一、硫化铜精矿直接还原（论文文献综述）
徐克华,陈志彬,刘柳[1]（2021）在《提高硫化铜精矿氧压浸出过程中氧气利用率的策略分析》文中提出火法炼铜工艺因环保问题受到制约,发展湿法炼铜氧压直接浸出工艺成为关注焦点。本文对氧压浸出过程中氧气利用率的影响因素进行了分析,采用计算流体力学技术对其气液两相流动过程进行了数值模拟,明晰了浸出过程中搅拌桨形状、转速以及液固比对高压釜内氧气浓度分布的影响规律,并通过改变投料速度、液固比以及排气时间等参数,在30 L四隔室卧式高压釜中进行了3组硫化铜精矿氧压浸出工业试验。结果表明:当液固比为8∶1、转速为300 r/min、桨叶形式为双层推进式时,氧气利用率可达到94.1%。
杨庆飞[2]（2020）在《富氧底吹铜熔炼过程中金银回收研究》文中认为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%。
谢慧民[3]（2020）在《超声波强化锌浸出渣提铅工艺及机理研究》文中研究说明铅广泛应用于蓄电池、电缆护套、机械制造、船舶制造、轻工、氧化铅和射线防护等行业,在国民经济建设中的地位日趋重要。中国是全球最大的铅生产国,由于铅矿产资源短缺、品位低、成分复杂等因素导致铅金属供给紧缺的状况日益严峻,自给率不断下降。如果只是依靠铅矿石的冶炼已经无法满足工业化的需要,而且由于铅的毒性它的生产和应用越来越受到限制,因此铅的生产逐渐转向对二次资源的回收利用,湿法炼锌的锌浸出渣是一种重要的含铅二次资源,其回收利用价值日益突显。湿法炼铅可避免含铅烟气和二氧化硫的排放,解决了含铅烟气污染,实现了含铅物料的清洁处理和循环利用。然而由于常规浸出存在的能耗高、流程长和效率低等工艺难题,因此提出了超声波强化湿法炼铅的新方法。通过条件实验、动力学分析、正交实验等方法进行锌浸出渣湿法提铅工艺及理论研究,运用激光粒度分析、XRD、SEM-EDS等分析测试手段对固液相成分、物相、形貌进行表征,揭示了超声波强化湿法浸出机制。主要研究结论如下:（1）常规浸出的优化工艺参数为:采用两段浸出,反应时间为120min、氯化钙浓度为350g/L、液固比为6:1、反应温度为45℃、浸出剂氯化钙溶液p H值为2,Pb的浸出率为85.67%。（2）超声强化浸出的优化工艺参数为:采用一段浸出,反应时间为100min、氯化钙浓度为350g/L,液固比为5:1,反应温度为35℃,浸出剂p H为3,Pb的浸出率为88.65%。超声强化浸出可以缩短反应时间,简化浸出流程,降低液固比,使反应条件温和。（3）氯化钙浸出铅的过程中,影响浸出率的两个最关键因素是液固比和氯化钙浓度。液固比可改变反应过程中物质的传质速率和扩散速率,从而影响浸出过程的浸出率;氯化钙浓度的改变会影响生成物氯化铅在氯化钙中的溶解度,影响浸出反应的速度。（4）HCl-CaCl2体系中铅的浸出过程是液固两相化学反应,提高浸出温度和减小粒度有利于提高浸出速率。在实验中,常规和超声波条件下核动力学模型的表观活化能分别为20.06 k J/mol和7.56 k J/mol。综上所述,本文针对常规浸出铅法存在的能耗高、和效率低等工艺难题,提出了超声波强化湿法炼铅的新方法,形成了锌浸出渣中铅的高效、快速、绿色提取,为处理含铅二次资源的高效利用提供新的途径,为新工艺的开发提供借鉴。
钱龙[4]（2020）在《高砷硫化铜精矿硫酸浸出实验研究》文中研究指明铜以其良好的物理化学性质被广泛应用于各个领域。我国作为最大的铜消费国,铜产品和生产原料都高度依赖进口,亟需开发一种新工艺,以拓宽可利用铜资源的范围,来缓解对进口铜资源的依赖性。自然界中硫化铜矿物常伴生硫砷铜矿,开展关于高砷硫化铜矿的湿法浸出工艺的研究,将其利用到工业生产中,不仅可以提高国内铜资源的利用率,也可拓宽铜矿的可进口范围。本文以高砷硫化铜精矿作为研究对象,其主要成分是黄铁矿、黄铜矿和硫砷铜。在总结了浸出热力学可行的可行性后,通过对比三种主要矿物的静止电位,并结合原电池原理,得出了使用酸性体系,黄铜矿与硫砷铜矿溶解的可行性较大。采用酸性氧化浸出方法,首先开展了在超声波辅助条件下高砷硫化铜精矿的浸出研究,在温度80℃、通氧400ml/min、超声波功率320W、搅拌速度200r/min、液固比8:1、酸度220g/L、反应12h的最佳条件下,铜的浸出率仅为41.96%。得出硫化铜精矿的钝化作用可能导致了超声波辅助的失效。然后开展了常压富氧条件下高砷硫化铜精矿浸出的研究,分别开展了反应温度、液固比以及通氧量三个条件的单因素实验研究,研究表明:当温度小于60℃时,硫砷铜矿优先溶解,铜的浸出率维持在20%上下;当温度大于80℃时,可以保持较高的铜浸出速率;当液固比大于15:1时,铜浸出效果更佳;当酸度为135-270g/L范围时,铜和砷的浸出率都随酸度的增加而增加;当酸度超过405g/L时,黄铜矿和硫砷铜矿都发生了钝化效应,并且硫砷铜矿比黄铜矿更难被溶解。最佳的实验条件为:酸度270g/L、通氧量2L/min、液固比20:1、搅拌速度400r/min、温度80℃。在最佳条件下反应时间为24h时,铜的浸出率超过99%,砷的浸出率达到了87.29%;当反应时间延长至48h时,砷的浸出率达到了98.56%。使用XRD与SEM对浸出渣进行检测分析,结果表明:在最佳反应条件下浸出渣的主要成分为Si O2、S0和Fe S2,单质硫的含量较高,呈现絮状或多孔团状的良好晶型,有利于从浸出渣中分离出硫产品;在氧化环境较差的情况下,黄铜矿和硫砷铜矿被单质硫包裹,浸出受钝化影响较大。重复实验显示,实验确定的最佳反应条件和浸出率可靠。一次返回浸出实验显示,在更短时间内可以得到优异的铜的浸出率。返回浸出实验可以得到14.62g/L的含铜溶液,具有重复利用和富集铜的潜力。开展铜的浸出动力学实验研究,计算得到反应的表观活化能为35.99k J/mol,浸出反应符合混合控制模型。
