一、Coupling leaching of sphalerite concentrate（论文文献综述）
张胜东[1]（2021）在《闪锌矿铁含量对其浮选及与黄铁矿分离的影响》文中研究指明锌的硫化矿是工业上提取锌金属资源的主要原料,其中铁闪锌矿资源占据重要地位。我国铁闪锌矿资源丰富,且共伴生大量稀贵金属,对其选别回收进行研究具有重大意义。闪锌矿的晶格中部分锌原子被铁取代后,其物理化学性质受到显着影响,表面性质及浮选行为也随之改变,进而导致铁闪锌矿的浮选回收存在铜活化困难、黄药吸附活性下降、碱性下受到严重抑制以及难以与黄铁矿实现良好分离等难点,然而目前这些问题仍未得到系统有效地解决。因此,本文以不同铁含量闪锌矿为研究对象,首先,通过纯矿物浮选研究与药剂吸附量测定,系统考察了硫酸铜活化丁基黄药捕收浮选体系中闪锌矿的铁含量对其浮选行为及药剂吸附的影响规律;在此基础上,通过接触角测定、溶出量测定、乙二胺四乙酸（EDTA）选择性萃取、X射线光电子能谱（XPS）分析、场发射扫描电子显微镜能谱（FESEM-EDS）分析、飞行时间二次离子质谱（TOF-SIMS）分析、电化学研究等手段揭示了铁含量对闪锌矿表面氧化、混合矿体系中硫酸铜活化以及高碱高钙抑制选择性的影响规律及机制,明确了提高铁闪锌矿与黄铁矿浮选分离效果的探索方向:开发非高碱工艺、提高硫酸铜活化选择性以及实现黄铁矿的选择性抑制;最后,分别开展了低碱下氯化铵调控铜活化选择性和非高碱性下黄铁矿选择性抑制研究来优化铁闪锌矿与黄铁矿的分离浮选,并取得了较好效果。单矿物浮选和药剂吸附量研究表明,铁取代降低了闪锌矿的天然可浮性、丁基黄药捕收可浮性以及硫酸铜活化丁基黄药捕收可浮性,铁取代对闪锌矿黄药吸附过程的阻碍作用是闪锌矿浮选效果恶化的原因;碱性增强和氧化钙调浆凸显了铁取代对闪锌矿黄药吸附以及浮选的不利影响,导致高铁闪锌矿浮选在氧化钙调浆的高碱环境下受到严重抑制。闪锌矿表面氧化研究表明,闪锌矿在空气中氧化缓慢,在矿浆中发生一定程度氧化,且闪锌矿的氧化活性和氧化程度随其铁含量升高而增加;闪锌矿铁含量升高导致其表面氧化加剧,带来离子溶出、表面氧化产物组成与形貌、表面疏水性及浮选行为的差异:在酸性下,铁闪锌矿更大程度的氧化表现为离子溶出量增加、表面富硫程度增加、氧化后表面天然疏水性增加;在高碱性下,随着铁含量升高,闪锌矿离子溶出增加,表面吸附更多金属氧化物/氢氧化物和金属羟基阴离子,氧化表面形貌产生显着改变,天然疏水性降低以及氧化后浮选回收率下降幅度增加。混合矿研究表明,硫酸铜活化丁基黄药捕收体系只能在高碱下实现闪锌矿与黄铁矿的浮选分离,且分离效果随闪锌矿铁含量升高而显着下降;氧化钙调浆环境对闪锌矿浮选抑制程度随闪锌矿铁含量升高而增加,导致高碱性下基本无法实现高铁闪锌矿与黄铁矿的浮选分离;铜在闪锌矿与黄铁矿表面的吸附在酸性和中性环境下具有选择性,在碱性环境下失去选择性,丁基黄药吸附在铜活化下的闪锌矿与黄铁矿混合体系中具有一定选择性,且选择性随闪锌矿铁含量升高而下降;闪锌矿与黄铁矿铜活化过程存在两个本质差异:无论处于酸性还是碱性环境,无论铁含量高低,闪锌矿铜活化过程均遵循铜锌离子交换机制,而黄铁矿则不发生铜铁离子交换过程;铜离子可渗透进入闪锌矿晶格内部,却只能在黄铁矿表面发生吸附;铁取代对闪锌矿铜活化过程带来一定影响,表面铁无法与铜发生离子交换,但铁取代促进了铜离子向闪锌矿晶体内部渗透的过程;闪锌矿与黄铁矿铜活化过程的本质差异反映出铜离子在两种矿物表面吸附强度的显着差异,这为两种矿物铜活化选择性调控创造了良好条件;在高碱性下,钙和铁氢氧化物在闪锌矿和黄铁矿表面的吸附均具有一定的选择性,但随着闪锌矿铁含量升高,两种物质吸附的选择性相应下降,这也是高碱高钙环境对铁闪锌矿与黄铁矿混合矿体系抑制选择性不足的本质原因;闪锌矿铁含量升高导致铜活化选择性、钙抑制选择性以及铁氢氧化物吸附选择性降低,这也是导致铜活化黄药捕收体系下高碱高钙环境分离闪锌矿与黄铁矿效果随闪锌矿铁含量降低的三大原因;基于此,提出提高铜活化黄药捕收体系下闪锌矿尤其是高铁闪锌矿与黄铁矿浮选分离效果的探索方向:开发低碱度分离工艺、提高铜活化选择性以及实现黄铁矿的选择性抑制。氯化铵调控铜活化选择性研究表明,p H=9时,氯化铵能够强化闪锌矿的铜活化、削弱黄铁矿的铜活化,从而提高铜活化体系下闪锌矿与黄铁矿的浮选分离效果,但分离效果仍然表现出随闪锌矿铁含量升高而下降的趋势;低碱下氯化铵主要通过锌氨络合溶解氢氧化锌、铜氨络离子“储存”、“释放”、“运载”铜离子促进铜离子活化以及锌氨络合促进铜锌交换三个途径来强化闪锌矿铜活化,通过维持黄铁矿表面羟基化以及氨分子解吸黄铁矿表面吸附铜的方式削弱黄铁矿铜活化,最终实现对闪锌矿与黄铁矿混合矿体系中铜活化选择性的提升。非高碱下黄铁矿的选择性抑制研究表明,次氯酸钙在p H=9/10.5下具有良好的抑制选择性,能够较好地实现闪锌矿与黄铁矿的浮选分离,将次氯酸钙选择性抑制与铜氨体系选择性活化相结合,能够实现低碱下闪锌矿与黄铁矿的较好浮选分离,但仍然无法避免闪锌矿铁取代对分离效果的不利影响;在闪锌矿与黄铁矿混合体系中,矿物表面氧化程度的不同及其带来的锌铁氢氧化物吸附差异和钙吸附的选择性是次氯酸钙发挥选择性抑制的基础,闪锌矿的铁取代带来的其与黄铁矿在氧化溶出、锌铁氢氧化物吸附以及钙吸附三个方面选择性的降低是次氯酸钙抑制选择性下降的本质原因。本文的研究探明了闪锌矿铁取代对铜活化黄药捕收体系中闪锌矿与黄铁矿浮选分离的影响规律及机制,明确了提高铁闪锌矿与黄铁矿浮选分离效果的突破方向,并从调控铜活化选择性与实现非高碱下黄铁矿选择性抑制两个方向进行了深入有效的研究,为系统解决铁闪锌矿与黄铁矿浮选分离难题奠定了一定的理论基础。
郑诗雨[2]（2020）在《利用某银矿锌尾渣制备纳米氧化锌的研究》文中提出随着现代社会对环境的要求越来越高,矿产行业尾矿的处理也变得极为重要,尾矿尾渣的资源化利用既可以缓解资源日益枯竭的危机,还可以避免对生态环境造成破坏。而锌资源作为国民经济建设中重要的基础金属原材料,仅依靠锌矿石冶炼远远供不应求,因此二次利用各类含锌物料才是必然趋势。本文以某银矿企业尾矿中的锌尾渣为原料,湿法浸出锌经过除杂处理后,采用直接沉淀法制备纳米氧化锌材料,操作简单且减少对环境的污染,既可以解决尾矿堆存的问题,还可以二次利用尾渣中的锌资源,在尾矿的资源化利用方面具有现实意义。实验结论如下:1.通过对锌尾渣样品进行EDS能谱分析和XRD分析,锌尾渣中成分相对简单,渣中含锌44.38%,主要杂质包括有铁、铅、铜和铝等,其中锌主要以硫化锌形式存在;焙烧处理后样品中硫化锌基本转化成氧化锌;2.采用稀硫酸直接浸出法回收样品中的锌,探究了硫酸初始浓度、浸出温度、液固比及浸出时间对锌浸出率的影响。通过单因素分析,确定了最佳的浸出条件:硫酸初始浓度为1.0 mol/L,反应温度为80℃、液固比为14:1,浸出时间为90 min,在最佳浸出条件下,样品中锌的浸出率为92.85%;3.研究了浸出过程中的动力学原理,通过代入不同温度和不同硫酸初始浓度下锌浸出率随着反应时间的变化数据,发现样品的浸出过程符合Avrami动力学模型,拟合后得出本实验浸出过程的动力学方程为-ln（1-η）=10.08c.exp（-6.03×10/RT）t.。4.对浸出液进行除杂处理,选用H2O2将浸出液中的Fe2+氧化成Fe3+,然后调节p H同步去除Fe3+和Al3+,探究了每100m L浸出液中H2O2的添加量、p H值、反应温度及反应时间对铁、铝去除率的影响。通过单因素分析,确定了去除铁和铝的最佳条件:每100 m L浸出液添加2 m LH2O2、p H值为4.5、反应温度为80℃、反应时间为90 min,在最佳条件下除铁率为99.10%,除铝率为99.13%。使用锌粉置换除去铜和铅,探究了每100 m L浸出液中锌粉的投加量、反应温度和反应时间对铜和铅去除率的影响。通过单因素分析,确定了去除铜和铅的最佳条件:每100 m L浸出液投加0.15g锌粉、反应温度为60℃、反应时间为60 min,在最佳条件下,铜的去除率为99.83%,铅的去除率为96.29%。5.以精制硫酸锌溶液为原料,使用直接沉淀法制备纳米氧化锌产品,考察了碳酸氢铵和锌离子的物质的量之比、反应温度和反应时间对产品的二次粒径和锌沉淀率的影响。确定最佳反应工艺条件如下:碳酸氢铵和锌离子的物质的量之比为2.4、反应温度为30℃、反应时间为30 min,在此条件下产品的二次粒径为0.13μm,锌沉淀率为98.85%。在最佳条件下对前驱体进行XRD组份分析和IR分析,确定前驱体的主要物相组成为碱式碳酸锌。在最佳反应条件下探究了煅烧温度和煅烧时间对产品的二次粒径和纯度的影响,并研究了分散剂聚乙二醇400添加前后产物的比较。确定优化条件如下:煅烧温度为550℃,煅烧时间为2.5 h,加入分散剂聚乙二醇400后可以获得二次粒径更小的产品,平均粒径达到55 nm以下,产品纯度达到98.70%。6.通过XRD及SEM表征,获得的产物的衍射峰与Zn O（标准卡片PDF#36-1451）的衍射峰基本一致,粉末为球形或类球形,分布比较均匀。在最佳条件下对产品各种指标的测定表明,实验产品氧化锌的纯度达到了GB/T19589-2004纳米氧化锌标准中二类标准,其他各项指标均达到甚至优于纳米氧化锌3类标准。
