 试验样品及制备 |
2.2 试验药剂 |
2.3 试验仪器及设备 |
2.4 研究方法 |
2.4.1 黄铁矿氧化预处理 |
2.4.2 建立硫酸根自由基在线测试方法 |
2.4.3 测试分析 |
2.5 黄铁矿纯矿物氧化率的计算 |
2.6 化验方法 |
2.6.1 全铁离子的浓度测定方法 |
2.6.2 二价铁离子的浓度测定方法 |
2.6.3 三价铁离子的浓度测定方法 |
第三章 矿石性质 |
3.1 黄铁矿主要元素成分及矿物组成分析 |
3.2 黄铁矿电子探针分析 |
第四章 过硫酸铵高级氧化技术氧化黄铁矿活化方法研究 |
4.1 探索试验 |
4.2 不同预处理时间对黄铁矿氧化率的影响 |
4.3 过硫酸铵浓度对黄铁矿氧化率的影响 |
4.4 活化剂浓度对黄铁矿氧化率的影响 |
4.5 初始pH值对黄铁矿氧化率的影响 |
4.6 温度对黄铁矿氧化率的影响 |
4.7 优化条件下时间对黄铁矿氧化率的影响 |
4.8 本章小结 |
第五章 nZⅥ-S_2O_8~(2-)高级氧化体系中黄铁矿氧化预处理过程中中间体SO_4~-·的测定 |
5.1 不同(NH_4)_2S_2O_8浓度氧化预处理黄铁矿过程的吸收光谱图 |
5.2 Ce(Ⅳ)的标准曲线 |
5.3 硫酸用量对Ce(Ⅳ)测定的影响 |
5.4 三乙醇胺用量对Ce(Ⅳ)测定的影响 |
5.5 显色剂Ce_2(SO_4)_3·~8H_2O浓度对Ce(Ⅳ)测定的影响 |
5.6 测定nZⅥ-S_2O_8~(2-)体系氧化预处理黄铁矿过程中SO_4~-·的含量 |
5.7 本章小结 |
第六章 nZⅥ(FeSO_4/FeO)-S_2O_8~(-2)体系氧化预处理黄铁矿的机理研究 |
6.1 nZⅥ (FeSO_4/FeO)-S_2O_8~(2-)体系氧化预处理黄铁矿浸渣前后的XRD分析 |
6.2 nZⅥ (FeSO_4/FeO)-S_2O_8~(2-)氧化预处理黄铁矿的c80微量热仪分析 |
6.3 nZⅥ-S_2O_8~(2-)氧化预处理黄铁矿浸渣前后的SEM-EDS测试分析 |
6.4 nZⅥ (FeSO_4/FeO)-S_2O_8~(2-)氧化预处理黄铁矿浸渣前后的XPS分析 |
6.5 nZⅥ (FeSO_4/FeO)-S_2O_8~(2-)氧化预处理黄铁矿浸渣前后的电子探针分析 |
6.6 nZⅥ-S_2O_8~(2-)氧化预处理黄铁矿浸渣前后的孔隙率分析 |
6.7 本章小结 |
第七章 结论与展望 |
7.1 结论 |
7.2 创新点 |
7.3 不足与展望 |
参考文献 |
致谢 |
附录 A |
(7)复杂难处理金矿石预处理工艺研究现状及进展(论文提纲范文)
引言 |
1 超细磨工艺 |
2 焙烧氧化工艺 |
2.1 一段/二段焙烧 |
2.2 固化焙烧 |
2.3 富氧焙烧 |
3 热压氧化工艺 |
3.1 酸性热压氧化 |
3.2 碱性热压氧化 |
4 生物氧化工艺 |
5 化学氧化工艺 |
5.1 硝酸氧化 |
5.2 电化学氧化 |
5.3 碱浸氧化 |
6 结语 |
(8)难处理锡铅共生精矿绿色高效冶炼工艺(论文提纲范文)
1 实验 |
1.1 实验原料和试剂 |
1.2 实验原理 |
1.2.1 固砷反应 |
1.2.2 固硫反应 |
1.3 工艺流程 |
1.4 分析与表征 |
2 结果与讨论 |
2.1 固砷反应试验 |
2.1.1 反应温度对固砷反应的影响 |
2.1.2 反应时间对固砷反应的影响 |
2.1.3 固砷剂用量对固砷反应的影响 |
2.2 还原固硫反应试验 |