于海波[5]（2020）在《铜火法吹炼、精炼脱杂工艺技术研究与应用》文中研究说明我国在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。
潘庆庆[6]（2019）在《铜冶炼尾渣中铜的硫化浮选回收机理及其工艺优化研究》文中研究指明铜冶炼尾渣中的重金属离子是我国《重金属污染综合防治“十二五”规划》中明确规定的重点防控污染物之一,要求铜冶炼企业必须加强对尾渣的综合回收再利用,减少排放,降低环境风险。2018年我国铜冶炼尾渣产量约1800万吨,如果任意堆放,将造成空气和地下水污染,威胁人类的健康。由于铜冶炼尾渣具有粒度细、成分复杂和种类繁多等特点,加上尾渣中铜的回收利用技术指标波动大和回收原理研究少等因素,造成了它的无害化和综合利用工业化技术水平不理想。本文对铜冶炼尾渣中铜的回收机理和工艺优化展开深入的研究,以此提升铜冶炼尾渣中铜的综合利用水平,减少铜等重金属离子在铜冶炼尾渣中的含量,对冶炼业的可持续发展、促进循环经济和环境保护都具有重要的意义。本文以湖北某铜冶炼厂产出的尾渣为研究对象,利用电感耦合等离子体原子发射光谱仪（ICP-AES）测试尾渣浸出液中离子浓度的变化,分析其析出与吸附的变化规律;利用X射线衍射分析仪（XRD）和场发射扫描电子显微镜附加X射线能谱仪（FESEM-EDS）检测尾渣中主要矿物成分及赋存状态;采用Zeta电位仪测试主要矿物表面动电位的变化、X射线光电子能谱仪（XPS）测试主要矿物表面元素组成及价态的变化规律,结合量子化学和分子动力学计算,分析了尾渣中主要矿物的回收机理。最后根据活化——硫化理论研究成果,对实际铜冶炼尾渣中铜的回收利用工艺进行了优化研究。主要研究内容如下:1、测试了尾渣浸出液中主要离子的种类,采用化学平衡软件Visual MINTEQ3,对主要离子Cu（Ⅱ）、Fe（Ⅲ）、Ca（Ⅱ）和Mg（Ⅱ）等的组分浓度和存在形式进行了计算。通过对尾渣中主要矿物的浸出,掌握了溶液中主要离子的来源:Cu2+和S2-主要来源于冰铜（Cu2S﹒FeS）,Fe3+主要来源于磁铁矿和冰铜,Mg2+、Al3+和Ca2+等来源于其氧化物。通过尾渣中各矿物对主要离子的吸附量测试,得到了主要离子的吸附规律,发现了Cu2+、Fe3+较易被尾渣吸附。依此进行了尾渣中含铜纯矿物的气浮回收实验,发现了Cu2+活化和S2-硫化有利于铜矿物的回收。2、对渣中主要铜矿物进行了DFT计算分析,结果显示,与氧化铜相比,冰铜的Cu-S键共价性最低,离子性最强,在晶体破碎时容易暴露更多的Cu2+和S2-。冰铜模型（001）-S表面的再构导致双硫的形成,出现了S-S共价键。通过对再构表面吸附能的计算发现,HS-在冰铜（001）表面的吸附能更低,属优先吸附,有利于冰铜的活化,对吸附模型的态密度计算结果显示,Fe位和S位为吸附激活位,吸附过程中形成了新的稳定的化学键S-S和S-Fe,从而有利于气浮。3、通过测试尾渣中含铜矿物的表面电位,发现在pH为10时,硫化钠能够使冰铜和氧化铜表面电位更负,硫酸铜的存在进一步降低了两者的电位。从理论上证明了活化——硫化有利于铜矿物的回收。采用ICP测试了铜矿物气浮溶液中硫、铜和铁等组分的变化规律,结果表明当Cu2+或Fe3+存在时,都能进一步促进硫元素的消耗;为了进一步研究尾渣中铜矿物表面铜、铁、硫元素的存在形式,利用XPS进行了系统分析,分析结果表明硫元素以单质硫S0、单硫化物S2-和多硫化物Sk2-的形式存在于含铜矿物表面,形成了富硫环境;铜离子的添加增加了冰铜和氧化铜表面多硫化物Sk2-的比例,证实了其对硫化效果的强化。4、为了强化铜矿物的回收,进一步加强浮选剂丁基黄药与冰铜的吸附作用,我们对吸附过程进行了动力学研究,拟合结果表明溶液温度从低温到高温时丁基黄药于冰铜上的吸附都符合拟二级吸附动力学吸附过程,结合颗粒内扩散方程相关性的分析,发现在吸附过程第二阶段（100300 s内）,丁基黄药颗粒在冰铜表面的扩散速度决定了整个吸附过程的效率;吸附热力学计算结果显示,该吸附过程的激活能较低,仅312±10J/mol,证明该吸附是一个反应速率较快的过程。5、在上述理论研究成果的基础上,开发了铜冶炼尾渣的活化——硫化回收铜工艺。优化设计实验表明:在实际铜冶炼尾渣细度-0.074 mm含量为80%,硫酸铜活化和硫化钠硫化的新回收工艺下,获得了铜品位为24.56%、回收率为95.94%的铜精矿。尾矿铜品位降至0.2%,低于我国生态环境部规定的第一类建设用地含铜量最低标准。与原技术相比,铜精矿品位提高了0.55%,铜回收率提高了4.33%,相当于每年增产铜金属3.21万吨,新增利润8亿元。本文通过系统地研究铜冶炼尾渣气浮溶液中主要离子的种类、来源和变化规律,结合纯矿物气浮、Zeta电位、吸附量和XPS等分析表征,发现了Cu2+活化与S2-硫化有利于铜矿物的回收和铜离子强化硫化效果的机理。对冰铜结构模型的量子化计算发现Fe位和S位是吸附的激活位,Fe是优先吸附位,HS-是优先吸附质,证明了S-S键、S-Fe键吸附成键有利于硫元素吸附的机理。基于理论研究成果优化了活化——硫化处理铜冶炼尾渣的工艺,获得了理想的技术指标,提高了铜冶炼尾渣中铜的综合利用水平,减少了尾渣中重金属离子对地下水的环境污染,对我国铜工业的可持续发展和环境保护等都有着重要的意义。
