一、炼铅鼓风炉处理高锌物料的探讨（论文文献综述）
唐梦奇,冯均利,陈璐,廖红梅,覃然,陈俊彬[1]（2020）在《典型固体废物和非固体废物混合物属性的鉴别》文中研究指明目前,固体废物常混杂在正常货物中试图进口,这给整批货物的固体废物属性鉴别带来了困难。为解决这一难题,梳理了相关法律法规,并结合实际案例,总结出固体废物和非固体废物混合物的属性判定方法:从"工艺来源或产生来源的合理性"和"明显混入有害组分"这两个要点分析判断,当该批固体废物和非固体废物混合物的工艺产生来源不合理,且混入的固体废物属于有害组分时,该批固体废物和非固体废物混合物应整体综合判定为固体废物。该判定方法可为进口固体废物的属性鉴别及监管提供技术支持。
罗立群,郑波涛,魏晨曦[2]（2019）在《铅锌矿物冶金还原过程相态演变与特性述评》文中指出铅锌是重要的有色金属,但在炼铁过程中为有害杂质,严重影响高炉生产。本文通过介绍铅锌矿物的产出与赋存状态,简述了铅锌矿物在冶金还原过程中的工艺现状,总结了铅锌矿物在冶金还原过程中的主要反应和特性,分析了铅锌矿物在炼铁过程中的转变和相态变化,追踪了含铁原料中控制铅锌的前沿技术,表明其降低含铁原料中铅锌含量成效显着、经济效益好,值得推广。
王攀[3]（2016）在《四川汉源低品位难选冶铅锌矿中锌的氨浸电积新工艺试验研究》文中研究表明目前低品位难选冶的铅锌矿采用常规选冶方法难以回收利用其中的锌,基于此,本文提出在氨水体系中直接浸出低品位铅锌矿制取电锌的新工艺研究。以四川汉源低品位铅锌矿为原料,在常温常压密闭的条件下,直接由氨水浸出矿样,氨浸液经过净化除杂后电积锌得到纯度很高的锌板,确定了浸出、净化和电积过程的最佳工艺条件参数。浸出过程以工业氨水（20%）作为浸出剂,使矿样中的锌以锌氨络合物的形式进入溶液,通过研究浸出时间、液固比、振荡强度、温度、矿物粒度对锌浸出率的影响,讨论得出最佳的浸出工艺条件:常温常压密闭条件,液固比为5:1,振荡强度120r/min,浸出时间为18小时,矿样粒度为140180目,锌的浸出率可达65.66%。实验结果表明:液固比、时间对锌的浸出率影响显着;振荡强度、温度和矿物粒度对锌的浸出率影响不大。为了提高单位体积锌的浓度,还进行了多次循环浸出试验,锌浓度可提高至80.2g/L。净化过程首先采用氧化剂和沉淀剂氧化沉淀除掉As和Sb,然后用锌粉置换法除去Cu、Cd、Co等其他标准电极电位比锌高的重金属离子杂质,最后活性炭吸附腐殖酸类有机物脱色得到澄清的净化液。讨论得出净化工艺条件为:氧化剂H2O2（30%）加入量为5mL/L,沉淀剂CaO加入量为0.1g/L,锌粉用量10g/L,活性炭吸附用量为6g/L,As和Sb的含量分别降低至0.1mg/L和0.03mg/L,净化后杂质含量完全满足电解的要求。电积过程选取涂钌钛板作为阳极,纯铝板作为阴极。最佳电解工艺条件:电流密度300A/m2,外界温度常温条件,异极距3cm,添加剂用量T-A,T-B,T-C分别为0.1g/L、0.1g/L、0.04g/L。在此条件下进行三次综合条件试验,平均槽电压3.1V,平均电流效率为94.49%、平均电能消耗2689 kW?h/t锌,最终得到了表面光亮平整致密的锌板,电锌纯度达99.60%。本文试验研究表明,此新工艺能回收利用锌并且生产出符合工业标准的锌板,这对于处理低品位难选冶多金属矿提供了一个新的思路,并且该工艺具有明显的优势:原料消耗量少,浸出剂可循环利用,常温操作能耗低,密闭条件清洁环保,净化负担轻,工艺流程短,设备投资少。对于类似矿山的锌冶炼工艺具有借鉴意义和现实意义。
林岚[4]（2013）在《Cu在ISP工艺中的行为、分布及回收》文中进行了进一步梳理对Cu在ISP工艺中的行为、分布以及ISP处理高Cu物料的可行性和经济性进行分析,指出ISP工艺对物料的适应性较强,完全可以处理高Cu物料,为企业带来可观的经济效益。
李玉虎[5]（2012）在《有色冶金含砷烟尘中砷的脱除与固化》文中进行了进一步梳理由于砷及其化合物的挥发性,其通常富集于各类冶炼烟尘中。除了含有大量的砷,冶炼烟尘中还含有数量可观的有价金属。因此,有色冶金高砷烟尘中砷的脱除与固化,是消除“砷害”,实现资源循环利用的重要途径。本文研究了ISP炼锌工艺中最具代表性的含砷烟尘—高砷次氧化锌中砷的脱除与固化,其研究结果对其它含砷烟尘的处理也具有一定的指导意义。本论文的主要研究内容及结果撮要介绍如下。1、系统研究了ISP次氧化锌中砷的物相。根据次氧化锌中砷的物相形态,次氧化锌可分为三种类型：Ⅰ型成分为锌高铅低,砷主要物相为As2O3; Ⅱ型成分也是锌高铅低,但砷的主要物相为亚砷酸锌；Ⅲ型铅含量偏高,锌含量相对较低,砷主要以砷酸铅物相存在。造成次氧化锌多样性的原因是生产气氛的波动,而引起生产气氛波动的原因除了工艺技术以外,原料成分的波动不容忽视。2、提出了碱性体系选择性浸出脱砷—催化作用下As（Ⅲ）空气氧化—石灰沉砷—砷酸钙渣水泥固化的原则工艺,并从热力学及溶液平衡的角度,对各步工序进行了理论分析。由主要物相的溶解组分log C-pH图判断,利用碱性浸出体系均可实现三种类型次氧化锌中砷的选择性浸出,并且S2-的引入将有助于强化浸出体系的选择性,促进砷的浸出。