一、复杂贱金属硫化物三氯化铁浸出工厂的工程设计（论文文献综述）
张景辉[1]（2017）在《湖库重金属污染底泥安全处置成套技术开发及工程应用》文中进行了进一步梳理中新天津生态城汉沽污水库已存在三十多年,重金属沉积造成了水库底泥严重污染,对周边区域的环境安全形成了巨大隐患。本课题旨在妥善解决污水库污染底泥的安全处置问题,主要开展了以下工作:一、污水库污染底泥本底调查与风险评估对生态城污水库底泥进行布点采样,测定了底泥岩土力学、理化特性、污染物含量、存在形态、空间分布等参数,分析了底泥的污染状况,并针对底泥重金属污染进行了风险评估。结果发现:污水库底泥中共检出污染物29项,其中,Hg、As、Cd、Cu四种重金属超标;部分汞以甲基汞形式存在,对环境的危害非常大;砷、镉大部分以可交换态和碳酸盐结合态存在,较易对上覆水体造成危害。二、重金属污染底泥稳定化研究考察了氧化钙、硫化钠、硫酸亚铁、磷酸氢二钠、ES、壳聚糖六种稳定剂对重金属的稳定性能。研究结果发现:ES稳定剂表现出最佳的稳定化效果,在ES投加量5%,pH8,液固比1.2:1时,Hg、As、Cd、Cu的稳定化率分别达61.2%、87.7%、86.4%和85.6%;测定了ES处理前后底泥中的重金属形态,结果发现处理后重金属的残渣态和可氧化态比例明显增大,有效提高了重金属的稳定性。三、重金属污染底泥安全处置技术开发及工程应用构建了基于GIS的污水库污染物空间分布信息系统;提出了污染底泥精确疏浚及次生污染控制技术;开发了土工管袋脱水减容技术,开展了小试、中试试验研究;形成了“环保疏浚-管道加药稳定絮凝-土工管袋脱水减量”底泥安全处理成套技术,并在生态城污水库治理工程中成功应用,节省了工程投资。四、重金属污染底泥造岛填埋环境影响后评价及对策对污泥填埋造岛区渗滤液、地下水及大气环境进行了监测,结果显示均达到了验收要求,表明污泥填埋未对其周边环境产生影响;风险评估显示:填埋场封场后,渗滤液污染地下水事件发生的概率很低,高于十年一遇以上水平;即使渗滤液发生局部泄漏,其非致癌风险和致癌风险水平均是可接受的。
陈栋[2]（2012）在《含多金属硫酸渣制备预还原球团工艺及机理研究》文中指出近年来,我国铁矿石资源短缺已经严重制约了钢铁工业的发展。作为一种富含铁元素的二次资源,硫酸渣还含有少量的铜、铅、锌等有色金属,具有重要的综合利用价值,是一种典型的难选难冶二次资源铁矿。我国化工行业每年排放数千万t的硫酸渣,且在全国各地堆存量上亿t无法得到有效利用。传统的回转窑高温氯化焙烧工艺,要求含多金属硫酸渣的FeO含量小于5%,且制备出的氧化球团铁品位低；而用还原焙烧工艺处理含多金属的硫酸渣,则无法脱除铜等有色金属。本研究以河南灵宝地区的含铜铅锌和高FeO含量的硫酸渣混合矿为原料,开发了预热氯化-直接还原“一步法”新工艺,并进一步开展了相关机理的研究,为含多金属硫酸渣综合利用提供理论依据及有效途径。系统研究了含多金属硫酸渣生球制备、球团的预热固结和氯化焙烧、球团预热还原焙烧等工艺,优化了工艺参数。研究结果表明：所开发的含多金属硫酸渣球团预热氯化-直接还原“一步法”新工艺,可制备出铁品位高,机械强度好,具有一定的金属化率和铜铅锌含量低的预还原球团矿,是一种优质的高炉炉料。针对含Fe61.24%、CuO.22%、Pbl.79%和Zn0.20%的硫酸渣混合矿,在链篦机-回转窑模拟装置上进行了该工艺的扩大试验,取得的主要指标为：预还原球团全铁含量73.17%、金属化率46.18%、Cu、Pb和Zn含量分别为0.18%、0.16%和0.065%,抗压强度1069N/个,转鼓强度64%,总还原度90.97%,还原膨胀指数-3.7%,还原粉化指数RDI+3.15为98.83%。结果表明：该工艺能有效的实现铁和铜、铅、锌的分离,在大幅提高铁品位同时,预还原球团的机械强度、冶金性能和铜、铅、锌等杂质的含量均能满足高炉要求。深入开展了硫酸渣球团氯化焙烧基础研究。①氯化热力学基础研究表明：添加CaCl2的球团中铜、铅、锌的氧化物、硫化物、铁酸盐和硅酸盐均容易被氯化,而铁氧化物和硅铝等脉石矿物均难以被氯化,这是实现铁和铜、铅、锌氯化挥发分离的理论依据。②氯化焙烧动力学研究表明：在1025℃～1175℃的温度范围内,CuO、Cu2O、ZnO和ZnFe2O4的氯化反应均受界面化学反应控制,而PbO的氯化反应则受扩散控制。铜、铅、锌的氯化反应速率非常快,这为硫酸渣中铜、铅、锌在链篦机上预热过程快速脱除提供了动力学支持。③铜、铅和锌的氯化焙烧行为研究结果表明：在氯化焙烧过程中,硫化物最容易脱除,氧化物次之,而铁酸盐和硅酸盐最难脱除,脉石成分对铜、铅、锌矿物的氯化脱除有很大影响。④氯化焙烧过程中预热球团的微观结构变化发现,氯化焙烧可促进预热球团内铁氧化物的结晶。进一步研究了含多金属硫酸渣球团还原行为。①还原焙烧热力学基础研究表明：铜氧化物最容易被还原成金属铜而残留在球团中；铅氧化物也易被还原而挥发；锌氧化物最难被还原,但还原后容易挥发。②还原动力学研究表明：在800-1100℃的还原温度范围内,硫酸渣球团中的铁氧化物还原受界面化学反应控制。在还原温度为950～1100℃时,铁酸锌和氧化铅的还原也均受界面化学反应控制。氧化铅还原最快,锌氧化物次之,铁氧化物还原最慢。③硫酸渣球团直接还原过程固结机理和微观结构特征研究表明：预热球团充分固结和铁氧化物充分结晶,是保证直接还原球团强度的前提。④铅、锌氧化物还原焙烧行为研究表明：提高还原温度及维持强还原气氛有利于加快铅和锌的脱除。
罗超[3]（2012）在《热酸浸出—铅黄铁矾法除铁工艺研究》文中认为采用“三段浸出-硫化锌还原-中和沉铟”流程处理高铅锌焙砂,回收铅、锌、铟等有价金属,研究过程发现：低酸浸出过程温度过高、终点酸度过低时,有大量的Fe3+会沉淀下来。为了寻找Fe3+大量沉淀的原因,本文研究了低酸-高酸浸出高铅锌渣过程；提出了“热酸浸出-铅黄铁矾法除铁工艺研究”的新课题,研究了铅黄铁矾形成的条件及机理；提出了“热酸浸出-铅黄铁矾法除铁-硫酸化焙烧”处理高铁锌渣的新工艺,实现了锌铁分离以及沉矾剂的再生。低酸浸出过程温度过高、终点酸度过低时,Fe3+形成铅黄铁矾进入渣中,In3+部分取代Fe3+而进入到渣中,形成较为复杂的含铟铁矾。对硫酸体系铅黄铁矾的形成条件及机理进行了系统的研究。试验结果表明,铅黄铁矾形成的条件为pH>0.7,温度>75℃；最佳沉矾pH值为1.3-1.5,最佳沉矾温度为95℃；三价铁离子浓度的提高、时间的延长、硫酸铅用量的增加、晶种的加入都有利于铅黄铁矾的形成；采用乙酸铵处理铅黄铁矾渣,能有效地除去渣中的硫酸铅,得到铅黄铁矾晶种；硫酸体系铅黄铁矾形成的离子反应式为：PbSO4=Pb2++SO42-,Pb2++6Fe3++4SO42-+12H2O=PbFe6（SO4）4（OH）12+12H+对铅黄铁矾法沉铁及矾渣的浸出进行了系统的研究。试验结果表明,以低浸液为原料进行铅黄铁矾法沉铁,在温度95℃、时间2.5h、硫酸铅用量为理论量的1.4倍、晶种用量15g.L-1的最优条件下,平均沉铁率、沉铟率分别为95.47%和94.87%；所得到的铅黄铁矾渣浸出前在焙烧温度270℃、焙烧时间1.5h、硫酸用量为1.0倍理论量的最优条件下焙烧预处理,Zn、 Fe、 In的浸出率分别为97.60%、98.41%和97.92%,浸出液的pH值为1.0左右,有利于后续中和沉铟过程,得到的硫酸铅渣返回作沉矾剂；铅黄铁矾法沉铁过程中,绝大部分的As、 In、 Sb、 Sn随Fe一起进入矾渣中,而Cu、 Cd只有少部分进入渣中,As入渣速率最快,Fe、 In、 Sb、 Sn的入渣速率大体相同,镉最慢。本研究为“热酸浸出-铅黄铁矾法除铁”工艺处理高铁锌矿的可行性提供了理论依据,具有极大的应用前景；进一步完善了硫酸体系黄铁矾除铁的理论研究,具有一定的学术参考价值。
