一、用氯化铜浸出硫化铜精矿回收铜铅硫（论文文献综述）
刘勇[1]（2017）在《杂铜阳极泥综合回收有价金属新工艺研究》文中研究表明2016年国内废铜占电解铜总产量的21.0%,与2010年相比下降了 16.5%。由于国内废铜与电解铜价差缩小,废铜在冶炼企业的成本优势减弱。所产生的的杂铜阳极泥与普通铜阳极泥相比,主金属Pb、Sn、Cu、Ag含量比较高,但几乎不含有稀散元素Se、Te。故综合回收其中有价金属具有重要的意义,同时能够使企业产生更好的经济效益。本文采用火法-湿法冶金相结合工艺处理杂铜阳极泥。首先从理论上分析了碳热还原、真空挥发以及硫酸浸出除铜的热力学分析,理论分析表明了碳热还原、真空挥发及硫酸常压浸出脱铜的可行性。并以杂铜阳极泥为原料分别进行了制样、碳热还原、真空挥发、常压硫酸浸出脱铜以及硫代硫酸钠沉铜的实验研究。（1）以广西某厂所产出的杂铜阳极泥为原料,其中Pb、Sn分别以PbS04、Sn02物相存在于原料中。将干燥后的杂铜阳极泥与还原性碳混合均匀后在压片机3MPa压力下进行压片。将片放在石墨坩埚中在马弗炉,在配炭量12.7%、还原时间60min、还原温度1200℃条件下。Pb还原率可达到85.26%;Sn还原率可达到85.35%;Cu还原率可达到82.84%;Ag含量可达到9.78%,富集了 2.22倍;Au的含量可达到420g/t,富集了 2.23倍。（2）碳热还原产物在挥发温度1050℃时,挥发时间为75min条件下进行真空挥发。Pb的挥发率可达到95.46%;SnS挥发率可达到91.7%;Cu残余率可达到98.57%;残留物中Ag含量由9.78%富集到25.94%,富集率为2.65倍,与原料相比富集了 5.88倍。Au含量由420g/t富集到可1100g/t,富集率为2.62倍,与原料相比富集了 5.85倍。（3）浸出工艺过程中,在氯酸钠用量为理论用量5倍、硫酸浓度3mol/L、搅拌速度300r/min、液固比5、80℃下浸出2h条件下,Cu的浸出率可达94.4%。（4）硫代硫酸钠沉铜工艺过程中,在硫代硫酸钠用量为理论用量6倍、浸出温度80℃、浸出时间2h、搅拌速度300r/min,Cu的去除率可达到99.3%。
周娟[2]（2015）在《高铁硫化铜铅矿焙烧—浸出分离铜研究》文中提出铜是我国经济发展中不可替代的重要原料,但我国的铜矿资源缺乏,且随着矿产资源的大量开采及消耗,矿石品位逐年下降,并呈现以下特点：贫矿多、富矿少；共生矿多、单一矿少、嵌布粒度较细；矿石的选别性能较差并且许多矿石中伴生较多的杂质元素,如铁、铅、锌、硫、金、银、镍及有害元素砷等。己探明的铜矿资源中,有约56%储量的铜品位不到0.7%,由于铜铅的浮选性质比较相近,采用常规选矿方法难以分离出铜、铅、铁等金属,而往往产出大量的多金属低品位复杂多金属硫化矿。复杂铜铅硫化矿含铅量较高时,在火法冶炼过程中,无论作为冶炼铜还是冶炼铅的原料,均难以得到较高的铜、铅回收率。因此,复杂多金属硫化铜矿的湿法处理工艺主要有两类：一类是焙烧预处理—浸出法,另一类是直接浸出方法。论文探讨了钙化焙烧—酸浸和氧化焙烧—酸浸分离铜两种工艺,。详细研究了焙烧的粒度、浸出剂浓度、搅拌速率、液固比、浸出时间和浸出温度等工艺条件对铜浸出率的影响。结果表明,钙化焙烧—酸浸工艺固硫效果好,铜浸出率高,环境友好,能达到高效选择性分离复杂硫化铜矿中的铜。获得焙烧浸出过程的最佳工艺参数,其中钙化焙烧的最佳工艺参数为：焙烧温度820-C,焙烧时间1h,CaO添加量50%,球团粒度10.0±1.0mm,在此条件下添加剂的固硫率达到97.77%,固硫效果显着；酸浸过程最佳工艺参数为：液固比=6：1,酸度120g/L,搅拌速率500r/min,粒度-75μm,温度85℃,时间3.0h,在此条件下,铜、铁的浸出率分别为98.6%,18.96%.采用液固多相反应的未反应收缩核模型,考察了浸出温度、酸度、液固比、搅拌速率对硫化矿焙烧熟料中铜浸出反应速率的影响。动力学研究表明：在实验温度范围内,铜的浸出过程受有固体产物层生成的扩散控制,通过阿伦尼乌斯公式计算得反应的表观活化能Ea=19.21 kJ/mol,浸出液酸度、液固比、搅拌速率反应级数分别为：1.72,1.25和0.94。其中铜浸出过程的动力学方程为：1+2（1-x）-3（1-x）2/3=3.6×[H2SO4]1.72×（L/S）1.25×W0.94exp（-19210/RT）t采用响应曲面法的中心复合试验设计原理对浸出温度、酸度、粒度三个工艺参数进行研究并优化。结果表明：温度、酸度、液固比三者对浸出都有较显着的影响。在设定铜的浸出率最大,铁的浸出率最小条件下,通过响应曲面分析得到的最佳浸出工艺为：浸出温度70℃,液固比7.99：1,酸度102.44g/L,铜的浸出率达到96.05%,铁的浸出率为15.14%。通过验证在此条件下铜、铁的平均浸出率分别为96.17%,15.20%,二者偏差较小,表明该模型准确且优化方案可信。
孙安平[3]（2015）在《电炉熔炼杂铜阳极泥浸出渣炉渣物性研究》文中进行了进一步梳理二次铜资源通过熔炼获得粗铜,粗铜电解产出电解铜过程中,副产的杂铜阳极泥富集了金银和铅锡等诸多元素。本项目杂铜阳极泥由于锡铅含量高、含硫酸钡高,沿用铜阳极泥处理的湿法工艺或者顶吹转炉工艺都面临困难；锡、铅行业当下的阳极泥处理流程也不完全适合处理杂铜阳极泥。有色金属冶炼行业现行生产上使用的阳极泥处理流程中没有一个可以直接引用来处理该类杂铜阳极泥。该杂铜阳极泥含有金、银、锡、铜、铅、锑、镍、硒、铂、钯、钡和砷等元素。选择回收工艺流程的依据是产品形态、金属的回收率、设备投资、加工成本、工艺的稳定性和适应性、“三废”排放、作业过程的安全与清洁、金属在流程中的积压周期等要素。因此,根据该类杂铜阳极泥成分特点及清洁生产的要求,本文开发了一种新的联合法处理工艺,主干流程由杂铜阳极泥焙烧—硫酸溶浸—滤渣电炉还原熔炼一铅锡合金电解—焊锡阳极泥中回收贵金属等工序组成。在该工艺流程中,电炉熔炼作业指标的优劣,决定着金属的回收率。有色冶金常用的渣系是铁橄榄石为主的炉渣,为了避免杂铜阳极泥浸出渣熔炼铅锡合金时产生硬头,并且更有利于脱钡,本研究采用非铁渣系,为此,重点研究新渣型的物性,为电炉顺利作业提供渣型调整依据。本工艺流程的核心环节为电炉还原熔炼过程,通过一系列的渣型研究实验、测定参数之后,确定造渣剂成分为57.4%SiO2-21.3%CaO-13.9% Al2O3-7.4%Na2O时,炉渣性质达到矿热电炉冶炼需求。浸出过程中浸铜率为95.5%,浸银率为82.3%,浸出液含Cu16.28g/L,含Ag8.82g/L;熔炼过程所产熔炼渣含Pb2.22%、Sn1.06%、Ag205g/T,熔炼失重30%,铅的损失率2.77%,锡的损失率1.74%,银的损失率0.66%：该炉渣熔点1212℃；1300℃时的电导率为0.0345Ω-1.cm-1,粘度为3.579 Pa.s。本流程已被国内某废杂铜冶炼企业采用,处于工业设计阶段,本文研究工作为杂铜阳极泥处理流程的畅通打下坚实的基础,有利于有色金属资源的综合利用。
