一、反射炉处理氧化铜精矿生产实践（论文文献综述）
甘文[1]（2021）在《铜熔渣渣型调控理论分析与实验研究》文中认为现代的铜冶炼工艺主要以火法为主,其主要工艺为熔炼-吹炼两个阶段,但是随着我国对铜需求量的逐渐增加,高品位的铜精矿日益减少。我国面临着高品位铜矿匮乏的状态,其可开采的铜矿品位降到了0.2%,冶炼厂面临的原料将是杂质含量越来越高的铜精矿,降低渣含铜是目前大多数铜冶炼厂关注的问题。本文以云南某冶炼公司产生的铜电炉缓冷渣和铜转炉渣作为实验原料,开展了不同组分和添加添加剂条件下降低铜电炉缓冷渣渣粘度和渣上层含铜量、铜转炉渣粘度理论计算及实验验证的研究。具体研究结果如下:（1）在高温自然沉降的实验条件下,改变铜电炉缓冷渣组分,进行了不同Fe/SiO2比和CaO添加剂含量对铜渣粘度及其渣含铜的研究,并且结合FactSage热力学软件计算了CaO添加剂对铜渣液相线温度和液相区域的影响。结果表明:添加Fe O使Fe/SiO2比从1.3升高到1.7时,铜渣粘度逐渐降低,渣上层含铜量从0.38%降低至0.31%。但是当添加SiO2时,Fe/SiO2比从1.3降低到1.1时,粘度从0.25 Pa·s升高至0.32 Pa·s。在最优的Fe/SiO2比为1.4条件下,添加CaO添加量为9%时,渣上层含铜量达到最低的0.30%。然后通过FactSage热力学软件计算出了铜电炉缓冷渣的液相线温度随着CaO的加入从约1305℃降低至1235℃,液相区域也逐渐增大。（2）利用FactSage热力学软件,结合Roscoe方程,对六元渣系Fe O-SiO2-CaO-Mg O-Al2O3-Fe3O4铜转炉渣粘度进行了理论计算。当铜转炉渣组分控制范围Fe O 45%～55%、SiO225%～35%、CaO 0～10%、Mg O 0～5%、Al2O30～6%、Fe3O40～15%时,冶炼过程中熔渣的流动性较好,粘度较低。实验验证值与理论计算值吻合性较好,说明计算值准确性较高。
周瑞[2]（2021）在《双底吹炼铜炉渣物化性能及渣含铜调控机制研究》文中研究说明氧气底吹工艺是我国具有自主知识产权的新型炼铜法,近年来在国内应用广泛,但存在渣含铜高、铜直收率低的技术难题,为此,在查阅大量文献的基础上,开展双底吹炼铜炉渣物化性能及渣含铜调控机制研究,以明晰双底吹炉渣的化学组成、矿物形态、粘度等物化性能,探究控制熔炼渣和吹炼渣含铜的工艺调控机制,主要研究内容和结果如下:（1）采用XRF、XRD、SEM、EDS和BPMA等手段研究底吹炉渣的化学组成、矿物形态、粘度等物化性能。研究结果表明,底吹熔炼渣、吹炼渣主要由铁橄榄石、铁酸盐等主要物相组成,铜在熔炼渣中主要以冰铜的形式存在,被铁橄榄石、玻璃相、铁酸盐等物相包裹,铜在吹炼渣中主要以金属铜形式存在,与钙铁硅相、铁酸盐紧密共生,两种炉渣粘度都较大,不利于渣铜分离。（2）以双底吹炼铜过程熔炼和吹炼工艺为对象,利用MetCal冶金流程计算与在线控制软件平台,基于化学平衡、热平衡、质量平衡等原理,研究构建了双底吹连续炼铜流程计算模型,实践数据验证表明,所建立的双底吹炼铜流程计算模型基本能反映双底吹生产实践。（3）对于底吹熔炼过程,过高的吨矿氧量对熔炼渣含铜不利,Fe3O4增加明显,以Cu2S和Cu2O形式损失的铜明显增多,宜控制140 Nm3/t以下;高铁硅比对熔炼渣含铜影响不大,但有助于熔炼渣减量化,宜控制在2.0左右;过高的熔炼温度对降低渣含铜不利,在保证熔炼渣良好流动性的前提下,控制在1473 K左右为宜。（4）对于底吹吹炼过程,吨矿氧量超过一定值后（本研究条件下为160Nm3/t）,铜主要以Cu2O形式化学溶解损失于吹炼渣;适当增大铁硅比,有助于底吹吹炼渣减量化,但吹炼渣含铜会有所上升,控制在1.1左右为宜;吹炼温度对吹炼渣含铜影响不大,对降低渣中Zn和Sb含量效果明显,综合考虑能耗、炉体寿命、粘度等因素,宜控制在1573 K左右。研究结果对控制渣含铜,促进双底吹炼铜产业技术的可持续发展,具有一定的理论价值和指导意义。
张锋[3]（2021）在《海绵铜冷压直接电解工艺研究》文中研究说明海绵铜的常见处理方式流程长,工艺过程复杂,成本较高,需经过多次除杂处理才能得到合格的产品。废杂铜直接电解作为一种无熔炼工序的清洁生产工艺,可以直接生产高品质的阴极铜,具有流程少、能耗低、成本低、工艺成熟的优势。本论文以从海绵铜中回收金属铜为目的,参照废杂铜直接电解工艺,提出将海绵铜冷压成块再进行直接电解回收铜的处理工艺,该工艺流程可以实现金属铜的高效回收,缩减了火法回收铸造和湿法浸出环节的诸多处理工序,减少了能源和相关浸出酸液的消耗。针对该工艺,本文进行了两个方面的研究:首先进行了海绵铜物料预处理实验和在不同电解条件下海绵铜冷压直接电解工艺实验。根据物料预处理实验可知,+200目的物料颗粒需磨矿后磁选,-200目颗粒可直接进行磁选,磁选后需进行化学酸浸除杂;化学酸浸单因素除杂最佳条件为:液固比4:1,温度30℃,洗涤浸出时间为2 h;酸浸除杂实验表明,随着铁的去除率增大,铜的损失亦会增加。进行了海绵铜冷压直接电解工艺实验,验证了该工艺过程的可行性;经实验确定了各电解工艺的最佳参数:电解温度40℃、阴极电流密度为200A·cm-2、电解液循环速度8.5L·h-1、极间距4cm、铜离子浓度为40 g·L-1、H2SO4浓度为160g·L-1以及添加剂硫脲浓度为10 mg·L-1,明胶浓度为20 mg·L-1;实验表明通过调节电解液的循环速度和增大极间距可以减少阳极泥的黏附,提升阴极铜品质;综合电解实验表明阴极电流效率为95.15%,阴极铜沉积速率为0.023 g·cm-2·h-1,直流电能耗为620.31 kWh·t-1Cu,钝铜利润可达13965.09元。其次为了探究压力对海绵铜冷压直接电解的影响,在CuSO4-H2SO4电解液中,使用了铜粉模拟海绵铜,进行了相关的冷压块腐蚀电化学理论研究。实验结果表明:当压制力为15 k N时,铜粉冷压块的开路电压曲线稳定腐蚀电压值更低,电位动力学阳极极化结果显示铜粉冷压块具有较差的电导率和电化学溶解性;还测定了电解液硫酸浓度和温度的影响,在H2SO4浓度为160 g·L-1和Cu2+浓度为40g·L-1的电解液中最有利于铜粉冷压块的腐蚀;经过测定的溶解过程活化能为23.969 kJ·mol-1,这可以推断出腐蚀溶解是处于扩散控制过程。