黄梦婷[3]（2020）在《低共熔溶剂中铜离子置换分离及对锌电沉积的影响》文中认为低共熔溶剂是一种新型溶剂,具有电导率高、电化学窗口宽、热稳定性好、可选择性溶解氧化锌、氧化亚铜等金属氧化物等优点,不仅用于金属的电解提取,也可用于氧化锌、氧化亚铜、氧化铅的选择性浸出,在有价金属提取方面具有非常好的应用前景。利用低共熔溶剂从含锌浸出液沉积金属锌的过程中,铜的影响不可避免。因此,研究低共熔溶剂中铜、锌离子的分离和电解提取行为对于锌资源的回收利用及其重要。本文以氯化胆碱-尿素低共熔溶剂作为介质,研究低共熔溶剂中铜离子的置换分离及其在锌电沉积过程中的电化学行为,主要研究内容如下:（1）研究ChCl-urea体系中锌粉置换铜反应的热力学和动力学行为,研究结果表明,该反应的反应动力学过程符合置换反应电化学模型,反应过程受扩散控制,反应的表观活化能为21.6 k J?mol-1;反应进行20000秒左右达到平衡,溶液中铜离子的平衡浓度随温度的增加而减少,在373 K时可减小至20 mg?L-1;此外平衡常数随着温度的升高而增大,升高温度有利于置换反应的进行,经过置换反应后得到的铜粉呈纳米片状结构。（2）研究Cu（I）离子对ChCl-urea-ZnO电沉积锌的影响行为,结果表明,微量Cu（I）的存在不仅对Zn（II）的还原具有去极化作用,还可增加阴极反应速率,同时改变Zn沉积的成核和生长机理,从而对产物锌的纯度、表面形貌和晶格取向也有一定的影响;进一步增加Cu（I）的量,有利于实现铜锌的共沉积,随着增加Cu（I）的浓度,Zn的起始还原电位正移,成核与生长机制不断偏离三维瞬时形核模型,沉积物的形貌、结构和组成也发生了明显变化。（3）研究温度对ChCl-urea-ZnO电沉积锌的影响行为。随着反应温度升高,溶液电阻和电荷转移电阻逐渐减小,使得离子扩散速率和阴极反应速率增大,有利于铜锌电沉积,同时晶粒的生长速率加快,沉积物晶粒尺寸增大。
郑宇[4]（2019）在《锌浸渣还原浸出液中铜、铟的分离回收》文中指出在我国湿法炼锌企业中,每年产出的锌浸渣数量巨大,达到了数百万吨每年,锌浸渣中富含有Zn、Cu、In等有价金属,有必要对锌浸渣进行高效的回收利用。然而,锌浸渣中存在的Zn、Cu、In主要以难溶物相的形式存在,本课题组前期采用SO2还原浸出锌浸渣,实现了渣中有价金属锌、铜、铟的高效浸出;与此同时,在还原浸出锌浸渣的过程中将Fe（Ⅲ）还原成了Fe（Ⅱ）,为后续锌、铜和铟与铁的分离创造了有利条件。本文以锌浸渣还原浸出液为研究对象,以有价金属锌、铜和铟高效分离为目的,开展了铁粉还原法沉淀铜、沉铜后液预中和实验和石灰石中和法沉淀铟的实验研究,主要的研究工作及成果如下:1)以锌浸渣还原浸出液为研究对象,研究铁粉与还原浸出液中Cu（Ⅱ）、As（Ⅲ）的反应行为;分别考察了反应时间、反应温度、铁粉加入系数对反应行为的影响,实验结果表明,增大铁粉的加入系数、提高反应温度、延长反应的时间能促进Cu2O和Cu3As的形成。当控制反应的铁粉加入系数1.2,控制反应的时间为25min,反应温度70℃的实验条件下,铜、砷的沉淀率能达到99%以上。沉铜渣中主要物相为Cu2O和Cu3As,Cu2O和Cu3As在铁粉表面呈点状、散乱分布,未对铁粉表面形成致密包裹,反应充分进行。2)针对沉铜后液酸度过高的问题采用石灰石作为中和剂,进行预中和工艺处理后,达到了产出石膏渣、降低酸度的目标。在预中和处理实验过程中,取实验用沉铜后液1L,设定反应的温度为70℃,控制搅拌转速400r/min,在反应时间为30min的实验条件下,考察了CaCO3加入量与pH的关系、溶液终点pH对渣量的影响以及溶液终点pH对渣中Zn、In含量的影响。在采用石灰石作为实验用中和剂对沉铜后液进行预中和处理的过程中,反应在消耗溶液中硫酸的同时,最大限度降低了Zn、In的损失,达到了预期目标。当调节pH到2时,有价金属损失率低,渣中Zn、In含量分别为0.028%和0.00202%,有利于Zn、In的综合回收;使用石灰石作为预中和剂,生产成本低,石膏渣产率约为60g/L,可以作为建筑材料进行回收使用。3)利用石灰石中和还原浸出液中游离的硫酸,调节还原浸出液pH使铟水解沉淀。分别考察了石灰石中和终点pH、反应时间、反应温度对铟沉淀行为的影响。中和沉铟的实验结果表明,在最佳反应条件:溶液终点pH=4.5、反应温度85℃、反应时间120min、添加晶种5g/L、搅拌转速400r/min之下,铟的沉淀率达到了98%,锌的损失率为2.9%。铟在渣中得到了充分的富集,沉铟渣中铟含量达到了3600g/t。沉铟渣的主要物相为CaSO4·2H2O和In（OH）3,In（OH）3呈散乱状分布在CaSO4·2H2O表面。针对锌浸渣还原浸出液中铜、铟的分离回收,分别将铜富集到沉铜渣中,将铟水解富集到石膏铟渣中,为整个湿法炼锌流程中铜、铟的分离回收创造了有利条件。
邓祥意[5]（2019）在《锯末热解同步还原大洋锰结核及焦油制备碳量子点的研究》文中研究说明大洋锰结核富含陆地紧缺的铜、钴、镍、锰、铁等金属资源,是支撑未来工业发展重要的深海金属储备资源。本论文利用锯末热解产物还原大洋锰结核中MnO2,酸浸提取锰及赋存于MnO2中的铜、钴、镍元素有价金属;同时以锯末热解焦油为碳前驱体合成碳量子点材料,快速精准检测多金属离子浸出液中铁、铜金属元素含量,为大洋锰结核多金属提取及快速评估提供有效方法。主要研究结果如下:较传统还原剂无烟煤,锯末在较低温度下热解生成还原性挥发分CO将大洋锰结核中MnO2还原,该过程受未反应收缩核化学界面控制,其表观活化能为45.5 kJ·mol-1;基于热重分析建立了还原率与温度间的不等温动力学方程,揭示锯末热解同步还原大洋锰结核历程。经优化,在大洋锰结核粒度-0.55 mm,惰性气体流速小于0.75L.min-1,锯末用量10%,还原温度500℃,还原时间10 min条件下,大洋锰结核锰还原率达96.1%。.以锯末热解同步还原大洋锰结核过程中产生的副产物焦油为碳前驱体,分别采用气相（AT-CQDs）、固相（ST-CQDs）、液相（LT-CQDs）模板法制备碳量子点材料,通过调节碳量子点合成空间,实现了碳量子点尺寸控制,AT-CQDs、ST-CQDs 和 LT-CQDs 平均粒径分别为 6.8nm、5.9nm 和 4.3nm,均存在明显石墨晶格结构,表面丰富的极性官能团使其具备较好分散性,功能化修饰可显着增强碳量子点发光性能,较其他碳前驱体,焦油制备的碳量子点荧光产率较高,使其成为合成碳量子点的理想原料。氮掺杂碳量子点（N-CQDs）与多离子体系中Fe3+选择性地发生荧光猝灭,强酸体系中N-CQDs荧光猝灭程度与Fe3+浓度保持线性关系,Fe3+检测范围为0.23～600 μmol/L,弱酸体系中N-CQDs荧光猝灭程度对数与Fe3+浓度呈指数关系,Fe3+检测范围为0.08～1400μmol/L,弱酸性体系中Fe3+检测具备更高的检测范围和灵敏性;PEI修饰碳量子点（PEI-CQDs）与液相中多离子体系中Cu2+选择性地发生荧光猝灭,其荧光猝灭程度与Cu2+浓度呈线性关系,Cu2+检测范围为0.08～400 μmol/L;N-CQDs和PEI-CQDs可准确快速检测多金属体系中Fe3+和Cu2+,基于大洋锰结核中铜与锰、钴、镍的同步浸出特性,建立了大洋锰结核中多金属浸出快速评估方法。
田磊[6]（2017）在《闪锌矿富氧加压浸出过程的基础研究》文中研究指明高品位闪锌矿日益消耗使得低品位复杂多金属共生闪锌矿的开发利用势在必行。Zn精矿的有效浸出是湿法炼锌工艺的关键。与传统焙烧酸浸工序对比,Zn精矿氧压浸出不仅实现了全湿法炼锌,还具有元素回收率高、原料适应性广、过程工艺简单、污染少等优点。为实现多金属共生闪锌矿的高效浸出及有价金属元素的回收,有必要对强化浸出、浸出过程中有价金属元素的作用及行为机理和加压浸出过程中气泡的行为规律进行系统性研究。为此,本文从机械活化、不同的催化浸出体系以及氧气气泡行为规律等角度出发,系统深入地研究了闪锌矿的富氧浸出的基本过程,取得了一定价值的研究成果,对我国Zn加压湿法冶金的发展具有重要意义。其主要研究工作如下。第一,本文系统深入地研究了机械活化对闪锌矿物化性质和浸出动力学的影响。结果表明,闪锌矿通过球的冲击和碰撞造成了结晶相减少,微晶尺寸变化和晶格畸变,且显着地降低了闪锌矿的粒度和增大了闪锌矿的比表面积。闪锌矿的氧化动力学经过机械活化后明显增强,活化时间的增加导致闪锌矿的氧化率增加。经机械活化30、120 min后,闪锌矿在焙烧过程中的表观活化能由未活化时的239.78 kJ/mol分别降至171.25和57.17 kJ/mol。未活化和机械活化后的闪锌矿氧压酸浸实验表明,闪锌矿的机械活化强化了富氧酸浸反应,并促进了 Zn的浸出率和浸出动力学,未活化和活化30,60和120 min后的闪锌矿富氧酸浸的活化能分别为69.96、45.91、45.11和44.44 kJ/mol,表明机械活化提高了闪锌矿的浸出效率,使得浸出反应变得对温度较不敏感。