一、高Cu硫化精矿中硫脲浸取Au和Ag的动力学（论文文献综述）
李连群[1]（2021）在《S2O32--Cu2+-NH3无氧体系电化学浸金的原位AFM测定和机理》文中提出
彭科波,高利坤,饶兵,龚志辉,沈海榕,高广言,何飞,张明[2]（2021）在《金矿非氰化浸金研究进展》文中提出随着易处理金矿石资源枯竭,含砷、含碳、高硫、超细颗粒金矿石已成为金矿开采的重点,这些难处理金矿通过常规氰化浸金等方法浸出效果差,由于氰化物有剧毒,会危害人体健康,并严重污染生态环境.非氰化法浸金因具有环保、浸出速率快、效率高等优点受到了广泛关注.在综述了硫代硫酸盐法、甘氨酸法、卤素法、石硫合剂法、碘化焙烧工艺、硫脲浸出法和非水溶液浸金7种非氰浸金方法的浸金原理及其在难处理金矿方面的最新研究进展的基础上,讨论了非氰浸金方法存在的浸出剂昂贵、浸出液中金回收困难、浸出体系复杂、浸出剂性质不稳定及消耗量大等问题,并对非氰浸金技术的发展方向进行了展望.
张晓亮[3]（2021）在《微波作用下载金硫化物中单质硫的释放及其浸金机制研究》文中提出目前,黄金的提取仍以氰化法为主,但氰化物的剧毒性给黄金生产企业带来了巨大的环保压力。碱性含硫试剂被认为是一类最具希望替代氰化物的环保型浸金药剂,它可通过将单质硫溶于碱性溶液来制备。针对传统氰化浸金工艺环境污染严重的问题,本文提出了利用载金硫化物微波热分解过程中生成的单质硫来实现非氰自浸金的新思路。考察了载金硫化物释放单质硫的热力学条件和黄铁矿原位加热过程中物相转变的基本规律,深入研究了微波作用下载金硫化物热分解过程中单质硫的释放规律与生成机理,探讨了微波辐射对黄铁矿热分解过程中硫元素转化的促进作用机理;利用耗散型石英晶体微天平原位研究了热分解生成的单质硫在碱性溶液中浸金的作用机制,完善了金精矿微波热分解-自浸出的基础理论体系。主要研究结论如下:载金硫化物热分解过程中生成的单质硫主要来源于黄铁矿。在氮气气氛下,黄铁矿原位加热过程中的相变温度区间为500～600℃,提高温度对黄铁矿中S-S键伸缩振动的影响更为显着。随着温度的升高,黄铁矿晶格发生线性热膨胀,平均体膨胀系数为5.64×10-3 K-1,热分解生成的磁黄铁矿沿着z轴方向的热膨胀明显更快。高硫金精矿的微波吸收性能随着温度的不断升高先增强后减弱,在频率为2.45 GHz的室温下物料复介电常数的虚部值为9.99,当温度达到700℃时,虚部值增大为原来的4.76倍,继续升温至900℃时,虚部值反而减小为27.76,但仍然高于500℃时复介电常数的虚部值11.40。在微波辐射温度为450℃时,黄铁矿热分解产物中已经有磁黄铁矿产生,温度达到900℃时的硫元素转化率为46%。黄铁矿微波热分解过程中生成了不同晶体结构的磁黄铁矿相,矿物晶体由等轴晶系逐渐转变为六方晶系;硫元素化学形态首先从黄铁矿中的S22-向Sn2-转化,随着温度的升高Sn2-将进一步转化为S2-,该过程中Sn2-的出现表明样品中存在S0。在微波辐射作用下,高硫金精矿中的黄铁矿热分解后颗粒内部产生大量空洞和孔道结构,生成了纳米级磁黄铁矿多晶聚合体,晶体结构的对称性降低;在700℃下保温30 min后,物料孔隙率从32.9%增大到48.9%,总孔面积增大为原来的2.16倍,这使得原本被硫化矿物包裹的金裸露出来,增加了金与浸出试剂的接触机会。通过对比研究发现,微波辐射加热降低了黄铁矿热分解过程中的物相转变温度,促进了黄铁矿热分解过程中硫的形态转化,使黄铁矿热分解反应活化能降低了 27.14 kJ·mol-1,提高了单质硫的生成量。黄铁矿在热分解过程中Fe-S键更容易发生断裂,但在高温下S-S键也会出现断裂,[FeS6]八面体随着温度的升高逐渐解体,释放出气态的单质硫。外加电场使黄铁矿晶格中原子电子云发生微小位移,削弱了原子间的相互作用力,而且外加磁场对黄铁矿热分解的化学反应也具有促进作用。利用载金硫化物微波热分解过程中生成的单质硫在碱性溶液中浸出其自身热分解产物中的金,浸出率可以达到90%以上。借助耗散型石英晶体微天平原位研究了单质硫在碱性溶液中浸金的作用机制,发现微波热分解过程中生成的单质硫与升华硫在碱性溶液中的浸金性能几乎相同,金的溶出速率分别为0.59ng·cm-2·s-1和0.68 ng·cm-2·s-1;铜氨络离子可以消除含硫浸金试剂在金表面的吸附过程,从而显着提高金的溶出速率。单质硫在碱性溶液中溶解后形成的含硫组分在金表面发生粘弹性吸附,浓度越高吸附层的柔性越强,金表面钝化越严重,在金与浸出溶液界面发生含硫试剂的浸金反应生成了Au-S配合物并溶出。
龙海林[4]（2021）在《氯化焙烧挥发烧结灰中有价元素的研究》文中进行了进一步梳理烧结灰来源于钢铁生产烧结工艺过程,是钢铁企业产生的固体废物之一,其成分复杂,含有铜、铅和银等有价元素。在湿法处理烧结灰工艺中,存在浸出渣难以回收利用、处理工艺污染严重、浸出剂消耗量大和除杂步骤繁琐等问题。本文提出了一种氯化焙烧处理烧结灰的新工艺,利用烧结灰本身含有的氯化剂（CaCl2、NaCl、KCl）对烧结灰进行氯化焙烧。研究了烧结灰中铅、银和铜在焙烧过程中的热力学行为,氯化挥发铅、银和铜的单因素实验以及在焙烧过程中的动力学行为,主要结论如下:（1）热力学研究结果表明,各元素与氯化剂发生氯化反应的优先顺序为铅>银>铜。生成含氯气体的反应及有价元素的氯化反应温区在670.1K至1473K之间,且随温度升高反应越剧烈。