温小椿[4]（2021）在《铅铋银系合金物料超重力熔析分离的基础研究》文中研究表明在铅、铋的冶炼过程中,会产出一定量的铅铋银系合金物料,主要可分为 Pb-X 系、Bi-X 系、Pb-Ag-X 系、Bi-Ag-X 系和 Pb-Ag-Bi-X 多元系合金。目前,国内外冶炼厂对其现存分离工艺普遍存在操作繁杂、能耗过大、生产流程长、金属回收率低、环境污染严重、劳动强度大等问题。为更加有效的提高铅铋银系合金物料的利用率,对铅、铋冶炼过程产出的复杂合金物料进行资源化回收已然成为有色冶金行业的迫切需求。本文基于铅铋银系合金物料中不同金属相间的物理性质差异,结合相关合金相图的理论分析及平衡计算,创新性地引入超重力冶金技术,借助其强化过滤分离的技术特点,提出了一种高效、环境友好型的铅、铋资源综合提取新方法。取得如下研究成果:（1）针对Pb-X系合金物料,以Pb-Sb二元合金为典型,在时间t=210 s,重力系数G=450,温度T=533 K和过滤孔径dpore=48μm条件下,可分离得到含量为91wt%的上部富Sb相和含量为85wt%的下部富Pb相,且其纯度分别可满足后续铅电解精炼工序和锑精炼的生产要求。同时,明晰了 Pb与其他元素在不同Pb-X系合金物料（1#～5#）中的定向迁移行为与分离规律。这也为其它Pb-X系合金物料的分离提供了理论指导。（2）探究了铋冶金过程中二元Bi-X系合金的分离问题,分析了元素Bi的迁移规律与凝固组织结构。结果表明,Bi-Zn、Bi-Cu、Bi-Pb、Bi-Ag和Bi-Sn二元合金超重力分离得到的富Bi相纯度分别达到97.1%、99.7%、99.4%、96.3%和97.1%以上;富Bi相的质量比例βBi-rich分别为85%、96%、87%、84%和61%;杂质元素Zn、Cu、Pb、Ag、Sn去除率分别可达80%、98%、90%、75%和88%。这一结果不仅是后续含Bi多元系合金物料的分离基础,而且为从粗铋熔体中绿色、高效提纯Bi提供了指导方向。（3）在揭示Pb-X系合金分离规律的基础上,分析了 Pb-Ag-X三元系合金超重力凝固过程各元素的分配行为。结果发现,Pb-Ag-Sb合金中95.02wt%的元素Ag被富集至下部Pb基体中,这有利于在后续铅电解精炼中回收Ag;而上部主要为含量达90.8wt%以上的富Sb相,也可满足后续锑精炼的生产要求。此外,结合碳热还原热力学分析,提出了一种“硫酸化焙烧蒸硒-碳热还原-超重力分离得Pb-Ag-Cu”处理含银铅铜阳极泥的新技术路线。首先,采用硫酸化焙烧方式去除其中99.9%的Se;其次,在1173 K条件碳热还原2 h,使主金属还原至金属态;最后,经超重力分离可得到Pb-Ag-Cu合金相和残碳相。在G=600,T=1423 K和t=5 min条件下,Pb-Ag-Cu相的质量比重可达83%,且Pb、Ag、Cu的回收率分别达98%,96%和89%以上。结合相图理论分析与平衡计算发现,经连续降温熔析至熔体凝固后,可分别得到上部Cu-Ag相和下部Pb-Ag相。（4）由Bi-Ag合金初步分离得到的粗Bi相,结合Bi-Ag-Zn相图理论分析和平衡计算,明晰了其加锌提银的机理。提出了一种Bi-Ag合金“①超重力粗分铋银熔体—②加理论量锌提银—③超重力分离得富Bi熔体”路线。在T=543 K、G=400和t=5 min条件下,可分离得到含量为99.38wt%富Bi相。Ag去除率（yAg）和Zn去除率（γZn）分别可达99.84%和91.16%。同时,富Bi相质量比重MBi-rich为83.92%。此外,金属Ag主要存在于一段分离得Ag-Bi相和二段分离得Ag-Zn相中,可返回银转炉配料或送鼓风炉单独处理。（5）针对Pb-Bi-Ag-X多元系合金,明晰了 Pb-Ag-Sb三元合金和Pb-Ag-Bi-Sb四元合金中多金属的分离机制。如:Sb-25%Pb-5%Ag合金,可超重力过滤得到上部富Sb相和下部富Pb相,且元素Ag主要存在于上部试样中;Sb-22%Pb-5%Ag-3%Bi合金,可超重力过滤得到上部富Sb相和下部Pb-Bi相,且绝大部分的Bi均存在于下部试样中。此外,对于典型的Pb-Bi-Ag-X多元系贵铅合金,提出了一种两段熔析分离的工艺流程。在T=573 K、t=5 min和G=600条件下,可一段分离得到含量为32.89wt%的上部粗Ag相;而下部Pb-Bi相中元素Ag含量仅为0.89wt%,可通过超重力进一步分离其中的Pb 和 Bi,Ag一次富集率δAg可达 97.94%;在 T=843 K、t=5 min 和 G=600条件下,粗Ag相经二段分离可得到含量为46.88wt%的上部粗Sb相和含量为55.82wt%的下部富Ag相,Ag二次富集率γAg可达92.04wt%。经两段熔析分离后,Ag总富集率ζAg达90.14%以上。
欧阳臻[5]（2020）在《硫化锑精矿还原固硫焙烧清洁提取工艺研究》文中研究说明金属锑是重要的战略资源,全世界60%的锑资源集中在中国,目前主要采用火法工艺提取,存在流程长、能耗高和低浓度SO2污染问题。而湿法工艺又存在废水量大、提取效率低和设备腐蚀等问题,急需开发绿色、经济的锑冶炼方法。因而本文提出基于还原固硫焙烧的硫化锑精矿提取新工艺。以ZnO为固硫剂、碳粉为还原剂,经低温焙烧直接得到金属锑,后续通过选矿方法分离锑。新工艺具有低碳、固硫、经济的优势。首先对Sb2S3-ZnO-C体系进行了热力学分析,Sb-S-O和Sb-Zn-S-O体系的优势区图表明,Sb2S3可以直接转化为金属锑,且随着温度升高,Sb和Zn S的共存稳定区对氧分压和硫分压的要求降低,易于实现控制。对体系中可能发生反应的ΔGTθ计算结果表明,Sb2S3、ZnO与C之间的还原固硫反应在500-1000℃的温度范围内其ΔGTθ均小于零,说明Sb2S3的还原固硫反应热力学自发可行。而对Sb2S3-ZnO-C体系的平衡模拟分析中,得出该体系可能是分固硫和还原两步进行,同时整个焙烧过程中没有SO2。其次对反应动力学和反应过程进行了分析表征。在TG-DSC测试结果的基础上,对Sb2S3-ZnO和Sb2S3-ZnO-C两个体系的反应动力学进行了计算,结果表明在Sb2S3-ZnO体系中,Sb2S3与ZnO之间的交互反应的活化能（E）和频率因子对数（ln A）的平均值分别为189.72 k J/mol和35.29 s-1。在Sb2S3-ZnO-C体系中固硫反应和还原反应的E分别为233.4 k J/mol和288.59 k J/mol,ln A分别为41.92 s-1和40.7 s-1。对焙烧产物的XRD和SEM检测表征得出整个焙烧反应分两步进行,即Sb2S3首先与ZnO发生固硫反应生成Sb2O3和Zn S,Sb2O3在700℃以上被还原成金属锑,焙烧产物中的Zn S和Sb未形成包裹,这有利于后续的选矿过程;并且可以确定金属锑是由较大的微晶体组成,冷却速度的降低可以使Sb粒子表面变得光滑。最后对焙烧工艺制度进行了优化,得出最佳的焙烧条件为:焙烧温度800℃、碳粉粒度为100～150目、ZnO量为1倍固硫理论量、焙烧时间为2 h。在此条件下,锑生成率和固硫率分别达90.4%和94.8%。在综合扩大实验中,分别对高低锑含量的硫化锑精矿进行试验,锑生成率分别为91.8%和88.9%,固硫率为89.1%和86.1%。对焙烧产物的重选-浮选联合回收工艺中获得90.57%和89.23%的锑和锌直收率,同时金富集率和固硫率分别达87.82%和94.35%,验证了工艺的可行性。新方法具有短流程冶炼、低温低耗的优点,并有望应用于同类重金属硫化物的提取。