未活化和活化30、60和120 min后的闪锌矿富氧酸浸相对于硫酸浓度的反应级数分别为1.83、1.25、1.21和1.09。机械活化后,富氧酸浸相对于硫酸浓度的反应级数逐渐降低,表明机械活化能够减少闪锌矿浸出对硫酸的依赖性。第二,以闪锌矿为原料,考察了氧压浸出过程中S转化及酸平衡规律和In的浸出行为及动力学。结果表明,S的转化率随反应温度、硫酸浓度、氧分压的升高而增大,随着粒度的增大而减小,闪锌矿浸出时S转化的活化能E为51.57 kJ/mol,所得表观活化能均处于40～300 kJ/mol范围内,由此可见,闪锌矿浸出过程中S的转化属于界面化学反应控制。闪锌矿浸出时S转化的硫酸浓度反应级数为0.48,氧分压反应级数为1.01。最后以酸度反应级数、氧分压反应级数、活化能表征了浸出动力学条件的影响,最终建立了闪锌矿的氧压浸出S的转化动力学方程。通过正交实验和单因素实验方法对S自平衡过程进行了分析,结果表明:未添加木质素磺酸钙时,不同条件下S的氧化率较小且相差不大,各因素影响的主次顺序为:初始酸度>液固比>反应温度>反应时间>氧分压。添加木质素磺酸钙后,温度成为S向硫酸转化的主要因素,当转化温度大于463 K时,S向硫酸转化的效率达到13.4%以上。In的浸出率随反应温度、硫酸浓度、氧分压的升高而增大,随着粒度的增大而减小,闪锌矿浸出时In浸出的活化能E为65.70 kJ/mol,所得表观活化能均处于40～300 kJ/mol范围内,由此可见,闪锌矿中In的浸出过程属于界面化学反应控制。闪锌矿进行浸出时In浸出的硫酸浓度反应级数为0.75,氧分压反应级数为1.26。最后以酸度反应级数、氧分压反应级数、活化能表征了浸出动力学条件的影响,最终建立了闪锌矿中In的浸出动力学方程。第三,相较于纯的闪锌矿,掺杂铁后的人造闪锌矿氧压酸浸的相对电位变化比较剧烈,说明矿物中的Fe元素通过自析出氧化还原作用有效地促进浸出过程的进行。通过合成不同含铁量的人造闪锌矿作为浸出原料,对不同浸出条件下的浸出率及动力学结合浸出体系的电位变化进行分析,结果表明,随着铁含量的提高,铁闪锌矿的氧压浸出效果不断加强。当wt%（Fe）=0、5.75、15.2、25.7时,人造闪锌矿氧压酸浸的活化能分别为32.31、29.02、26.30和21.88 kJ/mol,动力学浸出控制步骤由表面H2S氧化反应逐渐转移到酸浸H+通过表面H2S气膜层的扩散,体系酸度的反应级数分别为1.36、1.27、1.26和1.10,体系氧分压的反应级数分别为1.29、1.60、1.62和1.41,最终分别建立了不同含铁量的闪锌矿的氧压浸出动力学方程。第四,以不含铁的人造闪锌矿为原料,以MnSO4形式加入Mn2+作为催化剂,探究了金属阳离子氧化还原的催化动力学模型。在本研究条件下,通过浸出拟合数据及体系的电位变化,表明其应遵循化学反应及表面扩散混合控制的收缩核模型,并得出了其在本研究条件下的氧压浸出动力学模型方程;接着以不含铁的人造闪锌矿为原料,Cu2+、Ag+分别以CuSO4和Ag2SO4硫酸盐水溶液形式加入作为金属阳离子催化剂,探究了该体系下晶格置换沉积的元素行为。通过浸出体系电位变化曲线、浸出渣SEM能谱分析等手段,对其浸出过程中元素行为及动力学条件做了详细分析,Cu2+无法有效地破坏矿物表面生成的H2S气膜,而是较为缓慢地沉积于矿物表面,绝大部分铜离子仍然存在于浸出液体系,没有起到晶格置换沉积效果,甚至包裹于矿物表面的CuS在一定程度上阻碍了浸出反应的进行。而反应初期Ag+能够迅速地与H2S气膜层反应,起到很好的催化作用。但后续的Ag+再生反应则基本上无法进行,Ag2S包裹于矿物颗粒表面也阻碍了反应的进行。第五,使用透明石英高压釜,探究了不同搅拌桨型、不同温度、不同氧分压和不同转速工艺条件下,反应过程中气泡微细化程度和气含率的变化规律。结果表明,使用推进式搅拌桨、六叶圆盘涡轮桨、三直叶桨和自吸式搅拌桨时透明高压釜内气含率的变化规律都相同,随着搅拌速度和温度的提高,气含率都逐渐增加:随着氧分压的升高,气含率都逐渐下降。通过对比,使用自吸桨时透明高压釜内气含率要优于其他桨型。故对自吸桨的实验数据进行了系统性地分析,得出了气含率和索菲特直径的唯像方程。第六,以闪锌矿为原料,研究了在不同温度、不同酸度和不同氧分压工艺条件下,不同搅拌桨型对Zn的浸出率及动力学反应过程的影响。结果表明,相较于其他搅拌桨,自吸桨的使用可以强化闪锌矿的氧压浸出过程,并促进了 Zn的浸出率和浸出动力学。使用推进式搅拌桨、六叶圆盘涡轮桨、三直叶桨和自吸式搅拌桨条件下的闪锌矿富氧酸浸的活化能分别为53.23、56.30、59.76和67.58 kJ/mol,表明自吸桨能够提高闪锌矿的浸出效率,使得其在浸出反应过程中变的对反应温度敏感度降低。使用推进式搅拌桨、六叶圆盘涡轮桨、三直叶桨和自吸式搅拌桨条件下的闪锌矿富氧酸浸相对于硫酸浓度的反应级数分别为1.39、1.43、1.47和1.48,相对于氧分压的反应级数分别为1.80、1.74、1.84和1.61,最终分别建立了不同搅拌桨的氧压浸出动力学方程。
徐鹏程[7]（2016）在《闪锌矿空穴及金属原子掺杂第一性原理研究》文中指出本论文通过密度泛函理论,对含有空穴、掺杂金属原子及存在暴露晶面的闪锌矿晶胞进行理论计算,研究空穴或者金属原子掺杂对闪锌矿的微观结构和性质的影响,并预测不同杂质闪锌矿的浮选和浸出性能。研究发现:空穴和铁、锰、锗、铟原子掺杂都会造成闪锌矿晶胞的晶胞参数及体积的变化,使闪锌矿脱离原有稳定结构,自由能升高,更加容易瓦解。锌空穴、硫空穴、锗原子掺杂均会使闪锌矿成为直接带隙p型半导体,铁原子掺杂、锰原子掺杂、铟原子掺杂均会使闪锌矿成为直接带隙n型半导体。两种空穴形式和四种掺杂形式中,除锗原子掺杂外,费米能级均向右移动,有利于提高闪锌矿的给电子能力,有利于闪锌矿的反应过程,锗原子掺杂使费米能级处出现尖峰,电子活性增大,也有利于闪锌矿的反应历程。锌空穴、硫空穴周围原子活性增大,晶体容易在空穴周围瓦解;铁原子、锰原子、铟原子在晶胞中的稳定性均小于锌原子,容易优先脱离晶体进一步造成晶体瓦解,锗原子稳定性与锌原子类似。闪锌矿（110）面弛豫后最外层原子向内部位移,次外层原子向外部位移,且最外层的位移较明显,Zn原子的位移较S原子的位移大,最终形成一个富S而缺Zn的表面,因此表面S原子更容易被吸附;同时弛豫后的（110）表面导电性和反应能力增强,表面原子比体相原子更加活跃,最外层S原子更容易发生氧化反应。
何强[8]（2013）在《微细粒人造硫化锌矿絮凝与浮选分离行为及工艺研究》文中认为重金属废渣污染防治一直是环境保护研究的重点领域之一。湘江流域是湖南重金属污染最为严重的地区。探究重金属废渣资源化回收利用技术对湘江流域重金属污染减排具有相当重要的意义。本试验研究对象为湖南某冶炼厂铅锌废水处理过程产生的中和沉淀渣经过人工硫化生成的人造硫化锌矿。通过人造硫化锌矿与天然闪锌矿的微观结构与性质比较分析,探讨了人造硫化锌矿可浮性差的原因。在此基础上,研究了微细粒人造硫化锌矿的选择性絮凝与浮选分离行为及工艺,并开展了自然分布结晶-微生物诱导连选试验研究,取得了较好的试验结果。主要如下：（1）水热合成的人造硫化锌矿粒度细小,由平均粒径为30nm左右的合成ZnS晶体团聚组成。激光衍射粒度仪测定的粒径分布为0.1-100μm,而天然闪锌矿粒径分布为10-100μm。人造硫化锌矿中ZnS与人造脉石矿物CaSO4互相包裹夹杂,造成人造硫化矿表面粗糙,与水的接触角比天然闪锌矿小,疏水性较差。用常规浮选方法,人造硫化矿一次粗选的锌品位仅为19.2%,富集比1.37,回收率只有30.5%,浮选效率较差。（2）选择性絮凝能有效分离人造硫化矿与杂质。在一定矿浆浓度条件下,用六偏磷酸钠做分散剂,糯米淀粉溶液作絮凝剂,经过一次絮凝,硫化矿锌品位能从14%提高至28%左右,回收率保证在90%以上。矿浆pH值对絮凝浮选的影响最大,本试验最适合pH在5左右,分散剂用量和絮凝剂用量其次。（3）经过絮凝浮选后的人造硫化矿锌品位提高,平均粒径增大,硫化矿XRD衍射峰更高且尖锐。采用常规闪锌矿浮选流程和药剂制度,经过一次粗选,两次精选,三次扫选,精矿锌品位能达到49%,回收率稳定在70%以上。（4）基于Zn/Ca人造矿物自然分步结晶-旋流分级-微生物表面诱导浮选的连选扩大试验,连续三天班指标证明试验室确定的浮选工艺稳定可靠,为工业化生产打下了良好的技术基础。
