一、酸性水溶液氯化提金新方法与工艺的研究（论文文献综述）
王洪君[1]（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》文中认为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。
张文岐,熊亚东[2]（2020）在《氯化法浸金工艺研究与实践》文中进行了进一步梳理氯化浸出技术在金银冶炼中已得到广泛应用。本文对黄金湿法冶炼工艺所产置换金泥进行了氯化提金工艺研究,对氯化浸出时氯酸钠的用量、盐酸用量、料液的液固比、浸出温度、浸出时间等因素对金浸出率的影响进行了研究。采用正交试验法得到了最佳工艺条件,氯酸钠用量350 kg/t,盐酸用量70 g/L,浸出液固比为5∶1,浸出温度80℃,浸出时间1. 5 h时,预浸渣中金的浸出率达到97. 11%。
鲁妍[3]（2018）在《废旧电子元器件镀覆金的剥离及金的控电位氯化浸出-萃取-还原提取》文中研究说明电子废弃物含有大量的稀贵、稀散和贱金属,已成为重要的二次资源,被称为“城市矿山”。因此,电子废弃物中金属的回收成为研究热点,特别是贵金属金。目前,对废旧元器件中金的提取,大多采用氰化法和王水化学提取法,存在着严重的环境污染风险;而硫脲、硫代硫酸盐和卤化法尚未应用到实际生产中。因此,急需研发高效、环保,同时具有产业化应用潜力的电子元器件中金的提取新方法和技术装备。为此,以环境友好—高效资源回收为出发点,本文研究了元器件中表面镀覆金的剥离方法及内含金的控电位氯化浸出—萃取—还原提取方法,建立了控电位氯化浸出—萃取—还原—废液净化的金提取工艺及设备装置,同时,对以上工艺进行了环境友好性和经济可行性分析。电子元器件表面镀覆金的剥离是通过氧化剂的强氧化作用将基板中的贱金属溶解,从而使表面镀覆金脱落并实现剥离的过程。通过对表面镀覆金剥离过程的因子设计和响应曲面设计,建立了剥金过程的二阶非线性模型,得出了过硫酸铵浓度、双氧水用量和反应温度的主因素和二阶作用,同时揭示了其对金剥离过程的影响规律,并通过模型对金剥离过程进行参数优化,得出最佳条件为:过硫酸铵浓度0.8mol/L、双氧水用量14.45 mL/30 mL溶液和反应温度80oC,在此条件下,金的剥离率为98.95%,纯度为93.11%。在此基础上,剥金过程动力学分析揭示金的剥离过程为缩核模型中的层扩散模型,其反应活化能（Ea）为10.57 kJ?mol-1。控电位氯化浸出—萃取—还原提取方法是通过控制溶液的氧化还原电位使物料中的贱、贵金属分别先后溶出,之后将得到的含金富集液进行萃取和还原的提取过程。针对以铜金为主的金属组分含金元器件,利用因素实验和响应曲面设计的方法,分别得出控电位浸铜和控电位浸金理论模型,以及影响浸铜和浸金过程的主因素和二阶作用,并揭示了各因素对浸铜和浸金过程的影响规律。利用模型分别对浸铜和浸金过程进行参数优化,结果显示,浸铜最优条件为反应时间为8 h、反应温度为75oC、硫酸浓度为150 g/L时,得到铜的浸出率为99.75%,与理论预算值（99.80%）基本一致;浸金最优条件为反应时间80 min,反应温度50oC,NaCl浓度17 g/L时,得到金的浸出率为92.85%,与理论预算值（92.95%）基本一致。萃取实验结果揭示,酸度对金的萃取率没有直接影响,当相比达到0.3时,金的萃取基本趋于完全,此时,金的萃取率达到95%。在100oC、1 h和相比1:1的条件下,经草酸还原,金的纯度达99.75%。利用控电位氯化浸出-萃取-还原工艺,对多金属组分含金元器件中的金进行提取,以验证该工艺的适用性,结果显示在优化条件下,金的浸出率为93.16%,萃取率为95.12%,回收金的纯度达98.54%。此外,经过破碎、磁选、涡流分选等工序处理后,铁的回收效率达98.75%、铝的回收效率达91.16%。在以上研究的基础上,建立了控电位氯化浸出-萃取-还原联合提金工艺,并自行研制提金装置,通过运行调试,基本达到实验室实验的结果,金的浸出率和萃取率分别为94.83%和95.38%,提取到的金的纯度可达99.64%。利用NaOH-FeSO4铁氧体法对控电位氯化浸出-萃取-还原提金工艺过程产生的含有重金属离子的废水进行处理并对废水处理过程产生沉淀物进行毒性浸出分析,结果显示处理后的水质低于国家标准,同时沉淀物不属于危险废物。通过Biwer-Henizle法对控电位氯化浸出-萃取-还原提金工艺进行环境友好性分析,得出相比于传统的王水浸出-萃取-还原提金,控电位氯化浸出—萃取—还原提金工艺具有污染风险更小的优势。以上研究为电子元器件中金的资源化回收及其实际应用提供理论依据与参考。
崔维[4]（2016）在《超声波强化浸出铜和金的研究》文中研究表明浸出是湿法冶金过程中的控制步骤,因此强化浸出过程对湿法冶金具有重要的现实意义。超声强化浸出为在常规条件下难以实现或不可能实现的反应提供了一种新的、非常特殊的物理环境,开启了新的反应通道,可在一定程度上可以减弱强酸、强碱、高温、高压、剧毒等极端危险的浸矿条件,提高金属回收率,尤其是在低品位、难处理矿物的浸出中显示出了极大优势。本论文针对工厂现有脱铜方法存在脱铜效降低,脱铜渣含铜量较高,并且部分碲进入溶液,严重影响了后续贵金属及有价金属回收的问题以及氰化提金法对难浸出矿石浸出效果较差,对金的浸出速度较慢且易受到铜、铁、铅、锌、硫和砷等杂质干扰和氰化物有剧毒的现状,提出了超声波强化浸出铜和金的研究,并分析了超声强化浸出对矿物成分及形貌的影响。首先,以云南某铜业公司的阳极泥为研究对象。研究了硫酸浓度,反应时间,浸出液固比以及超声波功率对铜浸出的影响,并进行了半工业化实验。结果表明在液固比4：1,硫酸浓度175g/L,超声波功率为800W,强化浸出10小时后浸出渣中铜含量为3.15%,达到脱铜渣中铜低于5%,且达到最佳控制值（≤3.5%）的要求。浸出时间从原有的24小时缩短到10小时。