毛凯旋[6]（2020）在《铝电解废旧阴极炭块还原铜渣回收铜和铁研究》文中进行了进一步梳理铜渣作为铜冶炼行业的副产品,含有丰富的有价金属,其中铁含量高达40%以上,铜含量1%左右,大部分堆存在渣场,既占用土地又污染环境,未得到有效利用,因此,以铜渣为原料,开展铜、铁资源回收利用研究具有重要意义。同时注意到电解铝行业每年会产生大量的废阴极炭块,其含有60-70%的含碳量与30-40%的电解质,是一种可回收利用的二次资源,但其含有大量的可溶性氟化物及少量氰化物,被国家列为危险固体废弃物。由于处理成本较高,企业主要采用燃烧或掩埋的方法,造成了严重的环境污染和资源浪费。本文基于废旧阴极炭块的基本组成,提出使用铝电解产生的废旧阴极炭块还原回收铜渣中铜、铁资源的新方法,以达到以废治废的目的。首先利用废旧阴极炭块对转炉铜渣进行了贫化回收铜实验研究。研究结果显示:在温度1300℃下、向转炉铜渣中加入2.8%废阴极炭、3.4%二氧化硅、再使用300m L/min氮气喷吹20分钟、沉降60分钟,尾渣中含铜量可从最初的5.71%降低至0.45%。同时有96.6%源自废阴极炭中的F被固定在尾渣中,并且通过离子色谱法检测尾渣中可浸出F-的值仅为4.32mg/L,远低于国家所允许的排放标准（100mg/L）,在回收铜渣中铜资源的同时实现了废阴极炭的无害化和资源化。其次利用废阴极炭块对电炉贫化渣进行了熔融还原回收铁实验研究。研究结果表明:在温度1450℃下,铜渣经空气气氛脱硫处理后,引入高纯氩气作为保护气,加入14.4%废阴极炭与25%CaO进行熔融还原,可以得到S含量最低（0.03wt.%）的金属铁块。铜渣中铜和铁的回收率分别达到95.89%和94.64%,并且90%以上的来自废阴极炭的氟化物以CaF2与Ca2Si2F2O7形式被转移到尾渣中。此外,通过离子色谱法检测最终炉渣中可浸出F-的值为3.11mg/L,远低于国家允许排放浓度,在回收铜渣中铁资源的同时实现了废阴极炭的无害化和资源化。
杨庆飞[7]（2020）在《富氧底吹铜熔炼过程中金银回收研究》文中提出针对富氧底吹熔炼铜工艺中造锍捕集金银回收率低的问题,查阅了相关参考文献,提出了本研究。结合生产进行了原料的工艺矿物学研究,考查了工艺流程中金、银、铜的行为及走向,指出了硫化物包裹金占64.71%,硅酸盐包裹金占29.41%,裸露金占5.88%。获知熔炼含铅高的铜精矿,并且是产出高品位冰铜,在熔炼和吹炼工段都会导致金银随铅挥发分布在烟尘和渣中。采用FactSage7.3软件对底吹铜熔炼渣多元相平衡及相图进行计算,结合CaO、MgO含量对熔炼渣的熔化温度、熔化量及粘度的影响和CaO、MgO、Fe O含量对Fe O-Si O2-CaO-MgO四元系各相区的影响来看,在富氧底吹熔炼过程中炉渣熔化温度小于1220℃时,使金银的回收率最大化的适宜渣型为:Fe O:20～25%;CaO:7～8%;MgO:4～5%;Si O2:33.75～47.5%。综合以上的分析,通过控制铁硅比在1.6～1.8,添加3～5%的CaO进行配料,把原来以铁橄榄石为基础的Fe O-Si O2二元渣型调整为以CaO为基础的Si O2-Fe O-CaO三元渣型,调整适当的氧料配比CaO/MgO=1.7,熔炼温度控制在1180～1200℃,充分利用冶炼过程中的中间产物等一系列的操作措施,使金银的回收率得到提高,最终金回收率为97.61%,银回收率为97.30%。
张博[8]（2020）在《粗锡除铜新工艺研究》文中指出粗锡精炼加硫除铜后产生大量的硫渣,硫渣中还积压了大量的有价金属。硫渣的高效处理一直是锡冶炼面临的技术难题,开展高效、经济粗锡除铜的方法研究,最大限度避免硫渣产生及回收处理的困难,是目前锡冶炼技术需要解决的问题。本论文提出了一种以SnS替代S作为除Cu剂精炼粗锡的方法,并进行了相关研究,得到以下主要结论:（1）505～1154K条件下SnS难以分解,容易挥发;1357～1403K条件下Cu2S不会挥发也不会分解;相同的压力条件下,随温度的升高,Cu、Sn、Cu2S、SnS的挥发关系为:SnS>Cu2S>Sn>Cu;1×105Pa压力条件下,SnS与Cu在690K可以发生反应;1×105Pa压力条件下Cu2S与Sn难以反应,但降低体系压力后,Cu2S与Sn反应变得容易发生,反应发生的温度也随之降低,当压强50Pa时Cu2S与Sn反应发生的温度是1123K。热力学分析结果表明可知,通过改变温度及压力条件,可以实现SnS与Cu、Cu2S与Sn的反应发生,即以SnS替代S作为除Cu剂,实现粗锡精炼除铜,在热力学上是可行的;（2）SnS与Cu反应中,随着反应温度的升高Cu的转化率提高,当温度为1173K,反应15min时Cu的转化率为75.31%,相同温度条件下,随着反应时间的延长Cu的转化率提高,反应时间为30min时Cu的转化率达到83.83%;当反应中存在Sn时,SnS与Cu的置换反应受到了抑制,Sn与Cu质量比为9:1,温度为1173K,反应时间为30min,Cu的转化率为55.82%,这时加入过量的SnS能够明显的提高Cu的转化率,当SnS与Cu质量比为两倍时,Cu的转化率能提高到94%。结合粗锡精炼除铜实际,当Cu的转率大于80%,粗锡中Cu的含量小于0.1%,通过后续生产可以获得精锡产品。Cu2S与Sn反应的研究结果表明:降低体系压力Cu2S与Sn反应可以发生,压力对Cu2S与Sn反应的影响大于反应时间的影响,压强50Pa,反应温度1123K,保温时间20min时,硫化亚铜的转化率为85%,;（3）粗锡的EPMA、EDS分析结果表明:典型粗锡中,杂质元素Fe和As会形成金属间化合物As Fe,以As Fe的形式赋存在粗锡中;杂质元素Pb单独富集在粗锡中;含Sn91.55%,Cu0.33%的粗锡,SnS加入量为Cu质量的2倍,温度1173K,反应30min条件下除Cu,以及加SnS除铜产生的铜渣在50Pa,温度1173K,加热20min条件下的实验研究结果表明:粗锡加SnS除铜可获得含Cu小于0.1%的除铜锡,铜的脱除率大于80%;整个过程除铜锡中Sn的直收率为93%,含锡铜中Cu的直收率为97%;除锡铜中,铜的直收率在97%。相对传统方法,以SnS为粗锡除Cu剂,结合真空蒸馏的粗锡除Cu新工艺具有流程简单,效率高,污染小、SnS循环利用、铜脱除率高等优点。
于海波[9]（2020）在《铜火法吹炼、精炼脱杂工艺技术研究与应用》文中指出我国在2006年已成为世界第一产铜大国。这种发展态势对铜资源的需求越来越大,但由于我国铜矿产资源并不丰富,在采铜矿山多为“贫细杂难”资源,导致选矿后获得的铜精矿仍含有较多杂质元素,且杂质含量不断增高,精矿含铜品位不断降低,精矿品质参差不齐,造成入炉冶炼时杂质种类和含量变化波动较大,这必然使火法冶炼过程要面对较多杂质元素对工艺控制的干扰以及影响粗铜品质的关键技术问题,亦即我国铜冶炼产业共同面临的问题。铜精矿含铜品位参差不齐,而且还含有对生态环境严重污染的有害元素砷（As）,以及其它有价金属元素如:铅（Pb）、锑（Sb）、铋（Bi）等。这些杂质致使铜精矿品位波动大,进而影响铜火法冶炼最终产品阳极板的化学质量,对于如何稳定控制冶炼工艺条件,保证粗铜、阳极铜的品质,形成了挑战。本文针对铜火法吹炼、精炼过程中杂质元素砷、锑、铋脱除困难、阳极板品质不达标等综合性问题,根据冶金物理化学理论,对上述主要杂质在铜转炉吹炼及阳极炉火法精炼段在各产物中的赋存状态进行了定性、定量分析研究,并根据杂质的赋存状态结合国内外现有的脱杂技术进行了论证分析及实验研究,研发出了一种新型脱杂剂,并进行了工业化应用;同时,结合铜火法冶炼阶段杂质的分配规律,研发了杂质预警模型,确保铜火法冶炼各阶段配料的细化控制,并基于新型脱杂剂的工业化试验及原料预警模型,创新性的研究成功了铜转炉吹炼及阳极炉精炼段的耦合脱杂工艺技术,并应用于铜火法转炉吹炼、阳极炉精炼工序。该种技术的应用取得了以下效果:火法吹炼、精炼段As、Sb、Bi脱除率分别由42.19%、22.98%、74.02%提高至58.09%、36.35%、80.41%,实现高杂铜精矿处理条件下的产品质量稳定,拓宽了铜原料适应性。