从热力学上判断,空气氧化As（Ⅲ）是可行的,而可用于As（Ⅲ）氧化的锰化合物有：MnO4-、MnO2、MnOOH、Mn3O4。对As（Ⅲ）氧化过程吉布自由能影响最大的是反应体系的pH。石灰沉砷的产物主要取决于反应体系的终点pH,随着pH的增加,沉砷产物主要由CaHAsO4·H2O向Ca3（AsO4）2和Ca5（AsO4）3OH转变。就含砷溶液的净化深度及砷酸钙渣的稳定性而言,Ca5（AsO4）3OH均是最佳的选择。3、开展了三种类型次氧化锌中选择性浸出脱砷研究。对于Ⅰ型、Ⅱ型次氧化锌采用NaOH-H2O浸出体系可达到较好的脱砷效果,其砷浸出率可分别达84%、68%以上,而铅、锌的浸出率均小于1%；而对于Ⅲ型次氧化锌采用NaOH-Na2S-H2O浸出体系较为合适,在最优条件下,砷浸出率可达73%,同时,铅、锌的浸出率分别为0.4%和0.8%。4、分别开展了双氧水、空气及催化空气氧化As（Ⅲ）的工艺研究。对于本文所得浸出含砷浸出液,采用理论耗量1.2倍的双氧水,可实现As（Ⅲ）的完全氧化,但成本相对较高。空气氧化效率较低,氧化8h,仅有22.3%As（Ⅲ）氧化成五价砷。高锰酸钾对溶液中的As（Ⅲ）具有超计量氧化的特性,该特性源于其还原产物（MnxOy）对As（Ⅲ）的空气催化氧化效应。利用这一催化效应,可有效改善空气氧化As（Ⅲ）效率。控制反应体系在pH为13、砷锰摩尔比为21：1、空气流量0.2m3/h条件下反应5h可使溶液中的As（Ⅲ）完全氧化。5、石灰沉砷效果受温度、pH和Ca/As摩尔比的影响十分显着。含砷溶液未经氧化而直接采用石灰沉砷工艺时,在最佳条件下,沉砷率仅为67%左右；在pH为12,温度95℃,Ca/As摩尔比3：1条件下反应2h,氧化后液沉砷率可达99.5%,所得砷钙渣中的砷主要以晶态的Ca5（AsO4）3OH形式存在。沉砷过程中,浸出液中的铅、锌离子也会发生沉淀。对高铅、锌浸出液采用酸化-石灰沉砷工艺,利用浸出液中残余的硫离子选择性沉淀铅、锌离子,可避免浸出液中铅、锌离子在石灰沉砷过程中发生沉淀。6、砷酸钙渣热处理工艺不仅可使非晶或低晶含砷物相转变为晶态的砷酸钙,还可促使砷酸钙颗粒长大、致密化,从而提升砷酸钙渣的稳定性。高铅、锌砷酸钙渣在热处理过程后,Ca5（AsO4）3（OH）成为唯一的含砷物相,而含铅物相由Pb5（AsO4）3（OH）转化为以Ca2PbO4、PbO2。砷酸钙渣水泥固化效果除了与水泥配比有密切关系外,还与砷酸钙渣自身状况有较大影响。砷酸钙渣中残余的游离砷和碱对固砷效果有负面作用,因此,沉砷结束后需对其进行洗涤。将沉砷渣洗涤、干燥后,800℃下煅烧1h,在水泥/砷酸钙渣配比为3：1条件下固化,所得固化块稳定性采用HJ/T300-2007的方法评价,其浸出液中砷含量仅为1.5mg/L,可完全满足GB508.1-2007的要求。
谢兆凤[6]（2011）在《火法—湿法联合工艺综合回收脆硫铅锑矿中有价金属的研究》文中进行了进一步梳理研究开发了用火法湿法联合工艺综合回收脆硫铅锑矿精矿中有价金属的新工艺流程。脆硫铅锑矿精矿经熔炼（配料时加入纯碱和煤粉）,硫以硫化钠的形式进入熔炼渣中,同时产出铅锑合金；铅锑合金用于直接吹炼生产锑白产品,吹炼锑白后产出的粗铅进入电解铅系统生产电铅,电铅阳极泥用来回收银等；从熔炼渣中回收的碱（硫化钠）用于浸出脆硫铅锑矿精矿中的锑,以制造焦锑酸钠产品和硫代硫酸钠副产品；熔炼渣经碱回收后,最终富集有来自原料中的锌、铁、铟等金属元素,其中的锌、铁等元素大都以硫化物的形式存在,可通过浮选方法分离出锌精矿,从而使脆硫铅锑矿精矿中的锌、铟等有价金属得以回收。对脆硫锑铅矿碱性还原熔炼过程进行理论分析,在碱性熔炼主过程中主金属铅锑及金属银等进入金属相,而伴生元素铜、铁、锌等基本上不参与熔炼反应而直接以硫化物形式进入渣相；硫则以硫化钠的形式进入渣相。对铅锑合金氧化吹炼过程进行热力学计算,铅锑合金中的铁、锡等杂质可通过氧化精炼除去；砷则通过碱性氧化方式脱除；在500～1000℃范围内,合金中的锑主要以三氧化二锑形式进入气相,而不是以金属锑的形式进入气相。确定了脆硫铅锑矿精矿碱性熔炼的具体条件为：配料比例为脆硫铅锑矿：纯碱：煤粉；石灰浆=100：50：10；10,料柱1.0-1.5m、风量61～65m3/min.风压30-60mmHg.中心温度1400℃、熔渣温度1000℃、焦率16.8%。在此条件下,床能达到110t球团/（m2·d）；金属入合金直收率Pb 85.67％.Sb 82.870％.Ag 87.08％；金属回收率Pb 94.03％. Sb 96.70％.Ag 89.33％.Zn 97.63％.In 68.33％；铜、砷的入渣率Cu72.63%、As 68.88%；熔炼渣渣率（按投入的精矿计）65.6%；熔炼渣含Na2S 52%；合金品位（Pb+Sb）97.80％；其中Pb 53.13％.Sb 44.67％;锑氧粉产出率（按投入的精矿计）7.36%；入炉物料中带入的硫有99.3%被固定在熔炼渣中,炉子烟气中S02平均浓度为588 ppm,已经达到工业废气二类排放标准,较好地消除了SO2废气污染。熔炼渣中硫化钠浸出试验的最佳条件为S：L=1：4、温度90℃、时间90min时,硫化钠的浸出率约为91%,所得滤液含硫化钠约110g/L锑浸出率平均达到91.83%,杂质元素砷也有部分被浸出,浸出率为80%,熔炼渣浸出渣（锌矿）的渣率约为50%；熔炼渣浸出渣中锌和铁等元素基本上都以硫化物形式存在于渣（锌矿）中,此锌矿经化学浮选可产出高银铟含量的多金属型锌精矿。