一、复杂锑铅矿矿浆电解工艺和理论研究（论文文献综述）
张峰[1]（2021）在《电积粗锑真空蒸馏提纯锑富集金的研究》文中研究指明锑金矿是重要的锑、金资源,采用硫化钠浸出-硫代亚锑酸钠溶液电积法处理,产出一种含金的电积粗锑。电积粗锑直接出售,锑、金价值损失较大,而目前广泛应用的碱性火法精炼工艺又难以实现锑金的分离,且精炼渣产量大、精炼效率低。因此,开发电积粗锑高效分离提纯锑、富集金的技术具有重要的现实意义。针对国内某黄金生产企业生产的典型电积粗锑（含锑约70～80%,含金约100g/t）,课题组提出了以真空蒸馏为核心的精炼工艺,清洁、高效的实现了锑的提纯、金的富集。首先,本文借助X射线荧光光谱、化学分析、ICP-AES以及X射线衍射等分析检测手段,明确了电积粗锑的化学成分以及主要杂质的赋存状态。结果显示:电积粗锑中主要杂质元素为钠、硫、铁、砷、硒和铜,金含量达100 g/t,其中钠和硫以Na Sb（OH）6、Na2Sx、Na2SO4以及Na6（CO3）x（SO4）y等钠盐的形式物理夹杂于粗锑中。其次,进行了电积粗锑真空蒸馏提纯锑富集金的理论、小型实验和十公斤级扩大试验研究,验证电积粗锑真空蒸馏提纯锑富集金的可行性,得出最优蒸馏条件,明确主要杂质在真空蒸馏过程中的分布和所能达到的技术指标。研究表明:电积粗锑通过真空蒸馏可以实现锑的提纯、金的富集,在蒸馏温度1073 K、保温时间30 min、压强10～30 Pa的最优条件下,挥发物中锑含量99.79%、金含量0.92g/t,锑挥发率90.49%、金挥发率0.66%;Sb2O4、Na2Sb4O7等锑难挥发化合物的存在是锑挥发率不高的主要原因,钠盐阻碍锑的蒸发;所得锑挥发物基本满足国标要求,钠盐和砷是影响纯度的主要杂质,金与硒、铁、铜富集于残留物,金可富集约11倍。再次,提出电积粗锑熔化、捞渣脱除钠盐的方法,进行了相应的理论、小型实验和扩大试验研究,考察坩埚材质、熔化温度、保温时间、气氛对锑、金在浮渣中分布的影响。研究表明:电积粗锑中Na2SO4、NaSbO3等钠盐的密度小于锑和金,通过熔化、捞渣的方式可以实现钠盐的有效脱除,随着熔化温度的升高和保温时间的延长,锑在浮渣中的分布趋于稳定,金在浮渣中的分布趋于下降;浮渣主要物相随熔化温度变化而改变,且坩埚材质不同物相也不相同;在空气气氛中,电积粗锑熔化脱钠盐应在较高温度下进行,但锑在熔化、捞渣以及冷却过程中均存在明显的氧化现象。最后,开展了百公斤级真空蒸馏扩大试验研究,考察钠盐的脱除对真空蒸馏的影响。结果表明:钠盐的脱除对于提高挥发物纯度和锑的蒸发速率有显着作用,残留在锑液中的Na3SbS4·9H2O能随锑一同挥发。在现有试验的基础上,确定了“电积粗锑熔化脱钠盐-真空蒸馏富集金-重熔精炼除砷”提纯锑、富集金的工艺路线,整个流程中锑直收率约94%,金直收率约96%,吨粗锑电耗约为2000 kW·h,未来应用后经济和社会效益显着。
欧阳臻[2]（2020）在《硫化锑精矿还原固硫焙烧清洁提取工艺研究》文中指出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。
徐苗[3]（2020）在《选择性氧化-还原两步法资源化处理高砷锑烟尘的研究》文中认为目前,有色金属冶炼过程产生的砷锑烟尘积累量大,大部分企业都将其堆存,既造成了资源的极大浪费,也对环境和人类健康构成了巨大的威胁。因此,对砷锑烟尘的资源化和无害化处理的研究是非常有必要的。针对这一现状,本文开展了使用Ca O为添加剂对砷锑烟尘进行选择性氧化焙烧分离砷、锑,并结合还原焙烧-闷罐炭热还原工艺回收砷的研究。基于As2O3与Sb2O3氧化性及挥发性的差异,论文采用了一种在氧化性氛围下使用Ca O破坏砷锑烟尘中砷锑固溶体从而促进砷锑分离的简便方法,并研究了Ca O添加量、焙烧温度、焙烧时间及氧气分压等因素对砷锑挥发率的影响。结果表明,在Ca O存在的氧化性气氛下,砷锑烟尘中Sb2O3和（Sb,As）2O3转化为Sb2O4、Sb2O5、Sb6O13和Ca2Sb2O7,从而阻碍了玻璃态物质（As-Sb-O）的形成,并促进了砷的挥发;当Ca O添加量为5 wt.%、焙烧温度550oC、氧分压为21 vol%及焙烧时间为80min时,砷的挥发率达91.53%,而锑的挥发率仅为4.30%,且锑在渣中以锑精矿的形式得以回收,而砷则主要以As2O3的形式被冷凝收集,实现了砷锑的高效分离。为了进一步解决砷危害问题,开展了以Pb O和活性炭为添加剂利用还原焙烧法分离高砷挥发物中锑等杂质得到初级As2O3的研究。在Pb O添加量为12%、活性炭量为20%、焙烧温度550 oC以及焙烧时间30min的条件下,高砷挥发物中97.01%的砷被挥发分离且以初级As2O3形式被回收,而79.01%的锑以Fe Sb2、Sn Sb及Pb-Sb合金等形式被固定在渣中。此方法实现了高砷挥发物中的砷与锑等杂质的有效分离。最后,初级As2O3被作为生产单质砷的原料经过闷罐炭热还原得到纯度大于98.5%的As98.5号单质砷以及纯度高于99.0%的As99.0单质砷产品,以此实现了砷的资源化。
李熙腾,张晖,王奇,黎氏琼春,巨少华,彭金辉,田时泓[4]（2019）在《微波高效强化湿法冶金过程处理难溶物料的研究进展》文中研究指明针对现有湿法冶金强化技术应用于难处理矿物存在着提高浸出率的同时带来了巨大的经济和时间成本的问题,提出了微波强化湿法冶金过程技术.采用这种新技术,不仅提升了这些难溶物料的有价金属提取效率,而且节能环保.本文简要阐述现有湿法冶金强化技术和微波能应用于难溶矿物处理方面的研究现状,以及展望微波在难溶矿物处理中的应用前景.以铁钒渣、一水硬铝石矿和α-型氧化铝载体铂废催化剂三种典型的难溶物料为研究对象,重点介绍在微波强化湿法冶金过程处理难溶物料的研究结果.此外,提出了该方法的强化机理和总结了微波强化湿法冶金方法所具有的优势.