氯化剂（CaCl2、NaCl、KCl）与各元素的氯化反应强弱顺序为CaCl2>NaCl>KCl。C、SO2、SiO2、Fe2O3和Mg O在一定程度上均能促进氯化剂（CaCl2、NaCl、KCl）与Pb O、Ag、Cu O的氯化反应。（2）单因素实验结果表明,焙烧温度为1423K、保温时间60min、空气流速400L/h和4wt.%的氯化钙添加量为最佳工艺条件,铅、银和铜的氯化挥发率分别达到了99.48%、98.41%和86.88%。对比原料与不同温度下焙烧渣的组成,结果表明,铅、银和铜等元素在焙烧过程中被氯化挥发进入气相中,而铁、硅和钙等元素不能被氯化,从而保留在渣相中,完成有价元素的高效分离。（3）动力学研究结果表明,烧结灰中铅、银和铜发生氯化反应的表观活化能分别为100.48k J/mol、45.78k J/mol和145.3k J/mol,均受界面化学反应控制。综上所述,采用氯化焙烧处理烧结灰可实现有价元素的高效挥发,对烟尘进一步分离提纯可获得金属产品。焙烧渣中K、Na和Cl等元素含量降低,可作为炼铁原料循环利用,主要研究成果可对烧结灰的资源化利用的技术研发提供参考。
王志辉,苑舒琪,刘景昊,吴玉锋,俞嘉梅[5]（2021）在《废旧线路板中贵金属湿法浸出技术研究进展》文中认为废旧线路板（WPCB）的数量逐年增长,妥善处理废旧线路板不仅体现其回收利用价值,并且具有可观的环境效益.湿法处理废旧线路板工艺成熟,具有流程短、效率高的优点.本文综述了废旧线路板中贵金属（主要以金为例）浸出方法的研究状况,并从效率、环境影响、成本等方面对不同方法进行了比较.分析表明,硫脲法和碘化法浸出效率高、环境影响小、成本可控,是较优的浸出方法.合理、有效地处置废旧线路板,减少处置过程中的环境污染并高效回收贵金属,需要考虑不同方面的因素,多种浸出与富集回收方法共同使用,以达到最佳贵金属回收效果.
曹赓[6]（2021）在《超声耦合臭氧对尾矿中金的浸出机制研究》文中研究表明随着黄金资源不断被开采,高品位易选黄金原矿的资源储备不断降低,难选冶金矿与黄金尾矿的规模占比不断增加,选冶过程中金的损失愈发被人们所重视,对尾矿中残余金的提取回收成为新的研究热点。目前对尾矿中金进行选矿的工艺主要有浮选法,氯化法包括生物氧化法等,它们都有各自的缺点以及局限性。针对目前现状,本文利用臭氧作为氧化剂,通过与超声联合作用,对尾矿中金进行浸出,进而研究不同条件下对尾矿中金浸出的影响机制。主要研究内容和结果如下:（1）通过对单超声作用、单臭氧作用、超声耦合臭氧氧化作用浸金的效果进行比较发现:超声和臭氧联合作用对尾矿中金的浸出效果要优于单臭氧浸出以及单超声浸出,超声耦合臭氧氧化作用浸金率在22%-45%左右。通过添加臭氧催化剂后的正交实验结果表明:臭氧通量为5 g·h-1、在温度为40℃、浸出时间为3h、液固比为120/5 mL·g-1、超声强度为0.4 W·M-2、臭氧催化剂质量为6g时浸出效果最好,浸出率可达到54.19%。正交实验结果分析表明影响氧化浸金的主要因素依次为液固比>温度>时间>臭氧催化剂质量>超声强度。为进一步提高浸出率,在正交试验的基础上通过添加硫脲,在臭氧通量为5 g·h-1、液固比为120/5 mL·g-1、超声强度为0.32 W·cm-2、温度为60℃、时间为3h、臭氧催化剂质量为6g、硫脲浓度为10g/L的条件下金的浸出率最高可以达到88.61%。（2）对反应前后尾矿利用SEM、BET、LPS、XPS、XRD、XRF等手段进行表征分析,对超声耦合臭氧浸金相关机制进行研究。其中SEM结果表明反应后尾矿相比于反应前呈更多细小片状结构,更加蓬松多孔,有明显刻蚀痕迹;LPS结果表明反应后尾矿相比于反应前矿物颗粒的整体粒度略微减小,变化不大;BET结果表明反应后尾矿比表面积相比较反应前尾矿扩大6.4倍,而孔容扩大6.06倍,结合SEM结果可知,尾矿颗粒内部出现了更多的空隙,在臭氧的氧化作用下,打开了脉石对金的包裹。XRD结果表明反应后尾矿衍射峰强度相比于反应前整体上降低,表明矿物结晶度在浸金反应后整体降低,有利于金的浸出。对在最佳实验条件下的浸金过程进行拟合,浸出过程符合未反应收缩核模型,浸金反应过程中主要受界面化学反应控制。（3）利用浸金过程中得到的实验数据,采用人工神经网络模型对超声耦合臭氧氧化浸出过程进行模拟,对金的浸出率进行预测。利用Matlab软件建立了单隐藏层14个节点的“7-14-1型”误差逆向传播神经网络模型（BP神经网络模型）。通过对模型进行分析计算,所得测试数据的均方误差仅为0.0013,BP神经网络模型预测值与训练实验值的线性拟合后斜率和相关系数分别为0.9和0.956,拟合程度较高。神经网络预测值与验证实验结果之间的比较结果显示斜率和相关系数分别为0.92和0.945,线性拟合度较高,表明该模型的预测较为可靠,通过预测值与实际值的对比,结果表明所建人工神经网络模型可以对反应过程做出有效的模拟,该模型对其他地区同类型金尾矿也能具有较好的预测精度。
吴浩[7]（2021）在《含砷难浸金矿碱性加压自浸金机理及工艺研究》文中提出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。