半工业化实验结果进一步证明了超声波强化浸出铜阳极泥中铜的实验研究可行,并且浸出0.5h后,阳极泥渣中铜的含量为2.97%。其次,以云南某金矿厂的难处理金矿作为研究对象,研究了液固比、浸出时间、超声波功率、浸出剂浓度、NaCl浓度和NaOH浓度对浸出金的影响。结果表明超声波强化浸出金矿中金的最佳浸出条件为NaClO浓度1.5mol/L, NaOH浓度为1.5mol/L, NaCl浓度为1mol/L,液固比为5,超声波功率为200W,浸出时间2h。在该浸出条件下,金的浸出率为68.55%；同时,在相同条件下进行常规浸出实验,在浸出6h后金的浸出率仅为45.8%。证明了超声波强化浸出不仅提高了浸出率,同时缩短了浸出时间。通过XRD、SEM-EDS分析和理论分析研究了超声强化浸出对矿物成分及形貌影响。结果表明在超声波强化活化作用下,可剥离固体产物层,使反应界面不断更新,减少反应阻力,促进液固反应进行,使反应速率大大提高。
刘振楠[5]（2014）在《某地浮选难处理金矿提金工艺探索试验研究》文中进行了进一步梳理以浮选难处理金矿产焙砂为原料,试验氰化工艺提金效率可达55%,硫脲法提金效率可达60.34%,均较低。而试验氯化工艺时,研究出当盐酸加入量1.3倍（焙砂Fe理论耗量倍数）、氯化钠加入量90 g/L、氯酸钠加入量为矿样量的10%,浸出时间6 h和浸出温度85℃时的浸金效率最佳可达87%。通过对氯化提金工艺进行简单热力学分析,得出增加盐酸和氯化钠的含量有利于氯酸钠浸金。
朱天沆[6]（2014）在《湿法冶金浸出过程系统综合技术研究》文中指出浸出过程作为湿法冶金中最重要的过程之一,其流程的设计主要是由设计者参考已有的现场工艺流程,以矿石可选性试验为依据,再结合设计者本身的设计经验进行确定的,并没有尝试建立数学模型对其进行进一步的优化设计;对于已有的工业生产现场,可以采用操作变量优化方法提高经济效益,但仍有较大提升空间。近年来,过程系统综合技术在过程工业中取得了成功应用,有鉴于此,本文采用系统综合技术,将浸出过程的设备选型与操作参数配置统筹考虑,以实现浸出过程经济效益的最大化为目标,对浸出过程进行优化设计。本文首先对浸出过程工艺流程和所使用的设备进行深入了解,分析了影响浸出效率的各种因素,确定了浸出过程系统综合优化的决策变量；然后采用与目前工艺条件比较匹配的伪均质模型,利用物料衡算方程和化学反应速率方程对浸出设备进行了数学建模,进而结合浸出流程建立了整个浸出过程的超结构,并对流程中的工艺约束进行了分析,最后以经济效益最大为目标函数建立了浸出过程系统综合的数学规划模型。浸出过程的系统综合优化模型可以看作是一个内层的非线性规划问题（NLP）和一个外层的组合优化问题的结合。在此基础上,本文对浸出过程的系统综合优化模型（MINLP）提出了一种嵌套算法。该算法先通过禁忌搜索算法对MINLP的外层组合问题进行优化探索,将MINLP模型转化成一个非线性问题（NLP）,然后通过遗传算法对非线性问题（NLP）进行优化求解。最后,对系统综合方法进行了仿真,验证了该方法的有效性。
刘波[7]（2014）在《从锑金精矿湿法提取锑和金的工艺研究》文中研究指明摘要：针对锑金精矿的火法处理工艺存在流程复杂、能耗高、环境污染严重、贵贱金属回收率低等缺点,本文对某锑金精矿进行了湿法提取锑和金的工艺研究。对含锑24.76%,含金48.50g/t的锑金精矿进行湿法浸锑试验研究,结果表明：在最佳浸锑工艺条件下碱法浸锑,金的损失率为16.72%,锑、金分离不彻底,方法不可行。酸法浸锑的最佳工艺条件：浸出温度为95℃、浸出时间为30min、HCl浓度为4mol/L、FeCl3过量系数为1.1、液固比为4.0、搅拌强度为100r/min。在此条件下,渣中锑含量为0.54%,锑的浸出率达到99.05%,金含量为106.66g/t,金的损失率为0.99%,锑浸出效果良好,金的损失率极小,实现了锑和金良好的分离效果,为锑、金的选择性浸出奠定了基础。酸法浸锑渣的性质及预处理工艺研究表明,由于热碱脱硫-化学氧化工艺存在工艺复杂、金的损失率高、试剂成本高等问题,选用氧化焙烧作为预处理浸锑渣的最佳工艺。氧化焙烧工艺制度：焙烧温度600℃C,焙烧时间1h,结果表明,焙砂含硫0.15%,脱硫率为99.84%,焙砂中主要物相为赤铁矿和脉石矿物。通过XRD以及化学物相分析等研究了氧化焙烧过程中的化学成分和物相变化,揭示了氧化焙烧过程中的机理,研究表明氧化焙烧的过程中元素硫首先被氧化,其次是黄铁矿自身分解与氧化,随着黄铁矿被破坏,黄铁矿中包裹金逐渐解离出来,黄铁矿包裹是造成金难浸的主要原因。对浸金工艺参数优化,结果表明浸出时间为48h,NaCN浓度为0.3%时金的浸出率最高,达到了95.92%。综合整个试验过程,推荐工艺流程为酸法浸锑-氧化焙烧-氰化浸金,工艺中实现了锑、硫、金的分离回收,锑和金的浸出效果良好。
隆岗[8]（2013）在《含金硫酸渣焙烧预处理—非氰浸出新方法研究》文中提出随着易选冶金矿石的减少,难选冶低品位矿石已成为我国黄金矿山的主要处理对象。制硫酸原料黄铁矿矿石和浮选硫精矿中,有的含有贵金属金、银等,焙烧过程使其在渣相中得到富集,习惯上称其为含金硫酸渣。有效利用这部分二次黄金资源,既能扩大可利用黄金资源的范围,令其变废为宝,又能减轻环境的负担。本文处理的硫酸渣中金含量为16.1g/t,但因结构复杂、包裹严重,浸出试验指标均低于25%。所以,开发高效、环保的利用途径回收该部分黄金资源具有重要的实际意义。硫酸渣的性质研究结果表明该硫酸渣的粒度较细,-0.074mm含量为84.12%,且金与铁在各个粒级中的分布规律几乎一致。XRD分析表明,主要物相为赤铁矿、磁铁矿、石英、和硅铝酸盐等。铁的化学物相分析表明,赤铁矿占76.65%,磁性铁占21.85%,硫铁矿占0.18%,其他含铁矿物相占1.32%。直接浸出试验结果表明,金浸出率很低。其关键原因在于金的暴露量低,大部分金被铁矿物包裹,无法与药剂充分接触。