周正恩[5]（2019）在《真空蒸馏从脆硫铅锑矿分离硫化铅和硫化锑的实验研究》文中进行了进一步梳理针对脆硫铅锑矿火法冶炼得到铅锑合金后,铅锑的物理化学性质相近,难以彻底分离,且现行工艺复杂,成本高,污染严重等问题,昆明理工大学真空国家工程实验室提出了真空分解-分级冷凝法处理脆硫铅锑矿,该工艺直接以PbS和Sb2S3的形式分离了铅与锑,以期得到硫化铅、硫化锑产品,给脆硫铅锑矿的高效利用提供了一种参考。但该方法还存在反应温度过高（1473K）、分离出的硫化铅硫化锑纯度不够等问题。为此,本文提出了真空热分解-真空蒸馏的方法从脆硫铅锑矿分离硫化铅和硫化锑,以期降低处理温度,提高分离产物纯度。具体研究内容及进展如下:（1）TG-DSC热分析表明,FePb4Sb6S14的热分解温度为859K。常压热分解实验表明,常压下,FePb4Sb6S14直到1273K都不能彻底分解,Pb2Sb2S5为主要的中间物相。真空热分解实验表明,10Pa下,FePb4Sb6S14在823K开始分解,973K彻底分解为PbS、Sb2S3、FeS。（2）对Sb2S3、FeS、ZnS进行了热力学理论计算,对PbS的热分解进行了理论计算和实验研究。结果表明:10Pa下,在8231123K下,Sb2S3化锑只会发生挥发,ZnS在低于1273K不会发生反应,FeS低于1809K不会发生反应;PbS温度高于996K后升华,气态硫化铅可发生分解。实验研究证明了气态硫化铅可发生分解,但通过扩大挥发面积可使其快速冷却而抑制分解。（3）以脆硫铅锑精矿为原料,开展真空蒸馏研究,结果发现:10Pa下,通过973K保温60min和1123K保温60min两步蒸馏处理,锑的直收率为99%,残留的锑含量少于1%,硫化锑纯度达96%,铅的直收率达99.5%,残留的铅低于0.6%,硫化铅纯度达98%。研究结果表明,真空热分解-二步蒸馏处理脆硫铅锑矿比真空热分解-分级冷凝法温度降低了350K,且硫化铅、硫化锑纯度也由93%,94%提升至98%、96%。
张梅英[6]（2018）在《复杂锑铅矿加压浸出分离铅锑试验研究》文中研究指明利用硫化钠和氢氧化钠为浸出剂,采用加压浸出处理复杂铅锑矿。考察了硫化钠浓度、氢氧化钠浓度、浸出温度、浸出时间以及液固比等因素对锑浸出率的影响。在最佳工艺条件下,锑的浸出率达到91.73%,浸出渣中锑含量将至1%以下,有效地分离原矿中锑和铅。
宋冰宜[7]（2016）在《Pb-Sb合金分子动力学模拟及真空蒸馏实验研究》文中研究指明回收利用锡、铅、锑冶炼和使用过程中产生的Pb-Sb、Pb-Sb-Sn合金意义重大。真空蒸馏分离技术具有流程短、无污染、金属回收率高等优点,已经广泛应用于二次资源回收等领域。利用真空蒸馏法处理Pb-Sb-Sn合金,能够一步分离得到Pb、Sb、Sn,但蒸馏过程中Pb-Sb、Pb-Sb-Sn合金的变化机理需要系统的深入的研究,一些现象仍需科学的解释,如Pb-Sb合金共沸,影响Pb与Sb的分离,因此,深入研究和认识Pb-Sb合金的结构性质、电子性质对Pb-Sb合金真空蒸馏的研究具有重要的科学价值。本文借助计算模拟手段,采用从头算分子动力学计算方法研究了Pb-Sb、Pb-Sb-Sn液态合金结构及性质,并通过Pb-Sb合金真空蒸馏实验研究进行了比较、验证。论文首先采用MIVM计算了Pb-Sb合金在不同温度（923K、973K、073K、1173K, 1273K、1373K）的活度系数,计算了合金分离系数和气液相平衡成分,热力学分析了真空蒸馏Pb-Sb合金的可行性；理论计算了压力为10Pa、温度为923-1373K条件下Pb-Sb合金的蒸发速率,预测了相应条件下的瞬时气相组成。其次采用从头算分子动力学方法对Pb-Sb二元合金液态结构、表面结构,Pb-Sb-Sn三元合金液态结构进行了动力学模拟。结果表明,压力为10Pa,温度为1073K、1173K、1273K、1373K时,Pb-Sb二元合金液态结构分别在Pb-22%Sb、Pb-15%Sb、Pb-20.5%Sb及Pb-11.8%Sb至Pb-17.7%Sb处（范围内）Pb-Pb、Sb-Sb及Pb-Sb原子间作用力最强,合金熔体稳定性最高,合金熔体稳定成分随温度变化而变化,在这些稳定成分时真空蒸馏难以分离Pb-Sb合金。压力为10Pa,温度为1073K时,Pb-Sb二元合金表面结构中Pb-22%Sb的稳定性高于Pb-17.7%Sb,与液态Pb-Sb合金模拟结果一致。温度为1223K、1373K时,Pb-Sb-Sn三元合金液态结构中Pb-Sb-Sn原子间,偏径向分布函数第一峰由2.11增至2.15,配位数由2.64增至2.72,结构因子第一峰由1.80降至1.68,扩散系数由0.95增至1.23,有序度降低,合金稳定性降低,Pb-Sb-Sn三元合金更容易分离；且温度不变时,随着合金中Pb原子数增加,合金熔体的稳定性呈增强趋势。温度为1073K时对气相团簇PbmSbn（m+n≤9）进行了结构优化,得到了稳定结构,并对稳定结构进行了从头算分子动力学模拟,结果表明：气相中Pb、Sb以Pb4Sb2（Pb-22.7%Sb）稳定团簇形式存在。在EAM势模型下构建了Pb、Sb、Pb-Sb合金的原子间势,并利用它们的晶格常数、结合能、未弛豫空位形成能、弹性常数、体弹性模量、平均剪切模量,以及各项异性比的实验数据作为输入物理量,获得了Pb、Sb、Pb-Sb合金的势参数,在原子层面上对合金的微观结构性能进行表达。最后对Pb-Sb合金进行真空蒸馏研究,温度为1073K时共沸点成分为Pb-16.5%Sb,温度为1173K时,共沸点成分为Pb-15%Sb和Pb-20%Sb之间,不同温度下,共沸点成分不同。