冯晓燕[7]（2019）在《铜冶炼高砷烟尘碱浸及其浸出液处理研究》文中认为砷广泛存在于地壳之中,通常与金属矿物共伴生,从而伴随主体矿物被开采出来,大部分随之进入冶炼系统,进而在冶炼过程中形成各种含砷物料。目前,世界80%以上的铜采用火法冶炼生产,在以原生铜精矿为原料的火法冶炼过程中,会生产约精铜产量10%的烟尘,其除含有大量铜、铅、锌、锑、铋、铟等有价金属外,还含有大量砷,一旦处理不当就很容易造成环境污染,给社会发展造成严重的负面影响。研究以铜冶炼高砷烟尘为研究对象,基于“砷与有价金属有效分离以有效回收有价金属、砷集中处置”的原则,以实现资源的综合利用和环境污染的减量化。本研究在查阅大量文献的基础上提出了“碱浸——硫化沉淀——砷沉淀”的工艺流程,并对其主要工序开展了理论和实验研究。主要包括以下内容:1、采用化学成分分析、化学物相分析、X射线衍射分析、扫描电镜和能谱分析等方法对铜冶炼高砷烟尘进行了研究,结果表明:烟尘中所含有的主要元素有As、Zn、Pb和Bi,其中Zn、Pb主要以氧化物和硫酸盐的形式存在,而As主要以氧化物、硫酸盐和砷酸盐的形式存在,Pb、Zn和As相互掺杂,且分布均匀。2、利用298K条件下Me-H2O系Eh-pH图,对铜冶炼高砷烟尘碱浸过程热力学进行了研究,结果表明:铜冶炼烟尘碱浸脱砷在热力学上是可行的,在碱浸过程中控制过程pH值,As将进入溶液,而Zn、Pb、Bi则进入浸出渣,此有利于砷的集中处置和有价金属的综合回收。3、采用条件实验对铜冶炼高砷烟尘碱浸过程进行了实验研究,其优化条件为:NaOH浓度3.81M、浸出温度80℃、浸出时间120分钟、液固比4:1、搅拌转速450r/min,在最优化条件为下:As的浸出率为96.02%、Zn的浸出率为9.58%、Pb的浸出率为17.54%。4、采用条件实验对碱浸液进行了硫化沉淀实验研究,其优化条件为:1.5倍Na2S加入量、温度80℃,时间60分钟,在优化条件下,铅、锌回收率分别:>92%和>98%。5、采用条件实验对硫化沉淀后液进行了固砷实验研究,其优化条件为:钙/砷摩尔比为9、实验温度65℃、实验时间2h、氯化铝添加量0.075M,在优化条件下,砷的固化率达到98.99%。
李树超,杨建广,陈冰,丁龙,南天翔[8]（2018）在《NH3-NH4Cl-H2O体系低品位硫化铜矿氧化浸出-脉冲电积工艺》文中研究指明采用单因素试验法,研究某低品位硫化铜精矿（Cu 7.42%（质量分数））在NH3-NH4Cl-H2O体系中的氧化浸出行为。结果表明:在液固比4:1、[NH3·H2O]=1 mol/L、[NH4Cl]=3 mol/L、氧化剂过量系数1.4、原料粒度94～124μm、浸出时间2h、温度30℃的条件下,该低品位硫化铜矿浸出率98.89%;并在此基础上开展了从该低品位硫化铜精矿铜氨浸出液中直接脉冲电积铜的工艺优化试验。结果表明:在[NH4Cl]=3 mol/L、[NH3·H2O]=1.5 mol/L、[Cu2+]=20 g/L、明胶0.06 g/L、硫脲0.05 g/L、脉冲电流密度600 A/m2、占空比90%的条件下,可以获得平整光滑且有金属光泽的阴极铜,阴极电流效率87.97%。阴极铜XRD分析结果表明:氨-氯化铵体系中脉冲电积铜晶体主要沿（220）晶面生长,其余晶面未见明显反射峰,表现出类单晶结构。SEM分析显示:该阴极铜表面光滑致密且无瘤状物产生,铜在阴极表面的生长方式呈与阴极面垂直的一维方向生长。
李群[9]（2019）在《硼化钙热还原法制备无氧铜及其反应过程研究》文中进行了进一步梳理无氧铜是一种高传导性纯铜,在化学成分上具有纯度高,杂质含量少,尤其是氧含量很低的特点。因此,它具有优良的导电、导热性能,被广泛用于电子、通讯行业。近年来,国内外有关无氧铜化学成份标准及对某些铜材物理性能检查标准不断升级,如何生产高质量、低成本的无氧铜是铜加工企业面临的一大课题。但是,目前国内在无氧铜理论研究深度和工艺操作水平,与发达国家相比都存在着一定差距。因此,研究电解铜脱氧反应过程及生产工艺对提高无氧铜质量、进一步缩小与国外差距具有重要意义。本课题研究内容主要包括以下三个部分:（1）研究热还原法制备硼化钙脱氧剂的工艺,并对所制备的硼化钙进行了化学、物相和结构分析。（2）研究无氧铜原料电解铜中氧的存在形式,并在此基础上对发生的化学反应进行热力学分析,为硼化钙热还原法制备无氧铜的过程提供理论基础。（3）确定了硼化钙热还原法制备无氧铜的脱氧熔炼温度范围,在此基础上研究了脱氧剂硼化钙用量、脱氧温度、脱氧时间等因素对电解铜脱氧程度、电导率及力学性能的影响,进而确定硼化钙热还原制备无氧铜最佳冶炼工艺参数。通过本研究,主要得到以下结论:（1）使用直流电弧炉热还原法熔炼制备硼化钙,酸洗提纯,对提纯后的硼化钙进行XRF定性分析、物相分析（XRD）以及显微形貌分析（SEM、TEM）。结果表明原料的主要物相为立方晶型的CaB6,少量以其它原子配比的硼化钙形式存在。（2）对原料电解铜进行XRF定性分析、化学定量分析、物相分析（XRD）以及显微形貌分析（SEM、TEM）,结果表明氧在铜中主要以氧化亚铜的形式存在。（3）对硼化钙热还原法制备无氧铜的热力学过程进行研究,得到脱氧反应（CaB6+Cu2O=6B+CaO+Cu）中标准吉布斯自由能与温度之间的关系为ΔGθ=-2533-2.964T。进一步对原料电解铜以及氧化亚铜试剂进行TG-DSC热分析,确定用硼化钙脱去电解铜中氧的最佳反应温度在1150～1280℃之间。（3）针对硼化钙脱氧实验,研究了脱氧温度、时间以及硼化钙加入量对脱氧率、电导率及力学性能的影响,得到硼化钙热还原制备电解铜的最佳工艺条件为:在1200℃下,加入0.7%的硼化钙,静置3 min脱氧,得到的产品含氧量约为14 ppm,相对电导率为99.3%,抗拉强度为305.8 MPa,伸长率为34.8%。