根据直接浸出效果选择氯酸钠-氯化钠浸出体系和酸性硫脲浸出体系作为非氰化研究的主要方法。为提高金与浸出药剂的接触机会,系统开展了焙烧预处理研究。结果显示,在温度900℃,氯化钠用量20%,时间100min条件下焙烧硫酸渣,水淬后浸出,浸出率为78.36%；在温度900℃、复合添加剂（硫酸氢钠与氯酸钠）用量10%、质量配比1：2、时间60mmin条件下焙烧硫酸渣,水淬后浸出,浸出率为69.49%。为了有效提高金的浸出率,研发了焙烧促进剂RS-1及采用硫酸为盐化剂的新型硫酸盐化焙烧工艺。在温度500℃、硫酸溶液浓度60%（浓硫酸用量960L/t）、焙烧促进剂RS-1用量49.5kg/t、时间70min条件下得到的焙砂在氯酸钠-氯化钠浸金体系中,氯酸钠作氧化剂载体物质,氯化钠作络合剂,在液固比3：1、搅拌速度800rpm、氯化钠用量44kg/t、氯酸钠用量54kg/t、浸出温度80-90℃、浸出时间1.Oh的条件下,得到浸渣品位3.13g/t,浸出率92.26%的良好指标。硫酸盐化焙砂在酸性硫脲浸金体系中,无需额外添加氧化剂。在液固比5：1,搅拌速度800rpm,硫脲用量50kg/t,pH为1.5,浸出温度35℃、浸出时间3.0h的条件下,得到浸渣品位2.55g/t,浸出率95.56%的浸出指标。但由于Fe3+的浓度过高,造成硫脲的消耗高于常规极限用量的10倍左右,致使成本过高难于工业化应用。通过预处理研究和预处理产品的浸出体系研究,最终确定了“硫酸盐化焙烧-氯酸钠氯化浸出”新工艺处理该硫酸渣,金的浸出率高于92%。与“硫酸盐化焙烧-酸性硫脲浸出”工艺相比,其具有成本低廉、反应速度快的优势。本研究成果为硫酸渣中金的回收提供了新的途径,具有一定的实际意义。
王永录[9]（2012）在《贵金属研究所冶金研究五十年》文中研究说明贵金属冶金技术研究是昆明贵金属研究所50年的主要工作内容与成就的重要组成部分。简要介绍了50年来贵金属冶金应用基础研究,新技术、新工艺的开发等诸多方面的工作,以及全面服务、应用于我国铂族金属矿产基地建立、有色金属副产品中贵金属的回收、贵金属二次资源综合回收利用、贵金属分离提纯及高纯金属制备等领域开展的工作。这些研究为我国贵金属特别是铂族金属冶金科学技术的发展做出了突出贡献,为今后的研究与发展奠定了重要的基础。
刘伟锋[10]（2011）在《碱性氧化法处理铜/铅阳极泥的研究》文中研究说明铜/铅阳极泥是电解精炼过程重要的副产物,含有铜、铅、硒、碲、砷、锑和贵金属等多种有价金属,完整的阳极泥处理工艺主要包括预处理过程、火法处理过程或湿法处理过程、贵金属提纯等四个过程,虽然关于阳极泥处理方法的研究很多,但是传统的阳极泥处理方法大多数都是在酸性体系中进行,主要存在金属回收率低、环境污染严重、设备腐蚀严重和处理成本高等缺点,所以,根据国家产业发展规划、节能降耗和环境保护等政策的要求,提出本课题研究。为了实现铜/铅阳极泥中有价金属分步分离、减少环境污染、提高金属回收率和贵金属再次富集的多重目的,通过对比阳极泥直接碱性浸出和酸性浸出的金属分离效果,提出采用碱性氧化浸出和酸性浸出相结合的工艺成功处理了铜/铅阳极泥,碱性氧化浸出过程在有效分离了铜/铅阳极泥中的砷和硒的同时将其它金属氧化,然后在酸性浸出过程又分离了铜、碲和铋等金属,实现了贵金属的高效富集。论文的主要研究内容与结论如下：（1）通过对阳极泥碱性氧化浸出过程的关键因素和金属行为的研究,选择氧气（或空气）和双氧水作为氧化剂是可行的,喷嘴的使用可以促进空气氧化浸出过程的物料混合与氧化过程,加压氧化方式的使用可以同时提高反应过程温度、压力和氧分压等；根据Me-H2O系的E-pH图,研究了碱性氧化浸出过程中铜／铅阳极泥中主要金属的行为,铜、铅、铋、锑、金和银被氧化后以氧化物、含氧酸盐或单质形态进入碱性浸出渣,砷、硒、碲、硫、硅和氟以含氧钠盐形态进入碱性浸出液,即通过碱性氧化浸出过程实现有价金属的有效分离。（2）通过对比碱性KOH和NaOH两个体系在不同氧化方式的金属分离效果,提出采用碱性加压氧化浸出与硫酸浸出相结合的方法处理铜阳极泥,在碱性加压氧化浸出过程分离砷和硒的同时氧化其他金属,碱性浸出渣的硫酸浸出过程中分离铜和碲,实现了有价金属高效脱除的目的；确定了铜阳极泥碱性加压氧化浸出过程的最佳的工艺条件：NaOH浓度2.0mol/L、温度200℃、氧分压0.7MPa、时间3h、液固比5：1、填充比0.8和搅拌速度1000r/min,碱性浸出渣率保持在76.0%,砷和硒的浸出率达到99.0%以上,铜、银和碲的浸出率为零,铅和锑的浸出率仅保持在3.0%左右。用硫酸选择性浸出碱性浸出渣中的铜和碲,确定了硫酸浸出过程的最佳工艺条件：硫酸浓度2.7mol/L、温度85℃、液固比5：1、时间2h、空气压力为0.1～0.2MPa和搅拌速度300r/min,硫酸浸出渣率保持在60.0%,铜和碲的浸出率分别达到97.65%和77.53%,锡和锑的浸出率都小于2.0%,银和镍的浸出率分别为8.95%和5.85%。在铜阳极泥的碱性加压氧化浸出过程中,硫酸铅物相会转化为氢氧化铅,再用硫酸浸出碱性浸出渣时,氢氧化铅又转化为硫酸铅,而硫酸钡在两个浸出过程中不发生物相转变。（3）通过研究各种氧化方式对铅阳极泥碱性浸出过程和盐酸进出过程的影响,采用碱性分步氧化浸出与盐酸浸出相结合的方法处理铅阳极泥,在碱性分步氧化浸出过程分离砷的同时氧化其他金属,碱性浸出渣盐酸浸出过程中分离铋和铜,实现了有价金属的分步分离。确定了铅阳极泥碱性分步氧化浸出过程的最佳工艺条件：氢氧化钠浓度2.0mol/L、液固比5：1、温度80℃和搅拌速度300r/min,首先控制空气压力0.2MPa氧化4h,然后再加入铅阳极泥重量的0.2倍的双氧水并反应3h,碱性浸出过程渣率为80.0%,砷和铅的浸出率分别为92.0%和5.0%。