一、锑精矿低温焙烧脱硫（论文文献综述）
张霜华,郑雅杰,曹攀,赖慎志,张华军[1]（2020）在《砷硫铁的脱除对高砷金精矿氰化浸金的影响》文中认为通过焙烧脱砷和硫,并采用硫酸浸出金焙砂脱铁,研究不同条件下砷、硫和铁的脱除对高砷金精矿氰化浸金的影响。研究结果表明:金精矿中,砷、硫和铁的质量分数分别为3.20%,27.35%和23.50%;在焙烧温度为500℃,焙烧时间为4 h和空气流量为0.2 m3/h条件下,砷和硫脱除率分别达到51.53%和79.16%;所得金焙砂经过质量分数为30%硫酸浸出,铁浸出率高达98.12%,酸浸渣中砷、硫和铁质量分数分别为0.10%,0.55%和0.44%;采用质量分数为6‰的氰化钠溶液浸出酸浸渣,金浸出率达98.05%;经过对砷、硫和铁进行脱除,金品位从32.98 g/t增加到68.22 g/t;金焙砂通过酸浸,单体金和裸露金总质量分数从93.87%增加到96.66%;低温焙烧和酸浸适合高砷金精矿氰化浸金。
陈辰[2]（2020）在《白云鄂博矿钍矿物预富集试验研究》文中研究指明白云鄂博矿主要是以铁、稀土、铌、多金属共（伴）生大型矿床,其中稀土储量占世界已查明的50%左右,铌和钍都居世界第二。白云鄂博矿有价元素矿物主要以“贫、杂、多、细”为特征,有价元素的分离很困难,因此对选冶流程也提出较高的要求。目前,包钢对白云鄂博矿经过“弱磁-反浮选-强磁”联合选矿技术:将强磁中矿和尾矿用羟肟酸浮选出稀土,其中稀土的利用率仅有10%,铌和钍的利用率几乎为零,由于钍不能被合理的回收利用,造成了钍在选冶过程中的流失,致使环境受到严重的放射性污染。为解决白云鄂博矿钍的回收率低而造成放射性污染问题,减少对环境的危害,本论文首先研究了白云鄂博原矿中钍（Th）、稀土（REO）、铌元（Nb）元素在矿石中的分布以及伴生规律。结果表明:Th、REO、Nb元素呈类似正态分布,在高浓度和低浓度时偏离正态分布曲线,稀土元素中,Ce与La、Pr、Nd都有很高的伴生关系,相关性最高能达到0.92,但在钍元素与Ce、Nb元素的相关性仅有0.217和0.4,根据统计学原理,分别属于不相关和低度相关。本研究结果对钍元素的预富集分离有很重要的现实意义;具体说,就是选钍的同时,稀土元素、铌元素不会和钍元素一样大量进入含钍精矿中。在伴生关系的研究基础上,实现了使用X荧光机对钍元素的预富集,并研究确定了X荧光分选时阈值与入选矿石品位的关系。在X荧光分选流程中,经过阈值为1的分选精矿中钍元素富集了13.94倍。将超导磁选应用到预富集钍的流程中,钍元素的富集比为1.3,回收率达到了96.93%,可以说钍元素96.93%的部分和97.21%稀土精矿一起被分选出来。本课题研究证明了钍元素可以实现预富集,并通过研究找到元素间的共伴生关系,确定了钍主要的赋存状态,这对保护生态环境,提高经济效应,实现对我国矿山资源综合利用具有现实的指导作用。
欧阳臻[3]（2020）在《硫化锑精矿还原固硫焙烧清洁提取工艺研究》文中研究指明金属锑是重要的战略资源,全世界60%的锑资源集中在中国,目前主要采用火法工艺提取,存在流程长、能耗高和低浓度SO2污染问题。而湿法工艺又存在废水量大、提取效率低和设备腐蚀等问题,急需开发绿色、经济的锑冶炼方法。因而本文提出基于还原固硫焙烧的硫化锑精矿提取新工艺。以ZnO为固硫剂、碳粉为还原剂,经低温焙烧直接得到金属锑,后续通过选矿方法分离锑。新工艺具有低碳、固硫、经济的优势。首先对Sb2S3-ZnO-C体系进行了热力学分析,Sb-S-O和Sb-Zn-S-O体系的优势区图表明,Sb2S3可以直接转化为金属锑,且随着温度升高,Sb和Zn S的共存稳定区对氧分压和硫分压的要求降低,易于实现控制。对体系中可能发生反应的ΔGTθ计算结果表明,Sb2S3、ZnO与C之间的还原固硫反应在500-1000℃的温度范围内其ΔGTθ均小于零,说明Sb2S3的还原固硫反应热力学自发可行。而对Sb2S3-ZnO-C体系的平衡模拟分析中,得出该体系可能是分固硫和还原两步进行,同时整个焙烧过程中没有SO2。其次对反应动力学和反应过程进行了分析表征。在TG-DSC测试结果的基础上,对Sb2S3-ZnO和Sb2S3-ZnO-C两个体系的反应动力学进行了计算,结果表明在Sb2S3-ZnO体系中,Sb2S3与ZnO之间的交互反应的活化能（E）和频率因子对数（ln A）的平均值分别为189.72 k J/mol和35.29 s-1。在Sb2S3-ZnO-C体系中固硫反应和还原反应的E分别为233.4 k J/mol和288.59 k J/mol,ln A分别为41.92 s-1和40.7 s-1。对焙烧产物的XRD和SEM检测表征得出整个焙烧反应分两步进行,即Sb2S3首先与ZnO发生固硫反应生成Sb2O3和Zn S,Sb2O3在700℃以上被还原成金属锑,焙烧产物中的Zn S和Sb未形成包裹,这有利于后续的选矿过程;并且可以确定金属锑是由较大的微晶体组成,冷却速度的降低可以使Sb粒子表面变得光滑。最后对焙烧工艺制度进行了优化,得出最佳的焙烧条件为:焙烧温度800℃、碳粉粒度为100～150目、ZnO量为1倍固硫理论量、焙烧时间为2 h。在此条件下,锑生成率和固硫率分别达90.4%和94.8%。在综合扩大实验中,分别对高低锑含量的硫化锑精矿进行试验,锑生成率分别为91.8%和88.9%,固硫率为89.1%和86.1%。对焙烧产物的重选-浮选联合回收工艺中获得90.57%和89.23%的锑和锌直收率,同时金富集率和固硫率分别达87.82%和94.35%,验证了工艺的可行性。新方法具有短流程冶炼、低温低耗的优点,并有望应用于同类重金属硫化物的提取。