采用压缩空气作氧化剂氧化硫代亚锑酸钠溶液,氧化时间大于45h,溶液中锑的沉淀率约98%左右,氧化后液中锑的浓度小于1g/L,产出的焦锑酸钠产品达到电子工业级二级品的质量要求。通过加硫酸中和以及加硫酸亚铁可部分除去氧化后液中的砷和锑,使其浓度分别降至0.05g/L和0.3g/L以下后,通过浓缩、结晶生产出的硫代硫酸钠产品达到二级品的质量要求。采用碱性精炼进行除去粗铅锑合金中杂质元素的实验研究,向熔体中鼓入空气时,可使得氧气能充分与金属面接触,从而达到良好的除杂效果,选择合适的碱性精炼体系为氢氧化钠+空气体系。精合金产出率平均为95.84%,杂质元素的去除率分别为（%）：Sn 88.30、As 96.45、Cu 36.10、S 56.64。主金属铅锑的直收率分别为（%）：Sb91.98、Pb97.70。精合金中砷的含量可以降至0.010%以下；吹炼锑白过程的实验条件为合金熔体温度（660±30）℃、吹风温度约100℃、合金中锑含量15%～40%,吹风风量及压力控制标准为使合金液表面产生微皱。吹炼锑白时锑的氧化率为73.34%；吹炼后的底合金（底铅）Sb、Pb的含量分别为15%和83%左右；采用提高结晶温度的方法制备大粒度锑白产品,控制实验条件为锑浓度15%～40%、合金熔体温度650～690℃、结晶（空间）温度360～470℃、吹管离金属液面的距离≥50mm,锑白产品的粒度可达到0.6μm以上。全流程Pb、Sb、Ag、Zn的总回收率分别达到92.1%、93.5%、97.6%、68.3%；74%As进入铁砷渣；Cu 72.6%进入锌矿,27%进入铅系统。与传统的烧结-鼓风炉工艺对比,所研究工艺具有流程简单、效率高、中间物料少、铅锑合金质量高、金属回收率高、各种元素走向合理、利于综合回收和环境保护等优点。
曹志阎[7]（2011）在《硅锌矿在（NH4）2SO4-NH3-H2O体系浸出过程的研究》文中研究指明随着锌硫化矿资源的日趋紧缺,锌氧化矿资源正逐步得到开发和利用。对高碱性脉石氧化锌矿,采用氨性体系浸出,是较为适宜的工艺,已开展了大量研究。在该体系中,氧化锌、碳酸锌类矿物较易浸出,这点已成共识。硅锌矿等锌硅酸盐矿物含量较高时,会导致锌浸出率偏低。截止目前,硅锌矿在氨浸过程中的行为,尚缺乏系统严谨的研究,硅锌矿难浸的机理尚未明确。本文对硅锌矿在（NH4）2SO4-NH3-H20体系中的浸出行为进行了系统研究。结果表明,硅锌矿浸出反应方程为：Zn2SiO4（s）+（2i-4）NH3（aq） +4 NH4+=2[Zn（NH3）i]2++Si02（s）+2H20（1）, i=1-4.浸出中,硅锌矿中的硅溶解进入溶液,再以无定形Si02形态从溶液中析出。Si02在（NH4）2SO4-NH3-H20体系中溶解度很低,仅略高于0.3g/L,而其从溶液中析出速度又非常缓慢,可能是硅锌矿在该体系中,尤其是在较低液固质量比下,难以浸出的原因。实验硅锌矿样品在（NH4）2SO4-NH3-H20体系中的浸出过程遵循受孔隙扩散控制的粒子模型,扩散与化学反应并非仅发生于颗粒外表面,而是发生在整个外表面及孔隙内部,浸出速度受到孔隙扩散控制。浸出过程的表观活化能与反应级数分别为71.35 kJ/mol和4.27。后续研究发现,在（NH4）2SO4-NH3-H20体系,无定形硅酸锌较硅锌矿更易被浸出。机械活化能降低硅锌矿的结晶度,使其转变为无定形硅酸锌,进而强化浸出过程。研究表明,随活化时间的延长,硅锌矿不同晶面的XRD衍射峰逐渐宽化,晶体结晶度逐渐降低。活化20min后硅锌矿的结晶度由100%降至32%,相应的锌浸出率由3.9%上升至64%,而矿石粒径变化并不明显。
王树楷[8]（2010）在《高炉炉尘回转窑还原烟化处理工业试验》文中指出对华东某钢厂高炉炉尘采用回转窑还原烟化处理,进行了工业性试验。生产工艺顺行,产出了可供回收的多种有色金属的富集物、含氧化锌粉及可供选矿回收的富铁窑渣,技术经济经指标较好。提出了对高炉炉尘综合利用及再资源化的思路与建议。
傅永良[9]（2010）在《高铟锌精矿非矾渣提锌铟及除铁新工艺试验研究》文中提出目前,广西来宾冶炼厂采用“热酸浸出-黄钾铁矾法”的湿法炼锌流程处理锌（46.47%）、铁（13.56%）、铟（0.07%）含量高的自产闪锌矿。近十年的生产实践表明,该流程存在诸多不足,而北京矿冶研究院所提出的“热酸浸出-还原-赤铁矿法沉铁”工艺也存在流程长、蒸汽耗量大等弊端。为解决生产中的实际困难,本论文研究了“中浸渣热酸还原浸出-中和沉铟-赤铁矿法沉铁”的湿法炼锌提铟新工艺。在理论分析的基础上,对中浸渣热酸还原浸出、中和沉铟、赤铁矿法沉铁等过程进行了详细研究。以中性浸出渣为原料,采用单因素试验法考察了温度、时间、始酸酸度和还原剂用量等因素对热酸还原浸出过程的影响,确定其最佳工艺条件为：浸出温度95℃,时间3h,还原剂锌精矿用量为中浸渣量的40%,始酸酸度165g·L-1。在此优化条件下进行了6个周期的综合扩大试验,三价铁的还原率93.36%,锌、铟的平均浸出率分别为78.18%和89.83%,浸出渣中锌、铟含量分别为Zn 24.63%和In 0.049%-0.054%。