为了分离碱性浸出渣中的铋,确定了盐酸浸出过程的最佳工艺条件：盐酸浓度3.0mol/L、液固比5：1、温度85℃、时间2h和搅拌速度300 r/min,盐酸浸出过程渣率在40.0%左右,铋、铜、铅和锑的浸出率分别为96.35%、95.50%、12.35%和12.45%。（4）探索了浸出液中有价金属的回收方法,锌粉或铝粉在本实验条件下都不能从碱性浸出液中还原回收硒；铜粉可以从硫酸浸出液中置换回收银和碲,置换率都达到99.0%以上；采用中和水解和硫酸钠沉淀相结合方法同时脱除盐酸浸出液中的铅和锑,理论计算与实验结果一致,在保持溶液pH=1和[SO42-]=0.2mol/L的条件下,溶液中锑和铅的浓度分别降低至1.38g/L和0.83g/L,起到了净化溶液的作用。研究表明碱性氧化法预处理铜／铅阳极泥的方法是切实可行的,该课题所采用的研究方法与内容目前未见国内外的文献报道,该研究对于推动我国阳极泥处理工艺的改革具有很大的现实意义,尤其在提高稀散金属的回收率、杜绝砷的二次污染和提高贵金属回收率等三方面意义重大。
二、酸性水溶液氯化提金新方法与工艺的研究（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、酸性水溶液氯化提金新方法与工艺的研究（论文提纲范文）
（1）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 |
（2）氯化法浸金工艺研究与实践（论文提纲范文）
| 1 试验原理 |
| 2 试验原料及方法 |
| 2.1 预浸渣成分分析 |
| 2.2 试验方法 |
| 3 试验结果与讨论 |
| 3.1 氯酸钠用量对金浸出率的影响 |
| 3.2 液固比对金浸出率的影响 |
| 3.3 盐酸用量对金浸出率的影响 |
| 3.4 浸出温度对金浸出率的影响 |
| 3.5 浸出时间对金浸出率的影响 |
| 3.6 正交试验 |
| 3.7 工业扩大试验 |
| 4 结论 |
（3）废旧电子元器件镀覆金的剥离及金的控电位氯化浸出-萃取-还原提取（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.2 废旧元器件资源化利用现状 |
| 1.2.1 机械破碎-物理分选技术 |
| 1.2.2 火法处理技术 |
| 1.2.3 湿法处理技术 |
| 1.3 废旧电子元器件中金的回收现状 |
| 1.3.1 金回收的预处理工艺 |
| 1.3.2 金回收的浸出工艺 |
| 1.3.3 金的提纯与还原工艺 |
| 1.3.4 金的浸出-提纯还原联合工艺 |
| 1.4 论文的研究目的与内容 |
| 1.4.1 研究目的 |
| 1.4.2 研究内容 |
| 1.4.3 技术路线 |
| 第二章 镀覆金的剥离工艺研究 |
| 2.1 引言 |
| 2.2 实验材料与方法 |
| 2.2.1 实验材料 |
| 2.2.2 实验方法 |
| 2.3 实验结果与讨论 |
| 2.3.1 金的剥离工艺设计 |
| 2.3.2 结果验证 |
| 2.3.3 动力学分析 |
| 2.3.4 机理分析 |
| 2.4 环境与经济分析 |
| 2.5 本章小结 |
| 第三章 控电位氯化浸出工艺及理论研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 控电位氯化浸出工艺概述 |
| 3.2.1 控电位氯化浸出原理 |
| 3.2.2 控电位氯化浸出工艺的研究现状 |
| 3.3 控电位氯化浸出工艺体系的选择 |
| 3.3.1 浸出工艺的介质 |
| 3.3.2 氧化剂的选择 |
| 3.4 浸出体系电位的理论分析 |
| 3.4.1 Me—Liqud—H_2O体系电位的计算 |
| 3.4.2 Cu—Cl-—H_2O体系电化学平衡 |
| 3.4.3 Au—Cl-—H_2O体系电化学平衡 |
| 3.4.4 ClO_3—Au—H_2O体系电化学平衡 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 铜金组分为主的元器件中金的控电位氯化浸出-萃取-还原提取 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 金属成分的富集 |
| 4.2.1 实验方法与材料 |
| 4.2.1.1 实验材料 |
| 4.2.1.2 实验方法 |
| 4.2.2 实验结果与讨论 |
| 4.3 控电位氯化分离铜 |
| 4.3.1 实验材料与方法 |
| 4.3.1.1 主要试剂和仪器 |
| 4.3.1.2 实验方法与步骤 |
| 4.3.2 实验结果与讨论 |
| 4.3.2.1 体系电位与金属浸出率的关系 |
| 4.3.2.2 单因素实验 |
| 4.3.2.3 三维响应曲面优化分析浸铜参数 |
| 4.3.2.4 浸铜过程中离子行为分析 |
| 4.3.2.5 产物分析 |
| 4.4 控电位氯化浸金 |
| 4.4.1 实验材料与方法 |
| 4.4.1.1 主要试剂和设备 |
| 4.4.1.2 实验方法与步骤 |
| 4.4.2 实验结果与讨论 |
| 4.4.2.1 单因素实验 |
| 4.4.2.2 三维响应曲面法优化浸金参数 |
| 4.4.2.3 浸金过程离子行为分析 |
| 4.4.2.4 产物分析 |
| 4.5 金的萃取和还原 |
| 4.5.1 萃取体系的选取 |
| 4.5.2 萃取机理 |
| 4.5.3 萃取的基本参数 |
| 4.5.4 实验材料与方法 |
| 4.5.4.1 主要试剂和设备 |
| 4.5.4.2 实验步骤 |
| 4.5.5 实验结果与讨论 |
| 4.5.5.1 酸度对金萃取率的影响 |
| 4.5.5.2 相比对金萃取的影响 |
| 4.5.5.3 金的还原 |
| 4.6 本章小结 |
| 第五章 多金属组分含金元器件中金的控电位氯化浸出-萃取-还原提取 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 废旧晶振的结构 |