王洪君[8]（2021）在《含钒碳质金矿氯化焙烧提取钒和金的基础及工艺研究》文中研究说明碳质金矿在我国金矿储量中占有重要比例,矿石中除含有较高的碳外,钒、钙、铅、砷、钾、镓、磷、硫、铊、钡等伴生元素的含量也相对较高。当碳质金矿中伴生有价金属时,采用常规氰化浸工艺出无法实现金及伴生有价金属的同步回收。此外,预处理后采用氰化、硫代硫酸盐以及硫脲等提金方法,虽可实现金的提取,但很难同时实现伴生金属的回收。本论文以含钒的碳质金矿为研究对象,采用氯化焙烧方法,通过固体氯化剂的添加实现钒和金的同步提取。在此过程中,利用氯化剂中的金属元素以及氯元素,使金以氯化金的形式挥发,钒转化为相应的可溶性钒酸盐,通过浸出-萃取使钒富集和回收。热力学研究表明,矿物组分的氯化优先顺序为ZnS>FeS2>ZnO>Au>Fe2O3>V2O3>V2O5,相较于氯化反应,FeS2更容易发生氧化反应生成SO2及相应的铁氧化物。仅在O2参与下,固体氯化剂无法直接热解析出Cl2,同时也无法与金直接进行反应,金的氯化过程需要固体氯化剂与矿石中的物料组分进行造氯反应生成Cl2。矿石中的硫化物、钒氧化物均可促进氯化剂的分解,生成相对应的硫酸盐、钒酸盐以及氯气。研究表明金氯化挥发机理:在低温焙烧（低于600℃）阶段,硫化矿与NaCl的造氯反应分为两种方式:一是直接与NaCl反应生成Cl2;二是硫化矿发生氧化反应生成中间产物SO2,SO2与NaCl反应生成Cl2,二者生成的Cl2与金发生氯化反应。在此温度内,云母晶体结构未被破坏,赋存在其中的钒无法与NaCl接触参与反应。在高温焙烧（高于600℃）阶段,云母晶体结构受到破坏,钒及NaCl被氧化,高价钒与钠结合转化为可溶于水的钒酸钠盐,生成Cl2与完成氯化反应。通过对不同氯化剂（NaCl、CaCl2）的优化工艺对比,确定了以NaCl为添加剂的氯化焙烧-水浸提取金、钒的工艺。氯化焙烧的最优条件NaCl用量10wt%、焙烧温度为800℃、焙烧时间为4h和空气流量为1 L/min。水浸最优条件液固比10:1、搅拌转速500r/min、浸出温度80℃和浸出时间4h,金的挥发率和钒的浸出率分别为92.01%和85.34%。金氯化挥发动力学研究表明,金氯化挥发受化学反应控制,表观活化能为40.61 kJ/mol;氯化焙烧可实现锌、金的同步挥发。钒浸出动力学研究表明,钒浸出过程为固膜扩散控制,表观活化能为15.74kJ/mol。通过不同萃取剂的优化工艺对比试验,确定了采用混合萃取剂（P507-N235）协同萃取钒的最优工艺。在萃取温度为25℃、萃取时间为8 min、pH=2、萃取剂浓度为20%（v/v）、N235:P507=1:2（v/v）和O/A比为2:1的最优条件下,经过三段逆流萃取得到负载钒（V）有机相。在H2SO4用量为2mol/L和O/A相比为2:1的条件下,对负载钒（V）有机相进行三段逆流萃取,可以实现98.56%钒（V）的萃取。P507-N235混合萃取剂的最大协同萃取系数R为2.21,即混合萃取剂对钒有协同萃取作用。通过工艺对比和优化条件试验,最终确定了以NaCl为添加剂、P507-N235为混合萃取剂的氯化焙烧提金-水浸-协同萃取提取钒的工艺,有效地实现了金和钒的分离和提取,金的挥发率为92.01%,钒的回收率为84.11%。氯化焙烧法能够克服常规氰化浸出以及硫脲法、硫代硫酸盐法、碳氯法等提金工艺,只能单独提取金的缺点。该法能够在提金的同时实现多金属的综合回收,且能够综合利用氯化剂中的阴、阳离子,相较于氰化具有环境友好的特点。氯化焙烧提取含钒碳质金矿中钒和金的工艺,为此类矿物资源的回收利用提供了一种新的技术参考。
刘方方[9]（2020）在《物理法从废线路板中回收铜合金粉末新技术研究》文中进行了进一步梳理废线路板是一种量大面广的电子废料,具有高品质的资源特性和环境危害性的双重性质。当前,回收废线路板中金属资源的主流技术是以物理机械法作为预处理,后续采用火法或湿法冶金工艺等回收有价金属,但是存在能耗高、流程长、环境污染较大等问题。本文以废弃线路板金属富集体为研究对象,采用物理法回收得到高附加值的铜合金粉末,并进行了材料化应用。主要结果如下:（1）研制出物理法处理废线路板金属富集体颗粒制备铜合金粉末新技术,主要工艺过程包括:预处理除杂、球磨-筛分处理、铜合金颗粒的粉末细化,并应用得到的再生铜合金粉末制备出粉末冶金铜基复合材料。该工艺流程短、避免了火法与湿法冶金过程,环境污染小。（2）选择磁选、破碎和摇床分选作为预处理除杂工艺,去除了金属富集体颗粒中大部分的杂质Fe和非金属。金属Fe去除率为95.93%,非金属去除率为76.11%,金属Cu的品位从51.80 wt.%提升至72.23 wt.%。（3）Cu的延展性好,与Sn、Pb的易磨削、非金属颗粒性脆易碎的研磨特性存在明显差异。提出了球磨-筛分处理工艺,进一步去除非金属,同时,及时将细粉末的Sn、Pb软相物料筛分出来,有利于Cu的富集和颗粒细化。经球磨-筛分处理后,Cu的品位从72.23 wt.%提高至94.72 wt.%,非金属降至0.11 wt.%。（4）研制出铜合金颗粒球磨细化新工艺。废线路板金属富集体颗粒经机械冲击破碎和球磨-筛分处理后,在Cu颗粒内部已经积累了大量的应力、裂纹、空位、位错等缺陷。研究发现,在此基础上,采用自制介质球磨片状Cu颗粒,球磨产生的冲击和研磨使片状Cu颗粒发生卷曲、折叠,表面产生裂纹、扩展,且不易焊合,导致颗粒发生断裂,加速片状Cu颗粒细化。以自制介质作为球磨介质,在球料比20:1、转速400 rpm、经球磨10 h后得到了粒径均匀、粒度为5～45μm（平均粒径约为13μm）的再生铜合金粉末;TEM结果表明,该粉末的晶粒多为纳米晶（5～100 nm）。（5）在较佳工艺条件下,得到的富铜合金粉末中金属品位99.89 wt.%,其中Cu的品位为94.72 wt.%,Cu的直收率为82.85%;富锡铅合金粉末经去除非金属处理后可以用作粉末冶金原料。富铜合金粉末和富锡铅合金粉末的粒度均为-200目,总金属（Cu、Sn、Pb）的直收率可达到88.20%。本技术处理过程中产生的少量含有价金属的尾矿,可以送现有的火法或湿法冶炼处理回收。再生铜合金粉末应用于制备粉末冶金铜基摩擦材料,满足相应的性能指标。