以还原浸出液为原料,采用碳酸锌作预中和剂,调节体系pH=l-1.5,再以碳酸锌和氧化锌作沉铟剂,在pH=4.0、温度为90℃、时间30min的条件下进行中和沉铟,铟的沉淀率达到98.5%以上,铟渣含In 0.95%-1.66%。以沉铟后液为原料,在氧分压0.2MPa、温度175℃、时间2.0h、pH值5.0的条件下进行赤铁矿法沉铁,沉铁率高达92%以上,赤铁矿渣含Fe60%。全流程试验结果表明,锌精矿还原效果好,铟富集程度高,原料中的铁以赤铁矿渣产出,铟、铁、锌的总回收率分别达到87%和95%,88%以上,锌、铟的直收率和总回收率得以大大提高。总体而言,该工艺实现了锌冶金过程铟铁高效分离和铁资源的综合利用,实现了无铁渣湿法炼锌,技术创新性强,环境友好,技术指标先进,为来宾冶炼厂湿法炼锌工艺技术改造提供了可行的试验研究。
李卫锋,杨安国[10]（2009）在《河南炼铅技术现状及发展对策》文中研究指明本文介绍了河南铅冶炼的生产、工艺技术及装备现状,指出了现实生产中存在资源、环保、节能问题,在分析了近年铅冶炼技术在传统粗铅熔炼工艺改进、直接熔炼新工艺应用、铅精炼的发展及再生铅冶炼技术进展等情况的基础上,指出了河南铅冶炼技术的发展方向是注重再生资源开发、富氧熔炼替代传统工艺、节能降耗、提高资源利用率。
二、炼铅鼓风炉处理高锌物料的探讨（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、炼铅鼓风炉处理高锌物料的探讨（论文提纲范文）
（1）典型固体废物和非固体废物混合物属性的鉴别（论文提纲范文）
| 引言 |
| 1 相关法律法规 |
| 2 实际案例分析 |
| 2.1“铜锍”货物鉴别案例 |
| 2.1.1货物情况 |
| 2.1.2实验室检测 |
| 2.1.3属性鉴别 |
| 2.1.3.1样品1属性鉴别 |
| 2.1.3.2样品2属性鉴别 |
| 2.1.3.3整体综合判定 |
| 2.2“氧化锌”货物鉴别案例 |
| 2.2.1货物情况 |
| 2.2.2实验室检测 |
| 2.2.3属性鉴别 |
| 2.2.3.1样品4属性鉴别 |
| 2.2.3.2样品3和样品5属性鉴别 |
| 2.2.3.3整体综合判定 |
| 3 结语 |
（2）铅锌矿物冶金还原过程相态演变与特性述评（论文提纲范文）
| 1 铅锌的产出与赋存状态 |
| 1.1 铅产出 |
| 1.2 锌产出 |
| 2 铅锌冶金还原工艺与特征 |
| 2.1 铅锌冶金还原工艺现状 |
| 2.1.1 火法炼铅 |
| 2.1.2 火法炼锌 |
| 2.1.3 含锌粉尘火法回收 |
| 2.2 含铅矿物还原 |
| 2.3 含锌矿物还原 |
| 3 炼铁过程中铅锌的还原 |
| 3.1 炼铁过程中铅的还原 |
| 3.2 炼铁过程中锌的还原 |
| 4 控制含铁原料中铅锌的前沿技术 |
| 4.1 选择性还原ZnFe2O4 |
| 4.2 真空还原 |
| 4.3 硅热还原 |
| 5 结语 |
（3）四川汉源低品位难选冶铅锌矿中锌的氨浸电积新工艺试验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 引言 |
| 1.1 概述 |
| 1.1.1 锌的性质及用途 |
| 1.1.2 锌冶炼的原料和发展 |
| 1.2 火法炼锌 |
| 1.2.1 竖罐炼锌 |
| 1.2.2 鼓风炉炼锌 |
| 1.3 湿法炼锌 |
| 1.3.1 锌精矿氧化焙烧脱硫 |
| 1.3.2 硫酸浸出 |
| 1.3.3 硫酸锌液净化除杂 |
| 1.3.4 硫酸锌体系电解锌 |
| 1.4 氨浸湿法炼锌及其研究现状 |
| 1.4.1 NH_4Cl体系 |
| 1.4.2 NH_3-NH_4Cl体系 |
| 1.4.3 (NH_4)_2SO_4体系 |
| 1.4.4 小结 |
| 1.5 本课题工艺路线的确定 |
| 1.6 本课题研究内容及目的意义 |
| 1.6.1 本课题研究内容 |
| 1.6.2 本课题研究的目的意义 |
| 第2章 氨水体系浸出净化电解锌研究的理论基础 |
| 2.1 氨水体系浸出过程含锌组元存在形态的变化规律 |
| 2.2 氨水体系浸出过程原理 |
| 2.3 净化过程原理 |
| 2.3.1 除As、Sb理论基础 |
| 2.3.2 锌粉置换除杂理论 |
| 2.3.3 除溶液有机质理论基础 |
| 2.4 电解过程原理 |
| 2.4.1 Zn-NH_3-H_2O体系电解过程 |
| 2.4.2 阳极板材料选择的原则 |
| 2.4.3 添加剂选择的理论基础 |
| 第3章 试验部分 |
| 3.1 试验原料及试剂 |
| 3.1.1 试验原料 |
| 3.1.2 试验化学试剂 |
| 3.2 试验装置 |
| 3.3 试验方法 |
| 3.3.1 浸出试验 |
| 3.3.2 净化试验 |
| 3.3.3 电解试验 |
| 3.4 分析方法 |
| 3.4.1 矿样中锌品位的分析方法 |
| 3.4.2 氨浸液锌浓度的测定方法 |
| 第4章 氨水体系浸出和净化条件试验研究 |