谢兆凤[8]（2011）在《火法—湿法联合工艺综合回收脆硫铅锑矿中有价金属的研究》文中研究表明研究开发了用火法湿法联合工艺综合回收脆硫铅锑矿精矿中有价金属的新工艺流程。脆硫铅锑矿精矿经熔炼（配料时加入纯碱和煤粉）,硫以硫化钠的形式进入熔炼渣中,同时产出铅锑合金；铅锑合金用于直接吹炼生产锑白产品,吹炼锑白后产出的粗铅进入电解铅系统生产电铅,电铅阳极泥用来回收银等；从熔炼渣中回收的碱（硫化钠）用于浸出脆硫铅锑矿精矿中的锑,以制造焦锑酸钠产品和硫代硫酸钠副产品；熔炼渣经碱回收后,最终富集有来自原料中的锌、铁、铟等金属元素,其中的锌、铁等元素大都以硫化物的形式存在,可通过浮选方法分离出锌精矿,从而使脆硫铅锑矿精矿中的锌、铟等有价金属得以回收。对脆硫锑铅矿碱性还原熔炼过程进行理论分析,在碱性熔炼主过程中主金属铅锑及金属银等进入金属相,而伴生元素铜、铁、锌等基本上不参与熔炼反应而直接以硫化物形式进入渣相；硫则以硫化钠的形式进入渣相。对铅锑合金氧化吹炼过程进行热力学计算,铅锑合金中的铁、锡等杂质可通过氧化精炼除去；砷则通过碱性氧化方式脱除；在500～1000℃范围内,合金中的锑主要以三氧化二锑形式进入气相,而不是以金属锑的形式进入气相。确定了脆硫铅锑矿精矿碱性熔炼的具体条件为：配料比例为脆硫铅锑矿：纯碱：煤粉；石灰浆=100：50：10；10,料柱1.0-1.5m、风量61～65m3/min.风压30-60mmHg.中心温度1400℃、熔渣温度1000℃、焦率16.8%。在此条件下,床能达到110t球团/（m2·d）；金属入合金直收率Pb 85.67％.Sb 82.870％.Ag 87.08％；金属回收率Pb 94.03％. Sb 96.70％.Ag 89.33％.Zn 97.63％.In 68.33％；铜、砷的入渣率Cu72.63%、As 68.88%；熔炼渣渣率（按投入的精矿计）65.6%；熔炼渣含Na2S 52%；合金品位（Pb+Sb）97.80％；其中Pb 53.13％.Sb 44.67％;锑氧粉产出率（按投入的精矿计）7.36%；入炉物料中带入的硫有99.3%被固定在熔炼渣中,炉子烟气中S02平均浓度为588 ppm,已经达到工业废气二类排放标准,较好地消除了SO2废气污染。熔炼渣中硫化钠浸出试验的最佳条件为S：L=1：4、温度90℃、时间90min时,硫化钠的浸出率约为91%,所得滤液含硫化钠约110g/L锑浸出率平均达到91.83%,杂质元素砷也有部分被浸出,浸出率为80%,熔炼渣浸出渣（锌矿）的渣率约为50%；熔炼渣浸出渣中锌和铁等元素基本上都以硫化物形式存在于渣（锌矿）中,此锌矿经化学浮选可产出高银铟含量的多金属型锌精矿。采用压缩空气作氧化剂氧化硫代亚锑酸钠溶液,氧化时间大于45h,溶液中锑的沉淀率约98%左右,氧化后液中锑的浓度小于1g/L,产出的焦锑酸钠产品达到电子工业级二级品的质量要求。通过加硫酸中和以及加硫酸亚铁可部分除去氧化后液中的砷和锑,使其浓度分别降至0.05g/L和0.3g/L以下后,通过浓缩、结晶生产出的硫代硫酸钠产品达到二级品的质量要求。采用碱性精炼进行除去粗铅锑合金中杂质元素的实验研究,向熔体中鼓入空气时,可使得氧气能充分与金属面接触,从而达到良好的除杂效果,选择合适的碱性精炼体系为氢氧化钠+空气体系。精合金产出率平均为95.84%,杂质元素的去除率分别为（%）：Sn 88.30、As 96.45、Cu 36.10、S 56.64。主金属铅锑的直收率分别为（%）：Sb91.98、Pb97.70。精合金中砷的含量可以降至0.010%以下；吹炼锑白过程的实验条件为合金熔体温度（660±30）℃、吹风温度约100℃、合金中锑含量15%～40%,吹风风量及压力控制标准为使合金液表面产生微皱。吹炼锑白时锑的氧化率为73.34%；吹炼后的底合金（底铅）Sb、Pb的含量分别为15%和83%左右；采用提高结晶温度的方法制备大粒度锑白产品,控制实验条件为锑浓度15%～40%、合金熔体温度650～690℃、结晶（空间）温度360～470℃、吹管离金属液面的距离≥50mm,锑白产品的粒度可达到0.6μm以上。全流程Pb、Sb、Ag、Zn的总回收率分别达到92.1%、93.5%、97.6%、68.3%；74%As进入铁砷渣；Cu 72.6%进入锌矿,27%进入铅系统。与传统的烧结-鼓风炉工艺对比,所研究工艺具有流程简单、效率高、中间物料少、铅锑合金质量高、金属回收率高、各种元素走向合理、利于综合回收和环境保护等优点。