韩海生[9]（2013）在《湿法炼锌浸出液磁絮凝除铁新技术及其基础研究》文中研究指明针对湿法炼锌浸出液含铁高,现存沉淀除铁工艺沉降缓慢、过滤压力大、除铁效率不高,而且沉淀渣含铁低、综合利用困难、环境污染严重等问题,在对Fe（Ⅲ）水溶液化学行为及水解机理研究的基础上,本论文提出了“磁流体高效除铁”新工艺,并对除铁新工艺进行了一系列系统的研究。首先,以含0.05mol·L-1的Fe2（SO4）3溶液为研究对象对除铁新工艺及其机理进行研究；其次,将磁流体除铁工艺应用于湿法炼锌浸出液中铁的高效分离与利用,从而指导生产实践。同时,通过X射线衍射分析、扫描电镜分析、ICP-AES分析、电位滴定分析、动电位测试等一系列测试手段对结晶过程、磁团聚机理及除铁效果进行研究,为磁流体除铁工艺在湿法炼锌除铁领域的应用提供理论支撑。Fe（Ⅲ）溶液电位滴定分析表明：Fe（Ⅲ）溶液的水解-沉淀大致经历三个过程：简单水解产物的生成；从简单水解产物形成高聚合度的阳离子；伴随着内部结构的转变,高聚合度阳离子成核、聚集、增长,最终形成各种固体沉淀物。Fe2（SO4）3溶液磁流体除铁试验表明：温度、pH影响Fe3+水解产物的结晶、聚合及长大,除铁新工艺的最佳pH及温度分别为2-3和80-90℃；天然晶种与Fe3+的水解产物具有很大的相似性,可以作为晶种促进其结晶长大；羧甲基淀粉钠能够中和水解产物表面正电,促进颗粒团聚；XRD、扫描电镜对除铁过程分析结果表明三价铁水解产物牢固的吸附在改性晶种表面,为铁的高效分离创造了有利的条件。将磁流体除铁工艺应用于湿法炼锌浸出液中铁的高效分离与利用,除铁新工艺的最佳温度和pH分别为80-90℃、3-4,改性晶种用量20g.L-1,反应时间1-1.5h,经磁团聚,沉淀物能够在2-3min内快速沉降,获得含铁小于10mg.L-1的净化液,且沉淀渣经洗涤、焙烧处理后含铁55%,为铁渣的综合利用创造了有利条件。综上所述,磁流体除铁工艺非常适合湿法冶锌浸出液中铁的分离与综合利用,不仅除铁效率高,而且所得铁渣具有较高的品位,为渣的综合利用、缓解环境问题奠定了基础。
江庆政[10]（2013）在《铁闪锌矿常压富氧直接浸出动力学》文中进行了进一步梳理本文在综述铁闪锌矿直接浸出方法及浸出动力学研究进展的基础上，针对铁闪锌矿常压富氧直接浸出（ADL）过程中浸出动力学缓慢问题，借助高压釜模拟ADL浸出槽底部矿浆浸出条件，研究锌、铁浸出及硫氧化转化动力学。本文研究内容主要如下：借助ICP、X射线衍射（XRD）、扫描电镜（SEM）及能谱分析（EDX）等工艺矿物学分析手段，研究了铁闪锌矿精矿的主要矿物组成及锌、铁元素的赋存状态。基于对鼓氧、搅拌转速、初始硫酸浓度等对铁闪锌矿浸出影响的考察，采用正交试验设计方法，研究了温度，矿浆压力，精矿粒度等因素对锌、铁元素的浸出率、浸出速率以及对单质硫氧化转化过程的影响。极差和方差分析结果均表明，温度对锌、铁元素的浸出率、浸出速率以及对单质硫的氧化转化率的影响都是显着的，而且贡献率也最大。在温度343～383K、矿浆压力0.3～0.7MPa和精矿粒度分别为（-74μm,+63μm）、（-63μm,+40μm）、100%-40μm条件下，基于动力学方程拟合，讨论了锌、铁浸出以及单质硫氧化转化过程的动力学控制性步骤。结果表明，锌浸出受界面化学反应控制，铁浸出受界面化学反应和扩散混合控制，锌、铁浸出反应表观活化能分别为73.30kJ/mol和37.66kJ/mol。分别建立了锌、铁浸出动力学方程，动力学方程遵循收缩核模型，并进一步进行了显着性检验。在铁闪锌矿ADL浸出过程中，单质硫氧化生成反应为零级反应，表观活化能计算值为47.58kJ/mol，单质硫氧化生成过程受化学反应控制。
二、Coupling leaching of sphalerite concentrate（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、Coupling leaching of sphalerite concentrate（论文提纲范文）
（1）闪锌矿铁含量对其浮选及与黄铁矿分离的影响（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 锌资源概况 |
| 1.1.1 锌资源分布极特征 |
| 1.1.2 铁闪锌矿资源概况 |
| 1.2 铁闪锌矿浮选及分离研究进展 |
| 1.2.1 铁闪锌矿的浮选特性 |
| 1.2.2 铁闪锌矿的铜活化 |
| 1.2.3 铁闪锌矿的表面氧化 |
| 1.2.4 铁闪锌矿与黄铁矿的分离 |
| 1.3 论文研究的意义与内容 |
| 1.3.1 研究意义 |
| 1.3.2 主要研究内容 |
| 1.3.3 论文课题来源 |
| 第二章 试验原料与研究方法 |
| 2.1 试验矿样 |
| 2.1.1 纯矿物样品制备 |
| 2.1.2 纯矿物样品纯度鉴定与表征 |
| 2.2 试验药剂与设备 |
| 2.2.1 试验药剂 |
| 2.2.2 试验设备 |
| 2.3 研究方法 |
| 2.3.1 纯矿物浮选 |
| 2.3.2 接触角测定 |
| 2.3.3 吸附量测定 |
| 2.3.4 矿物离子溶出量测定 |
| 2.3.5 XPS分析 |
| 2.3.6 Zeta电位测试 |
| 2.3.7 TOF-SIMS检测 |
| 2.3.8 电化学分析 |
| 2.3.9 Visual MINTEQ溶液化学计算 |
| 第三章 铁含量对闪锌矿浮选及药剂吸附的影响 |
| 3.1 铁含量对闪锌矿浮选行为的影响 |
| 3.1.1 铁含量对闪锌矿天然可浮性的影响 |
| 3.1.2 铁含量对闪锌矿黄药捕收可浮性的影响 |
| 3.1.3 铁含量对闪锌矿铜活化可浮性的影响 |
| 3.2 铁含量对闪锌矿铜吸附量的影响 |
| 3.3 铁含量对闪锌矿铜活化黄药吸附量的影响 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 铁含量对闪锌矿表面氧化的影响 |
| 4.1 铁含量对闪锌矿氧化浮选的影响 |
| 4.1.1 铁含量对闪锌矿空气放置氧化浮选的影响 |
| 4.1.2 铁含量对闪锌矿充气氧化浮选的影响 |
| 4.2 铁含量对闪锌矿氧化后疏水性影响 |
| 4.3 铁含量对闪锌矿离子溶出的影响 |
| 4.3.1 锌铁溶出动力学 |
| 4.3.2 pH值对闪锌矿锌铁溶出的影响 |
| 4.3.3 铁含量对闪锌矿表面锌铁萃取量的影响 |
| 4.4 表面电位与溶液组分分析 |
| 4.5 不同铁含量闪锌矿表面氧化产物XPS表征 |
| 4.5.1 XPS分析样品制备 |
| 4.5.2 总谱分析 |
| 4.5.3 C/O/S分峰处理 |
| 4.6 不同铁含量闪锌矿表面氧化产物FE-SEM分析 |
| 4.7 电化学分析 |
| 4.8 本章小结 |
| 第五章 铁含量对闪锌矿与黄铁矿分离的影响 |
| 5.1 铁含量对闪锌矿与黄铁矿浮选分离的影响 |
| 5.1.1 铁含量对闪锌矿与黄铁矿分离浮选行为的影响 |
| 5.1.2 混合矿体系中黄药吸附量测定 |
| 5.2 闪锌矿铁含量对铜活化选择性的影响 |
| 5.2.1 铜吸附量测定 |
| 5.2.2 铜活化交换模型验证 |
| 5.2.3 铜离子活化内部迁移规律研究 |
| 5.2.4 铜活化选择性分析 |
| 5.3 铁含量对高碱高钙抑制选择性的影响 |
| 5.3.1 钙吸附量比较 |
| 5.3.2 钙对铜与黄药吸附的影响 |
| 5.3.3 钙对表面羟基化的影响 |
| 5.3.4 钙对动电位的影响 |
| 5.3.5 钙吸附微观表征比较 |
| 5.3.6 高碱高钙抑制选择性分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 氯化铵调控铜活化选择性研究 |
| 6.1 氯化铵对铜活化浮选行为的影响 |
| 6.1.1 氯化铵对单矿物铜活化浮选行为的影响 |
| 6.1.2 氯化铵对混合矿分离浮选行为的影响 |
| 6.2 氯化铵强化闪锌矿铜活化机理 |
| 6.2.1 闪锌矿铜吸附量测定 |
| 6.2.2 闪锌矿锌萃取量测定 |
| 6.2.3 铜活化闪锌矿XPS分析 |
| 6.2.4 溶液组分检测与计算 |
| 6.2.5 氯化铵强化闪锌矿铜活化机理分析 |
| 6.3 氯化铵削弱黄铁矿铜活化机理 |
| 6.3.1 黄铁矿黄药吸附量测定 |
| 6.3.2 黄铁矿铜铁吸附量测定 |
| 6.3.3 铜活化黄铁矿XPS分析 |
| 6.3.4 氯化铵削弱黄铁矿铜活化机理分析 |
| 6.4 氯化铵调控铜活化选择性机制分析 |
| 6.5 本章小结 |
| 第七章 非高碱性下黄铁矿选择性抑制研究 |
| 7.1 单矿物抑制浮选 |
| 7.1.1 黄铁矿抑制浮选 |
| 7.1.2 闪锌矿抑制浮选 |
| 7.2 混合矿抑制浮选 |
| 7.3 铁取代对次氯酸钙抑制选择性影响机理 |
| 7.3.1 离子溶出与表面锌铁钙萃取测定 |
| 7.3.2 XPS分析 |
| 7.4 本章小结 |
| 第八章 主要结论与创新点 |
| 8.1 本论文主要结论 |
| 8.2 本论文主要创新点 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 A 攻读博士学位期间取得的主要研究成果 |
| 附录 B 攻读博士学位期间参与的项目 |
| 附录 C 攻读博士学位期间获得的荣誉和奖励 |