| 4.1 锌的品位测定 |
| 4.2 浸出试验 |
| 4.2.1 时间对锌浸出率的影响 |
| 4.2.2 液固比对锌浸出率的影响 |
| 4.2.3 振荡强度对锌浸出率的影响 |
| 4.2.4 温度对锌浸出率的影响 |
| 4.2.5 矿物粒度对锌浸出率的影响 |
| 4.2.6 综合条件试验 |
| 4.2.7 小结 |
| 4.3 多次循环浸出试验 |
| 4.3.1 氨水对锌矿的溶浸能力 |
| 4.4 净化试验 |
| 4.4.1 氧化沉淀法除As和Sb |
| 4.4.2 锌粉置换除杂 |
| 4.4.3 活性炭吸附脱色 |
| 4.4.4 小结 |
| 第5章 净化液电积锌条件试验研究 |
| 5.1 电积锌试验 |
| 5.1.1 电流密度对槽电压及电流效率的影响 |
| 5.1.2 温度对槽电压及电流效率的影响 |
| 5.1.3 异极距对槽电压的影响 |
| 5.1.4 锌质量浓度对槽电压和电流效率的影响 |
| 5.1.5 添加剂对锌板成型和电流效率的影响 |
| 5.1.6 综合条件试验 |
| 5.1.7 小结 |
| 第6章 问题讨论及建议 |
| 6.1 关于浸出问题 |
| 6.2 关于净化问题 |
| 6.3 关于电积问题 |
| 6.4 关于产品开发问题 |
| 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 攻读学位期间取得学术成果 |
（5）有色冶金含砷烟尘中砷的脱除与固化（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 前言 |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 砷的概述 |
| 1.1.1 砷的性质及其化合物 |
| 1.1.2 砷的资源 |
| 1.1.3 砷的生产与应用 |
| 1.1.4 砷的用途 |
| 1.2 含砷物料处理现状 |
| 1.2.1 AsH_3体 |
| 1.2.2 含砷固体物料 |
| 1.2.3 含砷溶液的处理 |
| 1.3 有色冶金高砷物料处理 |
| 1.3.1 有色冶金中砷的走向及分布 |
| 1.3.2 含砷物料处理原则 |
| 1.4 有色冶金含砷烟尘处理 |
| 1.5 课题的提出及研究目的 |
| 1.6 工艺论证及研究内容 |
| 1.6.1 原则工艺论证 |
| 1.6.2 本论文研究内容 |
| 第二章 试验材料与方法 |
| 2.1 原料及试剂 |
| 2.2 主要试验仪器及设备 |
| 2.3 试验方法 |
| 2.3.1 样品表征 |
| 2.3.2 浸出脱砷 |
| 2.3.3 浸出液中As(Ⅲ)的氧化 |
| 2.3.4 石灰沉砷 |
| 2.3.5 砷酸钙渣热处理、固化及稳定性评价 |
| 2.4 表征及分析方法 |
| 第三章 次氧化锌样品中砷的物相研究 |
| 3.1 化学成分分析 |
| 3.2 化学物相分析 |
| 3.3 X线衍射分析 |
| 3.4 扫描电镜(SEM)分析 |
| 3.5 能谱(EDS)分析 |
| 3.6 不同类型次氧化锌形成机理 |
| 3.7 本章小结 |
| 第四章 次氧化锌湿法脱砷过程热力学分析 |
| 4.1 碱性体系下浸出脱砷过程 |
| 4.1.1 Ⅰ型次氧化锌 |
| 4.1.2 Ⅱ型次氧化锌 |
| 4.1.3 Ⅲ型次氧化锌 |
| 4.2 As(Ⅲ)氧化热力学 |
| 4.2.1 As(Ⅲ)的空气氧化热力学 |
| 4.2.2 锰系氧化剂对As(Ⅲ)的氧化热力学 |
| 4.3 石灰沉砷热力学 |
| 4.3.1 CaHAsO_4·H_20-H_20系浓度对数图 |
| 4.3.2 Ca_3(AsO_4)_2-H_2O系浓度对数图 |
| 4.3.3 ca_5(AsO_4)_3OH-H_2O系浓度对数图 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 含砷次氧化锌选择性浸出脱砷 |
| 5.1 Ⅰ型次氧化锌的浸出脱砷 |
| 5.1.1 水浸脱砷 |
| 5.1.2 NaOH-H_2O体系下浸出脱砷 |
| 5.1.3 NaOH-Na_2S-H_2O体系下浸出脱砷 |
| 5.2 Ⅱ型次氧化锌的选择性浸出脱砷 |
| 5.2.1 H_2O体系浸出脱砷 |
| 5.2.2 NaOH-H_2O体系浸出脱砷 |
| 5.3 Ⅲ型次氧化锌的选择性浸出脱砷 |
| 5.3.1 选择性碱浸脱砷 |
| 5.3.2 Ⅲ型次氧化锌脱砷综合实验 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 含砷浸出液中As(Ⅲ)的氧化 |
| 6.1 空气氧化 |
| 6.2 双氧水氧化 |
| 6.3 催化剂作用下的空气氧化 |
| 6.3.1 催化空气氧化实验 |
| 6.3.2 高锰酸钾对As(Ⅲ)催化氧化的机理分析 |
| 6.3.3 高锰酸钾催化空气氧化As(Ⅲ)动力学 |
| 6.4 本章小结 |
| 第七章 含砷溶液石灰沉砷 |
| 7.1 浸出液直接石灰沉砷 |
| 7.1.1 温度的影响 |
| 7.1.2 反应时间的影响 |