金贵忠[9]（2010）在《再生铅碱性精炼渣的锑回收工艺研究》文中研究指明为回收锑、铅、锡等有价金属,避免砷渣排放对生态环境的污染,本论文提出了再生铅碱性精炼渣的全湿法处理流程。在理论分析的基础上,对脱砷、脱铅以及析铅母液处理等过程进行了详细研究。结果表明,碱度和温度对脱砷过程影响显着,而时间和液固比的影响相对较小。在碱度70g／L-75g／L、温度80℃、时间1.5h、液固比为4：1的最佳条件下,平均脱砷率达到93.90%,浸渣中As的平均含量为0.022%；锑和锡则主要保留于浸渣中,其平均回收率分别为98.63%和93.90%,脱砷渣中Sb的平均含量则由精炼渣的37.83%富集到44.49%；脱砷过程中有较大部分的铅进入砷碱液,浸渣中Pb的平均含量降低至2.61%。进行连续循环脱砷时,砷碱液的开路系数应控制在50%以上。酸用量、NaCl浓度、温度以及还原剂的添加对脱铅过程影响较大。在NaCl浓度300g／L、液固比3：1、时间2h、温度90℃-95℃、HCl用量0.6mL／（g料）、还原剂Sb2O3用量为2倍理论量的优化条件下,脱铅渣中Pb、Sn的平均含量分别为0.41%和0.25%,而锑基本不被浸出,脱铅渣中Sb的平均含量进一步富集到59.25%,锑的平均回收率为98.59%。在碱浓度高而砷浓度低的情况下采用砷酸钙法脱除砷碱液中的砷。在温度85℃-95℃、CaO用量为2倍理论量的条件下,脱砷率为30%-40%。在常温、pH=4.5-5.0及时间1h的条件下向析铅母液中添加CaO沉锡,所得锡渣含Sn 26.69%,沉锡后液中Sn含量为0.001g／L；在常温、pH=8.5-8.8、时间1h的条件下继续添加CaO沉铅,所得铅渣含Pb 28.79%,铅的沉淀率接近100%。综上所述,本工艺流程简单,对原料适应性强,三废排放少,属于清洁冶金流程。原料中的铅以PbCl2和铅渣（含Pb 28%-30%）的形式得到回收,锡和锑也分别以锡渣（含Sn 26%-28%）和锑精矿（Sb≥58.87%、Pb≤0.5%、As≤0.03%、Sn≤0.4%）形态产出,这些产物品位较高,可作为冶炼厂或化工厂的原料。整个流程锑的总回收率高达97.24%,每处理lt碱性精炼渣,盐酸和氧化钙的消耗量分别为0.684t和0.262t,可副产0.07t烧碱和0.121t氯化钠,生产成本低,经济效益好。
王成彦,邱定蕃,江培海,陈永强,尹飞[10]（2008）在《矿浆电解技术10年来的进展及应用》文中认为矿浆电解是北京矿冶研究总院历经二十余年开发的具有我国自主知识产权的湿法冶金技术,尤其是在近十年间,已实现了工业应用,用于处理高附加值的多金属复杂矿及伴生矿可以大幅提高金属的回收率和资源的综合利用效率,经济效益明显。成套的矿浆电解自动拨粉、抽粉装置和矿浆电解工艺参数监控装置目前已研制成功。近年来针对复杂锑铅矿、高铅金精矿、高银铅精矿、大洋多金属结核矿和钴锰矿的处理均进行了系统的研究,取得了理想的结果。矿浆电解装置的大型化和直接产出金属铅板的一步炼铅矿浆电解技术的研究目前正在进行,并有望取得突破。
二、复杂锑铅矿矿浆电解工艺和理论研究（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、复杂锑铅矿矿浆电解工艺和理论研究（论文提纲范文）
（1）电积粗锑真空蒸馏提纯锑富集金的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 锑的性质及用途 |
| 1.1.1 锑的性质 |
| 1.1.2 锑的用途 |
| 1.2 锑的资源、产量及消费 |
| 1.2.1 锑资源概况 |
| 1.2.2 锑的产量 |
| 1.2.3 锑的消费 |
| 1.3 锑的生产现状 |
| 1.3.1 挥发焙烧(熔炼)-还原熔炼法 |
| 1.3.2 低温固硫还原熔炼法 |
| 1.3.3 非挥发焙烧-还原溶析法 |
| 1.3.4 硫化钠浸出-硫代亚锑酸钠溶液电积法 |
| 1.3.5 氯化浸出-氯化锑溶液电积(置换)法 |
| 1.3.6 矿浆电解法 |
| 1.4 锑的精炼现状 |
| 1.4.1 碱性火法精炼 |
| 1.4.2 电解精炼 |
| 1.4.3 真空蒸馏精炼 |
| 1.4.4 区域熔炼 |
| 1.5 课题的提出 |
| 1.5.1 研究背景及意义 |
| 1.5.2 研究内容 |
| 第二章 实验原料、方法及设备 |
| 2.1 原料表征 |
| 2.1.1 化学成分 |
| 2.1.2 物相组成 |
| 2.1.3 形貌分析 |
| 2.2 实验方法 |
| 2.2.1 电积粗锑真空蒸馏实验 |