周世伟[10]（2019）在《餐厨废油还原贫化富氧顶吹熔炼铜熔渣的研究》文中提出浸没式富氧顶吹铜熔炼技术向熔体中喷入富氧空气,增大硫-氧传递的驱动力,使固体物料与气液两相发生强烈的化学反应,实现铜锍的高效生产。该工艺具有简单、高效的优点,符合现代有色金属冶炼的发展方向。高氧势熔炼过程氧化去除物料中铁元素以提高冰铜品位,部分铁物相过度氧化析出高熔点Fe3O4相,必然导致铜熔渣粘度增大,恶化渣-锍分离条件。富氧顶吹熔池熔炼工艺连续进料生产高品位冰铜,使熔炼产生的铜熔渣氧势升高,析出大量Fe3O4,且该工艺周期性排放冰铜和渣的混合体。因此,贫化电炉成为该熔炼技术的关键配套工艺,旨在降低铜熔渣中Fe3O4,减少渣中机械夹带铜与化学溶解铜损失。还原是降低渣中Fe3O4最直接的方式,将Fe3O4还原转变为FeO相并与SiO2结合形成低熔点铁橄榄石相,提高炉渣流动性,促进渣-锍分离。本论文针对传统电炉贫化过程中还原剂资源不可再生以及碳中和等问题,提出利用餐厨废油喷吹还原贫化富氧顶吹熔炼铜熔渣,围绕喷吹还原贫化过程中铁物相影响贫化效果的机制、餐厨废油高温裂解及其还原特性、以及餐厨废油还原贫化铜熔渣的机理等方面内容展开了系统研究,取得的主要创新性研究成果如下:理论分析了铜熔渣还原贫化过程,阐明了渣-锍/铜分离效果随铁物相演变发生变化的根本原因。研究表明,铜锍及金属铜颗粒在熔融渣中受表面力与体积力作用发生自然沉降,致使渣-锍/金分离,而高Fe3O4富氧顶吹熔炼铜熔渣在贫化温度下将形成泡沫渣,阻碍锍颗粒沉降。控制Fe3O4物相,使其转变为Fe2SiO4[Fe3O4→FeO（+SiO2）→Fe2SiO4],可降低铜熔渣粘度,加快锍颗粒终端沉降速率,有利于渣-锍分离;Fe3O4过度还原转变为金属铁时,熔体中将析出以γ-Fe为基体的高熔点铜铁合金相（Fe>91.56 wt.%）,熔渣粘度升高,致使泡沫渣再次形成,恶化锍颗粒沉降条件。探明了餐厨废油在铜熔渣体系中裂解规律及参与还原的协同作用特性。餐厨废油高温裂解主要产生H2、CO、CH4、CO2以及C等小分子物质。研究表明,餐厨废油中H、C元素在1250oC下分别转变为H2、CO、CH4、CO2的转化率分别为88.1%、11.1%、8.0%、0.6%。铜熔渣中Fe3O4具有催化餐厨废油裂解作用,同时该物质为裂解体系提供氧,致使积碳率降低。裂解碳具有较好的还原性,在反应体系中将参与Fe3O4还原,使CO与CO2转化率升高。通过对餐厨废油还原行为研究表明,餐厨废油作为还原剂时以间接方式参与还原,其主要为反应体系提供还原剂源,即先快速裂解产生小分子还原性产物,随后以裂解产物为直接还原剂参与金属氧化物的还原。通过系统研究,初步实现了铜熔渣还原贫化,揭示了餐厨废油还原贫化铜熔渣的机制。餐厨废油在喷吹还原贫化铜熔渣过程中,首先发生热裂解产生H2、CO、CH4、C等直接还原剂参与Fe3O4的还原。还原阶段大部分铜锍颗粒发生沉降,并聚集至熔池底部;其余部分的铜锍小颗粒由于终端沉降速率缓慢,在沉降阶段进行渣-锍分离。餐厨废油喷吹至铜熔渣渣层内部可增大还原剂与渣中组分的反应界面,强化反应动力学条件,提高还原贫化效率以及餐厨废油利用率。铜熔渣在餐厨废油还原贫化后,渣含铜随渣层纵向呈梯度式分布,即由上往下,渣含铜逐渐升高。在1250oC以1.1 ml/min进油速率喷吹2 min餐厨废油可使300 g铜熔渣中Fe3O4含量降低至3.2 wt.%,随后沉降60 min后随炉缓慢冷却样品,上层渣含铜量可降低至0.55wt.%,而中、下层渣含铜量依次升高分别为1.68 wt.%和10.89 wt.%。铜熔渣组分缓慢冷却过程中将析出大量尖晶石相（Fe3O4/FeAl2O4）,该相与铜锍颗粒相互接触发生润湿现象,使铜熔渣底部吸附大量铜锍颗粒,致使渣中铜含量升高。采用快速水冷方式确保铜熔渣保持高温熔融态结构特征,且快速冷却可有效避免该尖晶石相的析出。实验结果表明,在上述实验参数下,快速水冷铜熔渣样品,熔渣上、中、下层含铜量分别降低至0.56 wt.%、0.55 wt.%、1.21 wt.%。由此判断,利用餐厨废油在电炉中还原贫化铜熔渣可使渣中、上层含铜量降低至0.57 wt.%以下,达到工业抛渣水平,初步实现了铜熔渣贫化。本文深入系统地研究了餐厨废油还原贫化富氧顶吹熔炼铜熔渣过程中关键的科学问题,其研究结果为实现铜熔渣电炉贫化过程的清洁生产提供理论支撑,同时为餐厨废油的资源化利用提供一种新途径。
二、反射炉处理氧化铜精矿生产实践（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、反射炉处理氧化铜精矿生产实践（论文提纲范文）
（1）铜熔渣渣型调控理论分析与实验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 铜资源现状及应用 |
| 1.2.1 铜的性质及应用 |
| 1.2.2 铜资源现状及利用 |
| 1.3 铜冶炼技术 |
| 1.3.1 铜火法冶炼技术 |
| 1.3.2 铜湿法冶炼技术 |
| 1.4 铜渣来源及类别、利用现状和贫化方法 |
| 1.4.1 铜渣来源及类别 |
| 1.4.2 铜渣贫化方法 |
| 1.4.3 铜渣资源化利用现状 |
| 1.5 添加剂对铜渣贫化的研究 |
| 1.6 课题研究背景、内容及意义 |
| 1.6.1 课题研究背景及意义 |
| 1.6.2 课题研究内容 |
| 第二章 实验原料、设备及研究方法 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.1.1 铜电炉缓冷渣 |
| 2.1.2 铜转炉渣 |
| 2.2 实验设备及分析设备 |
| 2.2.1 实验设备 |
| 2.2.2 分析设备 |
| 2.3 实验分析检测方法 |
| 2.4 实验方法 |
| 2.4.1 Fe/SiO_2比对铜电炉缓冷渣粘度和渣含铜的影响实验 |
| 2.4.2 CaO添加剂对铜电炉缓冷渣的影响实验 |
| 第三章 铜电炉缓冷渣渣型调控研究 |
| 3.1 温度对渣含铜和粘度的影响 |
| 3.2 Fe/SiO_2比对粘度和渣含铜的影响 |
| 3.3 氧化钙添加剂对粘度和渣含铜的影响 |
| 3.4 保温时间对渣含铜的影响 |
| 3.5 氧化钙对渣液相线温度及液相区域的影响 |
| 3.6 本章小结 |