任传裕[10]（2020）在《含砷难处理金矿生物预氧化渣酸性体系硫脲浸金机理及工艺研究》文中研究指明随着黄金资源不断开采,金品位逐渐下降,低品位难处理金矿逐渐成为黄金生产的重要来源。因难处理金矿采用传统选冶方式难以高效回收,同时传统氰化法面临着环保、酸碱转化等问题。基于此,本论文以新疆某低品位含砷难处理金矿为研究对象,开展了生物预氧化—硫脲浸金机理及工艺研究,为实际工业应用提供了理论指导。本论文采用实验室保存的菌种进行驯化培养,获得适宜处理该矿石的高效菌1株,最佳培养条件为:培养温度30℃、pH值1.5～1.8、培养周期15 d。该低品位金矿经细菌预氧化处理后,As的氧化率可达80.32%,S的氧化率可达41.04%。针对预氧化渣,考察了硫脲浸金过程中温度、硫脲浓度、pH值、液固比、搅拌速度等因素对金浸出率的影响,得到了最优浸出条件:温度25℃、硫脲浓度25 kg/t、pH值1.5、液固比5:1、搅拌速度350 r/min,此时金的浸出率达到97.84%。基于缩核模型,得到了硫脲浸金过程活化能及各因素管理关系,建立了半经验动力学方程。探讨了在实际生产中对硫脲分解产生影响的几种主要因素,得到了影响硫脲分解最重要的因素之一是Fe3+浓度,并从机理上解释了硫脲分解的原因。同时根据缩核模型,建立了酸性条件下硫脲分解半经验动力学方程。模拟工业体系,开展了柱浸实验,为下一步工程化应用提供指导。预氧化pH值1.5～1.8,周期60 d;预氧化渣采用硫脲浸出,浸出pH值1.5,浸出30 d,浸出率88.39%,硫脲用量5.26 kg/t。为进一步降低硫脲耗量,对含有硫脲的浸出液进行循环利用。采用含硫脲的浸出液按前述最优条件浸出,金浸出率为79.74%,表明硫脲在一定程度上可实现循环利用。以实验结果为基础,深入研究了硫脲浸金机理,查明硫脲浓度是影响硫脲酸性条件下浸出的主要因素。该过程活化能为12.116 kJ/mol,表明通过升温来提高金浸出率的效果有限,硫脲浓度的关联指数更高,对浸出过程影响最大。并探讨了硫脲分解机理,查明Fe3+浓度是影响硫脲在不同条件下分解主要影响因素,同时建立了动力学模型。Fe3+浓度相比于细菌接种量以及水质的关联指数更高,对硫脲分解过程影响最大。基于传统氰化工艺造成的环境等方面的污染与破坏,及其在工业实际应用中影响金浸出率的问题,如:酸碱转化过程后形成二次包裹、上一批次矿石残留碱在下一批次矿石进行酸平衡时额外消耗大量酸等,采用生物预氧化—硫脲浸金联合工艺可有效解决上述难题,是一种环保、高效的浸金工艺,本论文研究结果为下一步大规模产业应用提供了坚实理论基础。
二、高Cu硫化精矿中硫脲浸取Au和Ag的动力学（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、高Cu硫化精矿中硫脲浸取Au和Ag的动力学（论文提纲范文）
（3）微波作用下载金硫化物中单质硫的释放及其浸金机制研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 黄金矿产资源概况 |
| 2.1.1 黄金资源储量分布 |
| 2.1.2 金的赋存状态研究 |
| 2.2 非氰浸金技术的研究进展 |
| 2.2.1 含硫试剂浸金的研究现状 |
| 2.2.2 金精矿预处理方法的概述 |
| 2.3 黄铁矿高温相变的研究进展 |
| 2.4 微波在湿法冶金领域的应用 |
| 2.4.1 微波加热的基本原理及优势 |
| 2.4.2 微波焙烧强化浸出研究现状 |
| 2.5 小结 |
| 3 研究内容与方法 |
| 3.1 研究目标 |
| 3.2 研究技术路线 |
| 3.3 研究内容 |
| 3.4 研究方法 |
| 3.4.1 试验研究方法 |
| 3.4.2 分析检测方法 |
| 3.5 试验原料、药剂与设备 |
| 3.5.1 试验原料及性质 |
| 3.5.2 试验药剂与设备 |
| 4 载金硫化物热分解的热力学及原位相变过程 |
| 4.1 单质硫生成过程的热力学分析 |
| 4.2 载金硫化物的热分解特性研究 |
| 4.3 黄铁矿热分解相变的原位研究 |
| 4.3.1 高温原位X射线衍射分析 |
| 4.3.2 高温原位Raman光谱分析 |
| 4.3.3 表面微观形貌的演变过程 |
| 4.4 小结 |
| 5 微波场中载金硫化物的介电响应及失重行为 |
| 5.1 微波作用下黄铁矿升温行为研究 |
| 5.2 微波场中载金硫化物的介电响应 |
| 5.3 微波场中黄铁矿热分解失重行为 |
| 5.3.1 单因素条件试验研究 |
| 5.3.2 多因素响应曲面研究 |