王迎爽[4]（2012）在《铜浮渣真空蒸馏分离铜与铅的研究》文中提出铜浮渣是粗铅火法精炼除铜过程的产物,含有Pb、Cu、Ag、Bi、Sn等有价金属,具有极高的回收价值。针对铜浮渣的处理工艺现状,本研究采用真空蒸馏的方法分离铜浮渣中的铜和铅,既提高了资源的有效利用率和经济效益,又减轻了对环境的污染,具有冶炼流程短、对环境友好、劳动条件好等优点,符合节能和清洁生产的要求,可为真空蒸馏处理铜浮渣的工业化提供理论指导。本论文综述了铅的冶炼方法和铜浮渣的处理方法,对铜浮渣中PbO的还原和铜与铅真空蒸馏分离的可行性进行了理论分析。热力学计算结果表明,真空条件下温度低于常压下炭还原PbO的最低还原温度（563K）反应即可发生,且随着压强的降低,平衡常数上升明显。通过分离系数和气液相平衡成分图的计算,表明铜浮渣中的铜和铅可以通过真空蒸馏进行分离,产品粗铅含铜可降至0.2%以下。本文对铜浮渣真空蒸馏的动力学进行了分析,计算了Pb和PbS的最大理论蒸发速率,讨论了影响蒸发过程的因素。在真空条件下,对焦粉用量、蒸馏时间及蒸馏温度对铜浮渣中铜和铅的分离效果的影响进行了试验研究,试验结果表明铜浮渣中的铜和铅可以通过真空蒸馏的方法进行分离。当蒸馏温度一定时,铅的挥发率随蒸馏时间的延长而提高,直到铅挥发完全为止；随蒸馏温度的提高,铅的蒸发速率加快,缩短了蒸馏时间,但过高的蒸馏温度也会导致粗铅中杂质量的增加。通过试验,确定了铜浮渣真空分离铜与铅的较优工艺条件为：炉内残压10～15Pa,焦粉用量2%,蒸馏时间30min,蒸馏温度为1273K。在此条件下,所产粗铅含铜≤2%,冰铜含铅≤1%；铅的回收率为87.25%,铜的回收率为88.03%。
李晓静[5]（2012）在《旋流电积技术进行铜电解液净化脱铜除杂的研究》文中提出铜是国民经济发展的重要原料。电解精炼是金属铜生产的主要工序。铜电解精炼过程中,As、Sb、Bi等杂质在电解液中不断富集,造成阴极铜产品中杂质含量超标,故需要对电解液进行定期定量的净化。目前,电积法是电解液净化主要方法,但常规电积法要求铜电解液中铜离子浓度高、杂质浓度低,且脱铜除杂过程中浓差极化现象严重,造成大量铜损失,降低铜的回收率,增加电能消耗,并且产生大量酸雾和ASH3等有毒气体,严重危害环境及人体健康。本论文针对大冶有色金属公司铜电解净化采用二段脱除法存在的铜损失大,砷锑铋杂质脱除率低,电耗高、生产环境差等问题,开发了旋流电积技术脱铜除杂的新工艺。为确保阴极铜产品质量及杂质高脱除率,依据Cu2+浓度设计了三段脱铜、一段脱砷锑铋的技术路线。开展了实验室小试及现场工业试验研究,考察了电流密度、循环流量及温度对每段电积过程电流效率、槽电压、阴极铜质量及杂质脱除率的影响,确定了最优工艺条件和技术参数。实验室小试研究结果表明：第一阶段Cu2+浓度在20g/L以上,电流密度300A/m2,循环流量600L/h,电积铜产品达到GBT467-1997高纯阴极铜（Cu-CATH-1）的标准,电流效率达到96.5%；第二阶段Cu2+浓度在8g/L以上,电流密度400A/m2,循环流量700L/h,电积铜产品达到标准阴极铜（Cu-CATH-2）的规格,电流效率达到92.8%；第三阶段Cu2+浓度在3g/L以上,电流密度300A/m2,循环流量900L/h,得到含Cu99.67%的粗铜,电流效率达到90.1%。第四阶段Cu2+浓度在3g/L以下,电流密度500A/m2,循环流量250L/h,终点溶液中Cu2+浓度0.009g/L,As、Sb、Bi脱除率分别达90.6%、98.9%和99.9%。现场工业试验研究,验证了最佳工艺条件和技术参数,评价了工艺的技术经济指标。结果表明：第一阶段Cu2+浓度在20g/L以上,电流密度500A/m2,循环流量9m3/h,得到高纯阴极铜,电流效率达99.08%；第二阶段Cu2+浓度在8g/L以上,电流密度400A/m2,循环流量8.5m3/h,得到标准阴极铜,电流效率达93.65%；第三阶段Cu2+浓度在3g/L以上,电流密度300A/m2,循环流量9m3/h,得到含Cu99.93%的粗铜,电流效率达89.66%；第四阶段Cu2+浓度在3g/L以下,电流密度800A/m2,循环流量6m3/h,终点溶液中Cu2+浓度0.004g/L,AS、Sb、Bi脱除率分别达89.3%、80.0%和99.9%。在整个脱铜阶段,铜回收率达93%,平均电流效率达94.4%。脱砷锑铋阶段砷的相对电流效率达41.4%,相对于诱导脱砷法的电流效率高出3倍以上。脱杂产物黑铜渣中铜砷比为0.3039：1,可以直接用于砷锑铋的提取。旋流电积技术相对比大冶公司二段脱杂技术,脱铜电耗降低25%左右,脱砷电耗降低50%左右。本论文开发并设计了旋流电积技术进行铜电解液净化脱铜除杂的新工艺,为工业化生产提供了可行性方案,开辟了一条铜电解净化脱铜除杂高效、高选择性、清洁环境友好的新途径。
李玉虎[6]（2012）在《有色冶金含砷烟尘中砷的脱除与固化》文中进行了进一步梳理由于砷及其化合物的挥发性,其通常富集于各类冶炼烟尘中。除了含有大量的砷,冶炼烟尘中还含有数量可观的有价金属。因此,有色冶金高砷烟尘中砷的脱除与固化,是消除“砷害”,实现资源循环利用的重要途径。本文研究了ISP炼锌工艺中最具代表性的含砷烟尘—高砷次氧化锌中砷的脱除与固化,其研究结果对其它含砷烟尘的处理也具有一定的指导意义。本论文的主要研究内容及结果撮要介绍如下。1、系统研究了ISP次氧化锌中砷的物相。根据次氧化锌中砷的物相形态,次氧化锌可分为三种类型：Ⅰ型成分为锌高铅低,砷主要物相为As2O3; Ⅱ型成分也是锌高铅低,但砷的主要物相为亚砷酸锌；Ⅲ型铅含量偏高,锌含量相对较低,砷主要以砷酸铅物相存在。造成次氧化锌多样性的原因是生产气氛的波动,而引起生产气氛波动的原因除了工艺技术以外,原料成分的波动不容忽视。2、提出了碱性体系选择性浸出脱砷—催化作用下As（Ⅲ）空气氧化—石灰沉砷—砷酸钙渣水泥固化的原则工艺,并从热力学及溶液平衡的角度,对各步工序进行了理论分析。由主要物相的溶解组分log C-pH图判断,利用碱性浸出体系均可实现三种类型次氧化锌中砷的选择性浸出,并且S2-的引入将有助于强化浸出体系的选择性,促进砷的浸出。从热力学上判断,空气氧化As（Ⅲ）是可行的,而可用于As（Ⅲ）氧化的锰化合物有：MnO4-、MnO2、MnOOH、Mn3O4。对As（Ⅲ）氧化过程吉布自由能影响最大的是反应体系的pH。石灰沉砷的产物主要取决于反应体系的终点pH,随着pH的增加,沉砷产物主要由CaHAsO4·H2O向Ca3（AsO4）2和Ca5（AsO4）3OH转变。就含砷溶液的净化深度及砷酸钙渣的稳定性而言,Ca5（AsO4）3OH均是最佳的选择。3、开展了三种类型次氧化锌中选择性浸出脱砷研究。对于Ⅰ型、Ⅱ型次氧化锌采用NaOH-H2O浸出体系可达到较好的脱砷效果,其砷浸出率可分别达84%、68%以上,而铅、锌的浸出率均小于1%；而对于Ⅲ型次氧化锌采用NaOH-Na2S-H2O浸出体系较为合适,在最优条件下,砷浸出率可达73%,同时,铅、锌的浸出率分别为0.4%和0.8%。4、分别开展了双氧水、空气及催化空气氧化As（Ⅲ）的工艺研究。对于本文所得浸出含砷浸出液,采用理论耗量1.2倍的双氧水,可实现As（Ⅲ）的完全氧化,但成本相对较高。空气氧化效率较低,氧化8h,仅有22.3%As（Ⅲ）氧化成五价砷。高锰酸钾对溶液中的As（Ⅲ）具有超计量氧化的特性,该特性源于其还原产物（MnxOy）对As（Ⅲ）的空气催化氧化效应。利用这一催化效应,可有效改善空气氧化As（Ⅲ）效率。控制反应体系在pH为13、砷锰摩尔比为21：1、空气流量0.2m3/h条件下反应5h可使溶液中的As（Ⅲ）完全氧化。5、石灰沉砷效果受温度、pH和Ca/As摩尔比的影响十分显着。含砷溶液未经氧化而直接采用石灰沉砷工艺时,在最佳条件下,沉砷率仅为67%左右；在pH为12,温度95℃,Ca/As摩尔比3：1条件下反应2h,氧化后液沉砷率可达99.5%,所得砷钙渣中的砷主要以晶态的Ca5（AsO4）3OH形式存在。沉砷过程中,浸出液中的铅、锌离子也会发生沉淀。对高铅、锌浸出液采用酸化-石灰沉砷工艺,利用浸出液中残余的硫离子选择性沉淀铅、锌离子,可避免浸出液中铅、锌离子在石灰沉砷过程中发生沉淀。6、砷酸钙渣热处理工艺不仅可使非晶或低晶含砷物相转变为晶态的砷酸钙,还可促使砷酸钙颗粒长大、致密化,从而提升砷酸钙渣的稳定性。高铅、锌砷酸钙渣在热处理过程后,Ca5（AsO4）3（OH）成为唯一的含砷物相,而含铅物相由Pb5（AsO4）3（OH）转化为以Ca2PbO4、PbO2。砷酸钙渣水泥固化效果除了与水泥配比有密切关系外,还与砷酸钙渣自身状况有较大影响。砷酸钙渣中残余的游离砷和碱对固砷效果有负面作用,因此,沉砷结束后需对其进行洗涤。将沉砷渣洗涤、干燥后,800℃下煅烧1h,在水泥/砷酸钙渣配比为3：1条件下固化,所得固化块稳定性采用HJ/T300-2007的方法评价,其浸出液中砷含量仅为1.5mg/L,可完全满足GB508.1-2007的要求。