| 2.2.2 电积粗锑熔化脱钠盐实验 |
| 2.3 实验设备 |
| 2.3.1 电积粗锑真空蒸馏设备 |
| 2.3.2 电积粗锑熔化、捞渣脱钠盐设备 |
| 2.4 本章小结 |
| 第三章 电积粗锑真空蒸馏理论及实验研究 |
| 3.1 理论基础 |
| 3.1.1 热力学分析 |
| 3.1.2 动力学分析 |
| 3.2 实验研究 |
| 3.2.1 蒸馏温度对提纯锑富集金的影响 |
| 3.2.2 保温时间对提纯锑富集金的影响 |
| 3.2.3 残留物分析 |
| 3.2.4 平均蒸发速率计算 |
| 3.3 扩大试验 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 电积粗锑熔化脱钠盐及扩大真空蒸馏试验研究 |
| 4.1 理论基础 |
| 4.2 实验研究 |
| 4.2.1 熔化温度对锑、金在浮渣中分布的影响 |
| 4.2.2 保温时间对锑、金在浮渣中分布的影响 |
| 4.2.3 空气气氛下熔化脱钠盐的研究 |
| 4.3 扩大试验 |
| 4.4 百公斤级扩大真空蒸馏试验 |
| 4.4.1 水洗电积粗锑真空蒸馏 |
| 4.4.2 冷凝锑液真空蒸馏 |
| 4.5 经济技术初步分析 |
| 4.5.1 工艺流程的确定 |
| 4.5.2 物料平衡 |
| 4.5.3 经济概算 |
| 4.6 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 攻读学位期间取得的代表性成果 |
（2）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 |
（3）选择性氧化-还原两步法资源化处理高砷锑烟尘的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 砷的概况 |
| 1.1.1 砷的发展历程 |
| 1.1.2 砷及其化合物的性质 |
| 1.1.3 砷的生产和应用 |
| 1.1.4 砷的危害及治理 |
| 1.1.5 含砷废料处理的现状 |
| 1.2 锑的概况 |
| 1.2.1 锑的发展历程 |
| 1.2.2 锑及其化合物的性质 |
| 1.2.3 锑矿资源的种类及储量分布 |
| 1.2.4 锑的生产和应用 |
| 1.3 砷锑烟尘的研究概况 |
| 1.3.1 砷锑烟尘的来源 |
| 1.3.2 砷锑烟尘的特性 |
| 1.3.3 砷锑烟尘带来的问题 |
| 1.3.4 砷锑烟尘处理方法的研究现状 |
| 1.4 课题的研究背景及意义 |
| 1.5 课题研究内容 |
| 第二章 实验研究方法 |
| 2.1 实验原料、试剂及设备 |
| 2.1.1 实验原料 |
| 2.1.2 实验试剂 |
| 2.1.3 实验主要仪器及设备 |
| 2.2 实验过程 |
| 2.2.1 选择性氧化焙烧法分离砷锑 |
| 2.2.2 还原焙烧法分离并回收砷 |
| 2.3 实验方法 |
| 2.3.1 热力学分析方法 |
| 2.3.2 数据分析及表征方法 |
| 第三章 热力学理论分析 |
| 3.1 砷锑分离过程热力学分析 |
| 3.2 砷的分离与回收过程热力学分析 |
| 第四章 选择性氧化焙烧法分离砷锑试验研究 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 氧化钙添加量对砷、锑挥发率的影响 |
| 4.3 焙烧温度对砷、锑挥发率的影响 |
| 4.4 氧气分压对砷、锑挥发率的影响 |
| 4.5 焙烧时间对砷、锑挥发率的影响 |
| 4.6 本章小结 |
| 第五章 还原焙烧法分离并回收砷试验研究 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 氧化铅对砷回收率及锑固定率的影响 |
| 5.3 活性炭对砷回收率及锑固定率的影响 |
| 5.4 焙烧温度和时间对砷回收率及锑固定率的影响 |
| 5.5 闷罐法还原初级As_2O_3生产砷单质 |
| 5.6 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 A |
| 1.攻读硕士学位期间发表论文及撰写专利 |
| 2.攻读硕士学位期间参与的科研项目 |
| 3.攻读硕士学位期间获得的奖励 |
（4）微波高效强化湿法冶金过程处理难溶物料的研究进展（论文提纲范文）
| 0 引 言 |
| 1 常规浸出过程中强化技术的研究现状 |
| 1)微生物强化冶金 |
| 2)加压强化冶金 |
| 3)矿浆电解冶金 |
| 4)机械活化冶金 |
| 2 微波在难溶矿物处理中的应用 |
| 2.1 微波在难溶矿物处理中的研究现状 |
| 2.2 微波强化技术在湿法冶金过程中的研究 |
| 2.2.1 微波强化酸浸体系处理铁钒渣 |
| 2.2.2 微波强化碱性体系处理一水硬铝石矿 |