（2）利用某银矿锌尾渣制备纳米氧化锌的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 国内矿山尾矿综合利用现状 |
| 1.2 国内锌资源利用现状及常用锌冶炼方法 |
| 1.2.1 国内锌资源利用现状 |
| 1.2.2 常用锌冶炼方法 |
| 1.3 国内外含锌渣的回收利用现状 |
| 1.3.1 国内含锌渣回收现状 |
| 1.3.2 国外含锌渣回收现状 |
| 1.4 纳米氧化锌的性质和应用 |
| 1.4.1 纳米氧化锌的性质 |
| 1.4.2 纳米氧化锌的应用 |
| 1.5 国内外制备纳米氧化锌的研究现状 |
| 1.5.1 固相法 |
| 1.5.2 气相法 |
| 1.5.3 液相法 |
| 1.6 选题背景及意义 |
| 1.7 主要研究内容及特色 |
| 1.7.1 主要研究内容 |
| 1.7.2 研究的技术路线 |
| 1.7.3 论文特色与创新 |
| 第2章 实验材料及方法 |
| 2.1 实验材料与仪器 |
| 2.1.1 样品来源及采样 |
| 2.1.2 实验试剂 |
| 2.1.3 实验仪器 |
| 2.2 实验流程及方法 |
| 2.2.1 样品预处理 |
| 2.2.2 锌尾渣浸出试验 |
| 2.2.3 浸出液净化除杂试验 |
| 2.2.4 纳米氧化锌的制备 |
| 2.3 测试与表征方法 |
| 2.3.1 X射线衍射法(XRD) |
| 2.3.2 扫描电镜—能谱联合法(SEM—EDS) |
| 2.3.3 火焰原子吸收光谱法(AAS) |
| 2.3.4 紫外-可见分光光度法 |
| 第3章 锌尾渣浸出试验 |
| 3.1 实验部分 |
| 3.1.1 实验原料 |
| 3.1.2 实验方法与原理 |
| 3.2 结果与讨论 |
| 3.2.1 硫酸初始浓度对锌浸出率的影响 |
| 3.2.2 反应温度对锌浸出率的影响 |
| 3.2.3 液固比对锌浸出率的影响 |
| 3.2.4 反应时间对锌浸出率的影响 |
| 3.2.5 浸出过程动力学研究 |
| 3.2.6 最优条件浸出渣XRD结果分析 |
| 3.3 本章小结 |
| 第4章 浸出液净化除杂试验 |
| 4.1 实验部分 |
| 4.1.1 实验原料 |
| 4.1.2 实验方法与原理 |
| 4.2 结果与讨论 |
| 4.2.1 除铁、铝结果与讨论 |
| 4.2.2 除铜、铅结果与讨论 |
| 4.2.3 除杂后浸出液中杂质含量 |
| 4.3 本章小结 |
| 第5章 纳米氧化锌的制备 |
| 5.1 实验部分 |
| 5.1.1 实验原料 |
| 5.1.2 实验方法与原理 |
| 5.1.3 前驱体及产品的表征方法 |
| 5.2 结果与讨论 |
| 5.2.1 NH_4HCO_3和Zn~(2+)的物质的量之比对产品二次粒径及锌沉淀率的影响 |
| 5.2.2 反应温度对产品二次粒径及锌沉淀率的影响 |
| 5.2.3 反应时间对产品二次粒径及锌沉淀率的影响 |
| 5.2.4 前驱体的XRD分析和IR分析 |
| 5.3 产品粒径优化实验及产品表征 |
| 5.3.1 煅烧温度和时间对产品二次粒径及产品纯度的影响 |
| 5.3.2 表面活性剂优化实验及产品表征 |
| 5.3.3 产品主要技术指标的测定 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 结论与展望 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 研究展望与建议 |
| 参考文献 |
| 攻读硕士期间已发表的论文 |
| 致谢 |
（3）低共熔溶剂中铜离子置换分离及对锌电沉积的影响（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 锌的概述 |
| 1.2.1 锌的性质 |
| 1.2.2 锌的应用 |
| 1.2.3 锌的产量及现状 |
| 1.2.4 锌的冶炼方法 |
| 1.2.5 硫酸溶液中铜离子对电沉积锌的影响 |
| 1.2.6 硫酸溶液中铜离子的置换分离 |
| 1.3 低共熔溶剂的概述 |
| 1.3.1 低共熔溶剂的定义 |
| 1.3.2 低共熔溶剂的性质 |
| 1.3.3 低共熔溶剂的应用 |
| 1.3.4 低共熔溶剂中电沉积锌及铜锌合金 |
| 1.4 论文的研究内容及创新点 |
| 1.4.1 研究内容 |
| 1.4.2 创新点 |
| 第二章 实验部分 |
| 2.1 化学试剂和设备 |
| 2.1.1 化学试剂 |
| 2.1.2 实验设备 |
| 2.2 锌粉置换实验 |
| 2.2.1 ChCl-urea低共熔溶剂的合成 |
| 2.2.2 ChCl-urea低共熔溶剂中锌粉置换铜离子 |
| 2.3 电化学测试及电沉积 |
| 2.3.1 电解液的制备 |
| 2.3.2 电化学测试方法 |
| 2.3.3 电沉积方法 |
| 2.4 分析测试 |
| 2.4.1 电解液铜、锌离子浓度的测定方法 |
| 2.4.2 锌粉的表征方法 |
| 第三章 锌粉置换铜反应的动力学和热力学研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 反应动力学分析 |
| 3.2.1 反应动力学模型 |
| 3.2.2 温度对置换反应的影响 |
| 3.3 反应热力学分析 |
| 3.3.1 铜离子的平衡浓度 |
| 3.3.2 反应平衡常数 |
| 3.4 表面形貌 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 铜(I)离子对电沉积锌的影响机制 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 微量铜离子对锌电沉积的影响 |
| 4.2.1 循环伏安分析(CV) |
| 4.2.2 阴极线性扫描伏安分析(LSV) |
| 4.2.3 计时电流法(i-t) |
| 4.2.4 沉积物形貌分析 |
| 4.2.5 沉积物纯度分析 |
| 4.2.6 沉积物结构及结晶取向 |
| 4.3 铜离子浓度对铜锌共沉积的影响 |
| 4.3.1 循环伏安分析(CV) |
| 4.3.2 计时电流法(i-t) |
| 4.3.3 沉积物形貌分析 |
| 4.3.4 沉积物成分 |
| 4.3.5 沉积物物相分析 |
| 4.4 温度对电沉积铜锌合金的影响 |
| 4.4.1 循环伏安分析(CV) |
| 4.4.2 阴极线性扫描伏分析(LSV) |
| 4.4.3 塔菲尔曲线测试(Tafel) |
| 4.4.4 电化学阻抗谱(EIS) |
| 4.4.5 计时电流法(i-t) |
| 4.4.6 铜锌合金形貌分析 |
| 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:攻读硕士学位期间主要科研成果 |
（4）锌浸渣还原浸出液中铜、铟的分离回收（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 铁闪锌矿的资源特点及处理方法 |
| 1.1.1 铁闪锌矿的资源特点 |
| 1.1.2 铁闪锌矿的冶炼方法 |
| 1.2 锌浸渣的来源及处理工艺 |
| 1.2.1 锌浸出渣的来源与特点 |
| 1.2.2 锌浸出渣的处理工艺 |
| 1.3 湿法炼锌过程中铜、铟的行为走向 |
| 1.3.1 铟在湿法炼锌过程中的走向行为 |
| 1.3.2 铜在湿法炼锌过程中的走向行为 |
| 1.4 溶液中铜的回收 |
| 1.4.1 置换法 |
| 1.4.2 电解法沉积铜 |
| 1.4.3 溶剂萃取法 |
| 1.4.4 沉淀法 |
| 1.5 溶液中铟的回收 |
| 1.5.1 弱酸盐沉淀法 |
| 1.5.2 置换沉积法 |
| 1.5.3 溶剂萃取法 |
| 1.5.4 离子交换法 |
| 1.5.5 水解沉淀法 |
| 1.6 课题的研究意义与研究内容 |
| 1.6.1 课题的提出与研究意义 |
| 1.6.2 课题的研究内容 |
| 第二章 实验原料与设备 |
| 2.1 实验原料及试剂 |
| 2.1.1 实验原料 |
| 2.1.2 实验试剂 |
| 2.2 实验仪器及设备 |
| 2.3 实验分析检测 |
| 第三章 铁粉还原沉淀Cu、As实验研究 |
| 3.1 实验原理 |
| 3.2 实验原料与方法 |
| 3.2.1 实验原料 |
| 3.2.2 实验设备与方法 |
| 3.2.3 分析检测与计算 |
| 3.3 实验结果与讨论 |
| 3.3.1 铁粉加入系数对沉铜过程的影响 |
| 3.3.2 反应时间对沉铜过程的影响 |
| 3.3.3 反应温度对沉铜过程的影响 |
| 3.3.4 综合条件实验 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 沉铜后液预中和实验研究 |