招国栋[7]（2011）在《碱浸—电解法资源化处理氧化型含锌危险废料研究》文中研究说明氧化型含锌危险废物会对环境造成严重的危害,因此无害化、资源化处理氧化型含锌危险废物势在必行,本着改善环境质量,缓解锌需求量急剧增加与锌精矿资源日趋枯竭的矛盾、克服传统湿法提锌工艺的缺陷目的,本论文基于锌的强碱介质选择性浸出、低电解能耗优势,对氧化型含锌危险废物的碱浸—净化—电解—苛化生产金属锌粉技术展开了系统地研究。通过优化浸取条件、彻底净化杂质、高值化电积回收等技术,使碱浸—电解工艺的工业化应用取得良好环境和经济效益,并得到以下主要结论：（1）构建了Zn（Ⅱ）-NaOH-H2O体系热力学模型,在强碱性溶液中,锌是以zn（OH）42-和ZnO22-形式存在的,并确定了锌的平衡浓度与碱浓度的关系,用实验进行验证,测得在不同碱浓度下,锌的平衡浓度计算值和实验值相对偏差的绝对平均值为0.1298%,说明热力学模型是正确的。（2）氧化型含锌废料强碱浸取时,含锌烟灰原料最佳浸出条件为：NaOH浓度6mol/L、温度90℃、浸出时间120min、液固比10：1、颗粒直径100～160目、搅拌速率为300r/min,锌浸出率可达90%以上：ZnCO3原料最佳浸取条件为：NaOH浓度6mol/L、温度90℃、浸出时间120min、液固比10：1、颗粒直径100～160目、搅拌速率450r/min,锌浸出率超过90%；Zn2Si04原料最佳浸取条件为：NaOH浓度8mol/L、温度90℃、浸出时间240min、液固比8：1、颗粒直径100-160目、搅拌速率450r/min,锌浸出率接近85%。浸取参数对锌浸出影响大小的顺序分别为：ZnO原料,R>T>CNaOH>D>t>V；ZnC03原料,R>T>V>D>CNaOH>t；Zn2Si04原料,t>V>T>R>CNaOH>D。（3）含锌烟灰在强碱性溶液中的活化能为42.00kJ/mol、碳酸锌矿的活化能为43.15kJ/mol,表明碱浸取含锌烟尘和碳酸锌矿过程主要受化学反应控制；硅酸锌矿在碱溶液中的浸出过程分为两段,在0～10min内其活化能为13.59kJ/mol,表明在浸取开始段内是受内扩散控制,浸出后端其活化能为31.86kJ/mol,表明浸取后段的过程是受化学反应和内扩散共同控制。（4）硫化钠可选择性定量分离强碱性溶液中的铅锌,并发现硫酸铁、硫酸钠、氧化钙对强碱性溶液中的砷、铝等杂质具有一定的净化作用,以此提出了浸出液深度净化工艺：将浸取液升温到70℃,加入硫化钠,硫化钠的加入量为浸取液中铅含量的1.8倍（质量比）,搅拌1.5h；加入硅酸钠,硅酸钠的加入量为每升浸取液1.5g,搅拌1h；加入硫酸铁,硫酸铁的加入量为每升浸取液1g,搅拌1h；再加入石灰,石灰的加入量为硫化钠加入量的0.8倍,搅拌1h；静置4h,过滤,输送入陈化池陈化48小时后电解。（5）对Zn（Ⅱ）-NaOH-H2O体系中锌电积理论分解电压进行了计算,在强碱性溶液中锌电积的理论分解电压为1.728V,比传统硫酸锌溶液锌电积分解电压低0.352V；其锌电积的最佳工艺条件为：电流密度800～1000A/m2,碱浓度180～200g/L,电解温度30-50℃,锌浓度30-40g/L,电流效率可达99%以上,电能耗为2.38kWh/kg锌粉；锌在阴极板上析出时,增加电流密度、降低溶液温度,锌粉从麦穗状向具有更大比表面积的薄片状转变；增大电解液碱浓度,锌粉从薄片状向层状、石块状转变；电解液锌浓度越大,越易形成粒径较大的锌粉。（6）研究了As、Cl-、SiO32-、SO42、CO32-、F-、Al、Pb、 Mg、Fe、Ni、Mn、Ca、Cd、Cr、Cu等对电解金属锌粉的影响,确定电解液中杂质许可的浓度范围。（7）提出了废电解液的苛化处理工艺：在废电解液中加入碱,使碱浓度达到350g/L,通过提高碱浓度使碳酸钠和一些杂质结晶生成沉淀。在沉淀中加入洗渣水等废水,控制苛化液的碱浓度在80-100g/L范围内,碳酸钠的浓度在40g/L以上。苛化工艺参数确定为：氧化钙的加入量为理论值的1.5～1.8倍；温度为90℃；苛化时间为30min；废电解液经过苛化处理后,1m3的废电解液可苛化出约28kg碱,废电解液在经过苛化处理后,废液中的铁、铜、镁、锰、镉、铬等重金属的去除率在10-40%左右,对砷的去除率达到62%,废电解液苛化工艺具有较好的除杂效果。（8）设计了年处理1万吨氧化型含锌危险废料再生加工厂,对磨矿、浸取、净化、电解、锌粉清洗干燥粉碎工艺段的设备进行了最优化设计。根据设计建成的某锌废料再生加工厂锌浸取率达到90%以上,生产的金属锌粉能达到国家锌粉二级标准,运营状况良好。（9）经过碱浸处理的氧化型含锌危险废料变为一般固体废弃物,实现了无害化,对环境的危害大大降低。总之,无论从经济效益、环境效益还是社会效益方面含锌危险废物的碱浸—电解—制备金属锌粉工艺比传统锌粉生产方法更具有竞争优势,它可以利用酸法炼锌不能利用的含氟、氯、硅的贫杂氧化锌矿和含锌废料,是氧化型含锌危险废料的全湿法清洁工艺,具有广阔的工业化应用前景。
潘佼[8]（2011）在《低浓度硫酸镍溶液富集技术研究》文中认为在镍生产以及镍电镀过程中会产生大量的低浓度硫酸镍溶液,是全球主要的重金属污染源之一。结合我国建设资源节约型、环境友好型可持续发展社会的实际要求和国情,本文采用离子交换法处理及回用含镍废水,研究影响离子交换效果的各个因素,优化工艺参数,用以指导实际工程的设计和调试。主要完成以下几方面的研究工作:（1）采用静态（间歇）法选择合适的离子交换树脂,研究表明单独处理含镍废水的最佳工艺条件:室温下,强酸性离子交换树脂4g,镍离子浓度1g/L,反应时间60min,pH值5～6,离子回收率能达到90%以上。对应于单一离子体系的吸附来看,混合体系中镍离子的去除率有不同程度的下降,这是因为Co2+、Ni2+性质相近且离子化合价相同,所以当它们共存于同一体系时吸附程度也基本相同。（2）动力学研究表明,离子交换树脂对镍离子的吸附过程主要受液膜扩散控制。用Freundlich等温吸附曲线拟合,拟合效果较好。热力学研究表明不同温度下的吸附焓为正值,说明镍离子在离子交换树脂上的吸附为吸热过程,过程很容易进行。（3）动态实验研究表明,单柱工艺处理废水的最佳工艺条件为:原料液浓度及温度一定,离子交换柱高径比Z/D为20,原料液流速为7ml/min。而采用混合柱串联吸附工艺可以将废水中离子浓度降到1mg/L以下,离子去除率达到99%以上,可以达到国家排放标准,且树脂的利用率达到80%,比单柱吸附工艺效果好。（4）对静态、动态实验最佳工艺条件下的饱和离子交换树脂进行红外光谱分析,研究表明:树脂吸附Ni2+前后峰值基本没有变化,说明离子交换法处理废水只是离子间的交换吸附。同时结合研究的结果对离子交换设备进行了放大设计,完成了对日产镍1kg交换设备的计算。（5）当树脂达到饱和后,选择合适的再生剂以恢复树脂的交换性能,使之达到最佳交换容量,实验确定最佳再生工艺条件为:用硫酸作为再生剂,进行单柱顺流再生,当再生液用量为树脂体积的15倍时,采用3mol/L的硫酸接触40min可以达到很好的吸附效果。