| 5.3 废旧晶振的预处理 |
| 5.3.1 实验方法 |
| 5.3.2 实验设备 |
| 5.3.3 实验结果与讨论 |
| 5.4 热解固体残留物中金的提取 |
| 5.4.1 实验方法 |
| 5.4.2 实验试剂与设备 |
| 5.4.3 实验结果与讨论 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 控电位氯化法提金装置的研发及废液的环保处理和环境与经济分析 |
| 6.1 引言 |
| 6.2 控电位氯化浸取-萃取-还原提金装置的研发 |
| 6.2.1 联合工艺的建立 |
| 6.2.2 装置的设计 |
| 6.2.3 装置的制造 |
| 6.3 废液的环保处理 |
| 6.3.1 实验材料与方法 |
| 6.3.1.1 主要试剂和设备 |
| 6.3.1.2 实验方法 |
| 6.3.2 实验结果与讨论 |
| 6.4 环境分析 |
| 6.4.1 环境分析方法 |
| 6.4.2 工艺流程概述 |
| 6.4.3 环境友好性分析 |
| 6.5 经济可行性分析 |
| 6.5.1 成本分析 |
| 6.5.2 收益分析 |
| 6.6 本章小结 |
| 结论与展望 |
| 结论 |
| 展望 |
| 创新点 |
| 参考文献 |
| 科研成果 |
| 发表论文 |
| 申请专利 |
| 致谢 |
（4）超声波强化浸出铜和金的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜阳极泥简介 |
| 1.1.1 铜阳极泥的形成及化学组成 |
| 1.1.2 铜阳极泥物相组成 |
| 1.2 铜阳极泥的处理方法 |
| 1.3 铜阳极泥处理新技术 |
| 1.3.1 选冶联合流程 |
| 1.3.2 住友法 |
| 1.3.3 热压浸出 |
| 1.3.4 “INER”法 |
| 1.4 黄金简述 |
| 1.5 国内外提金技术 |
| 1.5.1 混汞法 |
| 1.5.2 氰化法 |
| 1.5.3 非氰化提金工艺 |
| 1.6 超声波在冶金领域的应用及研究进展 |
| 1.6.1 超声波在火法冶金中的应用 |
| 1.6.2 超声波在湿法冶金中的应用 |
| 1.7 本课题的研究意义与研究内容 |
| 1.7.1 课题研究意义 |
| 1.7.2 课题研究内容 |
| 第二章 实验材料及实验方法 |
| 2.1 实验原料及试剂 |
| 2.2 实验方法 |
| 2.2.1 超声波强化浸出铜阳极泥中铜的研究 |
| 2.2.2 超声波强化浸出金矿中金的研究 |
| 2.3 分析与检测方法 |
| 2.3.1 XRF |
| 2.3.2 XRD分析 |
| 2.3.3 SEM-EDS分析 |
| 2.3.4 AAS |
| 第三章 超声波强化脱铜的研究 |
| 3.1 时间对浸出率的影响 |
| 3.2 硫酸浓度对浸出率的影响 |
| 3.3 液固比对浸出率的影响 |
| 3.4 超声波功率对浸出率的影响 |
| 3.5 XRD分析 |
| 3.6 半工业化实验研究 |
| 3.6.1 功率的影响 |
| 3.6.2 液固比的影响 |
| 3.6.3 最优条件实验研究 |
| 3.7 本章小结 |
| 第四章 超声波强化浸出金的研究 |
| 4.1 超声波强化浸金过程理论分析 |
| 4.2 浸出剂的选择 |
| 4.3 浸出时间对浸出率的影响 |
| 4.4 NaOH浓度对浸出率影响 |
| 4.5 NaCl浓度对浸出率的影响 |
| 4.6 液固比对浸出率的影响 |
| 4.7 超声波功率对浸出率的影响 |
| 4.8 本章小结 |
| 第五章 超声波强化浸出对浸出物料成分及形貌影响 |
| 5.1 超声波强化浸出对铜阳极泥成分及形貌影响 |
| 5.2 超声波强化浸出对金矿成分及形貌影响 |
| 5.3 本章小结 |
| 第六章 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（5）某地浮选难处理金矿提金工艺探索试验研究（论文提纲范文）
| 1原料性质 |
| 2试验过程及结果 |
| 2.1氰化工艺 |
| 2.2硫脲法工艺 |
| 2.3氯化浸金工艺 |
| 2.3.1盐酸用量对金浸出率的影响 |
| 2.3.2氯化钠用量对金浸出率的影响 |
| 2.3.3氯酸钠加入量对金浸出率的影响 |
| 2.3.4浸出时间对金浸出率的影响 |
| 2.3.5浸出温度对金浸出率的影响 |
| 2.4氯化浸金机理分析 |
| 3结语 |
（6）湿法冶金浸出过程系统综合技术研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 研究背景及意义 |
| 1.2 浸出过程工艺概述 |
| 1.2.1 湿法冶金概述 |
| 1.2.2 浸出过程工艺 |
| 1.2.3 金的氰化浸出 |
| 1.3 浸出过程工艺设计及优化现状 |
| 1.3.1 浸出过程工艺设计现状 |
| 1.3.2 浸出过程优化现状 |
| 1.4 本文主要工作 |
| 第2章 遗传算法与禁忌搜索 |
| 2.1 遗传算法 |
| 2.1.1 遗传算法的基本原理 |
| 2.1.2 遗传算法基本流程 |
| 2.1.3 遗传编码 |
| 2.1.4 适应度函数 |
| 2.1.5 遗传算子 |
| 2.1.6 遗传算法参数 |
| 2.2 禁忌搜索算法 |
| 2.2.1 禁忌搜索算法基本原理 |
| 2.2.2 邻域结构与候选解 |
| 2.2.3 禁忌对象与禁忌长度 |
| 2.2.4 特赦准则 |
| 2.2.5 终止准则 |
| 2.2.6 禁忌搜索算法基本流程 |
| 2.3 本章小结 |
| 第3章 浸出过程设备数学建模 |