万新宇[10]（2017）在《高砷贫化铜渣提铁除砷降杂实验研究》文中提出伴随着对铜渣资源化研究的兴起,国内外学者对渣中铁元素的提取进行了较为深入的研究,但发现由铜渣提取的粒铁存在砷含量偏高的问题,严重影响钢材性能且砷含量较高的海绵铁销售按砷含量折价很高,影响企业效益。因此,本文对闪速熔炼炼铜工艺中具有代表性的含砷贫化铜渣进行了提铁除砷降杂技术的研究,其结果对充分开发利用铜渣资源、提升企业销售效益、减少环境污染具有一定的指导意义意义。本论文的主要内容及结果介绍如下:1、系统研究对象为闪速熔炼工艺初渣经磨矿、浮选后得到的贫化铜渣。化学成分分析发现渣中砷含量相对较高,为0.30%;化学物相分析表明,砷在铜渣中的主要物相为硫化砷,占到总砷量的55.17%,其次是以砷酸盐物相存在,占总砷量的22.99%,以氧化物物相存在的砷含量较少,仅为2.53%;对渣样进行扫描电镜分析发现,渣中未发现独立存在的砷物相,其主要嵌布于玻璃相和含铁铜硫化物中。2、从热力学平衡的角度,对不同种类砷物相在不同条件下的平衡组成进行了理论分析。由吉布斯自由能随温度的变化图判断,惰性气氛下,砷酸盐、硫化砷在温度低于1000℃时不发生分解;500℃以上,As2S3、As4S4、As4O6率先发生气化反应;当温度超过1000℃后,硫化砷开始发生分解,主要气体产物有S2（g）、S3（g）、As2（g）、As4（g）和As S（g）,As2O5分解成气态As4O6和O2;当温度高于1100℃时,As2O5分解成气态As2O3和O2,从热力学判断,惰性气氛分解硫化砷和氧化砷是可行的。在氧化气氛下,硫化砷均可发生氧化反应,不同温度下氧化生成的气体产物不同。在还原气氛下,直接还原过程中,镁、钙、铁系砷酸盐的反应开始温度在8001100℃,铜系砷酸盐温度在500600℃;间接还原过程中,铁、铜系砷酸盐在200400℃即可发生,而钙系砷酸盐不发生反应。3、分别开展了惰性气氛和N2-CO气氛下铜渣预脱砷实验研究。对于铜渣在惰性气氛下的高温分解实验可达到较好的脱砷效果,其砷脱除率在焙烧温度1100℃,恒温时间60min的条件下可达65.0%,渣中砷含量降到0.15%。对于砷酸盐在N2-CO气氛下仍能获得较好的脱除效果,其在还原温度1100℃、CO体积浓度为2.5%、恒温时间60min的条件下,砷脱除率达70.71%,渣中砷含量降到0.044%,同时,铅、锌的脱除率分别为26.85%和6.32%。4、分别开展了煤基直接还原和高温熔分过程中砷的挥发、分配行为工艺研究。煤基直接还原实验表明,球团中As、Cu、S元素含量变化较小,而Pb、Zn的脱除率达97%。在最优条件（T=1300℃,C/O=1.2、R=1.0、t=30min）下,球团金属化率达87.81%,砷含量维持在0.073%,铜品位为0.29%,铅、锌含量分别降到0.0031%和0.039%。高温熔分过程中,砷脱除效果受Ca O、Ca F2添加量的影响十分显着。在保温温度为1480℃、Ca O添加量为4%、Ca F2添加量为1%、保温时间为30min的最佳条件下,渣铁分离效果最好,粒铁中砷含量只有0.082%,S含量为0.0081%,Cu含量较高,为0.75%,P含量为0.089%。粒铁质量基本达到了炼钢生铁和炼钢用直接还原铁的行业标准。5、鉴于预脱砷烟气中砷主要以痕量元素的形式存在,通过实验手段研究烟气中砷的脱除存在一定地困难。本节采用Materials Studio分子模拟软件中的CASTEP模块模拟了砷原子吸附在Ca O（001）表面的行为,模拟过程中对不同吸附位置、不同覆盖度下体系的电荷分布、态密度和表面弛豫等进行了分析。模拟结果表明,砷原子倾向吸附于O顶位,次之为空位、桥位和Ca顶位,另外随着覆盖度（0.25ML1.0ML）增加,体系吸附能降低;吸附后体系的表面弛豫现象表明第一层原子的位置都沿着吸附原子的方向发生了位移,同时引起吸附表面Ca原子的重构;电子结构分析发现,吸附模型表层Ca原子同时向O、As原子提供电子,随着覆盖度的增加,As原子电荷数降低且与O原子间的键布居数也减小,吸附同时形成了As–O共价键及Ca–As离子键。
二、硫化铜精矿直接还原（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、硫化铜精矿直接还原（论文提纲范文）
（1）提高硫化铜精矿氧压浸出过程中氧气利用率的策略分析（论文提纲范文）
| 0 引言 |
| 1 工艺流程及其氧气利用率影响因素分析 |
| 1.1 工艺流程 |
| 1.2氧气利用率影响因素分析 |
| 2 高压釜内氧气浓度分布的数值模拟 |
| 2.1 搅拌桨形状对氧气浓度的影响 |
| 2.2 转速对氧气浓度分布的影响 |
| 2.3 液固比对氧气浓度的影响 |
| 3 工业试验 |
| 4 结论 |
（2）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 |
（3）超声波强化锌浸出渣提铅工艺及机理研究（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 铅的性质及用途 |
| 1.2.2 铅矿分布 |
| 1.3 铅的生产现状 |
| 1.3.1 铅生产的传统工艺 |
| 1.3.2 现代铅生产的技术特点 |
| 1.3.3 铅的生产发展趋势 |
| 1.3.4 含铅二次资源回收现状 |
| 1.4 超声波在强化提取冶金过程中的应用 |
| 1.4.1 超声波的外场强化作用 |
| 1.4.2 超声波的应用 |
| 1.4.3 超声波加入的意义 |
| 1.5 课题的提出及主要研究内容 |
| 1.5.1 课题的提出及意义 |
| 1.5.2 课题主要研究内容 |
| 第二章 实验研究及表征分析方法 |
| 2.1 实验原料及仪器 |
| 2.1.1 实验原料 |
| 2.1.2 试剂及实验仪器 |
| 2.2 表征分析方法 |
| 2.2.1 铅含量的测定 |
| 2.2.2 粒度表征分析 |
| 2.2.3 XRD表征分析 |
| 2.2.4 SEM-EDS表征分析 |
| 2.3 实验工艺流程及实验设备 |
| 2.3.1 实验主要工艺流程 |
| 2.3.2 实验流程 |
| 第三章 常规浸出铅工艺研究 |
| 3.1 PbSO_4浸出的化学原理分析 |