范志明[9]（2010）在《污泥屏障氧化缓冲容量与重金属再溶出关系研究》文中提出尾矿堆暴露在自然条件下,其中的硫化矿物不断氧化,产生酸性极强且含有大量重金属的酸性矿山废水（acid mine drainage, AMD）,对尾矿堆场周围的土壤和地下水环境造成严重污染。从废弃物包封处置的原理出发,提出了尾矿堆场污泥还原屏障新构想。污泥还原屏障不仅利用污泥的低渗透性阻隔重金属污染,还利用污泥中厌氧微生物导致的还原反应固定重金属污染物,丰富和完善了现有的包封屏障理论与技术。在风化淋滤条件下形成的AMD溶液,由于自由氧的溶入,表现出比污泥更高的氧化性质。渗入污泥屏障的AMD溶液与污泥发生氧化还原反应,必然会引起污泥屏障向氧化的状态发展。在硫酸盐还原作用下已经固定在污泥中的重金属,可能会由于污泥的氧化而二次释放。本研究的目标是通过实测污泥的氧化缓冲容量,分析污泥氧化缓冲容量的来源,研究氧化缓冲容量消耗过程与重金属溶出之间的关系,模拟计算不同厚度的污泥屏障可以固定重金属的时间,为污泥屏障的实际应用提供理论依据。本研究首先将污水处理厂污泥与蒸馏水混合,加入营养物质,强化重金属Zn、Cu、Pb的浓度,调节pH值,制备成不同性质的污泥悬液,置于阴暗处水浴恒温厌氧培养。经过一定时间培养后,取一定量的污泥悬液进行氧化滴定实验。在滴定过程中,当悬液Eh值到达一定值时,抽取部分悬液进行化学分析,测定悬液中的重金属含量和主要阴阳离子浓度。通过理论分析法研究污泥氧化缓冲容量的来源以及污泥氧化过程中重金属的释放问题。实验结果表明,污泥悬液的氧化缓冲容量随着悬液固液比的增大略有减小,随着悬液厌氧培养时间的延长而增加。当污泥进入强烈还原状态后,氧化缓冲容量主要来自Eh≤-150mV的强烈还原区间,可达氧化缓冲容量的50%以上。氧化滴定过程中,当污泥悬液的pH=6.0±0.5,Eh≥-150mV时,Zn首先明显溶出,Eh≥150mV时,Cu和Pb明显溶出；当污泥悬液的pH=5.0±0.5时,目标重金属的溶出量明显要大于pH=6.0±0.5的污泥悬液；当污泥悬液的pH=7.5±0.5时,目标重金属基本不溶出。基于以上实验结果,建立了污泥屏障在AMD渗流条件下氧化缓冲容量消耗的数学模型。模拟计算结果表明,当AMD水头高度为10m时,厚度2m的污泥屏障经历AMD溶液38787a的渗透氧化,仍可保持原有的强烈还原状态,具备对重金属的固定效果。因此,污泥屏障应用于尾矿堆场,具有较强的氧化缓冲容量,可以确保对AMD渗滤液中重金属的长期拦截效果。
李淑梅,丛自范,刘金堂[10]（2010）在《从氯化铅和氯化亚铁混合溶液中电解提取铅》文中进行了进一步梳理采用隔膜袋电解法从氯化铅和氯化亚铁的混合溶液中电解提取铅。通过维持隔膜袋里混合溶液小的静压头,避免含有三价铁离子的阳极液扩散进入阴极室。试验结果表明,在电流密度500 A/m2、阴极液中Pb2+质量浓度50 g/L、电解温度90℃、电解时间1.5 h的条件下,阴、阳极的电流效率分别达到95%、80%。
二、复杂贱金属硫化物三氯化铁浸出工厂的工程设计（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、复杂贱金属硫化物三氯化铁浸出工厂的工程设计（论文提纲范文）
（1）湖库重金属污染底泥安全处置成套技术开发及工程应用（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 底泥与底泥污染 |
| 1.2 底泥重金属污染来源与危害 |
| 1.2.1 重金属及其污染特征 |
| 1.2.2 底泥重金属污染来源 |
| 1.2.3 底泥重金属污染危害 |
| 1.3 底泥重金属污染现状 |
| 1.4 重金属污染底泥治理技术 |
| 1.4.1 物理技术 |
| 1.4.2 化学技术 |
| 1.4.3 生物技术 |
| 1.5 底泥脱水减容技术 |
| 1.5.1 机械脱水 |
| 1.5.2 自然干化 |
| 1.5.3 干燥 |
| 1.5.4 干化焚烧 |
| 1.5.5 吹填 |
| 1.5.6 土工管袋脱水 |
| 1.6 选题背景、研究内容与技术路线 |
| 1.6.1 选题背景 |
| 1.6.2 研究内容 |
| 1.6.3 技术路线 |
| 第二章 生态城污水库污染底泥特性及环境风险评估研究 |
| 2.1 引言 |
| 2.2 污染底泥采样 |
| 2.2.1 底泥布点方案 |
| 2.2.2 底泥采样 |
| 2.3 分析测试方法 |
| 2.4 污染底泥的岩土力学性质分析 |
| 2.4.1 底泥塌落度测定 |
| 2.4.2 底泥孔隙率测定 |
| 2.4.3 底泥内摩擦角测定 |
| 2.4.4 底泥无侧限抗压强度测定 |
| 2.4.5 底泥十字板抗剪强度测定 |
| 2.5 污染底泥的理化性质分析 |
| 2.5.1 底泥比阻测定 |
| 2.5.2 底泥中挥发性脂肪酸及蛋白质含量测定 |
| 2.5.3 底泥中C、H、O、Cl、N、P、S元素分析 |
| 2.5.4 底泥热值测定 |
| 2.5.5 底泥矿物化学组成测定 |
| 2.5.6 底泥热分析 |
| 2.6 底泥污染状况分析 |
| 2.6.1 污染底泥分析 |
| 2.6.2 底泥污染的空间分布特征 |
| 2.6.3 底泥重金属存在形态分析 |
| 2.7 底泥重金属的潜在环境风险评估 |
| 2.7.1 重金属污染物的模型建立与参数确定 |
| 2.7.2 重金属污染物修复限值测算 |
| 2.7.3 污染物的SQC值分析 |
| 2.7.4 底泥重金属的风险评估 |
| 2.7.5 综合评估底泥潜在环境风险 |
| 2.7.6 底泥重金属风险评估的不确定性分析 |
| 2.8 本章小结 |
| 第三章 生态城污水库重金属污染底泥稳定化研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 材料与方法 |
| 3.2.1 待测样品配置及采集 |
| 3.2.2 稳定化药剂 |
| 3.2.3 实验方法 |
| 3.2.4 分析与检测方法 |
| 3.3 结果与分析 |
| 3.3.1 重金属底泥稳定剂筛选 |
| 3.3.2 ES处理重金属底泥条件优化 |
| 3.3.3 ES稳定剂对重金属底泥稳定性评价 |
| 3.3.4 螯合絮凝剂对底泥重金属的稳定化 |
| 3.4 稳定机理分析 |
| 3.5 结论 |
| 第四章 生态城污水库污染底泥安全处置关键技术开发与工程应用 |
| 4.1 生态城污水库污染底泥处置技术路线 |
| 4.2 污染底泥环保疏浚技术 |
| 4.2.1 基于GIS的污水库污染物空间分布信息系统 |
| 4.2.2 环保疏浚精度的控制 |
| 4.2.3 环保疏浚扩散控制 |
| 4.3 土工管袋脱水减容组合关键技术 |
| 4.3.1 技术概述 |
| 4.3.2 絮凝剂的选择 |
| 4.3.3 重金属稳定剂的选择 |
| 4.3.4 土工管袋的选择 |
| 4.3.5 强化土工管袋脱水 |
| 4.3.6 沥出液(余水)的处置 |
| 4.3.7 中试工程 |
| 4.4 生态城污水库污染底泥治理工程集成应用 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 生态城污水库中度污染底泥造岛填埋环境影响后评价及对策研究 |
| 5.1 造岛填埋区域环境监测 |
| 5.1.1 渗滤液监测 |
| 5.1.2 地下水监测 |
| 5.1.3 环境空气质量监测 |
| 5.2 填埋造岛区域风险分析 |
| 5.2.1 环境风险分析方法 |
| 5.2.2 健康风险评价分析 |
| 5.3 造岛填埋区环境管理对策建议 |
| 5.3.1 建立环境管理机构 |
| 5.3.2 制定环境管理制度 |
| 5.3.3 重视例行检查和设施维护 |
| 5.3.4 实施长期环境监测 |
| 5.3.5 造岛填埋区环境保护建议 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 创新点 |
| 6.3 展望 |
| 参考文献 |
| 发表论文和参加科研情况说明 |
| 致谢 |
