一、湿法黄金精炼提纯工艺试验研究（论文文献综述）
查国正[1]（2021）在《粗硒氧化调控-真空挥发提纯新技术的研究》文中认为世界90%的硒产自铜电解阳极泥,铜阳极泥经综合处理产出杂质种类多、赋存状态复杂的粗硒。如何清洁高效提纯硒,成为行业关注的焦点。采用传统氧化挥发法等手段提纯硒,存在流程长、精硒直收率低、污染严重等缺点。论文以铜阳极泥湿法提硒过程产出的硒渣为研究对象,根据元素的赋存及热力学特性,提出了氧化调控-真空挥发提纯硒新思路,实现硒渣的清洁高效提纯,同时富集银、金等贵金属,为粗硒的综合利用新技术提供参考。论文围绕“氧化调控-真空挥发”的思路,开展了粗硒中杂质赋存特性、杂质氧化调控、硒的真空挥发特性以及真空挥发提纯硒等的理论及实验研究,并进行了扩大化实验。研究获得的主要结论如下:采用SEM-EDS、XPS、EPMA等手段研究了硒渣中元素的赋存特性,开展了杂质饱和蒸气压、分离系数及真空下的热稳定性等热力学研究,阐明真空高温蒸发过程中杂质挥发特性。结果表明:粗硒的主要物相为单质硒,碲、铜、铅等杂质以单质碲、TeO2、PbTe、Cu2Se、PbSe形式赋存。这些杂质与硒的饱和蒸气压接近,Se-Te分离系数相对较小,PbTe、Cu2Se和PbSe在真空下难分解为单质,因此直接采用真空蒸馏提纯硒难度大。通过热力学计算绘制了298K和373K下Se-H2O、Te-H2O、Se-Cu-H2O、Se-Pb-H2O和Te-Pb-H2O体系的电位E-pH图,探讨了杂质在湿法体系中的热力学行为及氧化调控杂质的可行性。结果表明:在酸性体系中,提高氧化还原电位可使单质碲、PbTe、Cu2Se、PbSe氧化调控为难挥发的TeO2、PbSeO3和CuSeO3,而单质硒物相不变。以过氧化氢为氧化剂,开展了氧化调控的实验研究。在过氧化氢与硒渣的液固比为0.15:1的条件下进行杂质氧化调控后,单质硒的化学状态均未发生改变,硒的直收率为90.01%;13.6%碲、6.4%铜和0.9%铅以离子形式进入溶液,其余碲铜铅被氧化为高价氧化态,形成聚集体分散在硒基体中,实现了易挥发的单质碲、PbTe、PbSe、Cu2Se向难挥发的TeO2、CuSeO3和PbSeO3的定向转变。采用真空差重法测定了硒在250℃、300℃、350℃、400℃、450℃和2.3～1500Pa条件下的蒸发速率,获得了不同蒸馏条件下硒的挥发规律:系统压力一定时,硒蒸发速率的对数与温度的倒数存在线性关系;蒸馏温度一定时,硒蒸发速率随系统压强的变化出现最大区、加速区以及缓慢区,蒸发速率与压强存在Logistics非线性关系。同时获得了250～450℃条件下硒的临界压强分别为5.34Pa、12.96 Pa、14.20Pa、33.49Pa和37.06 Pa,临界压强与温度的关系为lgcrit=-4751.3/T+2.6341,当系统压强低于临界压强后,硒以最大蒸发速率挥发。硒最大蒸发速率随蒸馏温度的升高而增大,其关系为lgωe·m=-9385.6/+3.5887。实验最大蒸发速率始终小于理论最大蒸发速率,凝聚系数α介于0.003～0.1之间。针对杂质氧化调控后的粗硒开展了真空蒸馏提纯实验,系统研究了不同蒸馏条件对提纯效果的影响。60g级小型真空蒸馏提纯实验研究表明:各影响因素对物料挥发率的影响由大到小依次为:蒸馏温度>蒸馏压力>蒸馏时间>高径比,各影响因素对挥发物中杂质碲铜铅总含量的影响不显着。在蒸馏温度260℃、蒸馏时间50min、系统压强10Pa、物料高径0.67的条件下,物料的挥发率为92.8%,挥发物中含2.72ppm碲,0.83ppm铜和5.18ppm铅,不同物料提纯后纯度均大于99.98%。