谈诚[4]（2018）在《硫、氧体系下高砷锑烟尘分离行为研究》文中指出有色冶金生产过程中产生大量的高砷锑烟尘,其中砷、锑的含量均在20%以上,该烟尘属于危废,但其中含有大量锑,具有较大的回收价值,由于其含砷较高,不能直接用于传统锑处理工艺,因此有必要对高砷锑烟尘中砷、锑分离进行研究。论文以处理锡阳极泥后产生的高砷锑烟尘为原料,基于砷、锑硫化物和氧化物挥发性的差异,分别采用选择性硫化法和选择性氧化-固定法研究分离过程中砷、锑分离形态和走向,并且进一步探究了各组元间的作用机理。采用选择性硫化法分离高砷锑烟尘中的砷、锑,在焙烧温度350℃、焙烧时间90 min、硫磺添加量22%、N2流量70 mL/min条件下,砷挥发率可达95.36%,而锑挥发率仅为9.07%。选择性硫化法产生的焙烧产物可以作为生产锑的硫化矿。采用选择性氧化-固定法分离高砷锑烟尘中砷、锑,在焙烧温度450℃、Fe2O3添加量15%、焙烧时间90 min、21vol%O2条件下,砷的挥发率达到90.53%,锑的挥发率13.20%。此外,对焙烧产物采用LDPE作为固体还原剂进行锑物相的还原回收,在焙烧温度1000℃、LDPE添加量25%、焙烧时间60 min条件下锑挥发率93.50%,铅基本不挥发,铁的磁化率99.50%。由于砷、锑性质的相似性,在一定条件下易形成固溶体和非晶态物质,阻碍砷、锑的分离,选择性硫化法和选择性氧化-固定法的目的是破坏或阻止固溶体和非晶相,实现砷、锑的高效分离。这两种方法为高砷锑物料的处理提出了新的思路,对有效地解决资源紧缺和环境保护之间的矛盾具有一定意义。
丁剑[5]（2017）在《含金硫酸烧渣高温氯化提金的研究》文中研究指明我国每年产出800万吨以上的含金硫酸烧渣,其中高达22.8 t的金没有得到回收,造成了金资源的巨大浪费。含金硫酸烧渣中的金多被包裹,采用常规的湿法提金技术难以获得满意的金回收率。高温氯化法是一种对原料适应性强的火法分离技术,用于含金硫酸烧渣提金时具有分离彻底的优点。然而,应用传统的高温氯化工艺进行氯化时存在一系列的问题:焙烧过程中粉化、结瘤、结圈严重,严重影响作业率;加热制度无法满足工艺要求,Au的挥发率低;内衬材料常发生腐蚀和粘接。这就对氯化工艺及氯化反应器提出新的更高的要求。本文以两种典型的含金硫酸烧渣为研究对象,进行了高温氯化提金的基础和应用研究。通过对CaCl2作氯化剂时,高温氯化提金机理和Au挥发行为以及氯化反应过程中球团性能变化的研究,确定了适宜的工艺条件,利用模拟计算进行了高温氯化反应器的结构设计,并通过实验选择了合适的高温氯化反应器内衬材料。在扩大试验过程中对实验以及模拟计算的结果进行了验证。以扩大试验为基础,进行了工业化设计。研究得到的主要结论如下:Au-CaCl2体系高温氯化挥发机理的研究结果表明:只有当载金矿物如Si02、FeS2存在时固态CaCl2才能将Au氯化。当加热温度超过CaCl2熔点时,CaCl2会部分气化,气态CaCl2具有较强的化学反应活性,可以与O2或H2O反应生成C12/HC1或直接将Au氯化。Si02是对Au高温氯化影响最大的载金矿物,其与CaCl2的反应起始温度为578～604℃,该反应在700℃存在转折点。含金硫酸烧渣-CaCl2球团焙烧时,Au的起始挥发温度在不含水、含水空气气氛下分别为350℃和750℃,C1的起始挥发温度分别为350℃和250℃,因此生球烘干温度需低于250℃。球团焙烧温度需在110℃时Au的挥发率达到最大值。升温时间过长会降低有价金属元素的挥发率,增加CaCl2的添加量或添加CaC03可缓解这一效应。因此,短升温时间、高CaCl2添加量以及某些添加剂如CaCO3的加入可促进和保证Au的挥发。含金硫酸烧渣氯化球团性能研究表明:可通过磨矿并添加复合粘结剂的方法提高生球和烘干球的质量。在氯化球团的加热过程中,焙烧球团的强度从400℃开始先降低后升高,最低强度不到烘干球团强度的10%,这一现象是高温氯化时球团粉化的主要原因。提高烘干球的强度、适当降低CaCl2的配比可以提高球团中温强度。高温焙烧时,适当的CaCl2添加量和Fe3O4的存在有助于球团形成Ca-Fe-Si系液相,填充孔隙,提高球团高温焙烧后的强度。CaCl2添加量超过6wt%时产生更多的孔隙,降低球团的强度。通过模拟计算进行了含金硫酸烧渣高温氯化反应器的设计,结果表明:为保证元素的挥发率和球团的强度,存在最优的竖炉的长宽比和高度修正系数最优值0.95和1.75,对应最优操作点的高温气体利用率最高。探讨了炉料和Cl2两种腐蚀介质对Al-Si系耐火砖的作用,结果表明:以SiO2或莫来石形式存在的硅都可与原料发生作用,莫来石会在1250℃时与原料中的液相（主要为铁酸钙）反应生成Ca-Fe-Si-Al-O四元氧化物,造成原料与耐火材料之间的粘接。