（2）含多金属硫酸渣制备预还原球团工艺及机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 文献评述 |
| 1.1 我国铁矿资源的需求特点 |
| 1.2 我国铁矿资源现状 |
| 1.3 我国硫酸渣资源现状 |
| 1.3.1 硫酸渣的资源量 |
| 1.3.2 硫酸渣的危害 |
| 1.3.3 硫酸渣的特征 |
| 1.4 国内外硫酸渣的利用现状 |
| 1.4.1 制备建材原料 |
| 1.4.2 制备铁系化工产品 |
| 1.4.3 制备高炉原料及提取有色金属 |
| 1.5 本研究的目的意义和内容 |
| 1.5.1 本研究的目的及意义 |
| 1.5.2 本研究的内容 |
| 第二章 原料性能及研究方法 |
| 2.1 原料性能 |
| 2.1.1 含铁原料 |
| 2.1.2 铜铅锌的赋存状态 |
| 2.1.3 粘结剂 |
| 2.1.4 还原剂 |
| 2.2 研究方法 |
| 2.2.1 试验流程 |
| 2.2.2 微观检测 |
| 2.2.3 工艺研究设备及方法 |
| 2.2.4 扩大试验设备及研究方法 |
| 2.2.5 产品性能评价 |
| 2.2.6 氯化焙烧机理研究方法 |
| 2.2.7 原焙烧机理研究方法 |
| 第三章 含多金属硫酸渣制备预还原球团的工艺研究 |
| 3.1 氯化剂种类的选择 |
| 3.2 生球制备 |
| 3.2.1 润磨预处理对生球质量的影响 |
| 3.2.2 膨润土用量对生球质量的影响 |
| 3.2.3 造球时间对生球质量的影响 |
| 3.2.4 造球水分对生球质量的影响 |
| 3.2.5 氯化剂添加量对生球质量的影响 |
| 3.3 含多金属硫酸渣球团预热固结和氯化挥发工艺参数优化 |
| 3.3.1 预热制度对预热球团质量和氯化挥发的影响 |
| 3.3.2 氯化剂添加量对预热球团性质和氯化挥发的影响 |
| 3.4 含多金属硫酸渣球团直接还原工艺制度优化 |
| 3.4.1 预热球团性质对硫酸渣球团直接还原的影响 |
| 3.4.2 还原制度对硫酸渣球团直接还原的影响 |
| 3.5 含多金属硫酸渣制备直接还原球团扩大试验 |
| 3.5.1 链篦机干燥预热工艺参数 |
| 3.5.2 回转窑直接还原工艺参数 |
| 3.5.3 成品预还原球团矿的冶金性能 |
| 3.6 本章小结 |
| 第四章 硫酸渣球团的氯化焙烧行为 |
| 4.1 球团氯化焙烧热力学基础 |
| 4.1.1 固体氯化剂的分解 |
| 4.1.2 铜氯化焙烧热力学概述 |
| 4.1.3 铅氯化焙烧热力学概述 |
| 4.1.4 锌氯化焙烧热力学概述 |
| 4.1.5 铁氧化物的氯化焙烧热力学概述 |
| 4.1.6 脉石成分的氯化焙烧热力学概述 |
| 4.1.7 小结 |
| 4.2 球团氯化焙烧动力学 |
| 4.2.1 铜的氯化动力学 |
| 4.2.2 铅的氯化动力学 |
| 4.2.3 锌的氯化动力学 |
| 4.2.4 小结 |
| 4.3 含铜、铅和锌的硫酸渣球团氯化焙烧行为 |
| 4.3.1 铜的氯化焙烧行为 |
| 4.3.2 铅的氯化焙烧行为 |
| 4.3.3 锌的氯化焙烧行为 |
| 4.4 球团预热过程中铜铅锌氯化挥发行为 |
| 4.4.1 各温度段对氯化挥发的影响 |
| 4.4.2 升温速度对氯化挥发的影响 |
| 4.5 球团预热氯化焙烧过程微观结构的变化 |
| 4.5.1 氯化剂对预热球团微观结构的影响 |
| 4.5.2 预热过渡段对预热球团微观结构的影响 |
| 4.6 本章小结 |
| 第五章 含多金属硫酸渣球团还原行为 |
| 5.1 含多金属硫酸渣球团还原焙烧热力学基础 |
| 5.1.1 铁氧化物还原热力学概述 |
| 5.1.2 铜氧化物还原热力学概述 |
| 5.1.3 铅氧化物还原热力学概述 |
| 5.1.4 锌氧化物还原热力学概述 |
| 5.1.5 小结 |
| 5.2 球团中铁和铅锌氧化物还原动力学 |
| 5.2.1 铁氧化物还原动力学 |
| 5.2.2 铅氧化物还原动力学 |
| 5.2.3 锌氧化物还原动力学 |
| 5.2.4 小结 |
| 5.3 硫酸渣球团直接还原过程固结机理 |
| 5.3.1 预热球团性能对直接还原球团强度的影响 |
| 5.3.2 还原制度对直接还原球团还原过程抗压强度的影响 |
| 5.4 硫酸渣球团直接还原过程中微观结构演变 |
| 5.4.1 球团还原过程微观结构 |
| 5.4.2 硫酸渣球团直接还原过程物相变化 |
| 5.5 铅锌氧化物的还原焙烧行为 |
| 5.5.1 铁酸锌的还原行为 |
| 5.5.2 铅氧化物的还原挥发行为 |
| 5.6 本章小结 |
| 第六章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读博士学位期间的主要研究成果 |
（3）热酸浸出—铅黄铁矾法除铁工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 锌冶金 |
| 1.1.1 概述 |
| 1.1.2 火法炼锌 |
| 1.1.3 湿法炼锌 |
| 1.2 铅及其主要化合物的性质 |
| 1.2.1 铅的性质 |
| 1.2.2 主要铅化合物的性质 |
| 1.3 锌浸出液除铁 |
| 1.3.1 概述 |
| 1.3.2 黄钾铁矾法 |
| 1.3.3 针铁矿法 |
| 1.3.4 赤铁矿法 |
| 1.4 铁矾渣的利用 |
| 1.4.1 酸溶 |
| 1.4.2 碱溶 |
| 1.4.3 热分解 |
| 1.4.4 烘焙回收有价金属 |
| 1.4.5 固化 |
| 1.5 本课题的研究背景、意义及内容 |
| 1.5.1 本课题提出的背景及意义 |
| 1.5.2 本课题的研究内容 |
| 第二章 试验原料及方法 |
| 2.1 试验原料及试剂 |
| 2.1.1 试验原料 |
| 2.1.2 试验试剂 |
| 2.2 试验方法及装置图 |
| 2.2.1 高铅锌渣酸性浸出 |
| 2.2.2 硫酸体系铅黄铁矾的形成条件 |
| 2.2.3 铅黄铁矾的合成 |
| 2.2.4 晶种的制备 |
| 2.2.5 铅黄铁矾形成机理研究 |
| 2.2.6 铅黄铁矾的应用 |
| 2.2.7 铅黄铁矾渣的酸浸 |
| 2.3 分析与测试 |
| 2.3.1 化学分析 |
| 2.3.2 仪器分析 |
| 第三章 主要过程原理 |
| 3.1 浸出过程原理 |
| 3.2 铅黄铁矾形成原理 |
| 第四章 高铅锌渣酸性浸出 |
| 4.1 酸浸渣高酸浸出 |
| 4.1.1 浸出温度的影响 |
| 4.1.2 初始硫酸浓度的影响 |
| 4.1.3 时间的影响 |
| 4.2 中浸出渣低酸浸出 |
| 4.2.1 探索试验 |
| 4.2.2 浸出条件试验 |
| 4.3 串级联动试验 |
| 4.3.1 试验条件 |
| 4.3.2 试验结果 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 铅黄铁矾形成条件及机理研究 |
| 5.1 形成条件试验 |
| 5.1.1 pH值的影响 |
| 5.1.2 温度的影响 |
| 5.1.3 硫酸铅用量的影响 |
| 5.1.4 Fe~(3+)浓度的影响 |
| 5.1.5 晶种用量的影响 |
| 5.1.6 时间的影响 |
| 5.2 晶种的制备 |
| 5.3 形成机理研究 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 铅黄铁矾法除铁及矾渣回收研究 |
| 6.1 硫酸体系除铁 |
| 6.1.1 料液的制备 |
| 6.1.2 单因素条件试验 |
| 6.1.3 综合试验 |
| 6.1.4 沉矾过程中杂质离子的行为 |
| 6.2 铅黄铁矾渣的回收 |
| 6.2.1 硫酸浸出 |
| 6.2.2 硫酸化焙烧及浸出 |
| 6.3 本章小结 |