周娟,廖亚龙,李冰洁,黄斐荣[4]（2015）在《多金属复杂硫化铜矿中有价金属的分离研究现状与进展》文中指出综述了复杂铜铅硫化矿中铜锌及铅等有价金属的分离回收技术。通过阐述最近的几种处理复杂硫化铜矿的方法,分析和比较了各处理方法的特点,展望了研究趋势。指出:氧化焙烧预处理-浸出法和硫酸化焙烧-水浸法尽管工艺流程短且简单,但焙烧过程产生的SO2气体对环境污染严重;硫化焙烧-酸浸法能有效降低SO2气体的排放量,但其焙烧条件苛刻,难以实现工业化;高价铁盐浸出法存在高价铁盐损耗大、再生难的问题;使用氯盐体系直接浸出时还存在Cl-对设备腐蚀严重等问题;而氧压浸出和微生物浸出虽然也存在一些不足,但在处理复杂硫化铜矿过程中无有害废气产生,环境友好并且硫以单质硫的形式回收,能有效解决硫酸储存难问题,相信其在今后处理复杂多金属硫化矿中具有广阔的发展前景。
张铁民[5]（2014）在《兰坪复杂氧化铜矿选冶联合工艺研究》文中提出铜是一种重要的有色金属,也是一种工业基础材料。铜广泛应用于军工、电力、通讯、交通、运输、轻工、建筑、机械等行业。随着我国工业化和信息化进程的快速发展和推进,铜的消费需求急剧增长。2013年,我国的铜消费量达830万吨。目前我国可供工业开采和利用的铜矿资源严重短缺,每年需要进口近70%的铜原料。就铜资源而言,富铜矿和硫化矿等易于加工的铜矿资源日益减少,氧化铜矿资源所占比例逐渐增加。而在我国已探明的铜矿资源当中,相当大的部分是低品位难选的氧化铜矿,由于缺乏高效开发和利用新技术,未能得到很好的开发和利用。这些难处理的氧化铜矿主要分布在云南、湖北、广东、新疆、内蒙、四川和黑龙江等省区。云南兰坪燕子岩的氧化铜矿石含铜1.66%,氧化率86.75%,结合率20.48%,钙镁含量47.54%,砷含量为0.57%,伴生银含量153g/t。矿石中共有碳酸盐、硫化物、氧化物、硅酸盐、硫酸盐、砷酸盐六大类共15种矿物存在,主要的铜矿物为孔雀石和蓝铜矿,主要的脉石矿物为方解石和白云石。有害元素砷部分以独立矿物赋存在砷铜铅矿中,其余以微细粒包裹体或机械混入物赋存在脉石矿物中。该矿石中有价元素为铜和银,有害元素为砷。这些原矿性质表明:该铜矿石是一种典型的复杂难处理氧化铜矿石。为了高效利用该类氧化铜矿资源,深入研究其工艺矿物学特性和加工工艺,具有十分重要的意义。论文选择云南兰坪燕子岩氧化铜矿石为研究对象,探索了全浮选工艺,深入研究了该矿石工艺矿物学特性和常压氨浸-萃取-电积-浸渣浮选联合流程,获得了理想的技术指标。研究结果表明,采用全浮选工艺生产铜精矿,矿石中的砷将随着铜和银的富集而富集,无法使铜精矿中的砷含量达到铜精矿最低要求的砷标准;采用常压氨浸-萃取-电积工艺能够生产优质电积铜,浸渣浮选可以高效回收浸渣的铜和银,但仍然无法控制砷进入浮选产品中。全浮选工艺探索试验获得了铜精矿含铜品位21.61%,铜回收率66.13%,银品位为2058.82g/t,银回收率为68.35%的浮选指标,其中有害元素砷含量高达3.82%,远远超出铜精矿对砷元素含量的要求。常压氨浸-萃取-电积-浸渣浮选联合流程试验获得的最佳指标是:浸出作业铜浸出率78.92%,银浸出率8.07%。铜的萃取率99.98%,反萃率为98.48%,电积铜纯度≥99.95%,浸渣浮选获得铜品位3.84%、银品位1999.58g/t的银精矿。全流程银回收率82.33%。通过论文研究,认为该类氧化铜矿石加工难点是砷的脱除。"氨浸-萃取-电积"工艺能够实现铜砷分离。浸渣浮选能够有效回收伴生银,但无法避免有害元素砷进入精矿产品。论文为该类高砷复杂氧化铜矿选矿提供了一条合理的技术路线,也为该类矿石的高效利用奠定技术基础。
王晶[6]（2014）在《HQ0211菌氧化复杂难处理金矿的实验研究》文中进行了进一步梳理目前,合理、高效、环保地开发利用难处理金矿资源已成为世界各产金国面对的主要技术问题。随着预处理技术的深入研究,许多难处理金矿资源已得到较好的开发利用。特别是细菌氧化预处理技术的迅速发展与应用,使大部分难处理金矿的金回收率显着提高。本文以某含砷锑双重难处理金矿为研究对象,选用HQ0211菌为试验菌种,通过对该金矿的摇瓶浸出、3L氧化槽生物预氧化一氰化浸出的试验研究,以及在此基础上,进行的细菌连续氧化预处理放大试验,考察了HQ0211菌对该矿样的适应性,提高该难处理金矿的氧化率,进而提高金的回收率。并以辉锑矿为对象,研究其生物氧化后产物存在形式,得到如下结论：含砷锑金矿的摇瓶浸出试验表明：矿物氧化效果随着矿浆浓度的增大显着降低,矿浆浓度为10%时,脱硫率和脱砷率分别达到68.88%和64.07%；含砷锑金矿的氧化效果随pH的增大先增大后降低,HQ0211菌氧化该难处理金矿的最佳初始pH为2.1,此时,脱硫率和脱砷率最高达到80.56%和78.06%。3 L槽细菌氧化预处理-氰化提金试验表明：HQ0211菌适合氧化该难处理金矿,当矿浆浓度为10%时,经过16 d的细菌氧化,失重率为41.47%,脱砷率为78.77%,脱硫率为88.01%,金的浸出率为96.69%。不同氧化周期的连续化细菌氧化表明：采用连续氧化的方式,可有效缩短细菌浸矿的迟缓期,提高矿物氧化效率。与单槽细菌氧化相比,矿浆浓度为10%的浸矿体系,级氧化槽连续氧化84 h后,电位可达624～643 mV,脱砷率、脱硫率和失重率分别为81.759%、71.07%和43.10%；可见经过84 h的连续氧化,第一级氧化槽取得了较好的预处理效果,氧化率大于60%,达到了工业生产要求。扩大连续化细菌氧化预处理-氰化提金试验表明：10%矿浆浓度的金精矿经过168h的连续细菌氧化,浸出体系最终脱砷率、脱硫率和失重率分别达到96.61%、90.65%和83.48%。氧化渣的金浸出率达到97.93%,与未经过细菌氧化相比提高了39.84%,连续细菌氧化取得了很好的预处理效果。辉锑矿的细菌氧化研究表明：辉锑矿的氧化产物为Sb2（SO4）3和Sb2（SO4）5, Sb3+和Sb5+在该体系下易水解,水解产物（SbO）2SO4和（SbO2）2SO4为非晶体化合物。
钟先林[7]（2013）在《高镍铜阳极泥中硒、碲、铜的脱除研究》文中研究指明针对高镍铜阳极泥原料,本论文首先采用XRD、XRF和化学分析等手段进行分析,初步掌握了原料的物相和元素组成；然后,针对阳极泥提取金银等贵金属过程中干扰较大的硒、碲、铜元素,进行了分离脱除的热力学机理分析；在此基础上,对阳极泥原料进行了碱化焙烧-碱浸脱硒-酸浸脱除铜碲的试验研究；在试验研究的基础上,对焙烧、碱浸、酸浸过程得到的渣相进行了XRD分析,并结合脱除试验结果进行了硒、碲、铜脱除机理的验证分析。试验主要结果如下：采用加碱氧化焙烧-碱浸脱硒-酸浸脱铜碲的方法,其优化条件是：氧化焙烧的最佳条件为：焙烧温度500℃,Na2CO3或NaOH加入量为阳极泥的10%,焙烧时间分别为0.5h、1.5h；碱浸的最佳条件为：碱浸时间1.0h、NaOH浓度20g/L、碱浸温度80℃、液固比5：1；酸浸除Cu, Te的最佳条件为：H2SO4浓度为5%、酸浸温度70℃、酸浸时间1.0h、液固比20：1。在此最佳条件下,采用Na2CO3焙烧时,Se的碱浸脱除率为95.59%,固相中Se的含量从3.93%下降到0.25%；Cu、Te的酸浸脱除率分别为96.35%、99.93%。而采用NaOH焙烧时,Se的碱浸脱除率为95.50%,固相中Se含量从3.93%下降到0.23%；Cu, Te的酸浸脱除率分别为96.18%、98.48%。加碱氧化焙烧过程中,阳极泥中的硒化物均转化为亚硒酸钠,碲化物则以Te6+形态存在；焙砂在碱浸过程中,亚硒酸钠溶于碱性溶液,而Te6+转化为Te032-与游离的Cu2+形成亚碲酸铜,亚碲酸铜在碱液中很少溶解,因此碱浸可以实现硒的优先脱除；碱浸后渣中的亚碲酸铜,在硫酸溶液中溶解浸出,而残余的硒仍会有进一步的浸出。试验结果表明,采用碱性氧化焙烧-碱浸脱硒-酸浸脱铜碲的方法处理铜阳极泥,无论是使用Na2CO3还是NaOH,都可以实现硒、碲、铜的有效脱除,同时还可实现硒与碲和铜的初步分离。