体系中α-Al203性质较为稳定,仅在高温下发生与Fe2O3之间的固溶。因此,低硅高铝的耐火材料更适合用作高温氯化反应器的内衬。根据实验研究结果,设计了含金硫酸烧渣高温氯化提金反应器,并进行了规模为2万吨/年（无锡）的一系列扩大试验。扩大试验得到了理想的结果:烘干球团和焙烧球团的粉化率低;焙烧球的性质稳定,平均抗压强度达到了炼铁用氧化球团的要求;Au、Ag的挥发率分别为88%、66%;选用的低硅高铝耐火砖长期使用未发生腐蚀和粘接。扩大试验为工业化应用提供了技术支撑和保障。在实验室研究和无锡2万吨/年扩大试验的基础上,在山东泰安建立了 15万吨/年规模的含金硫酸烧渣高温氯化提金示范工程,可实现无废水和废渣排放,Au回收率高,预计可实现可观的经济、环境和社会效益。
钟大鹏[6]（2018）在《选择性氧化—硫化焙烧砷锑烟尘分离砷以及锑资源的回收》文中研究说明在我国砷污染严重和锑资源日趋枯萎的条件下,我们应当重视提高冶炼技术水平,提高冶炼效率,将砷、锑资源的回收利用作为有色冶金发展的一项战略。我国中部及西南地区有色金属阳极泥熔炼回收贵金属过程中多产生含砷锑烟尘,一般烟尘Sb含量2050%、As含量2040%。砷锑烟尘中含有大量有害元素砷,直接堆放会对环境构成潜在威胁,又其中锑资源含量丰富,运用合适方法将砷锑分离并对锑进行回收,减弱其环境危害的同时可实现锑二次资源的有效回收。考虑到Sb2O3相比As2O3更易被氧化和硫化,本研究提出使用CuO和CuS对砷锑烟尘进行深度选择性氧化-硫化焙烧分离砷、锑,并在砷脱除后结合底物提出回收锑资源的思路。通过XRD和EPMA分析可知,砷锑烟尘中砷、锑赋存物相主要为As2O3和Sb2O3,且含有一定量的结合相（Sb,As）2O3。CuO的加入对烟尘中砷、锑分离起着积极作用。实验结果表明,砷、锑挥发率随着焙烧温度和焙烧时间的增加而增加。其次,砷锑烟尘中的（Sb,As）2O3相能被CuO破坏,其中锑组分被氧化为Sb2O4而保留在底物中,然后这部分砷被释放得以继续挥发。然而,过多的CuO加入量会促进As2O3的歧化,导致砷挥发率降低,不利于砷、锑分离。在最优条件即焙烧温度为400°C、焙烧时间为100 min、CuO添加量为34.54%以及氮气流量为30 m L/min下,砷锑烟尘中锑物相成功转化为Sb2O4保留在底物中且其挥发率仅为8.63%,同时,砷以挥发物形式挥发,其去除率达91.50%,底物中砷含量降至1.08%。为了进一步降低底物中砷含量,结合硫化锑在低温下的不挥发性,CuS被选作氧化剂和硫化剂对砷锑烟尘进行综合氧化-硫化焙烧实验。实验结果表明,以CuS为添加剂处理砷锑烟尘可以获得更好的砷、锑分离效率,其原因主要为两点:首先,CuS中“Cu”呈+2价,它有着合适的氧化作用即能将烟尘中相（Sb,As）2O3破坏,其中锑物相转化为Sb2O4和Sb2S3保留在底物中而砷被释放而挥发。其次,Sb2O3的硫化优先于As2O3,使得锑物相更容易转化为不易挥发的Sb2S3。因此,在最优条件即焙烧温度为400°C以及CuS添加量为130%下,砷、锑挥发率分别为97.80%和8.29%,且底物中砷含量降至0.3%。最后,以CO作还原剂回收底物中锑。实验结果表明,温度由650升至800°C时,锑直收率从66.00增至83.81%,温度进一步升高到900°C时,Sb4O6被进一步还原为非挥发性金属锑,锑直收率降低。同样,CO分压对锑的挥发回收亦起双重作用。在最优焙烧条件下,即焙烧温度800°C、CO分压7.5 vol%及焙烧时间120min时,锑烟尘中砷挥发率可达98.40%,同时锑直收率亦可达80.40%。此外,挥发脱除的“As2O3”烟尘可用于制备砷酸铁在其被氧化后,以实现其无害化处理。
刘攀,唐伟,张斌彬,李治亚[7]（2016）在《高频感应燃烧-红外吸收光谱法在测定无机非金属样品中碳、硫的应用》文中提出综述了高频感应燃烧-红外吸收光谱法在测定无机固体化学品（固体氧化物和无机盐）、金属矿物、岩石、土壤、尘、煤、碳素材料、石墨矿、硅酸盐、耐火材料、固体催化剂等无机非金属样品中碳、硫元素的应用,侧重汇总了称样量、助熔剂的用量及加入顺序、标准样品等主要分析条件,并展望了该法的应用前景和发展方向（引用文献156篇）。
胡春融,杨旭升[8]（2015）在《难处理金矿石提金预处理工艺的选择分析》文中指出以大量的试验研究和生产实践为依据,分析了不同预处理技术对难选冶金矿石的适应性。通过分析研究,进一步阐述了难选冶金矿石预处理技术的选择依据和方法。针对难选冶金矿石的工艺特性,采取科学合理的预处理提金工艺,可最大限度地提取金并综合回收多种有价元素,从而实现资源的高效利用。
杨永斌,刘波,李骞,姜涛,曾冠武[9]（2014）在《湖南某酸性浸锑渣的浸金特性》文中研究表明结合化学成分、物相分析和氰化浸金实验,研究酸性浸锑渣的浸金特性以及氧化焙烧预处理对浸金的影响机理,并考察酸法浸锑-氧化焙烧脱硫-氰化浸金的工艺流程。结果表明:黄铁矿包裹金是造成酸性浸锑渣中金难浸的主要原因,经氧化焙烧后,焙砂中单质硫和硫化物的含量显着降低,总硫含量降至0.15%（质量分数）,硫化物转变为赤铁矿,焙砂的氰化浸金率达95.92%,比酸性浸锑渣直接浸金提高了24%。