| 第七章 铅黄铁矾的结构表征及热性能分析 |
| 7.1 铅黄铁矾SEM表征 |
| 7.2 铅黄铁矾XRD结构性能 |
| 7.3 铅黄铁矾热性能分析 |
| 第八章 结论与建议 |
| 8.1 结论 |
| 8.2 建议 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间的主要研究成果 |
（4）铜浮渣真空蒸馏分离铜与铅的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 铅的性质 |
| 1.1.1 铅的物理性质 |
| 1.1.2 铅的化学性质 |
| 1.2 铅主要化合物的性质 |
| 1.3 铅的用途及市场 |
| 1.3.1 铅的用途 |
| 1.3.2 铅的市场 |
| 1.4 铅的资源 |
| 1.5 铅的冶炼方法 |
| 1.5.1 烧结焙烧-鼓风炉还原熔炼法 |
| 1.5.2 QSL法 |
| 1.5.3 水口山炼铅法 |
| 1.5.4 顶吹浸没熔炼法 |
| 1.5.5 基夫塞特熔炼法(Kivcet法) |
| 1.5.6 卡尔多炉熔炼法(TBRC法) |
| 1.5.7 其他炼铅法 |
| 1.6 粗铅精炼 |
| 1.6.1 粗铅的化学成分和粗铅的精炼工艺流程 |
| 1.6.2 粗铅除铜 |
| 1.7 铜浮渣的处理方法 |
| 1.7.1 火法回收工艺 |
| 1.7.2 湿法回收工艺 |
| 1.8 本课题的意义和研究内容 |
| 1.8.1 选题意义 |
| 1.8.2 研究内容 |
| 1.8.3 技术目标 |
| 第二章 试验原料及设备 |
| 2.1 试验原料 |
| 2.1.1 铜浮渣 |
| 2.1.2 其它主要辅助原料 |
| 2.2 试验设备 |
| 2.3 试验过程及工艺流程 |
| 2.4 检测方法及设备 |
| 第三章 理论分析与计算 |
| 3.1 真空条件下氧化铅碳热还原的热力学分析 |
| 3.1.1 氧化铅碳热还原的热力学分析 |
| 3.1.2 真空对还原过程的影响 |
| 3.2 真空蒸馏的热力学分析 |
| 3.2.1 粗金属中各元素可蒸馏分离的判据 |
| 3.3 气-液相平衡成分图 |
| 3.3.1 Pb与Cu_2S平衡成分图 |
| 3.3.2 PbS与Cu_2S平衡成分图 |
| 3.4 真空蒸馏的动力学分析 |
| 3.4.1 真空蒸馏过程 |
| 3.4.2 蒸发速率的影响因素 |
| 3.5 小结 |
| 第四章 试验结果与讨论 |
| 4.1 铜浮渣差示量热-热重(DSC-TG)分析曲线 |
| 4.2 焦粉用量对渣率的影响 |
| 4.3 蒸馏时间对蒸馏效果的影响 |
| 4.4 蒸馏温度对蒸馏效果的影响 |
| 4.5 较优工艺条件试验 |
| 4.6 小结 |
| 第五章 结论与建议 |
| 5.1 结论 |
| 5.2 建议 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录A 攻读硕士学位期间发表的论文 |
| 附录B 攻读硕士学位期间参加的项目 |
（5）旋流电积技术进行铜电解液净化脱铜除杂的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 铜的性质和主要用途 |
| 1.1.1 铜的性质 |
| 1.1.2 铜的主要用途 |
| 1.2 铜的资源现状 |
| 1.2.1 世界铜资源分布及类型 |
| 1.2.2 我国铜资源分布及类型 |
| 1.3 国内外铜的生产供应与消费需求状况 |
| 1.3.1 世界铜的生产和消费 |
| 1.3.2 我国铜的生产和消费 |
| 1.3.3 铜的价格 |
| 1.4 铜的电解精炼方法 |
| 1.4.1 传统电解法 |
| 1.4.2 周期反向电流法(PRC技术) |
| 1.4.3 永久性不锈钢阴极法 |
| 1.5 铜电解液净化研究现状 |
| 1.5.1 铜电解液中主要杂质及其影响 |
| 1.5.2 铜电解液净化目的及工艺 |
| 1.5.3 铜电解液净化主要方法 |
| 1.6 本论文的选题意义及拟研究主要内容 |
| 1.6.1 选题意义 |
| 1.6.2 拟研究主要内容 |
| 第二章 旋流电积技术介绍 |
| 2.1 简介 |
| 2.2 旋流电积电化学原理 |
| 2.3 旋流电积过程动力学特征 |
| 2.4 电积过程技术指标及计算 |
| 2.4.1 电流效率的计算 |
| 2.4.2 脱除率的计算 |
| 2.4.3 槽电压 |
| 2.4.4 电能消耗 |
| 2.5 影响旋流电积过程金属结晶的主要因素 |
| 2.5.1 电流密度 |
| 2.5.2 循环流量 |
| 2.5.3 电解液温度 |
| 2.5.4 添加剂 |
| 第三章 旋流电积脱除电解液中铜及砷锑铋实验室小试研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 试验部分 |
| 3.2.1 试验原料 |
| 3.2.2 化学试剂与试验设备 |
| 3.2.3 试验步骤及工艺流程 |
| 3.2.4 产品清洗及分析检测方法 |
| 3.3 旋流电积脱铜实验室小试研究 |
| 3.3.1 电流密度对电积过程及阴极铜质量的影响 |
| 3.3.2 循环流量对电积过程及阴极铜质量的影响 |
| 3.3.3 电解液温度对电积过程及阴极铜质量的影响 |
| 3.4 旋流电积脱砷锑铋实验室小试研究 |
| 3.4.1 电流密度对电积过程杂质脱除率的影响 |
| 3.4.2 循环流量对电积过程杂质脱除率的影响 |
| 3.5 旋流电积优化条件试验 |
| 3.5.1 旋流电积脱铜优化条件试验 |
| 3.5.2 旋流电积脱砷锑铋优化条件试验 |
| 3.6 本章小结 |
| 第四章 旋流电积脱铜脱砷锑铋现场工业试验研究 |
| 4.1 试验原料 |
| 4.2 试验设备 |
| 4.3 试验工艺流程 |
| 4.4 工业试验结果与分析 |
| 4.4.1 第一阶段生产高纯阴极铜 |
| 4.4.2 第二阶段生产标准阴极铜 |
| 4.4.3 第三阶段深度脱铜产粗铜 |
| 4.4.4 深度净化、脱砷锑铋阶段 |
| 4.5 铜电解脱铜除杂技术对比及分析 |
| 4.6 本章小结 |
| 第五章 总结与展望 |
| 5.1 总结 |
| 5.2 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间主要的研究成果 |
（6）有色冶金含砷烟尘中砷的脱除与固化（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 前言 |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 砷的概述 |
| 1.1.1 砷的性质及其化合物 |
| 1.1.2 砷的资源 |
| 1.1.3 砷的生产与应用 |
| 1.1.4 砷的用途 |
| 1.2 含砷物料处理现状 |
| 1.2.1 AsH_3体 |
| 1.2.2 含砷固体物料 |
| 1.2.3 含砷溶液的处理 |
| 1.3 有色冶金高砷物料处理 |
| 1.3.1 有色冶金中砷的走向及分布 |
| 1.3.2 含砷物料处理原则 |
| 1.4 有色冶金含砷烟尘处理 |
| 1.5 课题的提出及研究目的 |
| 1.6 工艺论证及研究内容 |
| 1.6.1 原则工艺论证 |
| 1.6.2 本论文研究内容 |
| 第二章 试验材料与方法 |
| 2.1 原料及试剂 |
| 2.2 主要试验仪器及设备 |
| 2.3 试验方法 |
| 2.3.1 样品表征 |
| 2.3.2 浸出脱砷 |
| 2.3.3 浸出液中As(Ⅲ)的氧化 |
| 2.3.4 石灰沉砷 |
| 2.3.5 砷酸钙渣热处理、固化及稳定性评价 |
| 2.4 表征及分析方法 |
| 第三章 次氧化锌样品中砷的物相研究 |