| 5.4 小结 |
| 6 微波作用下单质硫的释放机理及其浸金机制 |
| 6.1 载金黄铁矿微波热分解的相变行为研究 |
| 6.1.1 不同辐射时间下的物相转变规律 |
| 6.1.2 不同加热温度下的物相转变规律 |
| 6.1.3 硫元素赋存状态的变化规律 |
| 6.1.4 微波作用下晶体结构的演变 |
| 6.2 微波热分解对金嵌布特征的影响 |
| 6.3 单质硫的表征及其浸出性能研究 |
| 6.3.1 单质硫晶体结构的表征研究 |
| 6.3.2 单质硫浸金性能的验证试验 |
| 6.4 单质硫在碱性溶液中浸金作用机制研究 |
| 6.4.1 含硫试剂浓度对金溶出的影响 |
| 6.4.2 加热温度对金溶出过程的影响 |
| 6.4.3 铜氨配合物对浸金过程的影响 |
| 6.4.4 单质硫来源对浸金过程的影响 |
| 6.5 小结 |
| 7 微波辐射对硫元素转化的促进作用及其机理 |
| 7.1 微波辐射与常规加热下相变过程的对比研究 |
| 7.1.1 加热方式对物相转变行为的影响 |
| 7.1.2 加热方式对产物中硫含量的影响 |
| 7.1.3 加热方式对硫形态转化的影响 |
| 7.1.4 加热方式对颗粒结构形貌的影响 |
| 7.2 微波辐射与常规加热下反应动力学对比研究 |
| 7.3 黄铁矿热分解过程的从头算分子动力学模拟 |
| 7.4 外加电场对黄铁矿电子结构的影响 |
| 7.5 外加磁场对黄铁矿分解反应的影响 |
| 7.6 小结 |
| 8 结论与创新点 |
| 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 |
（4）氯化焙烧挥发烧结灰中有价元素的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 烧结灰研究现状 |
| 1.3 铅、银、铜的性质与用途 |
| 1.3.1 铅、银、铜的性质 |
| 1.3.2 铅、银、铜的用途 |
| 1.4 含铅、银、铜固废的火法处理方法 |
| 1.4.1 铅的火法回收 |
| 1.4.2 银的火法回收 |
| 1.4.3 铜的火法回收 |
| 1.5 含铅、银、铜固废的湿法处理方法 |
| 1.5.1 铅的湿法回收 |
| 1.5.2 银的湿法回收 |
| 1.5.3 铜的湿法回收 |
| 1.6 氯化焙烧工艺 |
| 1.7 课题研究意义及研究内容 |
| 1.7.1 课题研究意义 |
| 1.7.2 研究内容 |
| 第二章 实验过程与研究方法 |
| 2.1 实验原料、试剂及设备 |
| 2.2 实验过程方法 |
| 2.3 实验表征及测试方法 |
| 2.4 本章小结 |
| 第三章 烧结灰中铅、银、铜的氯化焙烧热力学分析 |
| 3.1 氧化铅氯化反应的热力学分析 |
| 3.1.1 氧化铅与氯化钠氯化反应的热力学分析 |
| 3.1.2 氧化铅与氯化钾氯化反应的热力学分析 |
| 3.1.3 氧化铅与氯化钙氯化反应的热力学分析 |
| 3.2 银氯化反应的热力学分析 |
| 3.2.1 银与氯化钠氯化反应的热力学分析 |
| 3.2.2 银与氯化钾氯化反应的热力学分析 |
| 3.2.3 银与氯化钙氯化反应的热力学分析 |
| 3.3 氧化铜氯化反应的热力学分析 |
| 3.3.1 氧化铜与氯化钠氯化反应的热力学分析 |
| 3.3.2 氧化铜与氯化钾氯化反应的热力学分析 |
| 3.3.3 氧化铜与氯化钙氯化反应的热力学分析 |
| 3.4 碳参与氯化还原反应热力学分析 |
| 3.4.1 碳参与氧化铅氯化反应的热力学分析 |
| 3.4.2 碳参与银氯化反应的热力学分析 |
| 3.4.3 碳参与氧化铜氯化反应的热力学分析 |
| 3.5 烧结灰原料TG-DSC分析 |
| 3.6 本章小结 |
| 第四章 氯化焙烧同步挥发铅、银、铜的实验分析及机理研究 |
| 4.1 氯化挥发铅、银、铜的单因素实验研究 |
| 4.1.1 温度对铅、银、铜挥发率的影响 |
| 4.1.2 保温时间对铅、银、铜挥发率的影响 |
| 4.1.3 气体流速对铅、银、铜挥发率的影响 |
| 4.1.4 不同气氛对铅、银、铜挥发率的影响 |
| 4.1.5 氯化钙添加量对铅、银、铜挥发率的影响 |
| 4.2 烧结灰在氯化焙烧过程中的机理分析 |
| 4.2.1 焙烧渣的化学成分分析 |
| 4.2.2 焙烧渣的XRD分析 |
| 4.2.3 焙烧渣的SEM-EDS分析 |
| 4.2.4 焙烧渣的XPS分析 |
| 4.3 本章小结 |
| 第五章 烧结灰氯化焙烧过程的动力学研究 |
| 5.1 铅在氯化焙烧过程中的动力学研究 |
| 5.2 银在氯化焙烧过程中的动力学研究 |
| 5.3 铜在氯化焙烧过程中的动力学研究 |
| 5.4 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 攻读硕士期间的主要研究成果 |
| 附录A 所获成果 |
| 附录B 所获奖励 |
（5）废旧线路板中贵金属湿法浸出技术研究进展（论文提纲范文）
| 1 从废旧线路板中浸出贵金属(Leaching the precious metals from WPCB) |
| 1.1 硫脲法 |