| 第四章 铜转炉渣渣型调控研究 |
| 4.1 温度对渣粘度及渣含铜的影响 |
| 4.2 保温时间对渣含铜的影响 |
| 4.3 铜渣粘度的理论计算 |
| 4.4 Fe/SiO_2比对渣含铜的影响 |
| 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 |
| 附录 A 攻读硕士期间参与项目情况 |
| 附录 B 攻读硕士学位期间发表论文情况 |
| 附录 C 攻读硕士学位期间获奖情况 |
（2）双底吹炼铜炉渣物化性能及渣含铜调控机制研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 概述 |
| 1.2 国内外铜冶炼技术发展现状 |
| 1.2.1 熔炼工艺 |
| 1.2.2 吹炼工艺 |
| 1.3 底吹炼铜工艺 |
| 1.4 底吹反应原理 |
| 1.5 数值模拟在铜冶金中的应用现状 |
| 1.5.1 MetCal模拟技术 |
| 1.5.2 MetCal研究现状 |
| 1.6 论文研究意义和主要研究内容 |
| 1.6.1 研究意义 |
| 1.6.2 研究内容 |
| 第二章 双底吹炼铜炉渣物化性能研究 |
| 2.1 实验设备与研究方法 |
| 2.1.1 实验设备 |
| 2.1.2 研究方法 |
| 2.2 熔炼渣物化性质 |
| 2.2.1 化学成分 |
| 2.2.2 物相组成 |
| 2.2.3 矿相赋存状态 |
| 2.2.4 熔炼渣粘度 |
| 2.3 吹炼渣物化性质 |
| 2.3.1 化学组成 |
| 2.3.2 物相组成 |
| 2.3.3 矿相赋存状态 |
| 2.3.4 吹炼渣粘度 |
| 2.4 本章小结 |
| 第三章 双底吹炼铜流程计算模型研究 |
| 3.1 双底吹体系组成 |
| 3.1.1 炼铜原料组成 |
| 3.1.2 熔炼体系产物 |
| 3.1.3 吹炼体系产物 |
| 3.2 计算模型及算法 |
| 3.3 热平衡计算模型 |
| 3.4 热力学数据 |
| 3.5 双底吹炼铜计算模型 |
| 3.6 本章小结 |
| 第四章 双底吹炼铜渣含铜工艺调控机制研究 |
| 4.1 熔炼渣含铜工艺调控机制研究 |
| 4.1.1 吨矿氧量调控机制 |
| 4.1.2 铁硅比调控机制 |
| 4.1.3 熔炼温度调控机制 |
| 4.2 吹炼渣含铜工艺调控机制研究 |
| 4.2.1 吨矿氧量调控机制 |
| 4.2.2 铁硅比调控机制 |
| 4.2.3 吹炼温度调控机制 |
| 4.3 本章小结 |
| 第五章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间的研究成果 |
（3）海绵铜冷压直接电解工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜概述 |
| 1.1.1 铜的化合物 |
| 1.1.2 铜的应用 |
| 1.1.3 铜的电解精炼生产 |
| 1.2 我国铜资源概况 |
| 1.2.1 我国铜资源现状 |
| 1.2.2 我国铜资源面临的供需矛盾 |
| 1.2.3 我国二次铜资源的现状 |
| 1.3 海绵铜概述 |
| 1.3.1 海绵铜资源 |
| 1.3.2 海绵铜的处理 |
| 1.4 铜的电化学行为 |
| 1.4.1 纯铜的腐蚀溶解行为 |
| 1.4.2 阳极中杂质对阳极铜溶解的影响 |
| 1.5 选题依据、研究内容 |
| 1.5.1 选题依据 |
| 1.5.2 研究内容 |
| 第二章 实验原料、设备以及方法 |
| 2.1 实验原料及设备 |
| 2.1.1 实验原料 |
| 2.1.2 实验设备 |
| 2.2 实验方法 |
| 2.2.1 海绵铜冷压电解实验 |
| 2.2.2 铜粉冷压块电化学实验 |
| 第三章 海绵铜冷压电解实验 |
| 3.1 实验说明 |
| 3.2 海绵铜物料预处理 |
| 3.2.1 磨矿—磁选预处理 |
| 3.2.2 化学酸浸预处理 |
| 3.2.3 海绵铜物料预处理结果 |
| 3.3 海绵铜冷压直接电解实验 |
| 3.3.1 电解温度对阴极铜沉积的影响 |
| 3.3.2 阴极电流密度对阴极铜沉积的影响 |
| 3.3.3 电解液循环速度对阴极铜沉积的影响 |
| 3.3.4 极间距对阴极铜沉积的影响 |
| 3.3.5 铜离子浓度对阴极铜沉积的影响 |
| 3.3.6 硫酸浓度对阴极铜沉积的影响 |
| 3.3.7 添加剂对阴极铜沉积的影响 |
| 3.4 海绵铜冷压直接电解综合实验 |
| 3.5 海绵铜冷压块表面形貌 |
| 3.6 本章小结 |
| 第四章 铜粉冷压块电化学实验 |
| 4.1 实验说明 |
| 4.2 压力对铜粉冷压块腐蚀的影响 |
| 4.2.1 OCP曲线测定 |
| 4.2.2 塔菲尔极化曲线测定 |
| 4.2.3 阳极极化曲线测定 |
| 4.3 溶液酸度对铜粉冷压块腐蚀的影响 |
| 4.4 溶液温度对铜粉冷压块腐蚀的影响 |
| 4.5 铜粉冷压块表面形貌 |
| 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 |
（4）铅铋银系合金物料超重力熔析分离的基础研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 铅的冶炼概述 |
| 2.1.1 铅的火法冶炼 |
| 2.1.2 铅锑合金分离的研究现状 |
| 2.1.3 含银铅阳极泥的研究现状 |
| 2.1.4 含银铅铜阳极泥的工艺进展 |
| 2.1.5 贵铅合金物料的工艺进展 |
| 2.2 铋的冶炼概述 |
| 2.2.1 粗铋的火法精炼 |
| 2.2.2 二元Bi-X系合金分离的研究现状 |
| 2.2.3 铋锡合金焊料的处理技术 |
| 2.2.4 铋银锌壳的工艺进展 |
| 2.3 现有工艺存在的问题及研究意义 |
| 2.4 超重力冶金技术概述 |
| 2.4.1 超重力冶金技术的原理 |
| 2.4.2 多金属熔体超重力分离的研究进展 |
| 2.5 课题总体思路与研究内容 |
| 2.5.1 计划路线 |
| 2.5.2 研究内容 |
| 3 Pb-X系合金超重力低温熔析富集与分离 |
| 3.1 原料的制备与基础物性 |
| 3.1.1 Pb-Sb二元系合金 |
| 3.1.2 Pb-X系合金物料 |
| 3.2 离心装置与重力系数的计算 |
| 3.3 相图理论计算与分析 |
| 3.4 明晰Pb-X系合金中元素Pb的分离规律 |
| 3.4.1 试验过程及分析方法 |
| 3.4.2 分析结果与讨论 |
| 3.5 Pb-X系合金的低温熔析分离试验 |
| 3.5.1 试验过程及分析方法 |
| 3.5.2 超重力场对Pb-Sb合金分离的影响 |
| 3.5.3 Pb-X系合金物料的熔析分离 |
| 3.5.4 超重力分离Pb-X系合金的机制 |
| 3.6 本章小结 |