0.7kg的公斤级实验结果表明,在460℃、60min、10Pa的蒸馏温度条件下,物料挥发率为89.0%,获得纯度为99.98%的精硒,精硒的直收率为97.44%。残留物中硒、碲、铜和铅的含量分别为19.5%、3.35%、3.29%和10.63%,其主要物相为Na2SO4、PbSeO3和CuSeO3。残留物中银和金分别由原料中的0.27%和103g/t提升至2.42%和937g/t,分别富集了8.96倍和9.0倍;银的回收率为99.7%,金的回收率为99.8%。对一次蒸馏挥发物进行二次真空蒸馏,可获得纯度为99.995%的精硒。通过开展氧化调控-真空挥发放大实验,获得纯度为99.993%的精硒,并产出滤液、冷凝水、熔渣和富银金渣四种副产物。精硒的综合直收率为83.80%,银金的回收率均大于99.4%,生产每吨精硒能耗估算约为1700k W·h。经工艺对比分析,本工艺具有流程短、精硒直收率高、成本低的特点。基于生命周期评价的可持续性评估结果表明:本工艺对环境的影响始终比氧化还原法小,是更具可持续、更清洁的生产工艺。综上,本研究开发的粗硒氧化调控-真空挥发提纯新技术解决了高碲粗硒真空分离硒碲的难题,可由含硒约70%的硒渣提纯制备纯度大于99.99%高品质精硒,同时富集碲、银、金等高附加值金属,实现了粗硒清洁高效提纯,具有很大的工艺应用前景。
杨时聪[2]（2021）在《金刚石线硅片切割废料再生制备高纯硅研究》文中研究说明随着光伏发电成本不断降低,晶硅太阳电池为主的光伏技术近年来发展迅猛,以此引起晶硅需求增加和电池片生产的废弃物逐年攀升。在现有晶硅电池片生产的线切割工艺中,约35%的6N级高纯硅以金刚石线硅片切割硅粉（Diamond wire saw silicon powder,DWSSP）形式形成废料,引起经济损失和生态环境隐患。由于DWSSP中高纯硅含量高、金属杂质含量低,并且金属杂质为来源于硅片切割过程的污染物,因此,再生制备高纯硅具有较大潜力。为实现DWSSP的高值化再生利用,本文提出了DWSSP再生制备高纯硅的新思路,围绕DWSSP中Al、Fe、Ni等主要金属杂质和表面SiO2氧化层的去除以实现高纯硅粉和高纯工业硅的再生制备,分别开展如下研究内容:（1）分析表征了原料的性质特点。确定了DWSSP中主要的共性杂质是Al、Fe和Ni等金属与氧化层,为高纯硅再生制备的工艺选择提供了基本的原料信息。（2）结合金刚石线硅片切割工艺,基于金属杂质溯源分析,揭示了盐酸浸出过程典型金属杂质Al的去除机理。采用酸浸去除金属杂质,在工艺条件为盐酸浓度4 M,浸出温度333 K,浸出时间3 h,液固比10:1时,金属杂质Al、Fe、Ni、Ca和Mg的去除率分别为95.10%,95.93%,83.55%,90.42%和70.81%,总去除率为93.37%。并以Al为例研究了常规盐酸浸出金属杂质去除机理,研究发现Al的去除为自发反应过程,可去除部分的金属杂质位于硅微颗粒表面,反应前期去除反应速率较快符合均匀反应模型,后期反应速率较慢符合Avrami模型扩散控制步骤,继而发生难去除金属杂质的滞留。盐酸浸出过程Al的去除机理指出了强化酸性浸出以实现金属杂质深度去除的需要。（3）结合DWSSP储存条件,探明了盐酸浸出过程金属杂质发生滞留的成因,研发了两段酸浸工艺实现金属杂质强化去除。研究发现,在储存工艺条件下硅微颗粒发生表面氧化形成非晶SiO2氧化层并逐渐长大,在此过程中部分金属杂质颗粒向氧化层内部迁移富集并滞留在氧化层内部而导致在常规盐酸浸出中难以去除。