2.2.1 反应温度对固硫反应的影响 |
2.2.2 反应时间对固硫反应的影响 |
2.2.3 还原剂用量对固硫反应的影响 |
2.2.4 固硫剂用量对固硫反应的影响 |
2.3 综合条件试验 |
3 结论 |
(9)某金精矿的固硫焙烧及硫代硫酸盐浸金工艺研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
第一章 绪论 |
1.1 难处理金矿 |
1.2 难处理金矿的预处理方法 |
1.2.1 化学氧化法 |
1.2.2 微生物氧化法 |
1.2.3 热压氧化法 |
1.2.4 焙烧氧化法 |
1.2.5 几种预处理方法的对比 |
1.3 焙烧氧化法的发展进程 |
1.3.1 传统焙烧法 |
1.3.2 纯氧焙烧法 |
1.3.3 固化焙烧 |
1.4 浸金方法 |
1.4.1 氰化法 |
1.4.2 卤素法 |
1.4.3 硫脲法 |
1.4.4 硫代硫酸盐法 |
1.5 课题的提出 |
1.6 研究内容及意义 |
1.6.1 主要研究内容 |
1.6.2 研究意义 |
第二章 试验材料及试验方法 |
2.1 试验试剂及试验设备 |
2.1.1 试验试剂 |
2.1.2 仪器设备 |
2.2 研究方法 |
2.2.1 固化焙烧氧化 |
2.2.2 焙砂的硫代硫酸盐浸出 |
2.3 分析检测方法 |
2.3.1 化学分析 |
2.3.1.1 金含量的测定 |
2.3.1.2 硫含量的测定 |
2.3.1.3 S_2O_3~(2-)浓度的测定 |
2.3.2 仪器测定 |
2.3.2.1 X射线衍射 |
2.3.2.2 XPS |
2.3.2.3 SEM-EDS |
2.3.2.4 比表面积分析 |
第三章 矿石基本性质 |
3.1 金精矿性质 |
3.2 金精矿直接浸出 |
3.2.1 氰化法直接浸出 |
3.2.2 硫代硫酸盐直接浸出 |
3.3 金精矿的热重分析 |
3.4 金精矿的焙烧氧化条件优化 |
3.5 本章小结 |
第四章 固化剂种类及用量对硫固化率、金浸出率以及硫代硫酸盐消耗的影响 |
4.1 固化剂种类及用量对硫固化率的影响 |
4.1.1 钙基固化剂固硫效率研究 |
4.1.2 钠基固化剂固硫效率研究 |
4.1.3 镁基固化剂固硫效率研究 |
4.2 固化焙烧过程中固化剂的利用率 |
4.3 固化焙烧工艺对金浸出率的影响 |
4.4 固化焙烧工艺在浸金过程中对硫代硫酸盐消耗的影响 |
4.4.1 钙基固化剂在浸金过程中硫代硫酸盐消耗 |
4.4.2 钠基固化剂在浸金过程中硫代硫酸盐消耗 |
4.4.3 镁基固化剂在浸金过程中硫代硫酸盐消耗 |
4.5 焙烧时间及温度对固化效果的影响 |
4.6 本章小结 |
第五章 焙砂的表征 |
5.1 BET表面积、孔隙体积和孔径测量 |
5.2 扫描电子显微镜-能量色散光谱 |
5.3 焙砂的XRD分析 |
5.4 XPS分析焙砂 |
5.5 本章小结 |
第六章 结论 |
6.1 结论 |
6.2 创新点 |
6.3 展望 |
致谢 |
参考文献 |
附录:攻读硕士期间研究成果及参与项目 |
(10)难处理金矿超声强化预处理研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
第一章 绪论 |
1.1 目前国内外金矿资源现状 |
1.2 难处理金矿的分类及其难浸原因 |
1.3 难处理金矿石的特性及类型 |
1.4 难处理金矿的预处理工艺 |
1.4.1 焙烧氧化法 |
1.4.2 热压氧化法 |
1.4.3 微生物氧化法 |