| 2.2.3 碱性体系处理α型氧化铝载体铂废催化剂 |
| 3 展 望 |
（5）真空蒸馏从脆硫铅锑矿分离硫化铅和硫化锑的实验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 硫化铅、硫化锑的性质,用途 |
| 1.1.1 硫化锑的性质、用途 |
| 1.1.2 硫化铅的性质、用途 |
| 1.2 脆硫铅锑矿性质,资源 |
| 1.3 脆硫铅锑矿的处理工艺 |
| 1.3.1 脆硫铅锑矿的火法处理 |
| 1.3.2 脆硫铅锑矿的湿法处理 |
| 1.3.3 其它冶炼方法 |
| 1.4 铅锑分离技术现状 |
| 1.5 真空冶金的特点 |
| 1.6 选题意义及课题研究内容 |
| 第二章 FePb_4Sb_6S_(14)热分解实验研究 |
| 2.1 实验原料、设备、方法 |
| 2.2 脆硫铅锑矿的TG-DSC分析 |
| 2.3脆硫铅锑矿热分解实验 |
| 2.3.1脆硫铅锑矿常压热分解实验 |
| 2.3.2脆硫铅锑矿真空热分解实验 |
| 2.4 本章小结 |
| 第三章 简单金属硫化物热力学研究 |
| 3.1 理论依据 |
| 3.2 硫化铅的热力学计算 |
| 3.3 硫化铅真空热分解实验研究 |
| 3.4 硫化锑、硫化锌、硫化亚铁热力学分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 真空蒸馏从脆硫铅锑矿分离硫化锑和硫化铅的实验研究 |
| 4.1 金属硫化物饱和蒸气压 |
| 4.2 实验原料、设备、步骤 |
| 4.3 真空蒸馏从脆硫铅锑矿分离硫化锑 |
| 4.3.1 温度、保温时间对分离硫化锑的影响 |
| 4.3.2 蒸馏温度对硫化锑的纯度影响 |
| 4.4 真空蒸馏从脆硫铅锑矿分离硫化铅 |
| 4.4.1 蒸馏温度、保温时间对分离硫化铅的影响 |
| 4.4.2 蒸馏温度对硫化铅的纯度影响 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 结论与展望 |
| 5.1 结论 |
| 5.2 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录 |
（6）复杂锑铅矿加压浸出分离铅锑试验研究（论文提纲范文）
| 1 试验原料、流程及原理 |
| 1.1 试验原料 |
| 1.2 原则工艺流程 |
| 1.3 工艺原理 |
| 2 结果与讨论 |
| 2.1 硫化钠浓度 |
| 2.2 氢氧化钠浓度 |
| 2.3 浸出温度 |
| 2.4 浸出时间 |
| 2.5 液固比 |
| 3 结论 |
（7）Pb-Sb合金分子动力学模拟及真空蒸馏实验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铅、锑、锡矿资源 |
| 1.1.1 铅资源 |
| 1.1.2 锑资源 |
| 1.1.3 锡资源 |
| 1.2 Pb-Sb合金 |
| 1.2.1 矿石冶炼副产品 |
| 1.2.2 二次资源回收 |
| 1.2.3 处理工艺和技术 |
| 1.3 从头算分子动力学的应用 |
| 1.4 选题意义和课题研究内容 |
| 1.4.1 选题意义 |
| 1.4.2 研究内容 |
| 1.4.3 论文的特色与创新之处 |
| 第二章 合金分子动力学研究的理论基础 |
| 2.1 从头算分子动力学 |
| 2.2 密度泛函理论 |
| 2.2.1 Hohenberg-Kohn定理 |
| 2.2.2 Kohn-Sham方法 |
| 2.2.3 交换关联泛函 |
| 2.3 广义平面波 |
| 2.3.1 截断和k点 |
| 2.3.2 赝势 |
| 2.3.3 周期性体系 |
| 2.3.4 能带及态密度 |
| 2.3.5 径向分布函数与结构因子 |
| 2.3.6 扩散系数 |
| 2.4 系综 |
| 2.5 本文使用的计算方法 |
| 2.5.1 CASTEP模块 |
| 2.5.2 DMol~3模块 |
| 第三章 Pb-Sb合金的真空蒸馏基础研究 |
| 3.1 Pb-Sb合金真空蒸馏热力学 |
| 3.1.1 活度系数 |
| 3.1.2 Pb-Sb合金真空蒸馏理论分析 |
| 3.2 Pb-Sb合金真空蒸馏动力学 |
| 3.2.1 真空条件下气体运动特点 |
| 3.2.2 金属真空蒸发 |
| 3.2.3 金属真空蒸发速率 |
| 3.2.4 合金组元真空蒸发速率 |
| 3.3 本章小结 |
| 第四章 Pb-Sb合金从头算分子动力学模拟 |
| 4.1 Pb-Sb合金从头算分子动力学 |
| 4.1.1 计算方法 |
| 4.1.2 计算模型 |
| 4.2 模拟结果与讨论 |
| 4.2.1 液态Pb-Sb合金从头算分子动力学模拟 |