刘小文[10]（2012）在《辉锑矿Na2CO3-KCl熔盐体系低温固硫清洁炼锑新工艺研究》文中提出针对目前硫化锑精矿火法冶炼工艺能耗高,且低浓度SO2严重污染环境等问题,本论文提出了硫化锑精矿低温固硫清洁炼锑的新工艺。新工艺以辉锑矿为原料、ZnO作固硫剂、煤粉作还原剂、碳酸钠和氯化钾作熔剂,采用低温固硫熔炼的方法清洁炼锑。论文首先展开了Sb2S3-ZnO-Na2C03-KCl体系热力学计算分析。由热力学分析可知,在700～1100K的温度条件下此熔盐体系可实现Sb2S3的还原固硫清洁炼锑,反应产物包括液态金属锑（富集有金属铅、铜、砷等）、液态熔剂（纯碱和氯化钾等盐）和固体渣（硫化锌、氧化锌、脉石组分等）。熔炼机理分析结果表明,实现硫化锑矿固硫熔炼的途径有三种可能,即硫化锑先分解再还原固硫、硫化锑先还原再固硫、及碳酸钠作反应媒介。在上述热力学研究的基础上,论文开展了硫化锑矿低温固硫熔炼工艺的条件和综合试验。最佳工艺条件：熔炼温度为850℃（1123K）左右、熔炼时间为1.0-2.0h、液固比为4-5（质量比）、WNa2CO3：WKCI=4（质量比）、ZnO为理论消耗量的1.2倍、煤粉为理论消耗量的1.5～2.0倍。最佳条件下试验结果为：锑的直收率为91.3%、粗锑品位为92.4%、固体渣固硫率为74%,熔盐固硫率21.7%、总固硫率95.7%。论文最后还开展了脉石成分与熔盐熔炼的模拟试验。结果表明,碳酸钙和氧化镁不与熔盐参与反应；三氧化二铝会与碳酸钠反应生成偏铝酸钠；二氧化硅会与熔盐反应生成硅酸钠。硫化锑精矿低温固硫清洁炼锑新工艺能耗低、工艺流程短、操作环境好,可从根本上解决低浓度SO2污染问题。
二、锑精矿低温焙烧脱硫（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、锑精矿低温焙烧脱硫（论文提纲范文）
（1）砷硫铁的脱除对高砷金精矿氰化浸金的影响（论文提纲范文）
| 1 实验 |
| 1.1 实验原料 |
| 1.2 实验方法 |
| 1.3 分析与检测 |
| 2 结果与讨论 |
| 2.1 金精矿的焙烧 |
| 2.1.1 焙烧温度对砷和硫脱除率的影响 |
| 2.1.2 焙烧时间对砷和硫脱除率的影响 |
| 2.1.3 空气流量对砷和硫脱除率的影响 |
| 2.2 金精矿焙烧对金焙砂酸浸的影响 |
| 2.3 焙烧和酸浸对氰化浸金的影响 |
| 3 结论 |
（2）白云鄂博矿钍矿物预富集试验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 白云鄂博钍资源概况 |
| 1.1.1 国内外钍资源储量 |
| 1.1.2 白云鄂博钍的工艺矿物学研究 |
| 1.1.3 钍的应用及发展 |
| 1.2 钍资源的提取技术与发展 |
| 1.2.1 焙烧法 |
| 1.2.2 碱法 |
| 1.2.3 酸浸-萃取法 |
| 1.2.4 其他 |
| 1.3 X-荧光技术的发展及应用 |
| 1.3.1 荧光技术的应用 |
| 1.3.2 X-荧光拣选及其优点 |
| 1.3.3 国内外荧光技术及其发展 |
| 1.4 超导磁选技术的发展及应用 |
| 1.4.1 超导磁选及其优点 |
| 1.4.2 国内外超导技术及其发展 |
| 1.4.3 超导技术的应用 |
| 1.5 选题的目的及意义 |
| 1.5.1 研究背景 |
| 1.5.2 研究的目的及意义 |
| 1.5.3 研究内容 |
| 1.6 创新点 |
| 2 试验的研究理论基础及内容 |
| 2.1 试验研究的理论基础 |
| 2.2 试验原料的准备 |
| 2.3 试验使用的仪器 |
| 2.4 试验的检测方法 |
| 2.4.1 扫描电子显微镜(SEM) |
| 2.4.2 核素仪 |
| 2.4.3 手持X荧光仪(XRF) |
| 2.5 评价方法 |
| 3 原矿的工艺矿物学研究 |
| 3.1 矿物的化学组成 |
| 3.2 矿物的组成 |
| 3.3 矿物的构造和结构 |
| 3.4 矿物的解离度 |
| 3.5 矿物的粒度分析 |
| 3.6 矿物的元素分析 |
| 3.6.1 钍元素与稀土、铌的元素分布规律 |
| 3.6.2 钍元素与稀土、铌的元素的伴生关系 |
| 3.6.3 含钍矿物的元素分析 |
| 3.7 矿物的工艺特征 |
| 3.8 本章小结 |
| 4 X荧光及超导预富集钍的试验 |
| 4.1 钍的预富集探索试验 |
| 4.1.1 X荧光阈值0.4的探索性试验 |
| 4.1.2 X荧光的阈值试验 |
| 4.2 X荧光预富集的工业试验 |
| 4.3 磁选富集钍的探索试验 |
| 4.3.1 高梯度磁选 |
| 4.3.2 超导磁选 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 预富集钍的矿物学分析 |
| 5.1 多元素分析 |
| 5.2 X射线衍射分析 |
| 5.3 钍的赋存状态 |
| 5.3.1 以独立矿物形式存在 |
| 5.3.2 以类质同象的形式存在 |