| 7.1.3 Ca/As摩尔比的影响 |
| 7.1.4 初始pH的影响 |
| 7.2 氧化后液沉砷 |
| 7.2.1 终点pH值的影响 |
| 7.2.2 温度的影响 |
| 7.2.3 Ca/As摩尔比的影响 |
| 7.2.4 最佳条件下的沉砷试验 |
| 7.3 沉砷过程中铅、锌离子的行为 |
| 7.4 本章小结 |
| 第八章 砷酸钙渣稳定化处理与评价 |
| 8.1 砷酸钙渣热处理及稳定性评价 |
| 8.1.1 铅、锌砷酸钙渣热处理 |
| 8.1.2 高铅、锌砷酸钙渣热处理 |
| 8.1.3 热处理后砷酸钙渣稳定性评价 |
| 8.2 砷酸钙渣的水泥固化及稳定性评价 |
| 8.2.1 不同水泥品种的性能比较及优选 |
| 8.2.2 未煅烧砷酸钙渣 |
| 8.2.3 热处理砷酸钙渣的水泥固化效果 |
| 8.3 本章小结 |
| 第九章 结论与建议 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间主要的研究成果 |
（6）火法—湿法联合工艺综合回收脆硫铅锑矿中有价金属的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 目录 |
| 前言 |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 锑的性质和矿物资源 |
| 1.2 锑的冶炼方法 |
| 1.2.1 鼓风炉挥发焙烧(熔炼)-还原熔炼 |
| 1.2.2 沉淀熔炼 |
| 1.2.3 碱性熔炼 |
| 1.3 铅的性质 |
| 1.4 铅的主要冶炼方法 |
| 1.4.1 铅的烧结焙烧-鼓风炉熔炼工艺 |
| 1.4.2 水口山炼铅法(SKS法) |
| 1.4.3 QSL法 |
| 1.4.4 Kivcet法 |
| 1.4.5 TBRC法 |
| 1.5 脆硫铅锑矿的性质 |
| 1.6 脆硫铅锑矿冶炼方法 |
| 1.6.1 还原造锍熔炼法 |
| 1.6.2 烧结-鼓风炉熔炼-吹炼法 |
| 1.6.3 旋涡炉熔炼法 |
| 1.6.4 氯化-水解法 |
| 1.6.5 硫化钠浸出-空气氧化法生产焦锑酸钠 |
| 1.6.6 矿浆电解法 |
| 1.6.7 硫化钠浸出-电积法 |
| 1.7 本研究课题的提出 |
| 1.8 本研究课题的主要内容 |
| 1.8.1 课题的构思及概况 |
| 1.8.2 研究工艺流程 |
| 第二章 研究工艺主要过程的理论分析 |
| 2.1 脆硫铅锑矿精矿熔炼过程的热力学分析 |
| 2.2 伴生金属在熔炼过程中的分配行为 |
| 2.3 铅锑合金直接吹炼制备锑白理论基础 |
| 2.3.1 铅锑合金除杂原理 |
| 2.3.2 铅锑合金吹炼锑白理论分析 |
| 2.3.3 合金中砷的含量控制 |
| 2.3.4 合金中铅含量的控制 |
| 2.4 本章小结 |
| 第三章 脆硫铅锑矿碱性熔炼研究 |
| 3.1 脆硫铅锑矿碱性熔炼工艺研究 |
| 3.1.1 原料与工艺流程 |
| 3.1.2 实验设备与方法 |
| 3.1.3 实验结果与讨论 |
| 3.2 铅渣碱性熔炼工艺研究 |
| 3.2.1 实验结果与讨论 |
| 3.3 本章小结 |
| 第四章 熔炼渣的综合回收及焦锑酸钠制备研究 |
| 4.1 实验原料与工艺流程 |
| 4.2 试验方法 |
| 4.2.1 熔炼渣中硫化钠浸出研究方法 |
| 4.2.2 硫化钠浸出脆硫锑铅矿和锑氧粉实验研究方法 |
| 4.2.3 焦锑酸钠制备实验研究方法 |
| 4.2.4 分析与检测 |
| 4.2.5 实验结果计算 |
| 4.3 结果与讨论 |
| 4.3.1 熔炼渣中硫化钠的浸出 |
| 4.3.2 硫化钠溶液浸出脆硫铅锑矿精矿和鼓风炉锑氧粉 |
| 4.3.3 焦锑酸钠的制备 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 利用铅锑合金制备锑白的研究 |
| 5.1 原辅材料 |
| 5.2 工艺流程 |
| 5.3 实验方法与设备 |
| 5.4 结果与讨论 |
| 5.4.1 净化除杂 |
| 5.4.2 吹炼锑白过程条件控制 |
| 5.4.3 底铅成分 |
| 5.4.4 大粒度锑白产品的制备 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 脆硫铅锑矿精矿碱性熔炼工业试验 |
| 6.1 熔炼设备选择 |
| 6.2 原辅材料与工艺流程 |
| 6.2.1 原辅材料 |
| 6.2.2 工业试验工艺流程 |
| 6.3 工业试验设备与方法 |
| 6.3.1 工业试验设备 |
| 6.3.2 试验研究方法 |
| 6.3.3 试验结果计算 |
| 6.4 结果与讨论 |
| 6.4.1 技术控制条件 |
| 6.4.2 主要金属入铅锑合金直收率、金属回收率、硫铜砷入渣率 |
| 6.4.3 平衡率与分配率 |
| 6.4.4 研究工艺熔炼段与烧结-鼓风炉工艺熔炼段基本参数比较 |
| 6.5 熔炼工业试验小结 |
| 第七章 利用铅锑合金制造锑白的工业试验研究 |