朱家栋[8]（2012）在《铜造锍熔炼烟尘的处理工艺研究》文中指出铜造锍熔炼过程产生的烟尘是铜冶炼行业产生的主要废弃物之一，其中不但含有Cu、Pb、Zn、Sb、Bi、Cd、Sn、In等有价金属元素，还含有砷等有毒有害元素。这种废弃物不及时处理不仅会造成严重的环境污染，还会造成资源的浪费。随着我国经济的快速发展，所消耗的精铜量也在逐年增长。在我国铜矿产资源缺乏的情况下，从铜造锍熔炼烟尘中回收有价金属，实现资源的循环利用，对于满足我国国民经济发展的需要具有重大意义。本文以我国某铜冶炼企业铜造锍熔炼过程产生的烟尘为原料，系统地研究了烟尘中有价金属元素的赋存形态、浸出、分离及回收工艺。研究采用的烟尘中铜含量约3.6％，铅含量达17.4%，锌含量达到12.6％，砷含量也在9.6％以上。以烟尘中各元素的含量以及铜造锍熔炼生产的工业条件作为Thermo—Calc相平衡热力学计算软件的计算条件，计算得出了Cu、Pb、Zn、As在烟尘中的赋存形态。在此基础上，制定了稀硫酸浸出烟尘，加铁置换铜，P204萃取回收Zn，加Na2S·9H2O和NaOH浸出As以及将剩余Pb渣返回鼓风炉的工艺路线。该工艺主要取得的成果有：（1）对于烟尘中的Cu、Zn，通过先后采用加热水浸、加热酸浸，找到了最佳的浸出工艺，使得优化条件下Cu的浸出率达到98%，Zn的浸出率达到94%；（2）对于烟尘浸出液中的Cu，通过加入铁粉置换得到了海绵铜产品。对于烟尘浸出液中的Zn，选用P204作为萃取剂，硫酸作为反萃剂，通过加入NaOH调节萃余液的pH值，在优化条件下，使得Zn的萃取率达到99%，反萃率达到98%。反萃液经过加热蒸发得到ZnSO4·7H2O产品；（3）采用NaOH和Na2S·9H2O碱性浸出萃余液及酸浸渣中的As，在优化条件下，砷的浸出率达到88%。进一步在浸出液中加入H2O2，得到砷酸钠产品。上述研究为实现铜造锍熔炼烟尘中有价金属元素的综合回收利用进一步工业化提供了理论和实践基础。同时对于环境保护及资源的综合利用也具有十分重要的意义。
邬东[9]（2012）在《某锡矿伴生铜钼铋硫化矿分离研究》文中研究说明本文综述了国内外铜铋硫化矿处理的研究现状及进展，对低品位伴生铜铋硫化矿进行了浮选和选-冶联合工艺试验研究。使铜钼铋难选硫化矿得以分离，达到铜铋资源的综合回收的目的。文章主要研究内容：本文首先对原矿化学成分及组分进行分析，采用浮选法分离回收铜铋硫化矿。原矿经混合浮选获得钼铋铜混合精矿，在此基础上对混合精矿进行优先浮流程和部分混浮流程的分离工艺流程对比，对比试验结果：部分混浮分离流程优于优先浮选流程，获得钼精矿品位48.35%、钼回收率72.99%，铋精矿品位28.82%、铋回收率53.15%，但获得的铜精矿铜品位仅9.51%，铜回收率55.81%，金属损失也较高。采用选-冶联合工艺对铜铋硫化矿作进一步分离试验研究。在原矿经混浮-优先浮钼的基础上获得铜铋混合中矿，利用湿法浸出分离铜铋矿物；确定盐酸体系下的氧化选择性浸铋方案，通过热力学计算和分析，为浸出提供理论依据和指导；通过浸出条件试验确定了一段氯化铜氧化酸浸的选择性浸出工艺流程，最终获得质量较好的氯氧铋（含铋≥70%）和海绵铜产品、铜精矿和硫精矿，铋浸出率99.15%、铜精矿品位20.32%，铜回收率70.41%的较好指标。总之，本文最终推荐选-冶联合工艺流程对铜铋矿物进行分离，得到了较完整、浸出效率高。获得产品质量相对较好，废水和废渣处理完全分离工艺。
杨玮[10]（2011）在《复杂难处理金精矿提取及综合回收的基础研究与应用》文中认为目前,合理、高效、环保地开发利用难处理金矿资源己成为世界各产金国面对的主要技术问题,本文针对高铜含碳及含砷两种主要难处理金精矿,重点开展了高铜含碳金精矿添加助浸药剂强化浸出、氰尾浮选综合回收、生物氧化砷黄铁矿电化学、细菌氧化浸矿动力学及含碳高砷金精矿的预氧化提金等方面的试验研究,并在试验研究的基础上实施推广和工程化实践。高铜含碳金精矿的直接氰化浸出研究,研究了磨矿细度、浸出时间、氰化纳浓度、矿浆中溶解氧浓度和氧化铅用量等影响因素对金的浸出率和氰化钠消耗的影响,对常规浸出72h,金的浸出率和氰化钠单耗分别为89.48%和15.58kg/t的金精矿（含Cu2.28%）,采用20mg/L氧溶解浓度和4kg/t氧化铅用量强化浸出48h,即可获得98.08%的金浸出率和5.60kg/t的氰化钠单耗指标,试验表明：富氧添加氧化铅强化处理高铜含碳金精矿,能有效抑制铜的浸出溶解和减少或消除碳对已浸出金的吸附,降低氰化钠的消耗量,可以显着强化氰化浸金效果。对多金属含硫金精矿直接氰化的浸渣,在考虑实施生产废水零排放的基础上,采用优先混浮分离后再分别进行铜铅分离和铅锌分离的技术路线综合回收铜铅锌等有价组分,试验表明：在利用贫液调浆的氰渣浮选综合回收中,游离氰根浓度和游离氧化钙浓度降低很快,保持二者浓度稳定有利于浮选分离,同时要充分考虑氰化体系中各重金属离子及其络合物对浮选的影响,依据要回收目的矿物选取合适的药剂制度和流程,在铜铅或者铅锌分离中,优先浮铅工艺更容易实现。通过考察TCJ混合菌种生长所需的适宜温度、pH值及有害离子耐受能力,研究其生长习性表明：该浸矿菌种可在33～45℃和pH值为0.8-1.8的范围内生长,最佳生长温度和pH值为40℃和1.5,对有害离子Cu2+Cl-及As3+的耐受极限浓度为10g/L、5g/L和3g/L,按照逐级放大的原则,重点对其耐氯能力和耐砷能力进行驯化,在金精矿氧化矿浆中TCJ菌耐受C1-浓度的临界值是2.7g/L,耐受矿浆中液相砷浓度的最高值为15g/L,可以处理含砷量在12%以下的金精矿,较好地提高了其活性和抗毒性能,为含砷难处理金精矿生物预氧化生产实践提供性能优良的浸矿复合型工程菌。利用线性扫描电化学测试技术,对砷黄铁矿在无菌和有菌的酸性介质中的氧化机理、电化学动力学及浸矿动力学进行研究,研究表明细菌的存在强化了阴极作用和砷黄铁矿与其它硫化矿物间的原电池效应,加速分解砷黄铁矿氧化过程产生的中间相,促进砷黄铁矿的氧化；在有菌9K培养基体系中,随着温度的升高,砷黄铁矿的腐蚀电位、阳极斜率、阴极斜率和极化电阻均降低,腐蚀电流密度增加,砷黄铁矿在温度高的体系中更容易被氧化腐蚀溶解；pH值在1.5-2.0区间变化时,砷黄铁矿电化学动力学参数变化不大,有利于细菌的生长繁殖和砷黄铁矿的稳定氧化,通过控制适宜的pH值,可以减少氧化体系中砷铁酸盐、铁的氢氧化物及单质硫的形成,提高砷黄铁矿氧化效果；电化学动力学和浸矿动力学研究表明,细菌的间接氧化机理在砷黄铁矿的氧化过程中发挥主导作用,含砷金精矿细菌氧化浸出动力学过程受固体产物层内扩散控制。通过对含碳高砷难处理金精矿细菌预氧化-氰化提金条件试验研究,优化氧化预处理和氰化浸出的工艺条件参数。对含碳高砷金精矿氧化预处理9d后,砷、铁及硫的脱除率分别达到95.77%、95.25%和86.64%,试样失重率为26.48%,氧化渣氰化浸出36h后,金和银的浸出率分别达到了95.68%和75.64%,比未经氧化预处理的金精矿常规氰化浸出72h的金、银浸出率分别提高了78.14%和24.71%,因此细菌氧化预处理不仅可以显着提高含碳高砷难处理金精矿的氰化浸出指标,而且还会大大缩短氰化浸出周期。