| 3.2 铅浸出工艺研究 |
| 3.2.1 常规条件下转速对铅浸出率的影响 |
| 3.2.2 常规条件下浸出时间对铅浸出率的影响 |
| 3.2.3 常规条件下氯化钙浓度对铅浸出率的影响 |
| 3.2.4 常规条件下液固比对铅浸出率的影响 |
| 3.2.5 常规条件下温度对铅浸出率的影响 |
| 3.2.6 常规条件下pH对浸出率的影响 |
| 3.3 浸出过程机理分析 |
| 3.3.1 浸出渣XRD分析 |
| 3.3.2 浸出渣SEM-EDS分析 |
| 3.4 常规浸出动力学研究 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 超声波强化锌浸出渣提铅机理研究 |
| 4.1 超声波强化浸出工艺条件实验研究 |
| 4.1.1 超声波功率对铅浸出率的影响 |
| 4.1.2 超声波条件下时间对铅浸出率的影响 |
| 4.1.3 超声波条件下转速对铅浸出率的影响 |
| 4.1.4 超声波条件下氯化钙浓度对铅浸出率的影响 |
| 4.1.5 超声波条件下液固比对铅浸出率的影响 |
| 4.1.6 超声波条件下温度对铅浸出率的影响 |
| 4.1.7 pH对超声波强化浸出的影响 |
| 4.2 正交实验研究 |
| 4.2.1 正交试验结果 |
| 4.2.2 极差分析 |
| 4.3 超声波强化浸出过程的动力学研究 |
| 4.4 超声波强化浸出渣表征及机理研究 |
| 4.4.1 超声波强化浸出后XRD分析 |
| 4.4.2 超声波强化浸出SEM-EDS分析 |
| 4.4.3 超声波强化浸出前后激光粒径分析 |
| 4.4.4 超声波强化浸出机理分析 |
| 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 |
| 附录 A 攻读硕士期间撰写发表的主要论文 |
| 附录 B 攻读硕士期间受理发明专利 |
| 附录 C 攻读硕士期间获得的奖励 |
（4）高砷硫化铜精矿硫酸浸出实验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜的需求和铜资源现状 |
| 1.2 铜的火法冶炼 |
| 1.3 黄铜矿的湿法处理 |
| 1.3.1 氧化浸出 |
| 1.3.2 氯化物和含氯酸浸出 |
| 1.3.3 加压酸性浸出 |
| 1.3.4 碱性浸出 |
| 1.3.5 银离子催化浸出 |
| 1.3.6 黄铁矿催化浸出 |
| 1.3.7 活化浸出 |
| 1.3.8 生物浸出 |
| 1.4 硫砷铜矿的浸出研究情况 |
| 1.5 论文研究的目的及内容 |
| 1.5.1 研究意义与目的 |
| 1.5.2 研究内容 |
| 第二章 高砷硫化铜精矿浸出原理 |
| 2.1 黄铜矿与硫砷铜矿 |
| 2.2 CuFeS_2-H_2O系 E-pH图 |
| 2.3 Cu-As-S-H_2O系 E-pH图 |
| 2.4 高砷硫化铜精矿浸出机理 |
| 第三章 实验原料、试剂、仪器与研究方法 |
| 3.1 实验材料 |
| 3.1.1 高砷硫化铜精矿样品处理及分析 |
| 3.1.2 实验试剂 |
| 3.1.3 实验设备 |
| 3.2 检测方法 |
| 3.2.1 浸出液中Cu含量的分析 |
| 3.2.2 其他检测手段 |
| 3.3 浸出率的计算 |
| 第四章 超声波辅助浸出实验研究 |
| 4.1 超声波及其作用 |
| 4.2 温度对铜浸出率的影响 |
| 4.3 氧化剂对铜浸出率的影响 |
| 4.4 液固比对铜浸出率的影响 |
| 4.5 添加木质素对铜浸出率的影响 |
| 4.6 超声波功率对铜浸出率的影响 |
| 4.7 酸度对铜浸出率的影响 |
| 4.8 小结 |
| 第五章 常压富氧浸出实验研究 |
| 5.1 实验操作 |
| 5.2 浸出时间的影响 |
| 5.3 温度对浸出的影响 |
| 5.4 不同氧含量气体对浸出的影响 |
| 5.5 液固比对浸出的影响 |
| 5.6 酸度对浸出的影响 |
| 5.7 浸出渣的表征 |
| 5.7.1 不同温度下浸出渣的分析 |
| 5.7.2 通入不同的气体的浸出渣的分析 |
| 5.8 重复试验与返回浸出实验 |
| 5.9 本章小结 |
| 第六章 高砷硫化铜精矿铜浸出动力学研究 |
| 6.1 浸出动力学理论依据与实验 |
| 6.1.1 浸出动力学模型 |
| 6.1.2 动力学实验方法 |
| 6.2 温度对铜浸出率的影响 |
| 6.3 通氧量对铜浸出率的影响 |
| 6.4 酸度对铜浸出率的影响 |
| 6.5 本章小结 |
| 第七章 结论与展望 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（5）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 |
（6）铜冶炼尾渣中铜的硫化浮选回收机理及其工艺优化研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 铜冶炼尾渣的危害及回收意义 |
| 1.1.1 铜冶炼尾渣的危害 |
| 1.1.2 铜冶炼尾渣的回收意义 |
| 1.2 铜冶炼尾渣的产生与特性 |
| 1.2.1 铜冶炼尾渣的产生原理 |
| 1.2.2 铜冶炼尾渣的成分及其处置方式 |
| 1.3 大冶铜冶炼尾渣及其回收利用现状 |
| 1.3.1 大冶铜冶炼尾渣的特点 |
| 1.3.2 大冶铜冶炼尾渣的处置方法 |
| 1.3.3 大冶铜冶炼尾渣回收利用存在的问题 |
| 1.4 溶液中离子对矿物与矿渣气浮影响的研究综述 |
| 1.5 量子化学在矿物与矿渣气浮领域的应用概述 |