| 4.1 实验原料与方法 |
| 4.1.1 实验原料 |
| 4.1.2 实验原理 |
| 4.1.3 实验设备与操作 |
| 4.2 CaCO_3加入量与pH的关系 |
| 4.3 溶液终点pH对渣量的影响 |
| 4.4 溶液终点pH对渣中Zn、In含量的影响 |
| 4.5 预中和渣成分分析 |
| 4.6 本章小结 |
| 第五章 石灰中和水解沉铟实验研究 |
| 5.1 实验原料与方法 |
| 5.1.1 实验原料 |
| 5.1.2 实验原理 |
| 5.1.3 实验设备与方法 |
| 5.1.4 分析与计算 |
| 5.2 实验结果与讨论 |
| 5.2.1 反应终点pH对铟沉淀率的影响 |
| 5.2.2 反应时间对铟沉淀率的影响 |
| 5.2.3 反应温度对铟沉淀率的影响 |
| 5.2.4 综合条件实验 |
| 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 攻读硕士学位期间的主要研究成果 |
（5）锯末热解同步还原大洋锰结核及焦油制备碳量子点的研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 国内外锰资源概况 |
| 2.1.1 世界锰矿资源概况 |
| 2.1.2 国内锰矿资源 |
| 2.1.3 大洋锰结核资源 |
| 2.2 大洋锰结核还原冶炼 |
| 2.2.1 焙烧还原法 |
| 2.2.2 浸出还原法 |
| 2.2.3 微生物浸出 |
| 2.3 生物质资源概述 |
| 2.3.1 生物质资源利用现状 |
| 2.3.2 生物质热解同步还原金属氧化矿 |
| 2.4 金属离子检测方法 |
| 2.4.1 现有检测方法 |
| 2.4.2 荧光碳量子点检测 |
| 2.4.3 碳量子点制备方法 |
| 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 |
| 3.5 实验仪器设备及药剂 |
| 3.6 分析测试方法 |
| 4 锯末热解同步还原大洋锰结核的研究 |
| 4.1 大洋锰结核原矿性质分析 |
| 4.1.1 大洋锰结核化学组成分析 |
| 4.1.2 大洋锰结核微观结构及嵌布特征 |
| 4.1.3 大洋锰结核锰化学物相分析 |
| 4.1.4 大洋锰结核多金属元素赋存状态 |
| 4.2 锯末热解同步还原大洋锰结核影响因素 |
| 4.2.1 大洋锰结核粒度对锰还原率的影响 |
| 4.2.2 还原剂用量对锰还原率的影响 |
| 4.2.3 还原温度对锰还原率的影响 |
| 4.2.4 还原时间对锰还原率的影响 |
| 4.2.5 惰性气体流速对锰还原率的影响 |
| 4.3 锯末热解同步还原大洋锰结核机理研究 |
| 4.3.1 还原剂热解特性分析 |
| 4.3.2 锯末热解各组分对锰还原率的影响 |
| 4.3.3 锯末热解同步还原大洋锰结核热力学 |
| 4.3.4 锯末热解同步还原大洋锰结核动力学 |
| 4.3.5 锯末热解同步还原大洋锰结核过程分析 |
| 4.4 小结 |
| 5 模板法制备焦油基碳量子点 |
| 5.1 锯末热解焦油基本组成分析 |
| 5.1.1 元素组成分析 |
| 5.1.2 有机官能团分析 |
| 5.2 焦油基碳量子点微观形貌 |
| 5.2.1 AT-CQDs的制备及微观形貌 |
| 5.2.2 ST-CQDs的制备及微观形貌 |
| 5.2.3 LT-CQDs的制备及微观形貌 |
| 5.3 焦油基碳量子点表面性质 |
| 5.3.1 AT-CQDs表面性质 |
| 5.3.2 ST-CQDs表面性质 |
| 5.3.3 LT-CQDs表面性质 |
| 5.4 焦油基碳量子点光学性能 |
| 5.4.1 焦油基碳量子点荧光光谱 |
| 5.4.2 焦油基碳量子点荧光产率 |
| 5.4.3 功能化碳量子点荧光增强效应 |
| 5.4.4 碳量子点发光机理 |
| 5.5 小结 |
| 6 功能化碳量子点快速检测浸出液Fe~(3+)和Cu~(2+) |
| 6.1 氮掺杂碳量子点快速检测Fe~(3+) |
| 6.1.1 N-CQDs性能表征 |
| 6.1.2 N-CQDs光致发光特性 |
| 6.1.3 基于N-CQDs荧光猝灭效应检测Fe~(3+) |
| 6.1.4 Fe~(3+)检测可靠性分析 |
| 6.2 PEI修饰碳量子点快速检测Cu~(2+) |
| 6.2.1 PEI-CQDs性能表征 |
| 6.2.2 PEI-CQDs光致发光特性 |
| 6.2.3 基于PEI-CQDs荧光猝灭效应检测Cu~(2+) |
| 6.2.4 Cu~(2+)检测可靠性分析 |
| 6.3 大洋锰结核多金属浸出快速评估 |
| 6.3.1 大洋锰结核中多金属浸出行为 |
| 6.3.2 酸浸液中多金属离子快速评估 |
| 6.4 小结 |
| 7 结论及展望 |
| 7.1 主要结论 |
| 7.2 展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历及在学研究成果 |
| 学位论文数据集 |
（6）闪锌矿富氧加压浸出过程的基础研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 Zn概述 |
| 1.1.1 Zn的性质 |
| 1.1.2 Zn的主要化合物性质及应用 |
| 1.1.3 Zn的资源 |
| 1.2 Zn的生产 |
| 1.2.1 火法炼锌 |
| 1.2.2 湿法炼锌 |
| 1.2.3 我国的Zn冶炼现状 |
| 1.3 ZnS精矿的氧压浸出理论基础 |
| 1.3.1 ZnS精矿氧压浸出的热力学 |
| 1.3.2 ZnS精矿氧压浸出的速度问题 |
| 1.3.3 浸出过程中铁的行为 |
| 1.3.4 浸出过程中硫的行为 |
| 1.4 ZnS精矿氧压浸出的研究进展 |
| 1.4.1 ZnS精矿氧压浸出发展概况 |
| 1.4.2 ZnS精矿氧压浸出的基础研究 |
| 1.5 机械活化强化矿物浸出技术 |
| 1.5.1 机械活化的基本概念 |
| 1.5.2 机械活化技术的发展概况 |
| 1.5.3 机械活化硫化矿物的性质变化的研究 |
| 1.6 加压反应内部气-液-固三相反应 |
| 1.6.1 气-液-固三相反应体系 |
| 1.6.2 气泡行为 |
| 1.6.3 搅拌器概述 |
| 1.7 课题的提出和所需解决的问题 |
| 1.8 综合技术路线和研究内容 |
| 1.8.1 综合技术路线 |
| 1.8.2 研究内容 |
| 第2章 实验原料及研究方法 |
| 2.1 实验原料与设备 |
| 2.1.1 闪锌矿的物相组成 |
| 2.1.2 实验仪器和设备 |
| 2.2 实验方法 |
| 2.2.1 机械活化 |
| 2.2.2 富氧加压浸出实验 |
| 2.2.3 石英透明反应釜水模实验 |
| 2.3 金属阳离子催化体系下闪锌矿氧压浸出实验 |
| 2.3.1 Mn离子催化浸出实验 |
| 2.3.2 Cu离子催化浸出实验 |
| 2.3.3 Ag离子催化浸出实验 |
| 2.4 分析方法 |
| 2.4.1 ICP电感耦合等离子体发射光谱仪分析 |
| 2.4.2 X射线衍射分析 |
| 2.4.3 扫描电镜分析 |
| 2.4.4 热重-差热(TG-DTA)分析 |
| 2.4.5 比表面积分析方法 |
| 2.4.6 氧气气泡处理分析方法 |
| 2.5 相关计算公式 |
| 2.5.1 浸出相关计算公式 |
| 2.5.2 气含率和索菲特直径计算公式 |
| 第3章 机械活化预处理对闪锌矿氧压浸出的影响 |
| 3.1 机械活化对闪锌矿物理化学特性的影响 |
| 3.1.1 X射线衍射和扫描电镜分析 |
| 3.1.2 粒度与比表面积分析 |
| 3.1.3 热重分析 |
| 3.1.4 机械活化对闪锌矿焙烧动力学的影响 |
| 3.2 机械活化对闪锌矿加压浸出动力学的影响 |
| 3.2.1 浸出实验 |
| 3.2.2 动力学分析 |
| 3.3 本章小结 |
| 第4章 S转化及酸平衡规律和In的浸出行为及动力学的研究 |
| 4.1 S转化及酸平衡规律研究 |
| 4.1.1 搅拌速率对S转化率的影响 |
| 4.1.2 粒度范围对S转化率的影响 |
| 4.1.3 温度对S转化率的影响 |
| 4.1.4 硫酸浓度对S转化率的影响 |
| 4.1.5 氧分压对S转化率的影响 |
| 4.1.6 动力学分析 |
| 4.1.7 氧压浸出过程中酸平衡的研究 |
| 4.2 In的浸出行为及动力学的研究 |
| 4.2.1 搅拌速率对In浸出率的影响 |
| 4.2.2 粒度范围对In浸出率的影响 |
| 4.2.3 温度对In浸出率的影响 |
| 4.2.4 硫酸浓度对In浸出率的影响 |
| 4.2.5 氧分压对In浸出率的影响 |