| 3.1 化学成分分析 |
| 3.2 化学物相分析 |
| 3.3 X线衍射分析 |
| 3.4 扫描电镜(SEM)分析 |
| 3.5 能谱(EDS)分析 |
| 3.6 不同类型次氧化锌形成机理 |
| 3.7 本章小结 |
| 第四章 次氧化锌湿法脱砷过程热力学分析 |
| 4.1 碱性体系下浸出脱砷过程 |
| 4.1.1 Ⅰ型次氧化锌 |
| 4.1.2 Ⅱ型次氧化锌 |
| 4.1.3 Ⅲ型次氧化锌 |
| 4.2 As(Ⅲ)氧化热力学 |
| 4.2.1 As(Ⅲ)的空气氧化热力学 |
| 4.2.2 锰系氧化剂对As(Ⅲ)的氧化热力学 |
| 4.3 石灰沉砷热力学 |
| 4.3.1 CaHAsO_4·H_20-H_20系浓度对数图 |
| 4.3.2 Ca_3(AsO_4)_2-H_2O系浓度对数图 |
| 4.3.3 ca_5(AsO_4)_3OH-H_2O系浓度对数图 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 含砷次氧化锌选择性浸出脱砷 |
| 5.1 Ⅰ型次氧化锌的浸出脱砷 |
| 5.1.1 水浸脱砷 |
| 5.1.2 NaOH-H_2O体系下浸出脱砷 |
| 5.1.3 NaOH-Na_2S-H_2O体系下浸出脱砷 |
| 5.2 Ⅱ型次氧化锌的选择性浸出脱砷 |
| 5.2.1 H_2O体系浸出脱砷 |
| 5.2.2 NaOH-H_2O体系浸出脱砷 |
| 5.3 Ⅲ型次氧化锌的选择性浸出脱砷 |
| 5.3.1 选择性碱浸脱砷 |
| 5.3.2 Ⅲ型次氧化锌脱砷综合实验 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 含砷浸出液中As(Ⅲ)的氧化 |
| 6.1 空气氧化 |
| 6.2 双氧水氧化 |
| 6.3 催化剂作用下的空气氧化 |
| 6.3.1 催化空气氧化实验 |
| 6.3.2 高锰酸钾对As(Ⅲ)催化氧化的机理分析 |
| 6.3.3 高锰酸钾催化空气氧化As(Ⅲ)动力学 |
| 6.4 本章小结 |
| 第七章 含砷溶液石灰沉砷 |
| 7.1 浸出液直接石灰沉砷 |
| 7.1.1 温度的影响 |
| 7.1.2 反应时间的影响 |
| 7.1.3 Ca/As摩尔比的影响 |
| 7.1.4 初始pH的影响 |
| 7.2 氧化后液沉砷 |
| 7.2.1 终点pH值的影响 |
| 7.2.2 温度的影响 |
| 7.2.3 Ca/As摩尔比的影响 |
| 7.2.4 最佳条件下的沉砷试验 |
| 7.3 沉砷过程中铅、锌离子的行为 |
| 7.4 本章小结 |
| 第八章 砷酸钙渣稳定化处理与评价 |
| 8.1 砷酸钙渣热处理及稳定性评价 |
| 8.1.1 铅、锌砷酸钙渣热处理 |
| 8.1.2 高铅、锌砷酸钙渣热处理 |
| 8.1.3 热处理后砷酸钙渣稳定性评价 |
| 8.2 砷酸钙渣的水泥固化及稳定性评价 |
| 8.2.1 不同水泥品种的性能比较及优选 |
| 8.2.2 未煅烧砷酸钙渣 |
| 8.2.3 热处理砷酸钙渣的水泥固化效果 |
| 8.3 本章小结 |
| 第九章 结论与建议 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间主要的研究成果 |
（7）碱浸—电解法资源化处理氧化型含锌危险废料研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 目录 |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 选题背景 |
| 1.2 研究内容 |
| 1.3 技术路线 |
| 1.4 研究意义 |
| 第二章 氧化型含锌危险废料资源化利用的现状 |
| 2.1 氧化型含锌危险废料资源化利用的必要性 |
| 2.1.1 氧化型含锌危险废料的来源及数量 |
| 2.1.2 氧化型含锌危险废料的危害 |
| 2.1.3 我国硫化锌矿资源面临枯竭 |
| 2.1.4 氧化型含锌危险废料的处理现状 |
| 2.2 锌冶炼技术 |
| 2.2.1 火法冶炼工艺 |
| 2.2.2 酸性湿法冶炼工艺 |
| 2.2.3 碱性湿法炼锌 |
| 第三章 氧化型含锌危险废料的氢氧化钠浸出 |
| 3.1 热力学数据 |
| 3.2 Zn(Ⅱ)—NaOH—H_2O体系浸出过程热力学 |
| 3.2.1 Zn(Ⅱ)—H_2O体系的E—pH图 |
| 3.2.2 Zn(Ⅱ)—H_2O体系中Zn(Ⅱ)的存在形态及分布规律 |
| 3.2.3 Zn(Ⅱ)—NaOH—H_2O体系中Zn(Ⅱ)的溶解平衡模型 |
| 3.2.4 不同形态的锌氢氧化钠浸出的可行性 |
| 3.3 氧化型含锌危险废料碱浸工艺条件优化 |
| 3.3.1 实验原料 |
| 3.3.2 实验方法 |
| 3.3.3 NaOH浸出氧化型含锌废料实验结果与讨论 |
| 3.3.4 几种典型含锌废物的氢氧化钠浸出 |
| 3.4 氧化型含锌废料碱浸动力学研究 |
| 3.4.1 浸出动力学模型 |
| 3.4.2 碱浸动力学实验研究 |
| 3.5 小结 |
| 第四章 浸取液的净化工艺研究 |
| 4.1 浸取液的Na_2S净化 |
| 4.1.1 Na_2S净化浸取液工艺条件优化 |
| 4.1.2 强碱性溶液中Na_2S的净化机理 |
| 4.2 浸取液深度净化工艺 |
| 4.2.1 浸取液中As的净化 |
| 4.2.2 浸取液中Al的净化 |
| 4.2.3 氧化钙的净化作用 |
| 4.2.4 陈化时间的确定 |
| 4.2.5 电解液的深度净化工艺 |
| 4.3 小结 |
| 第五章 Zn(Ⅱ)—NaOH—H_2O体系中锌电积研究 |
| 5.1 锌电积过程原理 |
| 5.1.1 锌电积的电极过程 |
| 5.1.2 锌电积理论分解电压计算 |
| 5.2 锌电积工艺条件优化 |
| 5.2.1 实验方法 |
| 5.2.2 电流密度对锌电积的影响 |
| 5.2.3 碱浓度对锌电积的影响 |
| 5.2.4 温度对锌电积的影响 |
| 5.2.5 Zn浓度对锌电积的影响 |
| 5.3 各种离子对锌电积的影响 |
| 5.3.1 实验方法 |
| 5.3.2 碳酸根对锌电积的影响 |
| 5.3.3 硫酸根对锌电积的影响 |
| 5.3.4 硅酸根对锌电积的影响 |
| 5.3.5 氟离子对锌电积的影响 |
| 5.3.6 氯离子对锌电积的影响 |
| 5.3.7 硫离子对锌电积的影响 |
| 5.3.8 As对锌电积的影响 |
| 5.3.9 Al对电解金属锌粉的影响 |
| 5.3.10 金属离子对锌沉积的影响 |
| 5.3.11 锌电积中许可的杂质浓度 |
| 5.4 小结 |
| 第六章 废电解液苛化处理 |
| 6.1 废电解液苛化处理原理 |
| 6.1.1 苛化再生碱的原理 |
| 6.1.2 苛化除杂的原理 |
| 6.2 废电解液苛化处理工艺设计 |
| 6.3 苛化处理工艺参数确定 |
| 6.3.1 碱浓度对苛化的影响 |
| 6.3.2 温度和时间对苛化的影响 |
| 6.3.3 氧化钙加入量对苛化的影响 |
| 6.3.4 碳酸钠浓度对苛化的影响 |
| 6.4 苛化处理工艺的扩大实验 |
| 6.4.1 废电解液的苛化处理 |
| 6.4.2 洗渣废液苛化处理 |
| 6.5 小结 |
| 第七章 碱浸—电解法处理含锌危险废料的工业化应用 |
| 7.1 小试试验 |
| 7.1.1 实验原料 |
| 7.1.2 浸取实验 |
| 7.1.3 浸取渣浸出毒性实验 |
| 7.1.4 净化实验 |
| 7.1.5 电解实验 |
| 7.1.6 分析及讨论 |
| 7.2 锌废料再生加工厂设计 |
| 7.2.1 生产流程 |
| 7.2.2 设计参数计算 |
| 7.2.3 磨矿工艺段设计 |
| 7.2.4 浸取工艺段设计 |