| 1.6 吸附动力学在矿物与矿渣气浮领域的应用概述 |
| 1.7 本论文研究的意义与研究内容 |
| 1.7.1 背景及意义 |
| 1.7.2 研究内容与技术路线 |
| 第2章 实验材料与分析方法 |
| 2.1 实验设备、药剂与原料 |
| 2.1.1 主要仪器 |
| 2.1.2 实验药剂 |
| 2.1.3 实验原料 |
| 2.1.4 尾渣中典型纯矿物的制备 |
| 2.2 实验设计 |
| 2.2.1 溶解、浸出与吸附实验 |
| 2.2.2 铜冶炼尾渣中典型纯矿物气浮实验 |
| 2.2.3 实际铜冶炼尾渣气浮实验 |
| 2.3 分析方法 |
| 2.3.1 X射线衍射测定与分析 |
| 2.3.2 SEM-EDS测定 |
| 2.3.3 液相中离子种类及浓度测定 |
| 2.3.4 Zeta电位测定 |
| 2.3.5 X射线光电子能谱测定 |
| 2.3.6 紫外分光光度计 |
| 2.4 理论计算原理与软件平台 |
| 2.4.1 第一性原理计算理论与软件平台 |
| 2.4.2 吸附动力学计算理论基础 |
| 第3章 铜冶炼尾渣气浮溶液中离子的析出与吸附行为对气浮的影响研究 |
| 3.1 铜冶炼尾渣浸出液中离子种类与水合形态分析 |
| 3.2 铜冶炼尾渣中各离子来源与析出特性分析 |
| 3.3 铜冶炼尾渣中典型纯矿物的溶解度测定 |
| 3.4 水溶液中主要离子的吸附研究 |
| 3.5 含铜纯矿物气浮回收条件实验 |
| 3.5.1 冰铜气浮条件优化 |
| 3.5.2 氧化铜气浮条件优化 |
| 3.5.3 金属铜气浮条件优化 |
| 3.6 铜、铁离子对气浮效果的影响 |
| 3.6.1 铜离子对气浮的影响 |
| 3.6.2 铁离子对气浮的影响 |
| 3.7 本章小结 |
| 第4章 铜冶炼尾渣含铜矿物晶体结构计算与再构表面硫化机理研究 |
| 4.1 铜冶炼尾渣主要含铜矿物的电子结构和性质 |
| 4.1.1 第一性原理的计算理论基础与参数设定 |
| 4.1.2 结构模型 |
| 4.1.3 能带结构和电子态密度 |
| 4.1.4 Mulliken布居分析 |
| 4.2 冰铜模型的表面结构与再构 |
| 4.3 冰铜结构模型的表面吸附 |
| 4.3.1 冰铜(001)-S表面吸附位 |
| 4.3.2 吸附能 |
| 4.3.3 (001)-S表面吸附后Mulliken布居 |
| 4.3.4 态密度和局部态密度 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 铜、铁离子对铜冶炼尾渣表面性质的影响研究 |
| 5.1 铜、铁离子对纯矿物表面电位的影响 |
| 5.1.1 铜、铁离子对冰铜表面电位的影响 |
| 5.1.2 铜、铁离子对氧化铜表面电位的影响 |
| 5.1.3 铜、铁离子对金属铜表面电位的影响 |
| 5.2 硫化和活化——硫化过程中铜、铁、硫组分的变化规律 |
| 5.2.1 铜、铁、硫组分的浓度在冰铜硫化过程中的变化规律 |
| 5.2.2 铜、铁、硫组分的浓度在氧化铜硫化过程中的变化规律 |
| 5.2.3 铜、铁、硫组分的浓度在金属铜硫化过程中的变化规律 |
| 5.3 含铜物质表面的XPS分析 |
| 5.3.1 冰铜吸附铜、铁、硫离子前后的XPS分析 |
| 5.3.2 氧化铜吸附铜、铁、硫离子前后的XPS分析 |
| 5.3.3 金属铜吸附铜、铁、硫离子前后的XPS分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 冰铜对黄药的吸附作用机理 |
| 6.1 吸附动力学原理 |
| 6.1.1 吸附类型与影响因素 |
| 6.1.2 吸附平衡及吸附等温线的模型 |
| 6.1.3 吸附动力学 |
| 6.1.4 吸附热动力学 |
| 6.2 丁基黄药的吸附动力学研究 |
| 6.2.1 吸附研究实验方案 |
| 6.2.2 丁基黄药的吸附曲线 |
| 6.2.3 丁基黄药的吸附动力学拟合 |
| 6.2.4 溶液温度为4℃时的拟合曲线 |
| 6.2.5 溶液温度为10℃时的拟合曲线 |
| 6.2.6 溶液温度为20℃时的拟合曲线 |
| 6.2.7 溶液温度为40℃时的拟合曲线 |
| 6.3 丁基黄药的吸附热动力学 |
| 6.4 本章小结 |
| 第7章 实际铜冶炼尾渣铜回收工艺优化设计 |
| 7.1 铜冶炼尾渣细度实验 |
| 7.1.1 尾渣细度曲线的制定 |
| 7.1.2 细度气浮实验 |
| 7.2 粗选条件实验 |
| 7.2.1 pH条件实验 |
| 7.2.2 硫化钠用量条件实验 |
| 7.2.3 调整剂种类条件实验 |
| 7.2.4 调整剂用量条件实验 |
| 7.2.5 浮选剂用量条件实验 |
| 7.2.6 起泡剂用量条件实验 |
| 7.2.7 粗选条件实验小节 |
| 7.3 粗精矿细度条件实验 |
| 7.4 精选条件实验 |
| 7.5 气浮闭路实验 |
| 7.6 本章小结 |
| 第8章 结论及创新点 |
| 8.1 结论 |
| 8.2 本文的主要创新点 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读博士学位期间取得的主要科研成果 |
（7）铜冶炼高砷烟尘碱浸及其浸出液处理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 砷概况 |
| 1.1.1 砷的物理化学性质 |
| 1.1.2 砷的毒性 |
| 1.1.3 砷的用途 |
| 1.1.4 砷的资源分布及特点 |
| 1.1.5 砷的生产 |
| 1.2 含砷物料国内外研究现状 |
| 1.2.1 含砷固体 |