采用富氧添加氧化铅氰化处理高铜含碳金精矿的工业化生产实践中,金的浸出率由常规氰化的88.56%提高到97.53%,氰化钠单耗由常规氰化的19.86kg/t降到11.68kg/t,在提高技术经济指标的前提下,有效生产能力由常规氰化的53.19t/d提高至72.8t/d,证明该工艺能有效提高金的浸出率,降低氰化钠单耗,缩短浸出时间,扩大生产能力。氰渣浮选综合回收生产实践表明,利用浮选的方法综合回收氰渣中铜铅锌是可行的,适宜的作业条件下能够生产出合格的精矿产品,但必须根据氰渣的特性及成分组成,充分考虑各组分受氰化物抑制程度的差异,选择适合的浮选工艺,原则上采用优先浮铅工艺,同时须密切关注和控制产品中元素互含超标的问题,否则会因为杂质超标降低品级销售而大大影响产品质量和企业的效益。含砷金精矿细菌预氧化提金工程化实践表明,TCJ菌可以用来直接氧化处理含砷量高达8%的难处理金精矿,对于含砷高达21.89%的难处理金精矿,通过配入一定比例的低砷碳酸盐型金精矿,使给矿铁砷摩尔比在4.6～5.2之间,高砷金精矿的铁、砷氧化脱除率分别由6.14%和7.38%提高到89.90%和93.60%,金、银浸出率分别由64.18%和35.93%提高到97.78%和88.83%,改善细菌氧化和浸出效果显着。本论文的研究为高铜含碳和含砷难处理金精矿的直接氰化浸出和生物预氧化—氰化浸出提供了理论和技术上的指导。
二、用氯化铜浸出硫化铜精矿回收铜铅硫（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、用氯化铜浸出硫化铜精矿回收铜铅硫（论文提纲范文）
（1）杂铜阳极泥综合回收有价金属新工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 铜的性质 |
| 1.2.1 铜的物理性质 |
| 1.2.2 铜的化学性质 |
| 1.2.3 铜的用途 |
| 1.2.4 铜的生产 |
| 1.2.5 铜阳极泥的形成 |
| 1.3 铜阳极泥的组成与分类 |
| 1.3.1 我国铜阳极泥的分类 |
| 1.3.2 铜阳极泥化学组成 |
| 1.3.3 铜阳极泥物相组成 |
| 1.4 再生铜的生成 |
| 1.5 杂铜阳极泥的产生及性质 |
| 1.6 铜阳极泥的处理工艺 |
| 1.6.1 传统火法 |
| 1.6.2 选冶联合法 |
| 1.6.3 湿法处理铜阳极泥 |
| 1.6.4 住友法 |
| 1.6.5 热压浸出 |
| 1.6.6 “INER”法 |
| 1.6.7 阳极泥中贵金属的回收 |
| 1.6.8 杂铜阳极泥处理方法 |
| 1.7 铜阳极泥处理的优缺点 |
| 1.8 研究意义、内容及特点 |
| 1.8.1 研究意义 |
| 1.8.2 本课题的主要内容 |
| 1.8.3 本工艺的特点 |
| 1.9 本章小结 |
| 第二章 理论基础 |
| 2.1 配炭量计算 |
| 2.2 杂铜阳极泥碳热还原过程热力学分析 |
| 2.2.1 热力学计算方法 |
| 2.2.2 碳热还原热力学 |
| 2.3 真空蒸馏 |
| 2.3.1 纯金属蒸气压 |
| 2.3.2 合金元素的蒸气压 |
| 2.3.3 合金真空挥发的分离判据 |
| 2.3.4 真空蒸馏过程中元素分布 |
| 2.4 化合物的挥发性 |
| 2.4.1 氧化物的挥发性 |
| 2.4.2 硫化物的挥发性 |
| 2.5 本章小结 |
| 第三章 原料分析、试剂及设备 |
| 3.1 原料分析 |
| 3.1.1 化学成分分析 |
| 3.1.2 杂铜阳极泥XRD分析 |
| 3.1.3 杂铜阳极泥EDS分析 |
| 3.2 实验试剂及设备 |
| 3.3 分析方法 |
| 第四章 碳热还原及真空挥发 |
| 4.1 真空碳热还原实验探索 |
| 4.2 碳热还原 |
| 4.2.1 碳热还原过程中金属还原率变化 |
| 4.2.2 配炭量对金属还原率的影响 |
| 4.2.3 还原温度对金属还原率的影响 |
| 4.2.4 还原时间对金属还原率的影响 |
| 4.3 真空挥发 |
| 4.3.1 蒸馏温度对金属挥发效果的影响 |
| 4.3.2 蒸馏时间对金属挥发效果的影响 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 硫酸浸出脱铜及硫代硫酸钠沉铜实验研究 |
| 5.1 硫酸浸出工艺参数的影响 |
| 5.1.1 氯酸钠用量对铜浸出率的影响 |
| 5.1.2 硫酸浓度对铜浸出率的影响 |
| 5.1.3 浸出温度对铜浸出率的影响 |
| 5.1.4 浸出时间对铜浸出率的影响 |
| 5.1.5 液固比对铜浸出率的影响 |
| 5.2 硫代硫酸钠沉铜工艺参数的影响 |
| 5.2.1 硫代硫酸钠用量对沉铜效果的影响 |
| 5.2.2 浸出温度对沉铜效果的影响 |
| 5.2.3 浸出时间对沉铜效果的影响 |
| 5.3 本章小结 |
| 第六章 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录A |
（2）高铁硫化铜铅矿焙烧—浸出分离铜研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 铜生产发展概况 |
| 1.2 铜的性质及应用现状 |
| 1.2.1 铜的物理性质 |
| 1.2.2 铜的化学性质 |
| 1.2.3 铜的应用现状 |
| 1.3 铜矿的分布情况 |
| 1.3.1 全球铜矿的分布情况 |
| 1.3.2 我国铜矿分布特点 |
| 1.4 铜矿火法处理工艺 |
| 1.5 硫化铜矿湿法处理工艺 |
| 1.5.1 高价铁盐浸出 |
| 1.5.2 氧压浸出 |
| 1.5.3 微生物浸出 |
| 1.6 硫化铜矿火法-湿法联合工艺 |
| 1.6.1 氧化焙烧-酸浸法 |
| 1.6.2 硫酸化焙烧-水浸法 |
| 1.6.3 硫化焙烧-浸出法 |
| 1.6.4 钙化焙烧-酸浸法 |
| 1.6.5 微波焙烧-酸浸法 |
| 1.7 课题研究的内容、目标及意义 |
| 1.7.1 研究的内容 |
| 1.7.2 研究目标 |
| 1.7.3 研究特色及创新 |
| 第2章 试验原料、设备及分析方法 |
| 2.1 试验原料 |
| 2.2 试剂及试验设备 |
| 2.3 分析方法及数据处理 |
| 2.3.1 分析方法 |
| 2.3.2 数据处理 |
| 第3章 高铁硫化铜铅矿焙烧试验 |
| 3.1 概述 |
| 3.2 钙化焙烧试验分析与讨论 |
| 3.2.1 焙烧温度对Cu、Fe浸出率的影响 |
| 3.2.2 焙烧时间对Cu、Fe浸出率的影响 |
| 3.2.3 CaO添加量对Cu、Fe浸出率的影响 |
| 3.2.4 球团粒径对Cu、Fe浸出率的影响 |
| 3.3 本章小结 |
| 第4章 钙化焙烧砂酸浸试验 |
| 4.1 浸出原理 |
| 4.2 不同因素对浸出过程的影响 |
| 4.2.1 液固比 |
| 4.2.2 浸出温度 |
| 4.2.3 硫酸浓度 |
| 4.2.4 浸出时间 |
| 4.2.5 搅拌速率 |
| 4.2.6 焙烧砂粒度 |
| 4.3 本章小结 |
| 第5章 浸出动力学机理研究 |
| 5.1 试验过程 |
| 5.2 动力学分析与讨论 |
| 5.2.1 动力学分析 |