| 1.2 硫代硫酸盐法 |
| 1.3 卤化法 |
| 1.3.1 氯化法 |
| 1.3.2 溴化法 |
| 1.3.3 碘化法 |
| 1.4 生物法 |
| 2 贵金属浸出方法对比分析(Comparative analysis of leaching methods of precious metals) |
| 3 总结与展望(Summary and prospect) |
（6）超声耦合臭氧对尾矿中金的浸出机制研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 黄金概述 |
| 1.2 金矿分类 |
| 1.3 冶金方法 |
| 1.4 超声波辅助冶金技术 |
| 1.5 臭氧强化浸金进展 |
| 1.6 超声波和臭氧在冶金领域应用 |
| 1.7 人工神经网络模型建立 |
| 1.8 研究目的、意义与内容 |
| 1.8.1 研究目的与意义 |
| 1.8.2 研究内容 |
| 1.9 技术路线图 |
| 2 超声耦合臭氧氧化浸金效果研究 |
| 2.1 材料与方法 |
| 2.1.1 金尾矿制备与分析 |
| 2.1.2 主要试剂与药品 |
| 2.1.3 主要设备与仪器 |
| 2.1.4 浸出实验 |
| 2.2 结果与讨论 |
| 2.2.0 超声耦合臭氧浸金热力学分析 |
| 2.2.1 超声耦合臭氧浸金研究 |
| 2.2.2 单超声浸金研究 |
| 2.2.3 单臭氧浸金研究 |
| 2.2.4 正交实验优化研究 |
| 2.3 结论 |
| 3 含金尾矿氧化浸出的动力学与机制研究 |
| 3.1 材料与方法 |
| 3.1.1 金尾矿制备与分析 |
| 3.1.2 主要试剂与药品 |
| 3.1.3 主要设备与仪器 |
| 3.1.4 浸出实验 |
| 3.1.5 表征方法 |
| 3.2 结果与讨论 |
| 3.2.1 浸金剂对超声耦合臭氧浸金的影响 |
| 3.2.2 反应前后尾矿表征分析 |
| 3.2.3 缩核模型 |
| 3.2.4 表观活化能研究 |
| 3.3 结论 |
| 4 人工神经网络模型预测 |
| 4.1 人工神经网络数据选取与处理 |
| 4.2 人工神经网络性能测试和预测结果 |
| 4.3 不同地区尾矿验证结果 |
| 4.4 结论 |
| 5 结论与展望 |
| 5.1 结论 |
| 5.2 创新点 |
| 5.3 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 攻读硕士学位期间研究成果 |
（7）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 |
（8）含钒碳质金矿氯化焙烧提取钒和金的基础及工艺研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 难处理金矿概述 |
| 2.1.1 难处理金矿矿石特征 |
| 2.1.2 金矿难处理的原因 |
| 2.2 碳质金矿特点及处理方法 |
| 2.2.1 碳质金矿主要特点 |
| 2.2.2 氰化法处理碳质金矿 |
| 2.2.3 非氰化法浸出处理碳质金矿 |
| 2.3 氯化焙烧技术 |
| 2.3.1 原理概述 |
| 2.3.2 氯化焙烧技术应用 |
| 2.4 含钒溶液分离净化技术研究现状 |
| 2.4.1 化学沉淀法 |
| 2.4.2 离子交换法 |
| 2.4.3 溶剂萃取法 |
| 2.5 小结 |
| 3 试验材料与研究方法 |
| 3.1 研究内容以及研究目标 |
| 3.1.1 研究内容 |
| 3.1.2 研究目标 |
| 3.2 技术路线 |
| 3.3 研究方法 |
| 3.3.1 试验流程 |
| 3.3.2 含钒碳质金矿氯化焙烧试验 |
| 3.3.3 焙烧渣钒浸出试验 |
| 3.3.4 浸出液钒萃取试验 |
| 3.4 分析测试方法 |
| 3.5 试验药剂及仪器 |
| 3.6 试验原料 |
| 4 氯化焙烧提取钒和金热力学分析 |
| 4.1 NaCl为添加剂氯化焙烧过程热力学特性 |
| 4.2 CaCl_2为添加剂氯化焙烧过程热力学特性 |
| 4.3 温度对含钒碳质金矿氯化焙烧过程的影响 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 含钒碳质金矿氯化焙烧-浸出工艺研究 |
| 5.1 含钒碳质金矿NaCl焙烧-水浸试验 |
| 5.1.1 不同焙烧条件对钒浸出率和金挥发率的影响 |
| 5.1.2 NaCl焙烧过程中金氯化挥发动力学 |
| 5.1.3 氯化挥金过程中伴生金属锌的挥发行为 |
| 5.1.4 NaCl焙烧渣水浸提钒条件试验 |
| 5.1.5 NaCl焙烧渣钒水浸过程动力学 |
| 5.2 含钒碳质金矿CaCl_2焙烧-酸浸试验 |
| 5.2.1 不同焙烧条件对钒浸出率和金挥发率的影响 |
| 5.2.2 CaCl_2焙烧过程中金氯化挥发动力学 |
| 5.2.3 CaCl_2焙烧渣酸浸提钒条件试验 |
| 5.2.4 CaCl_2焙烧渣钒酸浸过程动力学 |
| 5.3 最优工艺流程的确定 |
| 5.4 小结 |
| 6 氯化焙烧过程金的氯化挥发机理研究 |
| 6.1 氯化焙烧固体产物分析 |