| 1.2.2 含砷溶液的处理 |
| 1.2.3 含砷气体 |
| 1.3 铜冶炼烟尘处理现状 |
| 1.3.1 铜冶炼烟尘中砷的分布 |
| 1.3.2 铜冶炼烟尘的国内外处理现状 |
| 1.4 课题的提出、目的与意义 |
| 1.5 研究内容 |
| 第二章 实验材料、设备与方法 |
| 2.1 实验原料与试剂 |
| 2.2 实验仪器与设备 |
| 2.3 技术路线 |
| 2.4 实验方法 |
| 2.4.1 样品分析 |
| 2.4.2 浸出脱砷 |
| 2.4.3 浸出液回收有价金属 |
| 2.4.4 石灰沉砷 |
| 2.5 表征及分析方法 |
| 2.6 有关公式计算 |
| 第三章 铜冶炼高砷烟尘分析研究 |
| 3.1 化学成分分析 |
| 3.2 X射线衍射分析 |
| 3.3 物相分析 |
| 3.4 扫描电镜分析 |
| 3.5 能谱分析 |
| 3.6 本章小结 |
| 第四章 铜冶炼高砷烟尘碱浸实验研究 |
| 4.1 炼铜烟尘常压碱浸热力学 |
| 4.2 NaOH浓度对砷浸出率的影响 |
| 4.3 浸出温度的影响 |
| 4.4 浸出时间的影响 |
| 4.5 液固比的影响 |
| 4.6 转速的影响 |
| 4.7 碱浸渣表征 |
| 4.8 本章小结 |
| 第五章 碱浸液中砷与有价金属的分离实验研究 |
| 5.1 Na_2S加入量的影响 |
| 5.2 实验温度的影响 |
| 5.3 沉淀时间对有价金属分离的影响 |
| 5.4 硫化沉淀渣表征 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 砷沉淀实验研究 |
| 6.1 石灰用量对砷沉淀的影响 |
| 6.2 温度对砷沉淀的影响 |
| 6.3 反应时间对砷沉淀的影响 |
| 6.4 氯化铝用量对砷固化的影响 |
| 6.5 氧化剂用量对砷固化的影响 |
| 6.6 砷沉淀渣表征 |
| 6.7 本章小结 |
| 第七章 结论与展望 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 展望 |
| 7.3 创新点 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
| 附录 A 硕士期间参与的项目 |
| 附录 B 硕士期间发表的论文 |
（9）硼化钙热还原法制备无氧铜及其反应过程研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 金属铜及应用 |
| 1.1.1 金属铜概述 |
| 1.1.2 铜及铜合金的应用 |
| 1.2 无氧铜的性质及应用 |
| 1.2.1 无氧铜的标准及分类 |
| 1.2.2 无氧铜的性质 |
| 1.2.3 无氧铜的应用 |
| 1.3 无氧铜制备方法 |
| 1.3.1 真空脱氧法 |
| 1.3.2 电磁脱氧法 |
| 1.3.3 化学脱氧法 |
| 1.4 无氧铜的纯度检测方法 |
| 1.4.1 化学方法分析无氧铜纯度 |
| 1.4.2 各种仪器分析法的比较 |
| 1.4.3 物理方法分析无氧铜纯度 |
| 1.5 本文研究目的及内容 |
| 第2章 实验方法及原料 |
| 2.1 实验方法 |
| 2.1.1 XRF定性分析 |
| 2.1.2 化学定量分析 |
| 2.1.3 TG-DSC综合热分析 |
| 2.1.4 X射线衍射分析 |
| 2.1.5 扫描电镜(SEM) |
| 2.1.6 透射电镜(TEM) |
| 2.2 脱氧剂六硼化钙的制备 |
| 2.2.1 实验原理 |
| 2.2.2 实验原料及设备 |
| 2.2.3 原料配比计算 |
| 2.2.4 硼化钙直流电弧炉制备过程 |
| 2.2.5 熔炼结果与分析 |
| 2.2.6 硼化钙产物制粉及酸洗除杂 |
| 2.3 提纯后产品硼化钙的表征分析 |
| 2.3.1 硼化钙物相分析(XRD) |
| 2.3.2 CaB_6显微形貌分析(SEM、TEM) |
| 2.4 六硼化钙的性质及应用 |
| 2.5 本章小结 |
| 第3章 硼化钙热还原法脱氧过程机理研究 |
| 3.1 电解铜性质 |
| 3.2 电解铜中氧的物理化学行为 |
| 3.3 电解铜的表征分析 |
| 3.3.1 XRF定性分析 |
| 3.3.2 X射线衍射分析 |
| 3.3.3 电子显微镜分析(SEM、TEM) |
| 3.4 硼化钙电解铜脱氧热力学过程研充 |
| 3.4.1 热力学计算的基本原理 |
| 3.4.2 标准压力下Cu_2O-CaB_6体系的热力学计算 |
| 3.4.3 Cu_2O可能发生的还原反应及热力学分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 第4章 硼化钙电解铜脱氧实验研究 |
| 4.1 实验原料及设备 |
| 4.1.1 木炭 |
| 4.1.2 实验药品 |
| 4.1.3 实验器材 |
| 4.1.4 脱氧温度的探究 |
| 4.1.5 实验设备 |
| 4.1.6 配料计算 |
| 4.2 实验方法 |
| 4.2.1 实验步骤 |
| 4.2.2 实验后期处理 |
| 4.3 硼化钙电解铜脱氧的单因素实验研究 |
| 4.3.1 脱氧温度对脱氧后铜性能的影响 |
| 4.3.2 脱氧时间对无氧铜性能的影响 |
| 4.3.3 脱氧剂加入量对无氧铜性能的影响 |
| 4.3.4 单因素实验结论 |
| 4.4 铜电导率的影响因素探究 |
| 4.4.1 实验原理 |
| 4.4.2 实验结果 |
| 4.4.3 结论 |
| 4.5 脱氧后铜的力学性能 |
| 4.5.1 实验设备 |
| 4.5.2 实验结果 |