| 5.4 本章小结 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 在学研究成果 |
| 致谢 |
（3）硫化锑精矿还原固硫焙烧清洁提取工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 概述 |
| 1.2.1 锑及其化合物的物化性质 |
| 1.2.2 锑及其化合物的用途 |
| 1.2.3 锑的矿物资源及分布 |
| 1.3 锑的冶炼方法 |
| 1.3.1 火法炼锑工艺 |
| 1.3.2 湿法炼锑工艺 |
| 1.4 本研究课题的意义和内容 |
| 1.4.1 本课题的意义 |
| 1.4.2 研究内容 |
| 第二章 实验材料与方法 |
| 2.1 实验材料与仪器设备 |
| 2.1.1 实验药品及耗材 |
| 2.1.2 实验仪器设备 |
| 2.2 实验方法 |
| 2.2.1 焙烧实验方法 |
| 2.2.2 动力学分析方法 |
| 2.2.3 选矿分离方法 |
| 2.2.4 分析方法 |
| 第三章 焙烧过程热力学研究 |
| 3.1 优势区域分析 |
| 3.2 吉布斯自由能计算 |
| 3.2.1 Sb_2S_3-ZnO体系 |
| 3.2.2 Sb_2S_3-ZnO-C体系 |
| 3.3 平衡模拟计算 |
| 3.3.1 温度对反应平衡的影响 |
| 3.3.2 ZnO量对反应平衡的影响 |
| 3.3.3 碳粉量对反应平衡的影响 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 焙烧过程动力学研究 |
| 4.1 计算方法 |
| 4.2 Sb_2S_3-ZnO体系动力学 |
| 4.2.1 Sb_2S_3-ZnO热重分析 |
| 4.2.2 Sb_2S_3-ZnO体系动力学 |
| 4.3 Sb_2S_3-ZnO-C体系动力学 |
| 4.3.1 Sb_2S_3-ZnO-C热重分析 |
| 4.3.2 Sb_2S_3-ZnO-C体系动力学 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 硫化锑还原固硫焙烧焙烧过程分析 |
| 5.1 硫化锑还原固硫焙烧反应机理研究 |
| 5.2 硫化锑还原固硫焙烧工艺条件优化 |
| 5.2.1 温度对硫化锑还原固硫焙烧的影响 |
| 5.2.2 碳粉粒度对硫化锑还原固硫焙烧的影响 |
| 5.2.3 氧化锌量对硫化锑还原固硫焙烧的影响 |
| 5.2.4 焙烧时间对硫化锑还原固硫焙烧的影响 |
| 5.2.5 降温速度对硫化锑还原焙烧产物形貌的影响 |
| 5.3 硫化锑还原固硫焙烧-选别分离验证实验 |
| 5.3.1 硫化锑精矿还原固硫焙烧扩大实验 |
| 5.3.2 金锑矿还原固硫焙烧产物选矿试验 |
| 5.4 本章小结 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 攻读学位期间主要的研究成果 |
| 致谢 |
（4）硫、氧体系下高砷锑烟尘分离行为研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 砷的概述 |
| 1.1.1 砷及砷化合物的性质 |
| 1.1.2 砷资源的分布 |
| 1.1.3 砷的生产和消费 |
| 1.1.4 砷的危害及污染 |
| 1.1.5 砷三废的处理 |
| 1.2 锑的概述 |
| 1.2.1 锑及锑化合物的性质 |
| 1.2.2 锑资源的分布 |
| 1.2.3 锑的生产与消费 |
| 1.3 高砷锑烟尘中砷、锑分离方法 |
| 1.3.1 火法处理 |
| 1.3.2 湿法处理 |
| 1.4 课题研究内容及意义 |
| 第二章 实验材料及分析方法 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.2 实验设备与方法 |
| 2.2.1 实验设备 |
| 2.2.2 实验方法 |
| 2.3 分析方法 |
| 2.3.1 热力学分析方法 |
| 2.3.2 实验结果分析方法 |
| 第三章 选择性硫化法分离高砷锑烟尘中砷、锑 |
| 3.1 热力学分析 |
| 3.2 温度对砷、锑挥发率的影响 |
| 3.3 硫磺添加量对砷、锑挥发率的影响 |
| 3.4 时间和N_2流量对砷、锑挥发率的影响 |
| 3.5 焙烧产物的分析 |
| 3.6 本章小结 |
| 第四章 氧化-固定法分离高砷锑烟尘中砷、锑及锑资源回收 |
| 4.1 氧化-固定法分离高砷锑烟尘中砷、锑 |
| 4.1.1 热力学分析 |
| 4.1.2 Fe_2O_3添加量对砷、锑挥发率的影响 |
| 4.1.3 温度、时间对砷、锑挥发率的影响 |
| 4.1.4 氧分压对砷、锑挥发率的影响 |
| 4.1.5 本章小结 |
| 4.2 氧化-固定法中锑资源的回收 |
| 4.2.1 LDPE热解及热力学分析 |
| 4.2.2 温度对锑挥发率的影响 |
| 4.2.3 LDPE添加量对锑挥发率的影响 |