| 7.1 原料与工艺流程 |
| 7.1.1 原料 |
| 7.1.2 工艺流程 |
| 7.2 试验设备与方法 |
| 7.3 结果与讨论 |
| 7.4 本章小结 |
| 第八章 熔炼渣的综合回收半工业试验研究 |
| 8.1 半工业试验 |
| 8.1.1 原料与工艺流程 |
| 8.1.2 试验设备与方法 |
| 8.1.3 结果与讨论 |
| 8.2 本章小结 |
| 第九章 全流程综合技术经济指标 |
| 9.1 主要的技术控制条件 |
| 9.1.1 火法部分主要技术控制条件 |
| 9.1.2 湿法部分主要技术控制条件 |
| 9.1.3 锑白部分主要技术控制条件 |
| 9.2 技术经济指标 |
| 9.2.1 火法部分技术经济指标 |
| 9.2.2 湿法部分技术经济指标 |
| 9.2.3 锑白部分技术经济指标 |
| 9.2.4 全流程主要元素的走向和分配率 |
| 9.3 产品及主要中间物料的成分 |
| 9.3.1 产品成分 |
| 9.3.2 中间物料成分 |
| 9.4 数据流程 |
| 第十章 结论 |
| 10.1 结论 |
| 10.2 建议 |
| 参考文献 |
| 附录 博士期间发表的文章及成果 |
| 致谢 |
（7）硅锌矿在（NH4）2SO4-NH3-H2O体系浸出过程的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 第二章 文献综述 |
| 2.1 锌的性质及用途 |
| 2.1.1 锌的性质 |
| 2.1.2 锌的用途 |
| 2.2 锌资源概况 |
| 2.3 锌冶炼工艺概述 |
| 2.3.1 锌冶金发展简史 |
| 2.3.2 火法炼锌 |
| 2.3.3 湿法炼锌 |
| 2.4 氧化锌矿处理工艺概述 |
| 2.4.1 氧化锌矿火法处理 |
| 2.4.2 氧化锌矿的湿法处理 |
| 第三章 实验方法 |
| 3.1 实验原料 |
| 3.2 仪器与试剂 |
| 3.3 实验步骤 |
| 3.3.1 浸出实验 |
| 3.3.2 硅饱和浓度测试实验 |
| 3.3.3 机械活化强化浸出实验 |
| 3.4 分析与检测 |
| 3.4.1 化学分析 |
| 3.4.2 比表面积及孔径分析 |
| 3.4.3 SEM检测 |
| 3.4.4 EDS检测 |
| 3.4.5 XRD检测 |
| 3.4.6 差热-热重分析 |
| 3.4.7 粒径分析 |
| 3.4.8 SiO_2浓度分析 |
| 第四章 硅锌矿在(NH_4)_2SO_4-NH_3-H_2O体系中的浸出机理 |
| 4.1 浸出实验研究 |
| 4.1.1 搅拌强度的影响 |
| 4.1.2 矿石粒度的影响 |
| 4.1.3 总氨浓度的影响 |
| 4.1.4 反应温度的影响 |
| 4.1.5 液固质量比的影响 |
| 4.1.6 浸出液初始SiO_2浓度的影响 |
| 4.2 Zn_2SiO_4-NH_3-(NH_4)_2SO_4-H_2O体系热力学分析 |
| 4.2.1 热力学模型建立 |
| 4.2.2 热力学模型分析 |
| 4.3 硅锌矿在Zn_2SiO_4-NH3-(NH_4)_2SO_4-H_2O体系中的浸出机理 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 硅锌矿在(NH_4)_2SO_4-NH_3-H_2O体系高液固比下浸出动力学 |
| 5.1 动力学模型分析 |
| 5.1.1 均匀模型 |
| 5.1.2 任意孔隙模型 |
| 5.1.3 粒子模型 |
| 5.2 反应活化能及反应级数的确定 |
| 5.3 本章小结 |
| 第六章 硅锌矿在(NH_4)_2SO_4-NH_3-H_2O体系中浸出过程强化 |
| 6.1 不同结晶度的硅锌矿的浸出行为 |
| 6.1.1 煅烧温度对硅锌矿结晶度的影响 |
| 6.1.2 结晶度对硅锌矿氨浸行为的影响 |
| 6.2 硅锌矿浸出过程强化 |
| 6.2.1 活化过程中硅锌矿晶体结构的变化 |
| 6.2.2 机械活化矿的浸出 |
| 6.2.3 活化过程中硅锌矿粒径的变化 |
| 6.3 本章小结 |
| 第七章 结论及建议 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 建议 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 发表论文和参加科研情况 |
（8）高炉炉尘回转窑还原烟化处理工业试验（论文提纲范文）
| 1 试料与燃料 |
| 1.1 试料 |
| 1.2 燃料 |
| 2 工艺原理、流程及主要设备 |
| 2.1 技术及工艺选择依据 |
| 2.2 工艺过程及反应原理简述 |
| 2.3 工艺流程 |
| 3 试验结果 |
| 3.1 窑渣含锌 |
| 3.2 产物化学成分 |
| 3.3 其它消耗 |
| 1) 电耗: |
| 2) 水: |
| 4 试验结果的分析与讨论 |
| 4.1 金属富集比 |
| 4.2 产品次锌氧粉产率 |
| 4.3 回转窑处理量 |
| 4.4 有色金属挥发率与回收率 |