| 3.1 浸出过程设备简介 |
| 3.2 浸出过程影响因素分析及决策变量选取 |
| 3.3 数学建模 |
| 3.3.1 建模分析 |
| 3.3.2 建模步骤 |
| 3.4 本章小结 |
| 第4章 浸出过程系统综合优化模型建立 |
| 4.1 系统综合问题 |
| 4.1.1 过程系统综合问题描述 |
| 4.1.2 过程系统综合中的超结构 |
| 4.2 浸出过程系统综合优化模型 |
| 4.2.1 浸出过程超结构建立 |
| 4.2.2 目标函数 |
| 4.2.3 约束分析 |
| 4.2.4 浸出过程系统综合优化模型 |
| 4.3 本章小结 |
| 第5章 浸出过程系统综合优化模型求解 |
| 5.1 嵌套算法 |
| 5.1.1 嵌套算法的设计 |
| 5.1.2 嵌套算法实现 |
| 5.2 仿真与结果分析 |
| 5.2.1 仿真 |
| 5.2.2 结果对比分析 |
| 5.3 本章小结 |
| 第6章 总结与展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
（7）从锑金精矿湿法提取锑和金的工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 目录 |
| 1 文献综述 |
| 1.1 锑资源概况 |
| 1.1.1 世界锑矿资源 |
| 1.1.2 我国锑矿资源 |
| 1.1.3 我国锑金共生资源 |
| 1.2 锑的冶炼工艺 |
| 1.2.1 火法炼锑 |
| 1.2.2 湿法炼锑 |
| 1.3 国内外锑金矿的处理工艺 |
| 1.3.1 火法工艺 |
| 1.3.2 湿法工艺 |
| 1.4 本课题的研究目的和意义 |
| 2 原料性能及研究方法 |
| 2.1 原料性能 |
| 2.1.1 粒度分布 |
| 2.1.2 化学成分及物相组成 |
| 2.2 研究方法 |
| 2.2.1 试验流程 |
| 2.2.2 试验方法 |
| 3 浸锑试验研究 |
| 3.1 碱法浸锑试验研究 |
| 3.1.1 浸出温度对锑浸出率的影响 |
| 3.1.2 浸出时间对锑浸出率的影响 |
| 3.1.3 Na_2S浓度对锑浸出率的影响 |
| 3.1.4 NaOH浓度对锑浸出率的影响 |
| 3.1.5 碱法浸锑过程锑、金分离特性 |
| 3.2 酸法浸锑试验研究 |
| 3.2.1 磨矿时间对锑浸出率的影响 |
| 3.2.2 浸出温度对锑浸出率的影响 |
| 3.2.3 浸出时间对锑浸出率的影响 |
| 3.2.4 HCl浓度对浸出率的影响 |
| 3.2.5 FeCl_3过量系数对浸出率的影响 |
| 3.2.6 液固比对浸出率的影响 |
| 3.2.7 搅拌强度对浸出率的影响 |
| 3.2.8 酸法浸锑过程锑、金分离特性 |
| 3.3 酸法浸锑热力学研究 |
| 3.3.1 理论基础 |
| 3.3.2 热力学分析 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 酸法浸锑渣浸金特性及强化浸金研究 |
| 4.1 浸金方案及方法探索 |
| 4.2 酸法浸锑渣性质研究 |
| 4.2.1 化学成分及物相变化 |
| 4.2.2 金难浸原因分析 |
| 4.3 热碱脱硫-化学氧化预处理工艺对浸金特性的影响 |
| 4.3.1 热碱脱硫 |
| 4.3.2 化学氧化 |
| 4.4 氧化焙烧预处理工艺对浸金特性的影响 |
| 4.4.1 氧化焙烧对金浸出特性的影响 |
| 4.4.2 氧化焙烧机理研究 |
| 4.5 浸金工艺参数的优化 |
| 4.6 工艺推荐 |
| 4.7 本章小结 |
| 5 结论 |
| 参考文献 |
| 攻读学位期间主要的研究成果 |
| 致谢 |
（8）含金硫酸渣焙烧预处理—非氰浸出新方法研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 从含金矿石及物料中提金概述 |
| 1.1.1 氰化法提金 |
| 1.1.2 非氰化法提金 |
| 1.2 难浸物料的预处理工艺 |
| 1.2.1 焙烧氧化法 |
| 1.2.2 加压氧化法 |
| 1.2.3 微生物氧化法 |
| 1.2.4 化学氧化法 |
| 1.2.5 微波氧化法 |
| 1.3 从含金硫酸渣中回收金的现状 |
| 1.3.1 氰化法 |
| 1.3.2 氯化法 |
| 1.3.3 硫代硫酸盐法 |
| 1.3.4 现阶段存在的问题及发展趋势 |
| 1.4 课题选题背景、主要研究内容及意义 |
| 1.4.1 选题背景 |
| 1.4.2 主要研究内容及意义 |
| 第2章 试验原料、试剂、仪器设备及方法 |
| 2.1 试验原料和试剂 |
| 2.1.1 试验原料 |
| 2.1.2 试剂 |
| 2.2 试验仪器和设备装置 |
| 2.3 试验方法 |
| 2.3.1 预处理试验 |
| 2.3.2 浸出试验 |
| 2.4 分析与检测方法 |
| 2.4.1 金的测定 |
| 2.4.2 化学分析法 |
| 2.4.3 X射线衍射分析 |
| 2.4.4 扫描电子显微镜 |
| 第3章 直接浸出探索性试验 |
| 3.1 直接非氰浸出探索试验 |
| 3.1.1 硫代硫酸盐浸出试验 |
| 3.1.2 硫脲浸出试验 |
| 3.1.3 次氯酸钠浸出试验 |
| 3.1.4 氯酸钠浸出试验 |
| 3.1.5 过硫酸铵氧化-氯盐浸出 |
| 3.2 本章小结 |
| 第4章 焙烧预处理试验研究 |
| 4.1 氯化焙烧单因素条件试验 |
| 4.1.1 焙烧温度对预处理效果的影响 |
| 4.1.2 氯化钠用量对预处理效果的影响 |
| 4.1.3 焙烧时间对预处理效果的影响 |
| 4.1.4 最佳条件下焙砂的特性研究 |
| 4.2 复合添加剂焙烧单因素条件试验 |