| 5.2.2 矿物相分析 |
| 5.3 本章小结 |
| 第6章 响应曲面法优化焙烧砂硫酸浸出工艺 |
| 6.1 概述 |
| 6.2 响应曲面法优化焙砂酸浸工艺 |
| 6.2.1 试验设计 |
| 6.2.2 结果分析与讨论 |
| 6.2.3 最佳浸出工艺条件确定及模型验证 |
| 6.3 本章小结 |
| 第7章 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（3）电炉熔炼杂铜阳极泥浸出渣炉渣物性研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 铜的性质和用途 |
| 1.2.1 铜的物理性质 |
| 1.2.2 铜的化学性质 |
| 1.2.3 铜的用途 |
| 1.2.4 铜的生产原料 |
| 1.3 铜的电解精炼和阳极泥的形成 |
| 1.4 铜阳极泥的分类与组成 |
| 1.4.1 我国铜阳极泥成份的分类 |
| 1.4.2 铜阳极泥的化学组成 |
| 1.4.3 铜阳极泥的物相组成 |
| 1.5 再生铜的生产 |
| 1.6 杂铜阳极泥的产生和性质 |
| 1.7 铜阳极泥的处理方法 |
| 1.7.1 传统火法工艺流程 |
| 1.7.2 选冶联合法工艺流程 |
| 1.7.3 湿法处理工艺流程 |
| 1.7.4 杂铜阳极泥处理方法 |
| 1.8 铜阳极泥处理过程面临的环境问题 |
| 1.9 本课题研究意义、内容及特点 |
| 1.9.1 本课题的研究意义 |
| 1.9.2 本课题的内容 |
| 1.9.3 本课题特点 |
| 第二章 杂铜阳极泥浸出渣的制备 |
| 2.1 实验原料、内容、试剂及仪器 |
| 2.1.1 实验原料 |
| 2.1.2 实验内容 |
| 2.1.3 实验试剂及规格 |
| 2.1.4 实验仪器及型号 |
| 2.2 浸出渣制备流程概述 |
| 2.3 氧化焙烧 |
| 2.3.1 氧化焙烧基本原理及过程 |
| 2.3.2 氧化焙烧实验结果及讨论 |
| 2.4 焙砂酸浸 |
| 2.4.1 焙砂酸浸的基本原理及过程 |
| 2.4.2 焙砂酸浸实验结果及讨论 |
| 2.5 本章小结 |
| 第三章 电炉渣物性研究 |
| 3.1 炉渣性质 |
| 3.1.1 炉渣的熔点 |
| 3.1.2 炉渣的粘度 |
| 3.1.3 炉渣的电导率 |
| 3.2 实验设备和方法 |
| 3.2.1 熔点检测设备 |
| 3.2.2 粘度检测设备 |
| 3.2.3 电导率检测设备 |
| 3.2.4 其它实验设备 |
| 3.3 实验方法 |
| 3.3.1 浸出渣还原熔炼合成渣实验步骤 |
| 3.3.2 浸出渣还原熔炼合成炉渣的检测 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 电炉还原熔炼渣型研究 |
| 4.1 总述 |
| 4.2 电炉还原熔炼渣型选择 |
| 4.2.1 电炉还原熔炼二元系渣型研究 |
| 4.2.2 电炉还原熔炼三元系渣型研究 |
| 4.2.3 电炉还原熔炼四元系渣型研究 |
| 4.3 本章小结 |
| 第五章 电炉还原熔炼选定渣型系统研究及讨论 |
| 5.1 总述 |
| 5.2 四元系渣型系统研究实验 |
| 5.3 四元系渣型系统研究实验结果与讨论 |
| 5.3.1 氧化钠的加入对炉渣熔点及电导率的影响 |
| 5.3.2 小结 |
| 5.4 确定最优造渣剂的熔炼实验 |
| 5.4.1 确定最优造渣剂的电导率测试 |
| 5.4.2 确定最优造渣剂的粘度测试 |
| 5.4.3 确定最优造渣剂的光学显微镜结构 |
| 5.4.4 该炉渣与耐火材料的关系 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 主要结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（5）兰坪复杂氧化铜矿选冶联合工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 世界铜资源概况 |
| 1.1.1 铜矿物及矿床 |
| 1.1.2 世界铜矿资源储量与分布 |
| 1.1.3 世界铜资源生产与消费情况 |
| 1.2 我国铜矿资源概况 |
| 1.2.1 我国铜资源储量与分布情况 |
| 1.2.2 我国铜资源供需现状 |
| 1.3 铜的选矿技术研究概述 |
| 1.3.1 硫化铜矿的选矿 |
| 1.3.2 混合铜矿的选矿 |
| 1.3.3 氧化铜矿的选矿 |
| 1.4 铜的冶炼 |
| 1.5 论文研究的内容及意义 |
| 1.5.1 论文研究的意义 |
| 1.5.2 论文研究的内容 |
| 第二章 试验样品、设备、药剂及研究方法 |
| 2.1 试验样品 |
| 2.2 试验设备 |
| 2.3 试验药剂 |
| 2.4 试验方法 |
| 2.4.1 原矿浮选试验 |
| 2.4.2 浸出试验 |
| 2.4.3 萃取试验 |
| 2.4.4 电积试验 |
| 2.4.5 浸渣浮选试验 |
| 第三章 矿石性质分析 |
| 3.1 矿石的结构构造 |
| 3.1.1 矿石的构造 |
| 3.1.2 矿石的结构 |
| 3.2 矿石的光谱分析、化学多元素和化学物相分析 |
| 3.2.1 矿石的光谱分析 |
| 3.2.2 矿石的化学多元素分析 |
| 3.2.3 矿石的化学物相分析 |
| 3.3 矿物成分 |
| 3.4 矿物的嵌布特征 |
| 3.4.1 碳酸盐 |
| 3.4.2 砷酸盐 |
| 3.4.3 硫化物 |
| 3.4.4 氧化物 |
| 3.4.5 硅酸盐 |
| 3.4.6 硫酸盐 |
| 3.5 铜、银和砷的赋存状态 |
| 3.5.1 铜的赋存状态 |
| 3.5.2 银元素的赋存状态 |
| 3.5.3 砷元素的赋存状态 |
| 3.6 小结 |
| 第四章 工艺探索试验 |
| 4.1 浮选工艺探索试验 |
| 4.1.1 磨矿细度对铜浮选的影响 |
| 4.1.2 硫化剂用量对铜浮选的影响 |
| 4.1.3 活化剂用量对铜浮选的影响 |
| 4.1.4 捕收剂对铜浮选的影响 |
| 4.1.5 精选对铜浮选的影响 |
| 4.1.6 闭路流程试验 |
| 4.2 联合流程探索试验 |
| 4.3 小结 |
| 第五章 联合工艺试验 |
| 5.1 浸出条件试验 |
| 5.1.1 总氨浓度对浸出率的影响 |
| 5.1.2 游离氨与结合铵配比对铜浸出率的影响 |
| 5.1.3 浸出时间对浸出率的影响 |
| 5.1.4 磨矿细度对浸出率的影响 |
| 5.1.5 液固比对浸出率的影响 |
| 5.1.6 温度对浸出率的影响 |
| 5.1.7 氨浸综合条件对比试验 |
| 5.1.8 最佳浸出条件重复试验 |
| 5.1.9 小结 |
| 5.2 萃取试验 |
| 5.2.1 萃取剂的选择 |
| 5.2.2 平衡pH值对萃取率的影响 |
| 5.2.3 相比对铜萃取率的影响 |
| 5.2.4 反萃液酸度对反萃率的影响 |
| 5.2.5 小型连续试验 |
| 5.2.6 小结 |
| 5.3 电积试验 |
| 5.4 浸渣浮选试验 |
| 5.4.1 条件试验 |
| 5.4.2 流程结构试验 |