| 4.2.2 Pb-Sb合金表面信息 |
| 4.2.3 气相Pb-Sb合金团簇 |
| 4.2.4 液态Pb-Sb-Sn合金从头算分子动力学模拟 |
| 4.2.5 Pb-Sb合金势函数 |
| 4.3 本章小结 |
| 第五章 Pb-Sb合金真空蒸馏实验研究 |
| 5.1 Pb-Sb合金真空蒸馏实验研究 |
| 5.1.1 温度为1073K时Pb-Sb合金真空蒸馏 |
| 5.1.2 温度为1173K时Pb-Sb合金真空蒸馏 |
| 5.1.3 Pb-Sb合金真空蒸馏温度时间对分离效果的影响 |
| 5.2 本章小结 |
| 第六章 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录 |
| 附录A 博士学位论文受资助情况 |
| 附录B 攻读学位期间学术成果 |
| B.1 发表学术论文 |
| B.2 参与项目 |
| B.3 学术交流 |
| B.4 获奖情况 |
（8）火法—湿法联合工艺综合回收脆硫铅锑矿中有价金属的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 目录 |
| 前言 |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 锑的性质和矿物资源 |
| 1.2 锑的冶炼方法 |
| 1.2.1 鼓风炉挥发焙烧(熔炼)-还原熔炼 |
| 1.2.2 沉淀熔炼 |
| 1.2.3 碱性熔炼 |
| 1.3 铅的性质 |
| 1.4 铅的主要冶炼方法 |
| 1.4.1 铅的烧结焙烧-鼓风炉熔炼工艺 |
| 1.4.2 水口山炼铅法(SKS法) |
| 1.4.3 QSL法 |
| 1.4.4 Kivcet法 |
| 1.4.5 TBRC法 |
| 1.5 脆硫铅锑矿的性质 |
| 1.6 脆硫铅锑矿冶炼方法 |
| 1.6.1 还原造锍熔炼法 |
| 1.6.2 烧结-鼓风炉熔炼-吹炼法 |
| 1.6.3 旋涡炉熔炼法 |
| 1.6.4 氯化-水解法 |
| 1.6.5 硫化钠浸出-空气氧化法生产焦锑酸钠 |
| 1.6.6 矿浆电解法 |
| 1.6.7 硫化钠浸出-电积法 |
| 1.7 本研究课题的提出 |
| 1.8 本研究课题的主要内容 |
| 1.8.1 课题的构思及概况 |
| 1.8.2 研究工艺流程 |
| 第二章 研究工艺主要过程的理论分析 |
| 2.1 脆硫铅锑矿精矿熔炼过程的热力学分析 |
| 2.2 伴生金属在熔炼过程中的分配行为 |
| 2.3 铅锑合金直接吹炼制备锑白理论基础 |
| 2.3.1 铅锑合金除杂原理 |
| 2.3.2 铅锑合金吹炼锑白理论分析 |
| 2.3.3 合金中砷的含量控制 |
| 2.3.4 合金中铅含量的控制 |
| 2.4 本章小结 |
| 第三章 脆硫铅锑矿碱性熔炼研究 |
| 3.1 脆硫铅锑矿碱性熔炼工艺研究 |
| 3.1.1 原料与工艺流程 |
| 3.1.2 实验设备与方法 |
| 3.1.3 实验结果与讨论 |
| 3.2 铅渣碱性熔炼工艺研究 |
| 3.2.1 实验结果与讨论 |
| 3.3 本章小结 |
| 第四章 熔炼渣的综合回收及焦锑酸钠制备研究 |
| 4.1 实验原料与工艺流程 |
| 4.2 试验方法 |
| 4.2.1 熔炼渣中硫化钠浸出研究方法 |
| 4.2.2 硫化钠浸出脆硫锑铅矿和锑氧粉实验研究方法 |
| 4.2.3 焦锑酸钠制备实验研究方法 |
| 4.2.4 分析与检测 |
| 4.2.5 实验结果计算 |
| 4.3 结果与讨论 |
| 4.3.1 熔炼渣中硫化钠的浸出 |
| 4.3.2 硫化钠溶液浸出脆硫铅锑矿精矿和鼓风炉锑氧粉 |
| 4.3.3 焦锑酸钠的制备 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 利用铅锑合金制备锑白的研究 |
| 5.1 原辅材料 |
| 5.2 工艺流程 |
| 5.3 实验方法与设备 |
| 5.4 结果与讨论 |
| 5.4.1 净化除杂 |
| 5.4.2 吹炼锑白过程条件控制 |
| 5.4.3 底铅成分 |
| 5.4.4 大粒度锑白产品的制备 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 脆硫铅锑矿精矿碱性熔炼工业试验 |
| 6.1 熔炼设备选择 |
| 6.2 原辅材料与工艺流程 |
| 6.2.1 原辅材料 |
| 6.2.2 工业试验工艺流程 |
| 6.3 工业试验设备与方法 |
| 6.3.1 工业试验设备 |
| 6.3.2 试验研究方法 |
| 6.3.3 试验结果计算 |
| 6.4 结果与讨论 |
| 6.4.1 技术控制条件 |
| 6.4.2 主要金属入铅锑合金直收率、金属回收率、硫铜砷入渣率 |