| 6.1.1 不同焙烧温度下氯化焙烧渣固体产物分析 |
| 6.1.2 不同焙烧时间下氯化焙烧渣固体产物分析 |
| 6.2 硫、钒对金氯化挥发的影响 |
| 6.3 金的氯化挥发过程 |
| 6.4 小结 |
| 7 提钒浸出液萃取法回收钒的研究 |
| 7.1 P507-N235协同萃取钒 |
| 7.1.1 pH值对钒萃取率的影响 |
| 7.1.2 萃取剂浓度对钒萃取率的影响 |
| 7.1.3 N235和P507体积比的影响 |
| 7.1.4 O/A相比对钒萃取率的影响 |
| 7.1.5 钒的萃取等温线 |
| 7.1.6 硫酸浓度对钒反萃率的影响 |
| 7.1.7 钒的反萃等温线 |
| 7.1.8 N235-P507协同系数的确定 |
| 7.1.9 V(V)协同萃取的萃取化学计量数研究 |
| 7.2 P204萃取钒的研究 |
| 7.2.1 pH值对钒萃取率的影响 |
| 7.2.2 O/A相比对钒萃取率的影响 |
| 7.2.3 P204浓度对钒萃取率的影响 |
| 7.2.4 钒萃取等温线 |
| 7.2.5 硫酸浓度对钒反萃取的影响 |
| 7.2.6 钒的反萃等温线 |
| 7.3 最优工艺流程的确定 |
| 7.4 小结 |
| 8 结论与创新点 |
| 8.1 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 |
（9）物理法从废线路板中回收铜合金粉末新技术研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 废线路板的资源性及其循环利用 |
| 1.2.1 废线路板的资源性 |
| 1.2.2 废线路板的资源循环利用 |
| 1.3 废线路板非金属物料(NMFs)的再生利用 |
| 1.4 废线路板中金属的主流回收技术 |
| 1.4.1 火法处理技术 |
| 1.4.2 湿法冶金处理技术 |
| 1.4.3 生物浸出技术 |
| 1.4.4 物理机械处理技术 |
| 1.4.5 组合法回收技术 |
| 1.5 铜及铜合金粉末的制备工艺 |
| 1.6 本论文的研究目的、意义及主要内容 |
| 1.6.1 研究目的及意义 |
| 1.6.2 主要研究内容 |
| 1.6.3 课题来源 |
| 第二章 废线路板金属富集体的物性分析 |
| 2.1 物料来源 |
| 2.2 化学成分分析 |
| 2.3 物料的元素赋存状态及物相嵌布特征分析 |
| 2.4 金属富集体中Cu、Sn和 Pb的资源化利用 |
| 2.5 本章小结 |
| 第三章 金属富集体物料的预处理除杂工艺 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 金属富集体颗粒的磁选 |
| 3.2.1 磁选工艺原理及分析 |
| 3.2.2 磁选处理废线路板金属富集体颗粒 |
| 3.2.3 磁选试验结果与讨论 |
| 3.3 非磁性金属富集体颗粒的破碎 |
| 3.3.1 冲击破碎工艺原理及分析 |
| 3.3.2 冲击破碎处理非磁性金属富集体颗粒 |
| 3.3.3 冲击破碎试验结果与讨论 |
| 3.4 摇床分选升级处理 |
| 3.4.1 摇床分选工艺的可行性分析 |
| 3.4.2 摇床分选升级处理金属富集体颗粒 |
| 3.4.3 摇床分选试验结果与讨论 |
| 3.5 预处理除杂效果评价 |
| 3.6 本章小结 |
| 第四章 球磨-筛分富集Cu的工艺 |
| 4.1 球磨-筛分工艺原理及分析 |
| 4.2 球磨-筛分处理金属富集体颗粒 |
| 4.3 结果与讨论 |
| 4.3.1 金属富集体破碎粒度分布研究 |
| 4.3.2 精矿中金属Cu、Sn和 Pb的品位及回收率研究 |
| 4.3.3 尾矿中金属Cu、Sn和 Pb的品位及回收率研究 |
| 4.3.4 球磨-筛分处理对Cu、Sn和 Pb的富集效果 |
| 4.3.5 球磨-筛分产物的物相分析 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 片状富Cu颗粒的粉末细化 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 片状富Cu颗粒的粉末细化工艺分析 |
| 5.3 球磨细化片状富Cu颗粒 |
| 5.4 结果与讨论 |
| 5.4.1 球磨介质对片状富Cu颗粒细化过程的影响 |
| 5.4.2 富Cu颗粒细化过程中的粒径演变规律 |
| 5.4.3 富Cu颗粒细化过程中的形貌演变规律 |
| 5.4.4 富Cu颗粒细化过程中的物相演变规律 |
| 5.4.5 富Cu颗粒的细化机制 |
| 5.4.6 再生铜合金粉末的晶粒微观特征 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 再生铜合金粉末的应用及工艺评价 |
| 6.1 材料制备 |
| 6.2 性能测试与分析 |
| 6.2.1 块体材料的密度 |
| 6.2.2 布氏硬度 |
| 6.2.3 室温压缩性能 |
| 6.2.4 摩擦磨损性能 |
| 6.3 工艺流程总评价 |
| 6.4 本章小结 |
| 结论与展望 |
| 参考文献 |
| 攻读博士学位期间取得的研究成果 |