| 4.2.1 焙烧温度对预处理效果的影响 |
| 4.2.2 复合添加剂用量对预处理效果的影响 |
| 4.2.3 复合添加剂配比对预处理效果的影响 |
| 4.2.4 焙烧时间对预处理效果的影响 |
| 4.2.5 最佳条件下焙砂的特性研究 |
| 4.3 硫酸盐化焙烧试验研究 |
| 4.3.1 硫酸溶液浓度对预处理效果的影响 |
| 4.3.2 焙烧温度对预处理效果的影响 |
| 4.3.3 硫酸用量对预处理效果的影响 |
| 4.3.4 焙烧促进剂RS-1用量对预处理结果的影响 |
| 4.3.5 焙烧时间对预处理效果的影响 |
| 4.3.6 最佳条件下焙砂的特性研究 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 氯酸钠-氯化钠浸金体系研究 |
| 5.1 基本原理 |
| 5.2 试验方法及工艺流程 |
| 5.3 氯酸钠-氯化钠浸金体系条件试验 |
| 5.3.1 盐酸用量对金浸出率及浸渣品位的影响 |
| 5.3.2 氯化钠用量对金浸出率及浸渣品位的影响 |
| 5.3.3 氯酸钠用量对金浸出率及浸渣品位的影响 |
| 5.3.4 浸出温度对金浸出率及浸渣品位的影响 |
| 5.3.5 液固比对金浸出率及浸渣品位的影响 |
| 5.3.6 浸出时间对金浸出率及浸渣品位的影响 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 酸性硫脲浸金体系研究 |
| 6.1 基本原理 |
| 6.2 试验方法及工艺流程 |
| 6.3 酸性硫脲浸出体系条件试验 |
| 6.3.1 液固比对金浸出率及浸渣品位影响 |
| 6.3.2 浸出温度对金浸出率及浸渣品位的影响 |
| 6.3.3 pH对金浸出率及浸渣品位的影响 |
| 6.3.4 硫脲浓度对金浸出率及浸渣品位的影响 |
| 6.3.5 浸出时间对金浸出率及浸渣品位的影响 |
| 6.3.6 硫脲低用量浸出试验 |
| 6.4 本章小结 |
| 第7章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
（9）贵金属研究所冶金研究五十年（论文提纲范文）
| 1 从国内重要矿产资源中富集提取铂族金属 |
| 1.1 金川含铂族金属硫化铜镍矿综合利用 |
| 1.2 其他矿产资源综合提取铂族金属 |
| 1.3 云南金宝山铂钯矿综合利用的前期研究 |
| 2 从有色金属副产品中综合回收贵金属 |
| 2.1 从铜阳极泥中综合回收贵金属 |
| 2.2 从铅阳极泥中综合回收贵金属 |
| 2.3 从其他冶金副产品中综合回收贵金属 |
| 2.3.1 锡阳极泥 |
| 2.3.2 难浸独立银矿浮选银精矿 |
| 2.3.3 电解生产双氧水的阳极泥回收铂和铅 |
| 2.3.4 氯化渣中综合回收金、银及铅锡等有价金属 |
| 3 从二次资源中综合回收贵金属 |
| 3.1 高品位贵金属及合金废料的回收和利用 |
| 3.1.1 贵金属合金废料的回收 |
| 3.1.2 废旧铂网和铂铑坩埚等的再生利用 |
| 3.2 含贵金属催化剂的综合回收和利用 |
| 3.2.1 化学和石油化学工业用催化剂 |
| (1) 石油重整用催化剂: |
| (2) 钯催化剂: |
| (3) 拜尔型催化剂: |
| 3.2.2 汽车尾气净化用催化剂 |
| 3.3 从废感光材料中回收银 |
| 3.4 从含少量贵金属的固体废料中再生回收贵金属 |
| 3.4.1 废耐火材料及其他低品位废料 |
| 3.4.2 电子废料 |
| 4 分离提纯及高纯贵金属制备 |
| 4.1 铂族金属与金、银及贱金属的分离和进一步富集 |
| 4.1.1 固体物料中贵金属转入水溶液的方法 |
| 4.1.2 贵贱金属和贵金属的相互分离 |
| 4.2 贵金属精炼及高纯产品制备 |
| 5 后 记 |
（10）碱性氧化法处理铜/铅阳极泥的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 铜/铅的性质与冶炼方法 |
| 1.1.1 铜的性质、用途、资源和冶炼方法 |
| 1.1.2 铅的性质、用途、资源和生产方法 |
| 1.2 阳极泥的产出、性质及其处理工艺概述 |
| 1.2.1 粗铜电解精炼与铜阳极泥性质 |
| 1.2.2 粗铅电解精炼与铅阳极泥性质 |
| 1.2.3 阳极泥的处理工艺概述 |
| 1.3 阳极泥的预处理过程及研究进展 |
| 1.3.1 预处理过程概述 |
| 1.3.2 铜阳极泥预处理方法及研究进展 |
| 1.3.3 铅阳极泥的预处理方法及研究进展 |
| 1.3.4 碱性体系预处理阳极泥研究进展 |
| 1.4 阳极泥的火法处理过程及研究进展 |
| 1.4.1 火法处理过程概述 |
| 1.4.2 火法处理过程及金属走向 |
| 1.4.3 阳极泥火法处理过程研究进展 |
| 1.4.4 典型火法处理工艺 |
| 1.5 阳极泥的湿法处理过程及研究进展 |
| 1.5.1 湿法处理过程概述 |
| 1.5.2 湿法处理过程中金属行为 |
| 1.5.3 湿法处理过程的研究进展 |
| 1.5.4 典型铜阳极泥湿法处理工艺 |
| 1.5.5 典型铅阳极泥湿法处理工艺 |
| 1.6 存在问题与课题提出 |
| 1.6.1 存在问题 |
| 1.6.2 课题提出 |
| 1.6.3 研究内容 |
| 第二章 实验方法 |
| 2.1 实验原料、试剂与仪器 |
| 2.1.1 铜阳极泥 |
| 2.1.2 铅阳极泥 |
| 2.1.3 主要试剂 |
| 2.1.4 主要仪器 |
| 2.2 实验过程 |
| 2.2.1 常压搅拌浸出 |
| 2.2.2 碱性体系加压氧化浸出 |
| 2.2.3 碱性加压氧化浸出扩大试验 |
| 2.2.4 空气氧化浸出实验 |