| 6.4.3 平衡率与分配率 |
| 6.4.4 研究工艺熔炼段与烧结-鼓风炉工艺熔炼段基本参数比较 |
| 6.5 熔炼工业试验小结 |
| 第七章 利用铅锑合金制造锑白的工业试验研究 |
| 7.1 原料与工艺流程 |
| 7.1.1 原料 |
| 7.1.2 工艺流程 |
| 7.2 试验设备与方法 |
| 7.3 结果与讨论 |
| 7.4 本章小结 |
| 第八章 熔炼渣的综合回收半工业试验研究 |
| 8.1 半工业试验 |
| 8.1.1 原料与工艺流程 |
| 8.1.2 试验设备与方法 |
| 8.1.3 结果与讨论 |
| 8.2 本章小结 |
| 第九章 全流程综合技术经济指标 |
| 9.1 主要的技术控制条件 |
| 9.1.1 火法部分主要技术控制条件 |
| 9.1.2 湿法部分主要技术控制条件 |
| 9.1.3 锑白部分主要技术控制条件 |
| 9.2 技术经济指标 |
| 9.2.1 火法部分技术经济指标 |
| 9.2.2 湿法部分技术经济指标 |
| 9.2.3 锑白部分技术经济指标 |
| 9.2.4 全流程主要元素的走向和分配率 |
| 9.3 产品及主要中间物料的成分 |
| 9.3.1 产品成分 |
| 9.3.2 中间物料成分 |
| 9.4 数据流程 |
| 第十章 结论 |
| 10.1 结论 |
| 10.2 建议 |
| 参考文献 |
| 附录 博士期间发表的文章及成果 |
| 致谢 |
（9）再生铅碱性精炼渣的锑回收工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 文献评述 |
| 1.1 锑冶金 |
| 1.1.1 概述 |
| 1.1.2 火法炼锑 |
| 1.1.3 湿法炼锑 |
| 1.2 再生铅碱性精炼渣资源化利用现状 |
| 1.2.1 概述 |
| 1.2.2 再生铅碱性精炼渣的处理工艺 |
| 1.3 本课题的研究背景、意义及内容 |
| 第二章 试验 |
| 2.1 原料及试剂 |
| 2.2 试验流程 |
| 2.3 试验装置 |
| 2.4 试验方法 |
| 2.4.1 脱砷过程 |
| 2.4.2 脱铅过程 |
| 2.4.3 砷碱液和析铅母液的处理 |
| 2.5 化学分析方法 |
| 2.5.1 锑的分析方法 |
| 2.5.2 铅的分析方法 |
| 2.5.3 锡的分析方法 |
| 2.5.4 砷的分析方法 |
| 第三章 再生铅碱性精炼渣资源化利用和锑回收的理论基础 |
| 3.1 脱砷过程 |
| 3.2 脱铅过程 |
| 3.3 析铅母液的处理 |
| 3.3.1 沉锡过程 |
| 3.3.2 沉铅过程 |
| 第四章 结果与讨论 |
| 4.1 脱砷过程 |
| 4.1.1 单因素条件试验 |
| 4.1.2 综合条件试验 |
| 4.1.3 连续循环试验 |
| 4.2 脱铅过程 |
| 4.2.1 单因素条件试验 |
| 4.2.2 综合条件试验 |
| 4.3 砷碱液和析铅母液的处理 |
| 4.3.1 砷碱液的处理 |
| 4.3.2 析铅母液的处理 |
| 4.4 技术经济指标 |
| 4.4.1 金属回收率 |
| 4.4.2 主要产物的质量 |
| 4.4.3 主要原材料的消耗 |
| 第五章 结论与建议 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间主要的研究成果 |
四、复杂锑铅矿矿浆电解工艺和理论研究（论文参考文献）
- [1]电积粗锑真空蒸馏提纯锑富集金的研究[D]. 张峰. 昆明理工大学, 2021
- [2]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)
- [3]选择性氧化-还原两步法资源化处理高砷锑烟尘的研究[D]. 徐苗. 昆明理工大学, 2020(04)
- [4]微波高效强化湿法冶金过程处理难溶物料的研究进展[J]. 李熙腾,张晖,王奇,黎氏琼春,巨少华,彭金辉,田时泓. 昆明理工大学学报(自然科学版), 2019(06)
- [5]真空蒸馏从脆硫铅锑矿分离硫化铅和硫化锑的实验研究[D]. 周正恩. 昆明理工大学, 2019(04)
- [6]复杂锑铅矿加压浸出分离铅锑试验研究[J]. 张梅英. 矿冶, 2018(03)
- [7]Pb-Sb合金分子动力学模拟及真空蒸馏实验研究[D]. 宋冰宜. 昆明理工大学, 2016(01)
- [8]火法—湿法联合工艺综合回收脆硫铅锑矿中有价金属的研究[D]. 谢兆凤. 中南大学, 2011(12)
- [9]再生铅碱性精炼渣的锑回收工艺研究[D]. 金贵忠. 中南大学, 2010(02)
- [10]矿浆电解技术10年来的进展及应用[A]. 王成彦,邱定蕃,江培海,陈永强,尹飞. 有色金属工业科技创新——中国有色金属学会第七届学术年会论文集, 2008