| 4 Bi-X系合金熔体中元素Bi的迁移规律 |
| 4.1 试验过程及分析方法 |
| 4.2 相图理论分析 |
| 4.3 Bi-X系合金中元素Bi的迁移行为 |
| 4.3.1 Bi-Zn二元系 |
| 4.3.2 Bi-Cu二元系 |
| 4.3.3 Bi-Pb二元系 |
| 4.3.4 Bi-Ag二元系 |
| 4.3.5 Bi-Sn二元系 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 Pb-Ag-X三元系合金中元素的分配行为 |
| 5.1 原料的制备与基础物性 |
| 5.1.1 Pb-Ag-Sb三元系合金 |
| 5.1.2 含银铅铜阳极泥 |
| 5.2 Pb-Ag-Sb系合金中各元素的分配行为 |
| 5.2.1 试验过程及分析方法 |
| 5.2.2 分析结果与讨论 |
| 5.3 从含银铅铜阳极泥中分离得Pb-Ag-Cu合金 |
| 5.3.1 技术路线 |
| 5.3.2 试验过程及分析方法 |
| 5.3.3 分析结果与讨论 |
| 5.4 碳热还原热力学及相图理论分析 |
| 5.4.1 碳热还原热力学 |
| 5.4.2 相图理论分析与平衡计算 |
| 5.5 Pb-Ag-Cu合金超重力富集试验 |
| 5.5.1 试验过程及分析方法 |
| 5.5.2 分析结果与讨论 |
| 5.6 本章小结 |
| 6 Bi-Ag-X三元系合金熔析分离的机理与规律 |
| 6.1 原料的制备与基础物性 |
| 6.2 Bi-Ag系中加锌除银机理 |
| 6.2.1 相图理论分析 |
| 6.2.2 Zn理论添加量的计算 |
| 6.2.3 Bi-Ag-Zn合金的平衡计算 |
| 6.3 Bi-Ag-Zn三元合金熔析分离试验 |
| 6.3.1 试验过程及分析方法 |
| 6.3.2 超重力对Bi-Ag-Zn三元合金分离的影响 |
| 6.3.3 Bi-Ag-Zn三元合金熔析分离机制 |
| 6.4 本章小结 |
| 7 Pb-Bi-Ag-X多元系合金的超重力高效分离机制 |
| 7.1 原料与基础物性 |
| 7.1.1 含铅铋银多元系合金 |
| 7.1.2 贵铅合金物料 |
| 7.2 含铅铋银多元系合金的熔析分离 |
| 7.2.1 试验过程及分析方法 |
| 7.2.2 分析结果与讨论 |
| 7.3 贵铅合金物料两段熔析分离试验 |
| 7.3.1 相图理论分析 |
| 7.3.2 试验过程及分析方法 |
| 7.3.3 分析结果与讨论 |
| 7.3.4 贵铅合金中有价金属的分离机制 |
| 7.4 本章小结 |
| 8 结论与展望 |
| 8.1 主要结论 |
| 8.2 课题特色与创新点 |
| 8.3 展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历及在学研究成果 |
| 学位论文数据集 |
（5）硫化锑精矿还原固硫焙烧清洁提取工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 概述 |
| 1.2.1 锑及其化合物的物化性质 |
| 1.2.2 锑及其化合物的用途 |
| 1.2.3 锑的矿物资源及分布 |
| 1.3 锑的冶炼方法 |
| 1.3.1 火法炼锑工艺 |
| 1.3.2 湿法炼锑工艺 |
| 1.4 本研究课题的意义和内容 |
| 1.4.1 本课题的意义 |
| 1.4.2 研究内容 |
| 第二章 实验材料与方法 |
| 2.1 实验材料与仪器设备 |
| 2.1.1 实验药品及耗材 |
| 2.1.2 实验仪器设备 |
| 2.2 实验方法 |
| 2.2.1 焙烧实验方法 |
| 2.2.2 动力学分析方法 |
| 2.2.3 选矿分离方法 |
| 2.2.4 分析方法 |
| 第三章 焙烧过程热力学研究 |
| 3.1 优势区域分析 |
| 3.2 吉布斯自由能计算 |
| 3.2.1 Sb_2S_3-ZnO体系 |
| 3.2.2 Sb_2S_3-ZnO-C体系 |
| 3.3 平衡模拟计算 |
| 3.3.1 温度对反应平衡的影响 |
| 3.3.2 ZnO量对反应平衡的影响 |
| 3.3.3 碳粉量对反应平衡的影响 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 焙烧过程动力学研究 |
| 4.1 计算方法 |
| 4.2 Sb_2S_3-ZnO体系动力学 |
| 4.2.1 Sb_2S_3-ZnO热重分析 |
| 4.2.2 Sb_2S_3-ZnO体系动力学 |
| 4.3 Sb_2S_3-ZnO-C体系动力学 |
| 4.3.1 Sb_2S_3-ZnO-C热重分析 |
| 4.3.2 Sb_2S_3-ZnO-C体系动力学 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 硫化锑还原固硫焙烧焙烧过程分析 |
| 5.1 硫化锑还原固硫焙烧反应机理研究 |
| 5.2 硫化锑还原固硫焙烧工艺条件优化 |
| 5.2.1 温度对硫化锑还原固硫焙烧的影响 |
| 5.2.2 碳粉粒度对硫化锑还原固硫焙烧的影响 |
| 5.2.3 氧化锌量对硫化锑还原固硫焙烧的影响 |
| 5.2.4 焙烧时间对硫化锑还原固硫焙烧的影响 |
| 5.2.5 降温速度对硫化锑还原焙烧产物形貌的影响 |
| 5.3 硫化锑还原固硫焙烧-选别分离验证实验 |
| 5.3.1 硫化锑精矿还原固硫焙烧扩大实验 |
| 5.3.2 金锑矿还原固硫焙烧产物选矿试验 |
| 5.4 本章小结 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 攻读学位期间主要的研究成果 |
| 致谢 |
（6）铝电解废旧阴极炭块还原铜渣回收铜和铁研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜、铁矿资源现状 |
| 1.1.1 铜矿资源现状 |
| 1.1.2 铁矿资源现状 |
| 1.2 铜渣资源的研究利用现状 |
| 1.2.1 铜渣的来源及种类 |
| 1.2.2 铜渣中铜资源的回收工艺 |
| 1.2.3 铜渣中铁资源的回收工艺 |
| 1.2.4 作为添加剂应用在其他领域 |
| 1.3 废旧阴极炭块的研究利用现状 |
| 1.3.1 废旧阴极炭块的来源 |
| 1.3.2 废旧阴极炭块的危害 |
| 1.3.3 国内外废旧阴极炭块综合利用的主要方法 |
| 1.4 课题的研究意义及内容 |
| 1.4.1 课题的研究意义 |
| 1.4.2 课题的研究内容 |
| 第二章 实验原料、设备及研究方法 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.2 主要实验仪器 |
| 2.3 实验方法 |
| 2.3.1 废阴极炭块贫化转炉铜渣回收铜的研究 |
| 2.3.2 废阴极炭块贫化电炉铜渣回收铁的研究 |