| 2.2.5 溶液中金属回收实验 |
| 2.3 分析方法与表征 |
| 2.3.1 渣率计算 |
| 2.3.2 化学分析 |
| 2.3.3 ICP-MS分析 |
| 2.3.4 激光粒度分析 |
| 2.3.5 XRF分析 |
| 2.3.6 XRD分析 |
| 第三章 方案选择 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 阳极泥直接浸出 |
| 3.2.1 碱性直接浸出 |
| 3.2.2 酸性直接浸出 |
| 3.3 方案选择 |
| 第四章 碱性氧化浸出过程关键因素分析与金属行为研究 |
| 4.1 碱性氧化浸出过程概述 |
| 4.2 碱性氧化浸出过程关键因素分析 |
| 4.2.1 氧化剂的选择 |
| 4.2.2 氧化方式的选择 |
| 4.2.3 碱性氧化浸出过程影响因素探讨 |
| 4.3 碱性氧化浸出过程主要金属行为研究 |
| 4.3.1 金属行为研究依据 |
| 4.3.2 铜的行为 |
| 4.3.3 铅和锑的行为 |
| 4.3.4 锑和砷的行为 |
| 4.3.5 硒和碲的行为 |
| 4.3.6 金和银的行为 |
| 4.3.7 其他元素 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 阳极泥碱性氧化浸出过程研究 |
| 5.1 铜阳极泥碱性氧化浸出探索 |
| 5.1.1 碱性KOH体系 |
| 5.1.2 碱性NaOH体系 |
| 5.1.3 方案制定 |
| 5.2 铜阳极泥碱性加压氧化浸出过程研究 |
| 5.2.1 NaOH浓度的影响 |
| 5.2.2 反应温度的影响 |
| 5.2.3 氧分压的影响 |
| 5.2.4 反应时间的影响 |
| 5.2.5 液固比的影响 |
| 5.2.6 填充比的影响 |
| 5.2.7 搅拌速度的影响 |
| 5.2.8 最佳工艺条件与扩大试验 |
| 5.3 铅阳极泥碱性氧化浸出探索 |
| 5.3.1 烘烤温度的影响 |
| 5.3.2 氧化方式的影响 |
| 5.3.3 空气氧化时间的影响 |
| 5.3.4 双氧水用量的影响 |
| 5.3.5 碱性加压氧化温度的影响 |
| 5.3.6 方案制定 |
| 5.4 铅阳极泥碱性分步氧化浸出过程 |
| 5.4.1 NaOH浓度的影响 |
| 5.4.2 反应温度的影响 |
| 5.4.3 反应时间的影响 |
| 5.4.4 液固比的影响 |
| 5.4.5 搅拌速度的影响 |
| 5.4.6 最佳工艺条件与扩大试验 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 阳极泥碱性浸出渣酸性浸出过程研究 |
| 6.1 铜阳极泥碱性浸出渣的硫酸浸出过程研究 |
| 6.1.1 硫酸浸出过程发生的反应 |
| 6.1.2 硫酸浓度的影响 |
| 6.1.2 液固比对碱性浸出渣硫酸浸出过程的影响 |
| 6.1.3 温度对碱性浸出渣硫酸浸出过程的影响 |
| 6.1.4 时间对碱性浸出渣硫酸浸出过程的影响 |
| 6.1.5 搅拌速度对碱性浸出渣硫酸浸出过程的影响 |
| 6.1.6 氧化方式的影响 |
| 6.1.7 最佳工艺条件 |
| 6.2 铅阳极泥碱性浸出渣盐酸浸出过程研究 |
| 6.2.1 盐酸浓度的影响 |
| 6.2.2 液固比对盐酸浸出过程的影响 |
| 6.2.3 反应温度对盐酸浸出过程的影响 |
| 6.2.4 反应时间对盐酸浸出过程的影响 |
| 6.2.5 搅拌速度对盐酸浸出过程的影响 |
| 6.2.6 最佳工艺条件 |
| 6.3 本章小结 |
| 第七章 浸出液中有价金属的回收探索 |
| 7.1 碱性浸出液中硒的回收探索 |
| 7.1.1 硒的回收概述 |
| 7.1.2 硒置换回收探索 |
| 7.2 硫酸浸出液中碲和银的回收探索 |
| 7.2.1 概述 |
| 7.2.2 铜粉置换银和碲的原理 |
| 7.2.3 铜粉置换法回收碲和银的探索 |
| 7.3 盐酸浸出液的净化脱除锑和铅的探索 |
| 7.3.1 概述 |
| 7.3.2 盐酸浸出液净化除锑和铅的理论分析 |
| 7.3.3 盐酸浸出液净化除锑和铅的探索 |
| 7.4 本章小结 |
| 第八章 结论与建议 |
| 8.1 结论 |
| 8.2 主要创新点 |
| 8.3 建议 |
| 参考资料 |
| 致谢 |
| 攻读博士期间主要研究成果和获得奖励 |
四、酸性水溶液氯化提金新方法与工艺的研究（论文参考文献）
- [1]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
- [2]氯化法浸金工艺研究与实践[J]. 张文岐,熊亚东. 中国有色冶金, 2020(01)
- [3]废旧电子元器件镀覆金的剥离及金的控电位氯化浸出-萃取-还原提取[D]. 鲁妍. 上海交通大学, 2018(01)
- [4]超声波强化浸出铜和金的研究[D]. 崔维. 昆明理工大学, 2016(02)
- [5]某地浮选难处理金矿提金工艺探索试验研究[J]. 刘振楠. 湖南有色金属, 2014(06)
- [6]湿法冶金浸出过程系统综合技术研究[D]. 朱天沆. 东北大学, 2014(08)
- [7]从锑金精矿湿法提取锑和金的工艺研究[D]. 刘波. 中南大学, 2014(02)
- [8]含金硫酸渣焙烧预处理—非氰浸出新方法研究[D]. 隆岗. 东北大学, 2013(03)
- [9]贵金属研究所冶金研究五十年[J]. 王永录. 贵金属, 2012(03)
- [10]碱性氧化法处理铜/铅阳极泥的研究[D]. 刘伟锋. 中南大学, 2011(12)
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