| 5.4.3 闭路流程试验 |
| 5.4.4 银精矿矿中铜的回收探索试验 |
| 5.4.5 小结 |
| 5.5 推荐选冶联合工艺流程 |
| 第6章 结论与创新点 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 创新点 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录A 攻读硕士学位期间发表的学术论文 |
| 附录B 攻读硕士学位期间参与的科研项目 |
（6）HQ0211菌氧化复杂难处理金矿的实验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 难处理金矿预处理的研究现状 |
| 1.1.1 难处理金矿定义及分类 |
| 1.1.2 含砷金矿预处理主要方法 |
| 1.2 含砷金矿生物氧化预处理的研究 |
| 1.2.1 几种常见浸矿微生物 |
| 1.2.2 含砷金矿生物氧化预处理技术的机理 |
| 1.2.3 含砷锑金矿生物氧化的热力学、动力学 |
| 1.3 辉锑矿湿法浸出过程研究进展 |
| 1.3.1 碱性体系下辉锑矿的浸出过程 |
| 1.3.2 酸性体系下的辉锑矿浸出过程 |
| 1.3.3 辉锑矿的生物氧化 |
| 1.4 本研究的意义及内容 |
| 1.4.1 选题意义 |
| 1.4.2 研究方法及内容 |
| 第2章 试验材料与研究方法 |
| 2.1 试验原料 |
| 2.1.1 菌种与培养基 |
| 2.1.2 试验药剂 |
| 2.1.3 主要试验设备及器材 |
| 2.2 试验研究方法 |
| 2.2.1 摇瓶浸出条件试验研究 |
| 2.2.2 3L氧化槽氧化预处理试验研究 |
| 2.2.3 细菌氧化预处理氧化周期试验研究 |
| 2.2.4 细菌连续氧化预处理试验研究 |
| 2.2.5 细菌氧化渣氰化提金试验研究 |
| 2.3 测试及分析方法 |
| 2.3.1 细菌计数方法 |
| 2.3.2 亚铁及全铁测定方法 |
| 2.3.3 氰根的测定方法 |
| 第3章 含砷金精矿浸出条件探索试验 |
| 3.1 矿样分析 |
| 3.1.1 粒度分析 |
| 3.1.2 成分分析 |
| 3.1.3 矿物分析 |
| 3.2 摇瓶浸出试验 |
| 3.2.1 研究方法 |
| 3.2.2 矿浆浓度对细菌氧化效果的影响 |
| 3.2.3 初始pH对细菌氧化效果的影响 |
| 3.2.4 结果与分析 |
| 3.3 不同矿浆浓度细菌槽浸试验 |
| 3.3.1 研究方法 |
| 3.3.2 5%矿浆浓度细菌氧化试验 |
| 3.3.3 10%矿浆浓度细菌氧化试验 |
| 3.3.4 15%矿浆浓度细菌氧化试验 |
| 3.3.5 结果与分析 |
| 3.4 不同浓度槽浸氧化渣氰化试验 |
| 3.4.1 试验条件 |
| 3.4.2 结果与分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 第4章 含砷金矿生物预氧化-氰化提金试验研究 |
| 4.1 细菌氧化生产工艺流程 |
| 4.1.1 试验设备 |
| 4.1.2 氧化过程中参数的要求及控制 |
| 4.2 连续化试验氧化周期的确定 |
| 4.2.1 试验方法 |
| 4.2.2 试验结果 |
| 4.3 氰化提金试验 |
| 4.3.1 氰化提金的工艺原理 |
| 4.3.2 氰化提金试验的影响因素 |
| 4.3.3. 细菌氧化渣氰化提金流程 |
| 4.4 生物预氧化-氰化提金试验的工艺流程 |
| 4.5 连续生物预氧化-氰化提金试验 |
| 4.5.1 各级氧化流程图 |
| 4.5.2 氧化过程中参数的要求及控制 |
| 4.5.3 连续化试验中各指标的测定及分析 |
| 4.5.4 细菌氧化渣氰化提金试验 |
| 4.6 本章小结 |
| 第5章 辉锑矿的生物浸出研究 |
| 5.1 原料及研究方法 |
| 5.1.1 原料分析 |
| 5.1.2 研究方法 |
| 5.2 辉锑矿细菌氧化动态腐蚀过程 |
| 5.2.1 辉锑矿抛光片的细菌氧化动态腐蚀 |
| 5.2.2 无菌体系细菌氧化动态腐蚀 |
| 5.2.3 拉曼光谱分析 |
| 5.3 不同辉锑矿浓度的细菌氧化试验研究 |
| 5.4 辉锑矿氧化产物分析 |
| 5.5 碱性浸出回收细菌氧化渣中锑的研究 |
| 5.6 本章小结 |
| 第6章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
（7）高镍铜阳极泥中硒、碲、铜的脱除研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 铜阳极泥的产出、组成特征及用途 |
| 1.1.1 铜阳极泥的产出和化学组成 |
| 1.1.2 铜阳极泥的物相组成 |
| 1.1.3 高镍铜阳极泥的形成与特点 |
| 1.1.4 铜阳极泥的用途 |
| 1.2 铜阳极泥处理方法应用与研究现状 |
| 1.2.1 铜阳极泥传统火法处理工艺 |
| 1.2.2 铜阳极泥湿法处理工艺流程 |
| 1.2.3 铜阳极泥选冶联合工艺流程 |
| 1.2.4 碱性体系预处理铜阳极泥研究进展 |
| 1.3 铜阳极泥预处理过程中相关元素的性质、用途及提取方法 |
| 1.3.1 硒的性质、资源、用途及提取方法 |
| 1.3.2 碲的性质、资源、用途及提取方法 |
| 1.3.3 铜的性质、资源、用途及提取方法 |
| 1.4 本课题的来源、意义、主要工作内容及技术路线 |
| 1.4.1 课题来源及研究意义 |
| 1.4.2 课题主要研究内容及技术路线 |
| 第2章 实验 |
| 2.1 实验所用的试剂和仪器 |
| 2.1.1 实验原料的来源、性质及组成 |
| 2.1.2 主要实验仪器 |
| 2.1.3 实验所用的化学试剂 |
| 2.2 实验步骤 |
| 2.2.1 铜阳极泥碱化焙烧-碱浸脱硒的试验 |
| 2.2.2 碱浸渣酸浸脱除铜、碲的试验 |
| 2.3 分析检测与数据处理 |
| 2.3.1 试验元素分析检测 |
| 2.3.2 实验数据计量 |
| 第3章 阳极泥碱化焙烧-碱浸脱硒的试验研究 |
| 3.1 铜阳极泥碱化焙烧-碱浸脱硒的原理及探索实验 |
| 3.1.1 铜阳极泥碳酸钠焙烧的原理 |
| 3.1.2 铜阳极泥氢氧化钠焙烧的原理 |
| 3.1.3 铜阳极泥焙砂碱浸脱硒的原理 |
| 3.1.4 铜阳极泥碱化焙烧-碱浸脱硒.酸浸脱除铜碲的探索试验 |
| 3.2 铜阳极泥碳酸钠焙烧-碱浸脱硒试验的结果与讨论 |
| 3.2.1 焙烧时间对脱硒率的影响 |
| 3.2.2 碳酸钠加入量对脱硒率的影响 |
| 3.2.3 焙烧温度对脱硒率的影响 |
| 3.2.4 碱浸时间对脱硒率的影响 |
| 3.2.5 氢氧化钠浓度对脱硒率的影响 |
| 3.2.6 碱浸温度对脱硒率的影响 |
| 3.2.7 最佳条件下实验结果分析 |
| 3.3 铜阳极泥氢氧化钠焙烧-碱浸脱硒试验的结果与讨论 |
| 3.3.1 焙烧时间对脱硒率的影响 |
| 3.3.2 氢氧化钠固体加入量对脱硒率的影响 |
| 3.3.3 焙烧温度对脱硒率的影响 |
| 3.3.4 碱浸时间对脱硒率的影响 |