| 4.6 本章小结 |
| 第5章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
（10）高砷贫化铜渣提铁除砷降杂实验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第1章 文献综述 |
| 1.1 我国砷资源的现状 |
| 1.1.1 我国砷矿资源的分布特征 |
| 1.1.2 砷及化合物的理化性质 |
| 1.1.3 砷及砷化合物的用途 |
| 1.2 铜冶金含砷物料脱砷研究现状 |
| 1.2.1 烟尘脱砷 |
| 1.2.2 粗铜脱砷 |
| 1.2.3 电解液脱砷 |
| 1.2.4 阳极泥脱砷 |
| 1.3 铜渣的性质及研究进展 |
| 1.3.1 铜渣的来源 |
| 1.3.2 铜渣物理化学性质 |
| 1.3.3 铜渣的利用研究现状 |
| 1.4 铜熔炼过程中砷的行为及分布 |
| 1.4.1 As在铜熔炼过程的冶金行为 |
| 1.4.2 As在铜熔炼过程的分布规律 |
| 1.5 问题的提出及主要研究内容 |
| 1.5.1 问题的提出 |
| 1.5.2 研究内容 |
| 第2章 原料性质研究 |
| 2.1 含砷铜渣的基本性质 |
| 2.1.1 铜渣的化学成分分析 |
| 2.1.2 铜渣的物相组成 |
| 2.1.3 铜渣的嵌布特征 |
| 2.2 煤粉的基本性质 |
| 2.2.1 煤粉的化学成分 |
| 2.2.2 煤粉的热重行为 |
| 2.3 小结 |
| 第3章 铜渣脱砷反应热力学分析 |
| 3.1 气化脱砷热力学分析 |
| 3.1.1 硫化砷和氧化砷高温分解热力学分析 |
| 3.1.2 预氧化过程气化脱砷反应的热力学分析 |
| 3.1.3 还原气氛下砷酸盐气化反应的热力学分析 |
| 3.2 铜渣气化脱砷的热力学模拟 |
| 3.2.1 热力学计算初始条件 |
| 3.2.2 计算模拟结果及分析 |
| 3.3 小结 |
| 第4章 含砷铜渣预脱砷实验 |
| 4.1 实验装置及方法 |
| 4.1.1 实验装置 |
| 4.1.2 研究方法 |
| 4.1.3 主要评价指标 |
| 4.2 铜渣高温分解预脱砷实验结果及讨论 |
| 4.2.1 实验方案 |
| 4.2.2 温度对脱砷率的影响 |
| 4.2.3 时间对脱砷率的影响 |
| 4.2.4 粒度对脱砷率的影响 |
| 4.2.5 最佳条件实验 |
| 4.3 铜渣预还原脱砷实验结果及讨论 |
| 4.3.1 实验方案 |
| 4.3.2 CO浓度对砷脱除效果的影响 |
| 4.3.3 还原温度对脱砷率的影响 |
| 4.3.4 还原时间对脱砷率的影响 |
| 4.3.5 铅、锌和砷的同步分离制度 |
| 4.3.6 最佳条件实验 |
| 4.4 小结 |
| 第5章 含砷铜渣直接还原-熔分联合工艺实验 |
| 5.1 直接还原实验方案及结果讨论 |
| 5.1.1 实验方法及方案 |
| 5.1.2 还原温度的影响 |
| 5.1.3 配碳量的影响 |
| 5.1.4 添加剂CaO的影响 |
| 5.1.5 还原时间的影响 |
| 5.1.6 铜渣还原过程的物相组成 |
| 5.2 熔分过程中砷等其它杂质元素的行为 |
| 5.2.1 实验方法及方案 |
| 5.2.2 保温温度对熔分过程中杂质行为的影响 |
| 5.2.3 CaO添加量对熔分过程中杂质行为的影响 |
| 5.2.4 CaF_2添加量对熔分过程中杂质行为的影响 |
| 5.2.5 保温时间对熔分过程中杂质行为的影响 |
| 5.3 最优条件下熔分产物的表征 |
| 5.4 小结 |
| 第6章 烟气吸附脱砷的研究 |
| 6.1 烟气中砷的存在形式及控制技术 |
| 6.2 烟气脱砷的方法及采用的吸附剂 |
| 6.2.1 CaO吸附脱砷 |
| 6.2.2 活性炭吸附脱砷 |
| 6.2.3 飞灰吸附脱砷 |
| 6.3 As在CaO表面吸附的密度泛函理论研究 |
| 6.3.1 MS软件中CASTEP模块的介绍 |
| 6.3.2 计算参数和模型的选择 |
| 6.3.3 As原子在CaO(001)完整表面的吸附 |
| 6.4 小结 |
| 结论 |
| 创新点 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
| 在学期间发表的学术论文 |
四、硫化铜精矿直接还原（论文参考文献）
- [1]提高硫化铜精矿氧压浸出过程中氧气利用率的策略分析[J]. 徐克华,陈志彬,刘柳. 中国有色冶金, 2021(03)
- [2]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)
- [3]超声波强化锌浸出渣提铅工艺及机理研究[D]. 谢慧民. 昆明理工大学, 2020(05)
- [4]高砷硫化铜精矿硫酸浸出实验研究[D]. 钱龙. 昆明理工大学, 2020(04)
- [5]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)
- [6]铜冶炼尾渣中铜的硫化浮选回收机理及其工艺优化研究[D]. 潘庆庆. 武汉理工大学, 2019(07)
- [7]铜冶炼高砷烟尘碱浸及其浸出液处理研究[D]. 冯晓燕. 昆明理工大学, 2019(04)
- [8]NH3-NH4Cl-H2O体系低品位硫化铜矿氧化浸出-脉冲电积工艺[J]. 李树超,杨建广,陈冰,丁龙,南天翔. 中国有色金属学报, 2018(12)
- [9]硼化钙热还原法制备无氧铜及其反应过程研究[D]. 李群. 东北大学, 2019(02)
- [10]高砷贫化铜渣提铁除砷降杂实验研究[D]. 万新宇. 钢铁研究总院, 2017(01)