| 4.2.4 时间对锑挥发率的影响 |
| 4.2.5 本章小结 |
| 第五章 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
| 附录A 攻读硕士学位期间参与的科研项目 |
| 附录B 攻读硕士学位期间发表的论文与专利 |
（5）含金硫酸烧渣高温氯化提金的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 1.1 金的需求与战略价值 |
| 1.2 我国金资源现状 |
| 1.3 金精矿冶炼技术现状 |
| 1.3.1 预处理技术现状 |
| 1.3.2 提金技术现状 |
| 1.4 含金硫酸烧渣利用现状 |
| 1.4.1 含金高铁硫酸烧渣 |
| 1.4.2 焙烧氰化渣 |
| 1.5 高温氯化技术 |
| 1.5.1 高温氯化法原理概述 |
| 1.5.1.1 金属元素的氯化 |
| 1.5.1.2 氯化物的挥发 |
| 1.5.2 高温氯化技术现状 |
| 1.5.2.1 高温氯化对象 |
| 1.5.2.2 高温氯化剂 |
| 1.5.2.3 高温氯化工艺 |
| 1.5.2.4 高温氯化反应器 |
| 1.5.3 高温氯化提金存在的问题 |
| 1.6 本论文的研究目标和内容 |
| 2 含金硫酸烧渣的性能及研究方法 |
| 2.1 含金硫酸烧渣的性能 |
| 2.1.1 化学成分 |
| 2.1.2 物理性能 |
| 2.1.3 工艺矿物学分析 |
| 2.2 含金硫酸烧渣高温氯化提金试剂及设备 |
| 2.2.1 试剂 |
| 2.2.2 设备 |
| 2.3 研究方法 |
| 2.3.1 含氯烘干球制备 |
| 2.3.2 元素挥发及焙烧球性能研究 |
| 2.3.3 高温氯化反应器设计 |
| 2.4 性能表征方法 |
| 2.4.1 球团质量 |
| 2.4.2 化学成分分析 |
| 2.4.3 物相分析方法 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 Au-CaCl_2体系高温氯化挥发机理研究 |
| 3.1 Au-CaCl_2体系高温氯化反应热力学 |
| 3.1.1 直接氯化反应热力学 |
| 3.1.1.1 Au-CaCl_2反应热力学 |
| 3.1.1.2 载金矿物存在时Au-CaCl_2反应热力学研究 |
| 3.1.2 间接氯化反应热力学 |
| 3.1.2.1 CaCl_2分解反应热力学 |
| 3.1.2.2 Au-Cl_2/HCl反应热力学 |
| 3.2 Au-CaCl_2体系高温氯化挥发动力学 |
| 3.2.1 Au-CaCl_2体系表观反应动力学 |
| 3.2.2 CaCl_2分解反应动力学 |
| 3.2.2.1 等温热重分析 |
| 3.2.2.2 非等温热重分析 |
| 3.3 Au-CaCl_2体系高温氯化反应机理 |
| 3.3.1 硫酸烧渣高温氯化后的固体产物表征 |
| 3.3.2 Au-CaCl_2体系高温氯化反应机理 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 含金硫酸烧渣元素挥发率研究 |
| 4.1 各元素的低温氯化行为 |
| 4.2 各元素的高温挥发行为 |
| 4.2.1 加热制度对元素高温挥发行为的影响 |
| 4.2.2 配料对元素高温挥发行为的影响 |
| 4.2.2.1 CaCl_2添加量对元素高温挥发行为的影响 |
| 4.2.2.2 缓释剂选择及作用 |
| 4.2.3 焙烧气氛对金属元素高温挥发行为的影响 |
| 4.3 本章小结 |
| 5 含金硫酸烧渣氯化球团性能研究 |
| 5.1 含氯烘干球的制备 |
| 5.1.1 球磨预处理对生球及烘干球质量的影响 |
| 5.1.2 粘结剂对生球及烘干球质量的影响 |
| 5.1.3 CaCl_2对生球及烘干球质量的影响 |
| 5.2 焙烧球抗压强度的影响因素 |
| 5.2.1 焙烧球中温强度的影响因素 |
| 5.2.2 焙烧球高温强度的影响因素分析 |
| 5.3 本章小结 |
| 6 高温氯化反应器设计 |
| 6.1 高温氯化反应器结构设计 |
| 6.1.1 高温氯化反应器炉型设计 |
| 6.1.2 高温氯化反应器参数优化 |
| 6.1.2.1 高温氯化反应器数学模型 |
| 6.1.2.2 高温氯反应器操作参数优化 |
| 6.1.2.3 高温氯化反应器结构参数优化 |
| 6.2 高温氯化反应器内衬材料选择 |
| 6.2.1 耐火砖粉末反应 |
| 6.2.1.1 耐火砖粉末与炉料的反应 |
| 6.2.1.2 耐火砖粉末与氯气的反应 |
| 6.2.2 界面反应 |
| 6.3 本章小结 |
| 7 含金硫酸烧渣高温氯化提金扩大试验和工业化应用 |
| 7.1 扩大试验 |
| 7.1.1 扩大试验工艺流程与装置 |
| 7.1.1.1 主要原料及规格 |
| 7.1.1.2 工艺流程 |
| 7.1.1.3 主要装置及生产能力 |
| 7.1.2 扩大试验历程 |
| 7.1.2.1 造球工艺优化 |