| 4.2.6 动力学分析 |
| 4.3 本章小结 |
| 第5章 Fe自析出催化体系下闪锌矿氧压浸出的研究 |
| 5.1 实验原料物理化学性能分析 |
| 5.1.1 人造闪锌矿的XRD和SEM分析 |
| 5.1.2 人造闪锌矿的金相分析 |
| 5.1.3 人造闪锌矿浸出过程及热力学分析 |
| 5.2 (含铁)闪锌矿氧压酸浸动力学模型 |
| 5.3 Fe自析出催化浸出体系相对电位变化分析 |
| 5.4 Fe自析出催化体系闪锌矿氧压浸出 |
| 5.4.1 无Fe掺杂体系 |
| 5.4.2 掺杂Fe质量分数25.7%体系 |
| 5.4.3 掺杂Fe质量分数5.75%和15.2%体系 |
| 5.5 本章小结 |
| 第6章 不同阳离子体系下闪锌矿氧压浸出的研究 |
| 6.1 Mn氧化还原体系 |
| 6.1.1 Mn离子氧化还原催化浸出机理预测 |
| 6.1.2 Mn离子氧化还原催化体系相对电位变化分析 |
| 6.1.3 闪锌矿氧压酸浸动力学方程 |
| 6.1.4 温度影响及活化能的求解 |
| 6.1.5 酸度影响及硫酸反应级数的求解 |
| 6.1.6 氧分压影响及氧压反应级数的求解 |
| 6.1.7 Mn(Ⅱ)用量影响及催化剂用量级数的求解 |
| 6.1.8 动力学方程的建立 |
| 6.2 Cu置换沉积体系 |
| 6.2.1 Cu离子置换沉积浸出机理预测 |
| 6.2.2 Zn浸出率及铜含量 |
| 6.2.3 体系电位及浸出渣SEM分析 |
| 6.3 Ag置换沉积体系 |
| 6.3.1 Ag离子置换沉积浸出机理预测 |
| 6.3.2 不同条件下Zn浸出率 |
| 6.3.3 体系电位及浸出渣SEM分析 |
| 6.4 本章小结 |
| 第7章 闪锌矿富氧酸浸过程中气泡行为的模拟 |
| 7.1 推进式搅拌桨 |
| 7.1.1 搅拌转速对气含率的影响 |
| 7.1.2 温度对气含率的影响 |
| 7.1.3 氧气分压对气含率的影响 |
| 7.2 六叶圆盘涡轮桨 |
| 7.2.1 搅拌转速对气含率的影响 |
| 7.2.2 温度对气含率的影响 |
| 7.2.3 氧气分压对气含率的影响 |
| 7.3 三直叶搅拌桨 |
| 7.3.1 搅拌转速对气含率的影响 |
| 7.3.2 温度对气含率的影响 |
| 7.3.3 氧气分压对气含率的影响 |
| 7.4 自吸桨 |
| 7.4.1 自吸式搅拌桨的工作原理和稳定性 |
| 7.4.2 搅拌转速对气含率的影响 |
| 7.4.3 温度对气含率的影响 |
| 7.4.4 氧气分压对气含率的影响 |
| 7.5 不同搅拌桨的气含率对比 |
| 7.6 自吸桨气含率和索菲特直径数学模型的建立 |
| 7.6.1 自吸桨条件下的气含率因次分析 |
| 7.6.2 自吸桨条件下的索菲特直径因次分析 |
| 7.7 本章小结 |
| 第8章 不同搅拌桨对闪锌矿富氧酸浸的影响 |
| 8.1 不同搅拌桨条件下的浸出实验 |
| 8.1.1 反应温度对闪锌矿浸出率的影响 |
| 8.1.2 硫酸浓度对闪锌矿浸出率的影响 |
| 8.1.3 氧分压对闪锌矿浸出率的影响 |
| 8.2 动力学分析 |
| 8.2.1 动力学模型 |
| 8.2.2 活化能的计算 |
| 8.2.3 反应级数的计算 |
| 8.2.4 动力学方程的建立 |
| 8.3 本章小结 |
| 第9章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
| 攻读博士学位期间取得的学术成果 |
（7）闪锌矿空穴及金属原子掺杂第一性原理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 锌的性质及用途 |
| 1.1.1 锌的性质 |
| 1.1.2 锌的用途 |
| 1.2 锌矿资源 |
| 1.2.1 世界锌矿资源 |
| 1.2.2 中国锌矿资源 |
| 1.3 闪锌矿 |
| 1.3.1 含铁闪锌矿 |
| 1.3.2 含锰闪锌矿 |
| 1.3.3 含锗闪锌矿 |
| 1.3.4 含铟闪锌矿 |
| 1.4 计算原理与方法 |
| 1.4.1 第一性原理 |
| 1.4.2 从头算方法 |
| 1.4.3 密度泛函理论 |
| 1.4.4 常用的软件包 |
| 1.5 研究内容及其意义 |
| 第2章 闪锌矿晶胞及其性质 |
| 2.1 计算方法 |
| 2.2 计算模型 |
| 2.3 闪锌矿能带分析 |
| 2.4 闪锌矿态密度分析 |
| 2.5 闪锌矿的Mulliken布居分析 |
| 2.6 本章小结 |
| 第3章 空穴对闪锌矿晶胞及其性质的影响 |
| 3.1 锌空穴对闪锌矿晶胞及其性质的影响 |
| 3.1.1 锌空穴对闪锌矿晶胞的影响 |
| 3.1.2 锌空穴闪锌矿超晶胞的能带及态密度分析 |
| 3.1.3 锌空穴闪锌矿超晶胞的Mulliken布居分析 |
| 3.2 硫空穴对闪锌矿晶胞及其性质的影响 |
| 3.2.1 硫空穴对闪锌矿晶胞的影响 |
| 3.2.2 硫空穴闪锌矿超晶胞能带及态密度分析 |
| 3.2.3 硫空穴闪锌矿超晶胞Mulliken布居分析 |
| 3.3 本章小结 |
| 第4章 副族金属元素对闪锌矿晶胞及其性质的影响 |
| 4.1 杂质替换能的计算 |
| 4.2 铁对闪锌矿晶胞及其性质的影响 |
| 4.2.1 铁原子在晶胞中的赋存状态 |
| 4.2.2 铁原子掺杂对闪锌矿晶胞参数的影响 |
| 4.2.3 能带及态密度分析 |
| 4.2.4 Mulliken布居分析 |
| 4.3 锰对闪锌矿晶胞及其性质的影响 |
| 4.3.1 锰掺杂晶胞替换能的计算 |
| 4.3.2 锰原子掺杂对闪锌矿晶胞参数的影响 |
| 4.3.3 能带及态密度分析 |
| 4.3.4 Mulliken布居分析 |
| 4.4 铁原子和锰原子掺杂的比较 |
| 4.5 本章小结 |
| 第5章 主族金属元素对闪锌矿晶胞及其性质的影响 |
| 5.1 锗对闪锌矿晶胞性质的影响 |
| 5.1.1 锗原子在晶胞中的存在状态 |
| 5.1.2 锗原子掺杂对闪锌矿晶胞参数的影响 |
| 5.1.3 能带及态密度分析 |
| 5.1.4 Mulliken布居分析 |
| 5.2 铟对闪锌矿晶胞及其性质的影响 |
| 5.2.1 铟原子在晶胞中的存在状态 |
| 5.2.2 铟掺杂对闪锌矿晶胞参数的影响 |
| 5.2.3 能带及态密度分析 |
| 5.2.4 Mulliken布居分析 |
| 5.3 锗原子和铟原子掺杂的比较 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 闪锌矿晶面对闪锌矿晶胞及其性质的影响 |
| 6.1 闪锌矿(110)面的弛豫 |
| 6.2 闪锌矿(110)面能带结构分析 |
| 6.3 闪锌矿(110)面态密度分析 |
| 6.4 闪锌矿(110)面Mulliken布居分析 |
| 6.5 闪锌矿键长分析 |
| 6.6 本章小结 |
| 第7章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
（8）微细粒人造硫化锌矿絮凝与浮选分离行为及工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 目录 |
| 第一章 绪论 |
| 1 选题背景与研究意义 |
| 2 重金属废渣的来源与危害 |
| 2.1 重金属废渣的来源 |
| 2.2 重金属废渣的危害 |
| 3 重金属固体废物的处理与处置现状 |
| 3.1 无害化处理现状 |
| 3.2 资源化现状 |
| 3.2.1 重金属废渣的资源化利用 |
| 3.2.2 重金属废渣的资源化回收 |
| 4 硫化矿物的浮选研究现状 |
| 4.1 天然闪锌矿的浮选研究现状 |
| 4.2 人造硫化矿物的浮选研究现状 |
| 4.3 微细粒硫化矿物的浮选技术研究现状 |
| 4.4 细粒硫化矿物的浮选性能影响因素 |
| 4.5 细粒矿物选择性絮凝研究进展 |
| 5 论文研究的内容与技术路线 |
| 第二章 试验材料和试验方法 |
| 1 试验材料、药剂和仪器 |
| 1.1 试验材料 |
| 1.2 试验药剂 |
| 1.3 试验仪器 |
| 2 试验方法 |
| 2.1 选择性絮凝方法 |
| 2.1.1 分散试验 |
| 2.1.2 絮凝试验 |
| 2.2 浮选试验方法 |
| 2.3 捕收剂与人造硫化锌矿吸附机理试验方法 |
| 2.4 分析测定方法 |
| 第三章 人造硫化锌矿可浮性探索 |
| 1 人造硫化锌矿与天然闪锌矿可浮性比较 |
| 2 人造硫化锌矿和天然闪锌矿的微观性质比较 |
| 2.1 人造硫化矿和天然闪锌矿接触角分析 |
| 2.2 人造硫化矿与天然闪锌矿SEM分析 |
| 2.3 人造硫化锌矿与天然闪锌矿XRD比较 |
| 3 人造硫化锌矿可浮性改进-自载体浮选 |