| 3.3.5 氢氧化钠浓度对脱硒率的影响 |
| 3.3.6 碱浸温度对脱硒率的影响 |
| 3.3.7 最佳条件下实验结果分析 |
| 3.4 本章小结 |
| 3.4.1 铜阳极泥Na_2CO_3焙烧-碱浸脱硒试验小结 |
| 3.4.2 铜阳极泥NaOH焙烧-碱浸脱硒试验小结 |
| 3.4.3 铜阳极泥碱化焙烧-碱浸脱硒试验小结 |
| 第4章 碱浸渣酸浸脱除铜碲的试验研究 |
| 4.1 实验 |
| 4.1.1 实验原料主要成分 |
| 4.1.2 碱浸渣酸浸脱除铜、碲的原理 |
| 4.2 碳酸钠焙烧-碱浸渣酸浸脱除铜碲的结果与讨论 |
| 4.2.1 硫酸浓度对铜碲浸出的影响 |
| 4.2.2 酸浸温度对铜碲浸出的影响 |
| 4.2.3 酸浸时间对铜碲浸出的影响 |
| 4.2.4 碱化焙烧时间对铜碲浸出的影响 |
| 4.2.5 最佳条件下实验结果分析 |
| 4.3 氢氧化钠焙烧-碱浸渣酸浸脱除铜碲的结果与讨论 |
| 4.3.1 硫酸浓度对铜碲浸出的影响 |
| 4.3.2 酸浸温度对铜碲浸出的影响 |
| 4.3.3 酸浸时间对铜碲浸出的影响 |
| 4.3.4 碱化焙烧时间对铜碲浸出的影响 |
| 4.3.5 最佳条件下实验结果分析 |
| 4.4 碱浸渣酸浸脱除铜碲的试验小结 |
| 第5章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
（8）铜造锍熔炼烟尘的处理工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 目录 |
| 1 引言 |
| 1.1 铜消费及需求现状 |
| 1.2 铜资源分布现状 |
| 1.3 铜冶炼 |
| 1.3.1 火法炼铜 |
| 1.3.2 湿法炼铜 |
| 1.4 铜造锍熔炼烟尘处理工艺文献综述 |
| 1.4.1 铜造锍熔炼烟尘的来源 |
| 1.4.2 铜造锍熔炼烟尘处理工艺概述 |
| 1.4.3 铜造锍熔炼烟尘处理的几种代表性工艺 |
| 1.5 课题的目的和意义 |
| 1.6 课题研究思路 |
| 2 实验原料、仪器及方法 |
| 2.1 实验原料组成 |
| 2.2 仪器与试剂 |
| 2.3 实验方法 |
| 3 铜造锍熔炼烟尘中目标元素存在形态的研究以及实验流程的确定 |
| 3.1 计算原理 |
| 3.2 只考虑 Cu、Pb、Zn、As、S、O 的计算 |
| 3.2.1 计算方法 |
| 3.2.2 计算结果 |
| 3.2.3 计算结果的验证 |
| 3.3 考虑所有元素的计算 |
| 3.3.1 计算方法 |
| 3.3.2 计算结果 |
| 3.3.3 计算结果的验证以及本课题实验流程的确定 |
| 4 Cu、Zn 的稀硫酸浸出 |
| 4.1 液固比对 Cu、Zn 浸出率的影响 |
| 4.2 浸出时间对 Cu、Zn 浸出率的影响 |
| 4.3 浸出温度对 Cu、Zn 浸出率的影响 |
| 4.4 H2SO4浓度对 Cu、Zn 浸出率的影响 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 Cu 的置换、ZnSO_4的萃取及反萃 |
| 5.1 Cu 的置换 |
| 5.2 ZnSO4的萃取 |
| 5.2.1 萃余液的 pH 对 Zn 萃取率的影响 |
| 5.2.2 萃取时间对 Zn 萃取率的影响 |
| 5.2.3 P2O_4 的浓度对 Zn 萃取率的影响 |
| 5.2.4 萃取温度对 Zn 萃取率的影响 |
| 5.2.5 相比对 Zn 萃取率的影响 |
| 5.3 ZnSO_4的反萃 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 As 的碱性浸出及 Na_3AsO_4的制备 |
| 6.1 As 的碱性浸出 |
| 6.1.1 NaOH 用量对 As 浸出率的影响 |
| 6.1.2 Na_2S 9H_2O 用量对 As 浸出率的影响 |
| 6.1.3 浸出温度对 As 浸出率的影响 |
| 6.1.4 浸出时间对 As 浸出率的影响 |
| 6.2 Na_3AsO_4的制备 |
| 6.3 本章小结 |
| 7 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
（9）某锡矿伴生铜钼铋硫化矿分离研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 锡资源概况 |
| 1.2 锡矿伴生多金属矿概况 |
| 1.3 伴生铜、铋的概况及赋存状态 |
| 1.3.1 伴生铜的概况及赋存状态 |
| 1.3.2 伴生铋资源的概况及赋存状态 |
| 1.4 锡矿石中主要伴生矿物性质 |
| 1.4.1 铜矿物的性质 |
| 1.4.2 铋矿物的性质 |
| 1.5 铜铋硫化矿分离工艺的研究现状 |
| 1.5.1 铜铋浮选分离研究现状 |
| 1.5.2 铜铋湿法分离工艺研究现状 |
| 1.5.3 选 -冶联合工艺研究现状 |
| 1.6 铜铋硫化矿分离药剂及预处理研究现状 |
| 1.6.1 铜铋浮选药剂研究现状 |
| 1.6.2 铜铋湿法分离的药剂研究现状 |
| 1.6.3 矿物浮选过程中的预先处理 |
| 1.7 铜铋硫化矿分离的理论研究 |
| 1.8 课题研究目标及主要内容 |
| 1.8.1 课题研究目标 |
| 1.8.2 课题研究主要内容 |
| 第二章 试验试样、设备及研究方法 |
| 2.1 试样来源及性质 |
| 2.1.1 实际矿石浮选试样 |
| 2.1.2 选 - 冶联合浸出试验样 |
| 2.2 试验设备及药剂 |
| 2.2.1 试验设备 |
| 2.2.2 试验药剂 |
| 2.3 试验研究方法 |
| 2.3.1 实际矿石浮选试验 |
| 2.3.2 选 - 冶联合试验 |
| 2.3.3 试验过程中分析方法 |
| 第三章 实际矿石浮选部分 |
| 3.1 原矿性质 |
| 3.1.1 矿石物质组成 |
| 3.1.2 矿石矿物赋存状态 |
| 3.1.3 矿石中的有害杂质 |
| 3.1.4 小结 |
| 3.2 试样制备及性质分析 |
| 3.2.1 试样的制备 |
| 3.2.2 化学多元素分析 |
| 3.2.3 物相分析 |
| 3.3 试验浮选方案 |
| 3.4 硫化矿混合浮选部分 |
| 3.4.1 磨矿试验及粒度分析对浮选的影响 |
| 3.4.2 捕收剂种类对混合浮选行为的影响 |
| 3.4.3 煤油用量对混合浮选行为的影响 |
| 3.4.4 丁黄用量对混合浮选行为的影响 |
| 3.4.5 磨矿细度对混合浮选行为的影响 |
| 3.4.6 开路试验 |
| 3.4.7 闭路试验 |
| 3.5 混合精矿分离试验部分 |
| 3.5.1 混合精矿分离方案 |
| 3.5.2 铜铋分离部分混浮流程试验 |
| 3.5.3 铜铋分离优先流程试验 |
| 3.6 本章小结 |
| 第四章 实际矿石选 - 冶联合试验部分 |
| 4.1 试样制备及性质分析 |
| 4.1.1 试样制备 |
| 4.1.2 试样成分定量分析 |
| 4.1.3 浸出试样矿物组成及特性 |
| 4.2 浸出试验方案选择及机理分析 |
| 4.2.1 湿法浸出试验方案选择 |
| 4.2.2 浸出方案机理分析 |