| 7.1.2.2 反应器改造 |
| 7.1.2.3 反应器内结瘤现象 |
| 7.1.3 扩大试验结果 |
| 7.1.3.1 扩大试验运行指标 |
| 7.1.3.2 扩大试验对工业化进程的推进作用 |
| 7.2 含金硫酸烧渣高温氯化提金工艺流程的工业化应用 |
| 7.2.1 工艺流程 |
| 7.2.2 厂区布置 |
| 7.2.2.1 原料准备车间 |
| 7.2.2.2 焙烧车间 |
| 7.2.2.3 收尘脱硫系统 |
| 7.2.2.4 分离车间 |
| 7.2.3 工业化进展及预期效益 |
| 7.3 本章小结 |
| 8 结论与展望 |
| 8.1 主要结论 |
| 8.2 创新点 |
| 8.3 展望 |
| 参考文献 |
| 个人简历及发表文章目录 |
| 致谢 |
（6）选择性氧化—硫化焙烧砷锑烟尘分离砷以及锑资源的回收（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 砷的综述 |
| 1.1.1 砷的发展史及分布 |
| 1.1.2 金属砷的性质 |
| 1.1.3 砷的化合物 |
| 1.1.4 砷的生产及应用 |
| 1.1.5 砷的危害及污染 |
| 1.1.6 含砷物料的处理现状 |
| 1.2 锑的综述 |
| 1.2.1 锑的发展史及资源分布 |
| 1.2.2 金属锑的性质 |
| 1.2.3 锑化合物的性质 |
| 1.2.4 锑的应用及生产现状 |
| 1.3 砷锑烟尘中砷锑分离现状 |
| 1.3.1 火法焙烧分离 |
| 1.3.2 浸出沉淀法 |
| 1.3.3 物理分离法 |
| 1.4 选题的依据、研究内容以及创新点 |
| 1.4.1 课题的研究背景及意义 |
| 1.4.2 课题的主要研究内容 |
| 1.4.3 课题创新点 |
| 第二章 实验原料、设备以及方法 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.2 实验试剂和设备 |
| 2.2.1 实验试剂和气体 |
| 2.2.2 实验设备 |
| 2.3 实验方法 |
| 2.3.1 选择性氧化焙烧砷锑烟尘分离砷 |
| 2.3.2 选择性氧化-硫化焙烧砷锑烟尘分离砷 |
| 2.3.3 还原焙烧回收锑 |
| 2.4 分析方法 |
| 2.4.1 热力学分析方法 |
| 2.4.2 实验结果及分析方法 |
| 第三章 砷锑烟尘氧化-硫化焙烧及锑回收实验研究 |
| 3.1 选择性氧化焙烧砷锑烟尘分离砷、锑 |
| 3.1.1 热力学分析 |
| 3.1.2 焙烧温度对砷、锑挥发率的影响 |
| 3.1.3 焙烧时间对砷、锑挥发率的影响 |
| 3.1.4 CuO添加量对砷、锑挥发率的影响 |
| 3.1.5 氮气流量对砷、锑挥发率的影响 |
| 3.1.6 小结 |
| 3.2 选择性氧化-硫化焙烧砷锑烟尘分离砷、锑 |
| 3.2.1 热力学分析 |
| 3.2.2 焙烧温度和CuS添加量对砷、锑挥发率的影响 |
| 3.2.3 砷、锑分离机理分析 |
| 3.2.4 小结 |
| 3.3 还原焙烧回收锑 |
| 3.3.1 经氧化焙烧后砷锑烟尘底物成分分析 |
| 3.3.2 热力学分析 |
| 3.3.3 焙烧温度对砷挥发率及锑直收率的影响 |
| 3.3.4 CO分压对砷挥发率及锑直收率的影响 |
| 3.3.5 焙烧时间对砷挥发率及锑直收率的影响 |
| 3.3.6 小结 |
| 第四章 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
| 附录A 攻读硕士学位期间参与的科研项目 |
| 附录B 攻读硕士学位期间发表论文及撰写专利 |
（7）高频感应燃烧-红外吸收光谱法在测定无机非金属样品中碳、硫的应用（论文提纲范文）
| 1 无机固体化学品 |
| 1.1 固体氧化物 |
| 1.2 无机盐 |
| 2 金属矿物 |
| 3 岩石、土壤和尘 |
| 4 煤、碳素材料和石墨矿 |
| 5 硅酸盐和耐火材料 |
| 6 固体催化剂等其它无机非金属样品 |
| 7 高频红外法的其它应用 |
| 8 结语 |
（8）难处理金矿石提金预处理工艺的选择分析（论文提纲范文）
| 1 原矿焙烧 |
| 1. 1矿石工艺矿物学研究 |
| 1. 2选冶试验研究 |
| 2 金精矿焙烧 |
| 2. 1一段焙烧氧化工艺 |
| 2. 1. 1 工艺矿物学研究 |
| 2. 1. 2常规氰化浸出 |
| 2. 1. 3金精矿焙烧—氰化浸出 |
| 2. 2两段焙烧氧化工艺 |
| 2. 2. 1工艺矿物学研究 |
| 2. 2. 2常规氰化浸出 |
| 2. 2. 3两段焙烧—氰化浸出 |
| 3 金精矿生物氧化 |
| 3. 1工艺矿物学研究 |
| 3. 2 常规氰化浸出 |
| 3. 3生物氧化—氰化浸出 |
| 4 热压氧化工艺 |
| 4. 1酸性热压氧化 |
| 4. 1. 1 工艺矿物学研究 |
| 4. 1. 2 直接氰化浸出 |
| 4. 1. 3热压氧化浸出 |
| 4. 2 碱性热压氧化 |