| 致谢 |
| 附件 |
（10）含砷难处理金矿生物预氧化渣酸性体系硫脲浸金机理及工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 文献综述 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.2 难处理金矿及其预处理方法 |
| 1.2.1 难处理金矿概述 |
| 1.2.2 难处理金矿的预处理方法 |
| 1.3 金的浸出方法现状 |
| 1.3.1 氰化法 |
| 1.3.2 硫代硫酸盐法 |
| 1.3.3 卤素及其化合物法 |
| 1.3.4 多硫化物和石硫合剂法 |
| 1.3.5 硫脲法 |
| 1.4 生物氧化预处理—酸性硫脲浸金联合工艺的研究及进展 |
| 1.5 论文研究的意义及主要内容 |
| 1.5.1 论文研究的意义 |
| 1.5.2 论文研究的主要内容 |
| 1.5.3 论文的课题来源 |
| 2 实验材料及研究方法 |
| 2.1 实验材料 |
| 2.1.1 实验样品来源 |
| 2.1.2 实验设备 |
| 2.1.3 实验药剂 |
| 2.2 研究方法 |
| 2.2.1 摇瓶实验 |
| 2.2.2 搅拌浸出实验 |
| 2.2.3 硫脲检测 |
| 2.2.4 柱浸试验 |
| 3 生物预氧化—硫脲浸金过程研究 |
| 3.1 生物预氧化实验研究 |
| 3.1.1 微生物培养 |
| 3.1.2 氧化渣分析 |
| 3.2 硫脲浸金实验研究 |
| 3.2.1 硫脲浸金原理 |
| 3.2.2 不同条件对浸金过程的影响 |
| 3.3 硫脲浸金动力学研究 |
| 3.3.1 温度对浸出过程的影响 |
| 3.3.2 硫脲浓度对浸出过程的影响 |
| 3.3.3 pH值对浸出过程的影响 |
| 3.3.4 液固比对浸出过程的影响 |
| 3.3.5 搅拌速度对浸出过程的影响 |
| 3.3.6 半经验动力学模型 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 酸性条件下的硫脲分解规律研究 |
| 4.1 硫脲检测方法 |
| 4.1.1 高效液相色谱法 |
| 4.1.2 碘量法 |
| 4.1.3 分光光度法 |
| 4.1.4 硝酸汞滴定法 |
| 4.1.5 紫外分光光度法 |
| 4.1.6 小结 |
| 4.2 不同因素对硫脲分解的影响 |
| 4.2.1 不同水质对硫脲分解的影响 |
| 4.2.2 细菌接种量对硫脲分解的影响 |
| 4.2.3 Fe~(3+)浓度对硫脲分解的影响 |
| 4.3 硫脲分解过程动力学 |
| 4.3.1 温度对硫脲分解过程的影响 |
| 4.3.2 电位对硫脲分解过程的影响 |
| 4.3.3 pH值对硫脲分解过程的影响 |
| 4.3.4 细菌接种量对硫脲分解过程的影响 |
| 4.3.5 半经验动力学方程 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 生物预氧化—硫脲浸金扩大试验研究 |
| 5.1 硫脲耗量实验 |
| 5.1.1 硫脲用量对硫脲耗量的影响 |
| 5.1.2 Fe~(3+)对硫脲耗量的影响 |
| 5.1.3 液固比对硫脲耗量的影响 |
| 5.2 柱浸扩大试验 |
| 5.2.1 试验方法 |
| 5.2.2 浸出实验结果 |
| 5.2.3 小结 |
| 5.3 浸出过程金浸出率研究 |
| 5.3.1 浸出渣中金含量的研究 |
| 5.3.2 金实际浸出率研究 |
| 5.4 硫脲循环利用的可行性探讨 |
| 5.5 本章小结 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 攻读硕士学位期间取得的学术成果 |
| 致谢 |
四、高Cu硫化精矿中硫脲浸取Au和Ag的动力学（论文参考文献）
- [1]S2O32--Cu2+-NH3无氧体系电化学浸金的原位AFM测定和机理[D]. 李连群. 中国矿业大学, 2021
- [2]金矿非氰化浸金研究进展[J]. 彭科波,高利坤,饶兵,龚志辉,沈海榕,高广言,何飞,张明. 工程科学学报, 2021(07)
- [3]微波作用下载金硫化物中单质硫的释放及其浸金机制研究[D]. 张晓亮. 北京科技大学, 2021(08)
- [4]氯化焙烧挥发烧结灰中有价元素的研究[D]. 龙海林. 昆明理工大学, 2021(01)
- [5]废旧线路板中贵金属湿法浸出技术研究进展[J]. 王志辉,苑舒琪,刘景昊,吴玉锋,俞嘉梅. 环境化学, 2021(03)
- [6]超声耦合臭氧对尾矿中金的浸出机制研究[D]. 曹赓. 陕西科技大学, 2021(09)
- [7]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)
- [8]含钒碳质金矿氯化焙烧提取钒和金的基础及工艺研究[D]. 王洪君. 北京科技大学, 2021
- [9]物理法从废线路板中回收铜合金粉末新技术研究[D]. 刘方方. 华南理工大学, 2020(01)
- [10]含砷难处理金矿生物预氧化渣酸性体系硫脲浸金机理及工艺研究[D]. 任传裕. 北京有色金属研究总院, 2020(08)