| 4 本章小结 |
| 第四章 人造硫化锌矿选择性絮凝试验 |
| 1 分散试验 |
| 1.1 分散剂种类筛选及pH条件试验 |
| 1.2 分散剂用量试验 |
| 1.3 絮凝剂的种类的筛选 |
| 1.4 絮凝剂用量试验 |
| 1.5 絮凝影响因素正交试验 |
| 2 本章小结 |
| 第五章 人造硫化锌矿浮选分离及机理研究 |
| 1 人造硫化锌矿浮选 |
| 1.1 人造硫化锌矿浮选条件实验 |
| 1.1.1 抑制剂CMC用量 |
| 1.1.2 活化剂硫酸铜的用量 |
| 1.1.3 捕收剂丁黄药用量 |
| 1.1.4 pH条件试验 |
| 1.1.5 超声分散的影响 |
| 1.1.6 矿浆浓度的影响 |
| 1.2 锌粗精矿的精选 |
| 1.3 锌粗选尾矿的扫选试验 |
| 1.4 人造硫化锌矿开路试验 |
| 1.5 实验室闭路试验 |
| 2 浮选药剂在矿物表面吸附的机理研究 |
| 2.1 浮选捕收剂在人造硫化矿表面吸附量测定 |
| 2.1.1 丁基黄药在人造硫化矿表面吸附量测定 |
| 2.1.2 乙硫氮在人造硫化矿表面吸附量的测定 |
| 2.2 药剂与矿物作用红外光谱分析 |
| 3 本章小结 |
| 第六章 连选扩大试验 |
| 1 Zn/Ca矿物自然梯度结晶-粒度差异分级高效分离法 |
| 2 连选扩大试验 |
| 2.1 药剂添加调整 |
| 2.2 连选取样点 |
| 2.3 数值量流程图 |
| 2.4 连续班指标 |
| 2.5 精矿产品查定 |
| 3 本章小结 |
| 第七章 主要结论及论文创新点 |
| 1 主要结论 |
| 2 主要创新点 |
| 3 不足之处和建议 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
（9）湿法炼锌浸出液磁絮凝除铁新技术及其基础研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 目录 |
| 1 文献综述 |
| 1.1 除铁工艺 |
| 1.1.1 黄铁矾法 |
| 1.1.2 针铁矿法 |
| 1.1.3 赤铁矿法 |
| 1.1.4 沉淀法除铁的比较 |
| 1.2 湿法炼锌含铁废渣资源化利用的现状与展望 |
| 1.3 磁分离技术 |
| 1.3.1 物质的磁性 |
| 1.3.2 改变物质磁性的方法 |
| 1.3.3 磁分离技术的应用 |
| 1.4 本课题研究的意义和内容 |
| 2 试验原料、流程及方法 |
| 2.1 试验原料及试剂 |
| 2.1.1 试验原料 |
| 2.1.2 辅助物料及试剂 |
| 2.1.3 试验所用仪器及设备 |
| 2.2 样品的分析表征方法 |
| 2.2.1 电感耦合等离子体发射光谱仪(ICP-AES) |
| 2.2.2 X-射线衍射分析(XRD) |
| 2.2.3 扫描电镜(SEM) |
| 2.2.4 重铬酸钾滴定法测定铁量 |
| 2.2.5 电位滴定仪 |
| 2.3 试验研究思路及技术方案 |
| 2.3.1 试验研究思路 |
| 2.3.2 试验技术方案 |
| 3 Fe(Ⅲ)的水溶液化学行为及其水解过程 |
| 3.1 Fe(Ⅲ)的简单水解产物 |
| 3.1.1 Fe(Ⅲ)水解平衡 |
| 3.1.2 水解动力学及机理 |
| 3.2 Fe(Ⅲ)水解过程中的多聚反应 |
| 3.2.1 Fe(Ⅲ)水解多聚物的生成 |
| 3.2.2 多聚物的反应过程 |
| 3.2.3 多聚物的组成及结构 |
| 3.3 Fe(Ⅲ)水解沉淀 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 磁流体除铁工艺及其机理研究 |
| 4.1 pH及温度对Fe(Ⅲ)水解的影响 |
| 4.1.1 温度对Fe(Ⅲ)水解的影响 |
| 4.1.2 pH对Fe(Ⅲ)水解的影响 |
| 4.2 晶种作用 |
| 4.3 改性晶种用量对除铁效果的影响 |
| 4.4 羧甲基淀粉钠的影响 |
| 4.4.1 羧甲基淀粉钠的用量 |
| 4.4.2 羧甲基淀粉钠的作用机理 |
| 4.6 磁流体全流程除铁试验 |
| 4.7 磁流体除铁过程机理分析 |
| 4.8 本章小结 |
| 5 磁流体除铁工艺应用实践 |
| 5.1 Fe(Ⅲ)的还原 |
| 5.1.1 硫化锌精矿还原速率试验 |
| 5.1.2 温度对还原性能的影响 |
| 5.1.3 硫化锌精矿用量试验 |
| 5.1.4 硫化锌精矿最佳还原工艺 |
| 5.2 浸出液预中和 |
| 5.2.1 锌焙砂反应速率试验 |
| 5.2.2 温度对预中和的影响 |
| 5.2.3 预中和锌焙砂用量 |
| 5.2.4 预中和最佳工艺试验结果 |
| 5.3 氧化水解及磁化团聚 |
| 5.3.1 氧化速率和反应时间对除铁工艺的影响 |
| 5.3.2 硫酸锌浓度对除铁工艺的影响 |
| 5.3.3 中和剂对除铁效果的影响 |
| 5.3.4 pH对铜离子吸附的影响 |
| 5.3.5 改性晶种用量对除铁效果的影响 |
| 5.4 焙烧温度对铁品位的影响 |
| 5.5 磁流体除铁工艺全流程开路试验 |
| 5.6 本章小结 |
| 6 结论 |
| 参考文献 |
| 攻读硕士学位期间的主要研究成果 |
| 致谢 |
（10）铁闪锌矿常压富氧直接浸出动力学（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 选题的目的及研究意义 |
| 1.2 铁闪锌矿直接浸出研究进展 |
| 1.2.1 传统常压酸浸 |
| 1.2.2 微生物浸出 |
| 1.2.3 氧压直接浸出 |
| 1.2.4 常压富氧直接浸出 |
| 1.3 锌精矿常压浸出动力学研究进展 |
| 1.4 课题的研究内容、研究目标 |
| 1.4.1 研究内容 |
| 1.4.2 研究目标 |
| 1.5 课题拟解决的关键问题及创新之处 |
| 1.5.1 拟解决的关键问题 |
| 1.5.2 课题的创新之处 |
| 第二章 试验原料、设备及方法 |
| 2.1 试验原料 |
| 2.2 实验仪器及设备 |
| 2.3 主要试剂 |
| 2.4 试验方法 |
| 2.4.1 铁闪锌矿浸出实验 |
| 2.4.2 浸出渣脱硫实验 |
| 2.5 有关计算公式 |
| 2.5.1 浸出率 |
| 2.5.2 硫转化率 |
| 第三章 动力学实验 |
| 3.1 探索性试验 |
| 3.1.1 搅拌转速对锌、铁浸出率的影响 |
| 3.1.2 初始硫酸浓度对锌、铁浸出率及单质硫转化率的影响 |
| 3.2 动力学正交实验 |
| 3.3 小结 |
| 第四章 锌浸出结果讨论 |
| 4.1 锌浸出率极差分析 |
| 4.2 锌浸出率方差分析 |
| 4.3 锌浸出动力学方程拟合 |
| 4.4 锌浸出表观活化能 |
| 4.5 锌浸出过程动力学方程 |
| 4.6 小结 |
| 第五章 铁浸出结果讨论 |
| 5.1 铁浸出率极差分析 |
| 5.2 铁浸出率方差分析 |
| 5.3 铁浸出动力学方程拟合 |
| 5.4 铁浸出表观活化能 |
| 5.5 铁浸出过程动力学方程 |
| 5.6 小结 |
| 第六章 单质硫氧化生成结果讨论 |
| 6.1 前言 |
| 6.2 硫转化率极差分析 |
| 6.3 硫转化率方差分析 |
| 6.4 S0氧化生成反应级数及表观活化能 |
| 6.5 小结 |
| 第七章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 个人简历、在学期间发表的学术论文与研究成果 |
四、Coupling leaching of sphalerite concentrate（论文参考文献）
- [1]闪锌矿铁含量对其浮选及与黄铁矿分离的影响[D]. 张胜东. 昆明理工大学, 2021
- [2]利用某银矿锌尾渣制备纳米氧化锌的研究[D]. 郑诗雨. 武汉工程大学, 2020(01)
- [3]低共熔溶剂中铜离子置换分离及对锌电沉积的影响[D]. 黄梦婷. 昆明理工大学, 2020(04)
- [4]锌浸渣还原浸出液中铜、铟的分离回收[D]. 郑宇. 昆明理工大学, 2019(04)
- [5]锯末热解同步还原大洋锰结核及焦油制备碳量子点的研究[D]. 邓祥意. 北京科技大学, 2019(02)
- [6]闪锌矿富氧加压浸出过程的基础研究[D]. 田磊. 东北大学, 2017(06)
- [7]闪锌矿空穴及金属原子掺杂第一性原理研究[D]. 徐鹏程. 东北大学, 2016(06)
- [8]微细粒人造硫化锌矿絮凝与浮选分离行为及工艺研究[D]. 何强. 湖南农业大学, 2013(07)
- [9]湿法炼锌浸出液磁絮凝除铁新技术及其基础研究[D]. 韩海生. 中南大学, 2013(06)
- [10]铁闪锌矿常压富氧直接浸出动力学[D]. 江庆政. 江西理工大学, 2013(04)