| 4. 2. 1工艺矿物学研究 |
| 4. 2. 2常规氰化浸出 |
| 4. 2. 3热压氧化浸出 |
| 5 联合预处理工艺 |
| 5. 1 工艺矿物学研究 |
| 5. 1. 1金精矿多元素分析 |
| 5. 1. 2金矿物工艺特征 |
| 5. 2常规氰化浸出 |
| 5. 3生物氧化浸出 |
| 5. 3. 1生物氧化—氰化浸出 |
| 5. 3. 2生物氧化—低温焙烧—氰化浸出 |
| 5. 4 预浸—焙烧—氰化浸出 |
| 5. 4. 1直接焙烧—氰化浸出 |
| 5. 4. 2浸锑—焙烧—氰化浸出 |
| 6 结 语 |
（10）辉锑矿Na2CO3-KCl熔盐体系低温固硫清洁炼锑新工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 目录 |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 概述 |
| 1.1.1 锑的历史及性质 |
| 1.1.2 锑的用途 |
| 1.2 锑的湿法冶炼 |
| 1.2.1 碱性浸出-硫代亚锑酸钠溶液电积法 |
| 1.2.2 碱性浸出-直接还原法 |
| 1.2.3 氯化浸出—电积法 |
| 1.2.4 氯化浸出—干馏法 |
| 1.2.5 新氯化—水解法 |
| 1.2.6 矿浆电解法 |
| 1.3 锑的火法冶炼 |
| 1.3.1 挥发焙烧-还原熔炼法 |
| 1.3.2 非挥发(低温)焙烧—还原熔析法 |
| 1.3.3 挥发熔炼—还原熔炼法 |
| 1.3.4 硫化锑精矿直接熔炼法 |
| 1.4 重金属低温熔盐冶金 |
| 1.5 本课题的研究背景、意义及内容 |
| 第二章 硫化锑精矿低温固硫熔炼的理论基础 |
| 2.1 硫化锑精矿低温固硫熔炼过程热力学分析 |
| 2.1.1 熔炼过程中的主要反应 |
| 2.1.2 熔炼过程的热力学分析 |
| 2.2 硫化锑精矿低温固硫熔炼机理研究 |
| 2.2.1 硫化锑先分解再固硫 |
| 2.2.2 硫化锑先还原再固硫 |
| 2.2.3 碳酸钠作反应媒介 |
| 2.2.4 机理研究结果讨论 |
| 2.3 本章小结 |
| 第三章 试验原料、设备及方法 |
| 3.1 试验原料 |
| 3.2 化学试剂 |
| 3.3 原则工艺流程 |
| 3.4 试剂理论用量计算 |
| 3.5 试验设备及方法 |
| 3.6 分析检测方法 |
| 3.6.1 锑的分析 |
| 3.6.2 锌的分析 |
| 3.6.3 其它元素的分析 |
| 第四章 辉锑矿低温固硫熔炼试验结果及讨论 |
| 4.1 熔炼工艺条件试验 |
| 4.1.1 碱配比的影响 |
| 4.1.2 熔炼温度的影响 |
| 4.1.3 液固比(总碱量)的影响 |
| 4.1.4 熔炼时间的影响 |
| 4.1.5 氧化锌过量系数的影响 |
| 4.1.6 煤粉过量系数的影响 |
| 4.2 综合试验 |
| 4.2.1 综合试验Z-1 |
| 4.2.2 综合试验Z-2 |
| 4.3 本章小结 |
| 第五章 脉石成分与熔盐反应的模拟试验 |
| 5.1 碳酸钙模拟试验 |
| 5.2 氧化镁模拟试验 |
| 5.3 三氧化二铝模拟试验 |
| 5.4 二氧化硅模拟试验 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 结论与建议 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 建议 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间主要的研究成果 |
四、锑精矿低温焙烧脱硫（论文参考文献）
- [1]砷硫铁的脱除对高砷金精矿氰化浸金的影响[J]. 张霜华,郑雅杰,曹攀,赖慎志,张华军. 中南大学学报(自然科学版), 2020(06)
- [2]白云鄂博矿钍矿物预富集试验研究[D]. 陈辰. 内蒙古科技大学, 2020(01)
- [3]硫化锑精矿还原固硫焙烧清洁提取工艺研究[D]. 欧阳臻. 湖南工业大学, 2020(02)
- [4]硫、氧体系下高砷锑烟尘分离行为研究[D]. 谈诚. 昆明理工大学, 2018(01)
- [5]含金硫酸烧渣高温氯化提金的研究[D]. 丁剑. 中国科学院大学(中国科学院过程工程研究所), 2017(06)
- [6]选择性氧化—硫化焙烧砷锑烟尘分离砷以及锑资源的回收[D]. 钟大鹏. 昆明理工大学, 2018(01)
- [7]高频感应燃烧-红外吸收光谱法在测定无机非金属样品中碳、硫的应用[J]. 刘攀,唐伟,张斌彬,李治亚. 理化检验(化学分册), 2016(04)
- [8]难处理金矿石提金预处理工艺的选择分析[J]. 胡春融,杨旭升. 黄金, 2015(02)
- [9]湖南某酸性浸锑渣的浸金特性[J]. 杨永斌,刘波,李骞,姜涛,曾冠武. 中国有色金属学报, 2014(12)
- [10]辉锑矿Na2CO3-KCl熔盐体系低温固硫清洁炼锑新工艺研究[D]. 刘小文. 中南大学, 2012(02)