| 7.2.5 净化工艺段设计 |
| 7.2.6 电解工艺段设计 |
| 7.2.7 锌粉清洗烘干粉碎工艺段 |
| 7.2.8 苛化处理工艺段设计 |
| 7.2.9 液体槽、泵和管道的设计 |
| 7.2.10 分析化验室设置 |
| 7.3 冶金计算 |
| 7.3.1 浸出工段冶金计算 |
| 7.3.2 净化工段物料平衡计算 |
| 7.3.3 电解工段冶金计算 |
| 7.4 锌废料再生加工厂生产运营情况 |
| 7.5 碱浸—电解法制备金属锌粉技术应用前景 |
| 7.5.1 经济效益 |
| 7.5.2 环境效益 |
| 7.5.3 社会效益 |
| 7.6 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 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读博士学位期间发表的学术论文与研究成果 |
（8）低浓度硫酸镍溶液富集技术研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 插图索引 |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 废水的研究方法 |
| 1.2.1 物理法 |
| 1.2.2 化学法 |
| 1.2.3 物理化学法 |
| 1.2.4 生物法 |
| 1.3 废水的国家排放标准 |
| 1.4 国内外研究现状 |
| 1.5 离子交换法 |
| 1.5.1 离子交换树脂 |
| 1.5.2 离子交换过程 |
| 1.5.3 离子交换反应的速度 |
| 1.5.4 离子交换树脂的再生 |
| 1.6 课题意义和主要研究内容 |
| 1.6.1 课题意义 |
| 1.6.2 主要研究内容 |
| 第2章 实验试剂、设备、实验方案 |
| 2.1 引言 |
| 2.2 实验药品、设备 |
| 2.2.1 主要实验试剂 |
| 2.2.2 树脂介绍 |
| 2.2.3 主要实验设备 |
| 2.3 工作原理 |
| 2.4 实验方案 |
| 2.5 分析方法 |
| 2.5.1 镍离子浓度的测定 |
| 2.5.2 铜离子浓度的测定 |
| 2.5.3 钴离子浓度的测定 |
| 2.5.4 红外光谱 |
| 第3章 静态实验条件下树脂对离子的吸附行为研究 |
| 3.1 吸附平衡 |
| 3.2 等温吸附曲线 |
| 3.3 离子交换动力学分析 |
| 3.4 结果与讨论 |
| 3.4.1 树脂型号对回收率的影响 |
| 3.4.2 pH 值、浓度对回收率的影响 |
| 3.4.3 温度对回收率的影响 |
| 3.4.4 多组分共存的吸附平衡 |
| 3.4.5 吸附热力学研究 |
| 3.4.6 吸附动力学研究 |
| 3.4.7 红外光谱分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 第4章 动态实验条件下树脂对离子的吸附行为研究 |
| 4.1 柱过程 |
| 4.1.1 流出曲线 |
| 4.1.2 交换区的计算 |
| 4.2 实验方法 |
| 4.2.1 实验装置 |
| 4.2.2 实验过程 |
| 4.3 结果与讨论 |
| 4.3.1 单柱吸附工艺研究 |
| 4.3.2 混合柱吸附工艺研究 |
| 4.3.3 红外光谱分析 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 树脂再生实验 |
| 5.1 离子交换再生工艺 |
| 5.2 结果与讨论 |
| 5.2.1 再生剂浓度对洗脱液浓度的影响 |
| 5.2.2 再生时间对洗脱液浓度的影响 |
| 5.2.3 再生液体积对洗脱液浓度的影响 |
| 5.3 本章小结 |
| 第6章 日产镍1kg 交换设备的计算 |
| 6.1 固定床设备的计算 |
| 6.1.1 树脂负荷相等原则 |
| 6.1.2 等比流量方法 |
| 6.2 固定床设备的放大 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录A 攻读学位期间所发表的学术论文目录 |
（9）污泥屏障氧化缓冲容量与重金属再溶出关系研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.1.1 "污泥还原屏障"的概念 |
| 1.1.2 "污泥还原屏障"前期研究结果 |
| 1.2 研究目标和内容 |
| 1.2.1 研究目标 |
| 1.2.2 研究内容 |
| 第二章 文献综述 |
| 2.1 尾矿堆场重金属污染及其治理 |
| 2.1.1 酸性矿山废水中的重金属释放迁移 |
| 2.1.2 尾矿堆场的污染治理 |
| 2.2 废弃物包封屏障的应用与发展 |
| 2.2.1 水力屏障 |
| 2.2.2 生物化学屏障 |
| 2.3 土-水体系中氧化还原反应对重金属活动性的影响 |
| 2.3.1 土-水体系中微生物引起的氧化还原反应 |
| 2.3.2 氧化还原条件对重金属活动性的影响 |
| 2.4 土-水体系的氧化缓冲性能 |
| 2.4.1 静态指标:氧化还原容量 |
| 2.4.2 动态指标:氧化还原缓冲容量 |
| 第三章 实验材料和方法 |
| 3.1 实验仪器和试剂 |
| 3.1.1 实验仪器 |
| 3.1.2 试剂 |
| 3.1.3 氧化剂的选择 |
| 3.2 实验方法 |
| 3.2.1 污泥取样 |
| 3.2.2 污泥预处理及基本性质测定 |
| 3.2.3 实验方法 |
| 第四章 实验结果和讨论 |
| 4.1 污泥悬液的氧化缓冲容量 |
| 4.2 氧化滴定过程中重金属浓度的变化 |
| 4.2.1 不同还原程度的污泥悬液在氧化滴定过程中的重金属浓度变化 |
| 4.2.2 不同pH值的污泥悬液的在氧化滴定过程中的重金属浓度变化 |
| 4.3 渗流条件下污泥屏障氧化缓冲模拟 |
| 第五章 结论与展望 |
| 5.1 主要结论 |
| 5.2 展望 |
| 参考文献 |
| 在校期间的研究成果 |
| 致谢 |
（10）从氯化铅和氯化亚铁混合溶液中电解提取铅（论文提纲范文）
| 1 试验部分 |
| 1.1 浸出液和试剂 |
| 1.2 试验装置及试验所用仪器设备 |
| 1.3 试验程序 |
| 1.3.1 配制阳极液 |
| 1.3.2 电解过程 |
| 2 试验结果与讨论 |
| 2.1 电流密度对铅电积过程的影响 |
| 2.2 铅离子浓度对铅电积过程的影响 |
| 2.3 温度对铅电积过程的影响 |
| 2.4 电解时间对铅电积过程的影响 |
| 3 结论 |
四、复杂贱金属硫化物三氯化铁浸出工厂的工程设计（论文参考文献）
- [1]湖库重金属污染底泥安全处置成套技术开发及工程应用[D]. 张景辉. 天津大学, 2017(08)
- [2]含多金属硫酸渣制备预还原球团工艺及机理研究[D]. 陈栋. 中南大学, 2012(03)
- [3]热酸浸出—铅黄铁矾法除铁工艺研究[D]. 罗超. 中南大学, 2012(02)
- [4]铜浮渣真空蒸馏分离铜与铅的研究[D]. 王迎爽. 昆明理工大学, 2012(01)
- [5]旋流电积技术进行铜电解液净化脱铜除杂的研究[D]. 李晓静. 中南大学, 2012(02)
- [6]有色冶金含砷烟尘中砷的脱除与固化[D]. 李玉虎. 中南大学, 2012(02)
- [7]碱浸—电解法资源化处理氧化型含锌危险废料研究[D]. 招国栋. 中南大学, 2011(12)
- [8]低浓度硫酸镍溶液富集技术研究[D]. 潘佼. 兰州理工大学, 2011(10)
- [9]污泥屏障氧化缓冲容量与重金属再溶出关系研究[D]. 范志明. 兰州大学, 2010(11)
- [10]从氯化铅和氯化亚铁混合溶液中电解提取铅[J]. 李淑梅,丛自范,刘金堂. 有色金属(冶炼部分), 2010(02)