| 4.5 焦配比、加料速率、物料水分、窑斜度等参数的影响 |
| 4.6 窑渣问题 |
| 4.7 烟气及收尘 |
| 4.8 加工费 |
| 5 结论与建议 |
（9）高铟锌精矿非矾渣提锌铟及除铁新工艺试验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 概述 |
| 1.1.1 锌的性质及用途 |
| 1.1.2 锌的资源 |
| 1.2 冶炼方法概述 |
| 1.2.1 火法炼锌方法 |
| 1.2.2 湿法炼锌方法 |
| 1.3 热酸浸出黄钾铁矾法评述 |
| 1.3.1 热酸浸出黄铁铁矾法工艺介绍 |
| 1.3.2 热酸浸出黄钾铁矾法工艺特点 |
| 第二章 来宾冶炼厂锌冶炼工艺流程及现状 |
| 2.1 来宾冶炼厂锌冶炼工艺及流程 |
| 2.1.1 炼锌工艺流程的现状 |
| 2.1.2 炼锌工艺流程的不足 |
| 2.2 低浸液锌精矿还原浸出-赤铁矿除铁工艺 |
| 2.2.1 该工艺概述及工艺流程 |
| 2.2.2 该工艺流程的操作及技术指标 |
| 2.2.3 该工艺流程的特点 |
| 2.2.4 该工艺流程的不足 |
| 2.3 课题的提出及意义 |
| 第三章 试验方法和流程 |
| 3.1 试验原料 |
| 3.2 试验设备 |
| 3.3 试验流程 |
| 3.4 试验方法 |
| 3.4.1 中浸渣热酸还原浸出试验方法 |
| 3.4.2 还原浸出液中和沉铟试验方法 |
| 3.4.3 赤铁矿除铁试验方法 |
| 3.5 分析方法 |
| 3.5.1 锌的测定 |
| 3.5.2 铁的测定 |
| 3.5.3 铟的测定 |
| 3.5.4 酸度滴定 |
| 3.5.5 其它元素的测定 |
| 第四章 试验原理 |
| 4.1 沸腾焙烧 |
| 4.2 中性浸出 |
| 4.3 溶液净化 |
| 4.4 电积 |
| 4.5 热酸还原浸出 |
| 4.6 中和沉铟 |
| 4.7 赤铁矿除铁 |
| 第五章 试验结果与讨论 |
| 5.1 中浸渣热酸还原浸出 |
| 5.1.1 浸出时间对中浸渣还原浸出过程的影响 |
| 5.1.2 始酸浓度对中浸渣还原浸出的影响 |
| 5.1.3 还原剂量对中浸渣还原浸出的影响 |
| 5.1.4 热酸还原浸出综合条件结果 |
| 5.2 还原浸出液中和沉铟 |
| 5.2.1 中和沉铟试验结果 |
| 5.3 赤铁矿除铁试验 |
| 5.3.1 赤铁矿除铁试验结果 |
| 5.3.2 铁渣主要化学成分 |
| 5.3.3 铁渣主要物相组成 |
| 5.3.4 除铁试验讨论 |
| 5.4 杂质砷锑溶液中的分布 |
| 第六章 结论 |
| 6.1 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间的主要研究成果 |
（10）河南炼铅技术现状及发展对策（论文提纲范文）
| 1 河南铅冶炼现状 |
| 1.1 河南铅生产情况 |
| 1.2 河南铅生产技术及装备情况 |
| 1.2.1 传统烧结炼铅工艺 |
| 1.2.2 熔池炼铅新工艺 |
| 1.2.3 铅精炼工艺 |
| 1.2.4 再生铅冶炼工艺 |
| 1.3 河南炼铅业存在问题 |
| 1.3.1 原料及循环经济问题 |
| 1.3.2 综合利用问题 |
| 1.3.3 节能问题 |
| 2 铅冶金发展趋势研究 |
| 2.1 矿产铅的冶炼发展趋势 |
| 2.1.1 对传统烧结———鼓风炉流程的改进 |
| 2.1.2 直接炼铅新工艺的应用[1] |
| 2.1.3 铅精炼工艺的发展 |
| 2.2 再生铅的冶炼发展趋势 |
| 2.2.1 破碎分离-铅精矿搭配火法熔炼工艺 |
| 2.2.2 破碎分离-脱硫-火法冶炼工艺 |
| 2.2.3 全湿法工艺技术的研究 |
| 3河南铅冶炼的技术进步与发展思考 |
四、炼铅鼓风炉处理高锌物料的探讨（论文参考文献）
- [1]典型固体废物和非固体废物混合物属性的鉴别[J]. 唐梦奇,冯均利,陈璐,廖红梅,覃然,陈俊彬. 中国口岸科学技术, 2020(08)
- [2]铅锌矿物冶金还原过程相态演变与特性述评[J]. 罗立群,郑波涛,魏晨曦. 中国矿业, 2019(10)
- [3]四川汉源低品位难选冶铅锌矿中锌的氨浸电积新工艺试验研究[D]. 王攀. 成都理工大学, 2016(05)
- [4]Cu在ISP工艺中的行为、分布及回收[J]. 林岚. 中国有色冶金, 2013(03)
- [5]有色冶金含砷烟尘中砷的脱除与固化[D]. 李玉虎. 中南大学, 2012(02)
- [6]火法—湿法联合工艺综合回收脆硫铅锑矿中有价金属的研究[D]. 谢兆凤. 中南大学, 2011(12)
- [7]硅锌矿在（NH4）2SO4-NH3-H2O体系浸出过程的研究[D]. 曹志阎. 中南大学, 2011(01)
- [8]高炉炉尘回转窑还原烟化处理工业试验[J]. 王树楷. 钢铁研究, 2010(04)
- [9]高铟锌精矿非矾渣提锌铟及除铁新工艺试验研究[D]. 傅永良. 中南大学, 2010(03)
- [10]河南炼铅技术现状及发展对策[J]. 李卫锋,杨安国. 金属世界, 2009(05)