| 4.3 试验方法及分析 |
| 4.3.1 浸出试验设备 |
| 4.3.2 浸出试验方法及分析 |
| 4.4 试验与结果讨论 |
| 4.4.1 氧化剂种类对浸出率的影响 |
| 4.4.2 盐酸浓度对浸出率的影响 |
| 4.4.3 氧化剂氯化铜浓度对浸出速率的影响 |
| 4.4.4 温度对浸出速率的影响 |
| 4.4.5 液固比对浸出速率的影响 |
| 4.4.6 时间对浸出速率的影响 |
| 4.4.7 浸出开路扩大试验 |
| 4.5 浸出后续处理 |
| 4.5.1 浸出液处理 |
| 4.5.2 浸出渣处理 |
| 4.6 选- 冶联合试验流程 |
| 4.6.1 选 - 冶联合原则流程 |
| 4.6.2 选 - 冶联合浸出工艺流程 |
| 4.7 本章小结 |
| 第五章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录 A 个人简历、在学期间发表的学术论文 |
| 附录 B 在校期间参与导师科研项目及获奖情况 |
（10）复杂难处理金精矿提取及综合回收的基础研究与应用（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 难处理金矿石的研究现状与发展 |
| 1.1.1 难处理金矿石概念的界定 |
| 1.1.2 难处理金矿石难选冶的原因 |
| 1.1.3 难处理金矿石的特性及类型 |
| 1.1.4 难处理金矿石的主要处理方法 |
| 1.2 含砷难处理金矿氧化预处理的研究现状与发展 |
| 1.2.1 焙烧氧化法 |
| 1.2.2 热压氧化法 |
| 1.2.3 化学氧化法 |
| 1.2.4 生物氧化法 |
| 1.3 生物氧化预处理技术在难处理金矿石处理上的应用 |
| 1.3.1 BIOX工艺 |
| 1.3.2 BacTech工艺 |
| 1.3.3 MINBAC工艺 |
| 1.3.4 Newmont公司的细菌氧化堆浸工艺 |
| 1.3.5 Geobiotics工艺 |
| 1.3.6 CCGRI工艺 |
| 1.4 金的氰化浸出技术进展 |
| 1.4.1 氰化浸金的原理 |
| 1.4.2 氰化提金工艺的发展 |
| 1.4.3 氰化提金新技术 |
| 1.5 高铜铅含碳金精矿浸出及综合回收的技术现状与进展 |
| 1.5.1 焙烧预处理后综合回收 |
| 1.5.2 湿法冶金综合回收技术 |
| 1.5.3 氰化浸出尾渣综合回收 |
| 1.6 本研究的意义及内容 |
| 1.6.1 选题的意义 |
| 1.6.2 研究方法和内容 |
| 第二章 高铜含碳金精矿的直接氰化浸金研究 |
| 2.1 前言 |
| 2.2 试验原料及研究方法 |
| 2.2.1 试验原料 |
| 2.2.2 试验设备及药剂 |
| 2.2.3 试验研究方法 |
| 2.3 试验结果 |
| 2.3.1 高铜含碳金精矿常规氰化浸金研究 |
| 2.3.2 高铜含碳金精矿强化氰化浸金研究 |
| 2.3.3 分析讨论及强化浸金机理探讨 |
| 2.4 本章小结 |
| 第三章 含砷难浸金精矿生物预氧化细菌的培养与驯化 |
| 3.1 前言 |
| 3.2 试验材料和研究方法 |
| 3.2.1 试验材料 |
| 3.2.2 试验器材 |
| 3.2.3 研究方法 |
| 3.2.4 测定及分析方法 |
| 3.2.5 指标计算公式 |
| 3.3 研究结果及讨论 |
| 3.3.1 TCJ菌生长习性研究 |
| 3.3.2 浸矿细菌的驯化 |
| 3.3.3 浸矿细菌抗砷机理分析 |
| 3.4 小结 |
| 第四章 生物氧化砷黄铁矿电化学及浸矿动力学研究 |
| 4.1 前言 |
| 4.2 试验材料及研究方法 |
| 4.2.1 试验材料 |
| 4.2.2 试验器材 |
| 4.2.3 研究方法 |
| 4.2.4 测定及分析方法 |
| 4.3 研究结果及讨论 |
| 4.3.1 细菌氧化砷黄铁矿机理探讨 |
| 4.3.2 细菌氧化砷黄铁矿电化学动力学研究 |
| 4.3.3 含砷金精矿细菌氧化浸出动力学研究 |
| 4.3.4 小结 |
| 第五章 含碳高砷难处理金精矿细菌氧化-氰化浸出研究 |
| 5.1 前言 |
| 5.2 试验原料及研究方法 |
| 5.2.1 原料性质 |
| 5.2.2 试验设备及试剂 |
| 5.2.3 试验研究方法 |
| 5.2.4 测试及分析方法 |
| 5.2.5 指标计算公式 |
| 5.3 试验结果及讨论 |
| 5.3.1 含碳高砷难处理金精矿常规氰化浸金研究 |
| 5.3.2 含碳高砷难处理金精矿细菌预氧化研究 |
| 5.3.3 细菌氧化渣氰化浸出试验研究 |
| 5.3.4 含碳高砷难处理金精矿细菌预氧化-氰化浸金研究 |
| 5.4 小结 |
| 第六章 氰渣浮选综合回收试验研究 |
| 6.1 前言 |
| 6.2 研究方法 |
| 6.2.1 试验矿样 |
| 6.2.2 试验设备及试剂 |
| 6.2.3 试验研究方法 |
| 6.2.4 试验研究方案的确定 |
| 6.3 试验结果及讨论 |
| 6.3.1 优先混浮分离试验 |
| 6.3.2 铜铅分离浮选试验 |
| 6.3.3 铅锌分离浮选试验 |
| 6.4 小结 |
| 第七章 高铜含碳及含砷金精矿提金技术工程化实践 |
| 7.1 高铜含碳金精矿直接氰化提金工程化实践 |
| 7.1.1 富氧浸出工艺体系的建立 |
| 7.1.2 富氧添加氧化铅直接氰化浸出实践 |
| 7.2 多金属金精矿氰渣综合回收工程化实践 |
| 7.2.1 氰渣综合回收浮选工艺扩建 |
| 7.2.2 氰渣综合回收生产实践 |
| 7.3 含砷金精矿细菌预氧化提金工程化实践 |
| 7.3.1 细菌氧化生产工艺流程 |
| 7.3.2 细菌氧化生产工艺参数及自动控制 |
| 7.3.3 细菌氧化提金工艺生产实践 |
| 7.4 小结 |
| 第八章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间主要的研究成果 |
四、用氯化铜浸出硫化铜精矿回收铜铅硫（论文参考文献）
- [1]杂铜阳极泥综合回收有价金属新工艺研究[D]. 刘勇. 昆明理工大学, 2017(01)
- [2]高铁硫化铜铅矿焙烧—浸出分离铜研究[D]. 周娟. 昆明理工大学, 2015(08)
- [3]电炉熔炼杂铜阳极泥浸出渣炉渣物性研究[D]. 孙安平. 昆明理工大学, 2015(01)
- [4]多金属复杂硫化铜矿中有价金属的分离研究现状与进展[J]. 周娟,廖亚龙,李冰洁,黄斐荣. 化工进展, 2015(01)
- [5]兰坪复杂氧化铜矿选冶联合工艺研究[D]. 张铁民. 昆明理工大学, 2014(06)
- [6]HQ0211菌氧化复杂难处理金矿的实验研究[D]. 王晶. 东北大学, 2014(08)
- [7]高镍铜阳极泥中硒、碲、铜的脱除研究[D]. 钟先林. 东北大学, 2013(05)
- [8]铜造锍熔炼烟尘的处理工艺研究[D]. 朱家栋. 武汉科技大学, 2012(02)
- [9]某锡矿伴生铜钼铋硫化矿分离研究[D]. 邬东. 江西理工大学, 2012(03)
- [10]复杂难处理金精矿提取及综合回收的基础研究与应用[D]. 杨玮. 中南大学, 2011(12)