| 2.4 分析方法 |
| 2.4.1 热力学分析 |
| 2.4.2 实验分析方法 |
| 第三章 废阴极炭块贫化转炉铜渣回收铜的研究 |
| 3.1 热力学分析 |
| 3.2 废阴极炭加入量对转炉铜渣贫化回收铜的影响 |
| 3.3 二氧化硅加入量对转炉铜渣贫化回收铜的影响 |
| 3.4 氮气喷吹流量对转炉铜渣贫化回收铜的影响 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 废阴极炭块还原电炉渣回收铁的研究 |
| 4.1 理论分析 |
| 4.1.1 热力学分析 |
| 4.1.2 表面张力热力学模型建立 |
| 4.2 电炉贫化铜渣氧化脱硫 |
| 4.3 熔融还原 |
| 4.3.1 废阴极炭块添加量的影响 |
| 4.3.2 氧化钙添加量的影响 |
| 4.3.3 冶炼温度的影响 |
| 4.4 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 |
| 附录 A 攻读硕士学位期间发表论文情况 |
| 附录 B 攻读硕士学位期间参与的科研项目 |
（7）富氧底吹铜熔炼过程中金银回收研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 世界金、银资源概况 |
| 1.1.1 金资源概况 |
| 1.1.2 银资源概况 |
| 1.2 铜的火法冶炼及金银回收现状 |
| 1.2.1 金银回收现状 |
| 1.2.2 铜火法冶炼工艺 |
| 1.3 火法冶炼过程中金属和锍捕集贵金属的原理 |
| 1.4 富氧底吹铜熔炼 |
| 1.4.1 富氧底吹炉结构 |
| 1.4.2 富氧底吹炉铜熔炼工艺 |
| 1.5 课题研究背景、主要内容和研究目标 |
| 1.5.1 研究背景 |
| 1.5.2 主要内容 |
| 1.5.3 研究目标 |
| 第二章 铜精矿原料及冶炼炉渣中金银赋存状态研究 |
| 2.1 概述 |
| 2.1.1 研究内容、目的和方法 |
| 2.1.2 实验仪器 |
| 2.2 结果分析与讨论 |
| 2.2.1 A矿主要化学成分及产出特征 |
| 2.2.2 A矿中金的赋存状态 |
| 2.2.3 B矿主要化学成分及产出特征 |
| 2.2.4 B矿中金的赋存状态 |
| 2.2.5 底吹铜熔炼渣 |
| 2.2.6 P-S转炉吹炼渣 |
| 2.3 本章小结 |
| 第三章 富氧底吹铜熔炼渣相图计算研究 |
| 3.1 相图计算概述 |
| 3.1.1 FactSage软件包的组成 |
| 3.1.2 相关模块介绍 |
| 3.2 熔炼渣多元多相平衡时计算 |
| 3.2.1 相平衡计算模型介绍 |
| 3.2.2 CaO、MgO含量对熔炼渣初(终)液相温度的影响 |
| 3.2.3 CaO、MgO含量及温度对熔炼渣熔化量的影响 |
| 3.2.4 CaO、MgO含量和温度对熔炼渣粘度的影响 |
| 3.3 熔炼渣系相图分析 |
| 3.3.1 相图模拟计算的基本步骤 |
| 3.3.2 二元系相图 |
| 3.3.3 三元系相图 |
| 3.3.4 四元系相图 |
| 3.3.5 五元系相图 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 底吹铜熔炼工艺中金银回收规律研究 |
| 4.1 熔炼工段 |
| 4.1.1 炉料含铅和冰铜品位对贵金属入锍率的影响 |
| 4.1.2 入炉料中氧化钙含量对熔炼过程金银回收率的影响 |
| 4.1.3 渣中Fe/SiO_2对熔炼过程金银回收率的影响 |
| 4.1.4 熔炼渣中磁性铁含量对金银回收率的影响 |
| 4.1.5 炉内渣层厚度对金银回收率的影响 |
| 4.1.6 熔炼渣缓冷磨浮回收金银的探讨 |
| 4.2 吹炼工段 |
| 4.2.1 吹炼工艺概述 |
| 4.2.2 转炉吹炼作业金银的走向 |
| 4.2.3 冶炼流程中提高金银回收率的措施 |
| 4.3 本章小结 |
| 第五章 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（8）粗锡除铜新工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 锡的性质、用途 |
| 1.1.1 锡的性质 |
| 1.1.2 锡的用途 |
| 1.2 锡的储量与消费 |
| 1.2.1 锡的储量 |
| 1.2.2 锡的消费 |
| 1.3 锡的生产方法 |
| 1.3.1 锡精矿的炼前处理 |
| 1.3.2 锡精矿的还原熔炼 |
| 1.3.3 粗锡的精炼 |
| 1.4 硫渣的现状与处理工艺 |
| 1.4.1 造锍熔炼法 |
| 1.4.2 熔析法 |
| 1.4.3 隔膜电解法 |
| 1.4.4 浮选法 |
| 1.4.5 直接浸出法 |
| 1.4.6 间接浸出法 |
| 1.4.7 真空冶金法 |
| 1.5 课题的提出与主要研究内容 |
| 1.5.1 课题的提出 |
| 1.5.2 主要研究内容 |
| 第二章 SnS与Cu、Cu_2S与Sn反应的热力学研究 |
| 2.1 理论基础 |
| 2.1.1 吉布斯自由能 |
| 2.1.2 热力学参数状态图 |
| 2.1.3 纯物质饱和蒸气压 |
| 2.2 相关热力学计算与讨论 |
| 2.2.1 真空下SnS稳定性的热力学分析 |
| 2.2.2 真空下Cu_2S稳定性的热力学分析 |
| 2.2.3 Sn、Cu、SnS、Cu_2S的饱和蒸气压 |
| 2.2.4 SnS与Cu反应的热力学分析 |
| 2.2.5 Sn与Cu_2S反应的热力学分析 |
| 2.3 本章小结 |
| 第三章 SnS与Cu、Cu_2S与Sn反应的实验研究 |
| 3.1 理论基础 |
| 3.1.1 反应速率 |
| 3.1.2 转化率 |
| 3.2 Cu、Cu_2S、Sn、SnS混合物中Cu、Cu_2S含量检测方法的研究 |
| 3.2.1 方法原理 |
| 3.2.2 测量准确性 |
| 3.3.SnS与Cu反应的研究 |
| 3.3.1 实验原料、设备及操作步骤 |
| 3.3.2 实验结果与讨论 |
| 3.4 Cu_2S与Sn反应的研究 |
| 3.4.1 实验原料、设备及操作步骤 |
| 3.4.2 实验结果与讨论 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 粗锡加SnS除铜的实验研究 |
| 4.1 粗锡的EPMA、EDS分析 |
| 4.2 粗锡加SnS除铜的实验研究 |
| 4.2.1 实验原料、设备与方法 |
| 4.2.2 实验结果与讨论 |
| 4.3 铜渣的真空蒸馏实验研究 |
| 4.3.1 实验原料、设备与方法 |
| 4.3.2 实验结果与讨论 |
| 4.4 粗锡加SnS与粗锡加S除Cu效果的对比 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 结论与展望 |