1.4.4 化学预处理法 |
1.4.5 磁脉冲预处理 |
1.4.6 超细磨技术预处理 |
1.5 超声及其应用概述 |
1.5.1 超声的简介 |
1.5.2 超声强化的基本原理 |
1.5.3 超声在有色金属冶金中的应用 |
1.6 本论文的研究内容和意义 |
1.6.1 研究意义 |
1.6.2 研究内容 |
1.6.3 本文的创新之处 |
第二章 实验原料、设备及研究方法 |
2.1 实验原料 |
2.2 物料中金的赋存状态 |
2.3 实验试剂与设备 |
2.4 实验方法 |
2.4.1 浸出实验方法 |
2.4.2 测定方法 |
第三章 超声条件下NaOH-Na_2S体系预处理难处理金矿 |
3.1 超声条件下NaOH-Na_2S体系预处理除锑的单因素实验 |
3.1.1 硫化钠浓度对锑浸出率的影响 |
3.1.2 温度对锑浸出率的影响 |
3.1.3 浸出时间对锑浸出率的影响 |
3.1.4 氢氧化钠浓度对锑浸出率的影响 |
3.1.5 超声功率对锑浸出率的影响 |
3.2 正交实验 |
3.3 浸出渣分析 |
3.4 金的浸出实验 |
3.5 本章小节 |
第四章 浸出动力学研究 |
4.1 反应条件对浸出过程的影响 |
4.1.1 搅拌速度对锑浸出的影响 |
4.1.2 反应温度对锑浸出的影响 |
4.1.3 粒度对锑浸出的影响 |
4.1.4 氢氧化钠对锑浸出的影响 |
4.1.5 硫化钠对锑浸出的影响 |
4.2 浸出动力学方程 |
4.3 浸出渣的扫描电镜表征 |
4.4 本章小节 |
第五章 难处理金矿石的氧化预处理和锰阳极泥的还原浸出 |
5.1 锰阳极泥用于难处理金矿预处理的原理 |
5.2 锰阳极泥处理难处理金矿的单因素实验 |
5.2.1 矿比对锰浸出率的影响 |
5.2.2 硫酸浓度对锰浸出率的影响 |
5.2.3 温度对锰浸出率的影响 |
5.2.4 时间对锰浸出率的影响 |
5.3 金浸出实验 |
5.4 金矿石处理前后矿物学分析 |
5.5 响应曲面法优化实验 |
5.5.1 金矿石与锰阳极泥质量比的影响 |
5.5.2 响应曲面分析 |
5.5.3 响应面优化和模型验证 |
5.6 金的浸出实验 |
5.7 矿物学分析 |
5.8 本章小节 |
第六章 结论 |
致谢 |
参考文献 |
附录 |
附录A 攻读学位期间发表论文 |
四、金精矿固砷固硫焙烧提金工艺设计(论文参考文献)
- [1]贵铅合金各组元在真空分离过程中的挥发及冷凝规律研究[D]. 周毅. 昆明理工大学, 2021
- [2]氰化尾渣脱氰技术及有价金属回收研究进展[J]. 李育彪,陈坤,郑仁军. 矿产保护与利用, 2021(01)
- [3]电积粗锑真空蒸馏提纯锑富集金的研究[D]. 张峰. 昆明理工大学, 2021
- [4]含砷难浸金矿碱性加压自浸金机理及工艺研究[D]. 吴浩. 北京科技大学, 2021(02)
- [5]原矿焙烧提金技术分析[J]. 张清波. 黄金, 2020(09)
- [6]过硫酸盐高级氧化技术氧化黄铁矿活化方法研究[D]. 马建. 贵州大学, 2020(04)
- [7]复杂难处理金矿石预处理工艺研究现状及进展[J]. 吴冰. 黄金, 2020(05)
- [8]难处理锡铅共生精矿绿色高效冶炼工艺[J]. 赵盛林,南天翔. 有色金属科学与工程, 2020(03)
- [9]某金精矿的固硫焙烧及硫代硫酸盐浸金工艺研究[D]. 何易. 昆明理工大学, 2020(04)
- [10]难处理金矿超声强化预处理研究[D]. 郭平. 昆明理工大学, 2020(04)