| 5.1 结论 |
| 5.2 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录A |
| 1.硕士研究生期间发表的学术论文 |
| 2.硕士研究生期间参与的科研项目 |
（9）铜火法吹炼、精炼脱杂工艺技术研究与应用（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 选题背景及研究意义 |
| 1.2 铜火法工艺介绍 |
| 1.3 铜火法吹炼、精炼原料处理情况介绍 |
| 1.4 复杂硫化铜精矿冶炼的国内外研究现状 |
| 1.5 本论文主要研究内容 |
| 1.6 本章小结 |
| 第二章 理论分析 |
| 2.1 火法吹炼、精炼段杂质脱除的工作原理分析 |
| 2.1.1 火法吹炼段杂质脱除原理分析 |
| 2.1.2 火法精炼脱杂原理分析 |
| 2.2 针对难脱杂质的脱除机理分析 |
| 2.2.1 氧化挥发法 |
| 2.2.2 喷碱造渣法 |
| 2.3 本课题采用的脱除方法及工艺路线 |
| 2.4 本章小结 |
| 第三章 实验研究 |
| 3.1 吹炼、精炼段中间产物主要杂质物相分析 |
| 3.1.1 Pb的化学行为 |
| 3.1.2 As、Sb的化学行为 |
| 3.1.3 Bi的化学行为 |
| 3.2 吹炼、精炼段主要杂质走向分析 |
| 3.3 物相检测结论 |
| 3.3.1 冰铜中主要杂质存在形态及分布 |
| 3.3.2 粗铜与阳极铜中主要杂质存在形态及分布 |
| 3.3.3 转炉渣、阳极炉渣中主要杂质存在形态及分布 |
| 3.3.4 吹炼、精炼烟尘中主要杂质存在形态及分布 |
| 3.4 脱杂剂组成分析及脱杂实验 |
| 3.4.1 冰铜杂质脱除实验 |
| 3.4.2 粗铜杂质脱除实验 |
| 3.4.3 实验结果 |
| 3.5 新渣系二元相图分析 |
| 3.5.1 新渣系二元相图分析 |
| 3.5.2 新渣系三元相图分析 |
| 3.5.3 脱杂剂对转炉、阳极炉耐火材料的侵蚀 |
| 3.6 本章小结 |
| 第四章 工业化试生产应用 |
| 4.1 工业化实验方案 |
| 4.2 脱杂剂加入时间研究 |
| 4.2.1 加入脱杂剂的时间为筛炉后40min |
| 4.2.2 加入脱杂剂的时间为筛炉后1h |
| 4.2.3 加入脱杂剂的时间为筛炉后2h |
| 4.3 耦合脱杂工艺研究及应用 |
| 4.4 脱杂剂加入方式 |
| 4.5 工业化试验指标 |
| 4.6 本章小结 |
| 第五章 结果与展望 |
| 5.1 结果 |
| 5.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
（10）餐厨废油还原贫化富氧顶吹熔炼铜熔渣的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜火法冶炼技术现状 |
| 1.1.1 熔炼技术 |
| 1.1.2 连续炼铜 |
| 1.1.3 一步炼铜 |
| 1.2 铜渣特性 |
| 1.2.1 铜渣渣型 |
| 1.2.2 铜渣物化性质 |
| 1.3 铜渣贫化 |
| 1.3.1 铜在渣中损失 |
| 1.3.2 贫化技术 |
| 1.4 餐厨废油利用现状 |
| 1.4.1 生物质能在火法冶金中的应用 |
| 1.4.2 餐厨废油资源特点和利用现状 |
| 1.5 论文提出背景、研究内容和创新点 |
| 1.5.1 论文提出背景 |
| 1.5.2 研究内容 |
| 1.5.3 创新点 |
| 第二章 实验原料、方法与设备 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.1.1 铜渣 |
| 2.1.2 餐厨废油 |
| 2.1.3 无烟煤 |
| 2.2 实验方法 |
| 2.2.1 铜熔渣还原过程的渣-锍/铜分离研究 |
| 2.2.2 餐厨废油高温裂解与还原特性研究 |
| 2.2.3 铜熔渣喷吹餐厨废油还原贫化实验研究 |
| 2.3 实验设备 |
| 第三章 铜渣还原贫化的理论研究 |
| 3.1 铜渣还原热力学分析 |
| 3.2 铜熔渣中渣-锍分离过程分析 |
| 3.2.1 渣-锍直接沉降分离 |
| 3.2.2 还原过程的渣-锍分离 |
| 3.3 吹炼渣中渣-铜分离过程分析 |
| 3.3.1 渣-铜直接沉降分离 |
| 3.3.2 还原过程的渣-铜分离 |
| 3.4 小结 |
| 第四章 餐厨废油高温裂解与还原特性研究 |
| 4.1 餐厨废油高温裂解 |
| 4.1.1 餐厨废油直接裂解 |
| 4.1.2 Fe_3O_4作用下的餐厨废油裂解 |
| 4.1.3 铜熔渣作用下的餐厨废油裂解 |
| 4.2 餐厨废油还原行为 |
| 4.2.1 餐厨废油还原Fe_3O_4气体产物分析 |
| 4.2.2 还原产物物相分析 |
| 4.2.3 餐厨废油还原Fe_3O_4过程分析 |
| 4.3 小结 |
| 第五章 铜熔渣喷吹餐厨废油贫化工艺优化研究 |
| 5.1 铜熔渣直接沉降分离 |
| 5.2 铜熔渣还原贫化 |
| 5.2.1 渣油混合方式 |
| 5.2.2 还原温度 |
| 5.2.3 还原剂用量 |
| 5.2.4 保温时间 |
| 5.3 小结 |
| 第六章 铜熔渣喷吹餐厨废油贫化过程渣-锍分离行为 |
| 6.1 还原过程渣-锍分离 |
| 6.2 沉降过程渣-锍分离 |
| 6.2.1 沉降时间 |
| 6.2.2 冷却方式 |
| 6.3 小结 |
| 第七章 总结与展望 |
| 7.1 总结 |
| 7.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
四、反射炉处理氧化铜精矿生产实践（论文参考文献）
- [1]铜熔渣渣型调控理论分析与实验研究[D]. 甘文. 昆明理工大学, 2021(01)
- [2]双底吹炼铜炉渣物化性能及渣含铜调控机制研究[D]. 周瑞. 江西理工大学, 2021(01)
- [3]海绵铜冷压直接电解工艺研究[D]. 张锋. 昆明理工大学, 2021(01)
- [4]铅铋银系合金物料超重力熔析分离的基础研究[D]. 温小椿. 北京科技大学, 2021(02)
- [5]硫化锑精矿还原固硫焙烧清洁提取工艺研究[D]. 欧阳臻. 湖南工业大学, 2020(02)
- [6]铝电解废旧阴极炭块还原铜渣回收铜和铁研究[D]. 毛凯旋. 昆明理工大学, 2020(05)
- [7]富氧底吹铜熔炼过程中金银回收研究[D]. 杨庆飞. 昆明理工大学, 2020(05)
- [8]粗锡除铜新工艺研究[D]. 张博. 昆明理工大学, 2020
- [9]铜火法吹炼、精炼脱杂工艺技术研究与应用[D]. 于海波. 昆明理工大学, 2020(04)
- [10]餐厨废油还原贫化富氧顶吹熔炼铜熔渣的研究[D]. 周世伟. 昆明理工大学, 2019(06)
标签：氧化铜;