利用氢氟酸对氧化层的腐蚀作用使得滞留金属杂质暴露,从而促进金属杂质的去除,在浸出过程中随着氧化层厚度减薄金属杂质的去除率逐渐提高。因此,氢氟酸和盐酸混合酸可强化金属杂质去除,为此开发了混合酸二段浸出工艺,二段混酸浸出工艺条件为盐酸浓度2 M,氢氟酸浓度2.5 M,浸出温度333 K,浸出时间3 h,液固比10:1。经两段湿法酸浸处理后金属杂质Al、Fe、Ni、Ca和Mg的去除率分别为99.93%,100%,90.14%,100%和100%,总去除率为99.85%,实现了4-5N级高纯硅粉的再生制备。采用酸性浸出实验与线性回归分析量化了不同金属杂质去除率与氧化层厚度减薄的关系,研究表明,金属杂质Al、Fe、Ni较Ca、Mg具有更向氧化层迁移富集的趋势。基于此提出了源头控制杂质和综合防止氧化的观点。（4）采用真空碳热还原去除SiO2氧化层。研究表明,真空可显着降低反应温度,以活性炭为还原剂,在实验条件为温度1753K,真空度1.1×10-1-2.2×10-2Pa,时间3 h时,真空碳热还原可将SiO2还原,但真空条件会使得气态还原产物SiO的挥发损失和中间还原产物Si C的积累,而降低单质硅的产率。（5）采用Na2CO3-CaO进行低温烧结-高温精炼处理高Al型DWSSP,同时实现SiO2氧化层和金属杂质Al的去除。研究表明,Na2CO3可消解SiO2并去除Al,CaO能将SiO2和除Al产物固定在渣中,在实验条件为精炼温度1823K,时间3 h,炉料组成为DWSSP:Na2CO3:CaO=300.0:38.4:5.1时,硅产率和纯度分别为55.5%和99.31%。后续研究发现,NaCl和Na3AlF6的加入可显着提高硅的回收率和纯度,当炉料组成分别为DWSSP:Na2CO3:CaO:NaCl=100.0:12.8:1.7:8.6和DWSSP:Na2CO3:CaO:Na3AlF6=100.0:12.8:1.7:8.6时,相同实验条件处理后,硅的回收率分别为76.39%和79.25%,纯度分别为99.985%和99.986%,实现了3-4N级高纯工业硅的再生制备。（6）采用CaO-共晶NaCl-MgCl2进行高温精炼处理高Fe型DWSSP,同时实现SiO2氧化层和金属杂质Fe、Ni的去除。研究表明,CaO可以将SiO2吸收形成稳定渣相,共晶NaCl-MgCl2具有可以较好的去除Fe、Ni,并能同时提高硅的回收率。在实验条件为精炼温度1823 K下,时间3 h,炉料组成DWSSP:CaO:NaCl:MgCl2=150.0:23.42:7.50:8.85时,硅的回收率和纯度分别为98.96%和99.83%。基于金刚石线硅片切割废料再生制备高纯硅研究,本论文一是完成了金刚石线硅片切割废料湿法酸性浸出再生制备4-5N级高纯硅粉的机理揭示、工艺探索和流程概念设计,为酸浸再生制备高纯硅粉的工艺优化和开发奠定理论基础。二是开发了金刚石线硅片切割废料高温精炼再生制备3-4N级高纯工业硅的不同精炼工艺和精炼剂,为实现高纯硅的再生制备提供理论依据和技术路线。
周毅[3]（2021）在《贵铅合金各组元在真空分离过程中的挥发及冷凝规律研究》文中研究说明随着现今社会对稀贵金属资源不断攀升的需求和愈加严峻的环保要求,从铅铜冶炼过程产出的阳极泥和贵铅中高效、清洁的提炼稀贵金属显得尤为重要。近年来,真空蒸馏技术被成功应用于该物料的处理中,实现了阳极泥中金、银的绿色、高效冶炼,形成最具特色的贵金属冶炼生产工艺。但是,贵铅中各组元挥发及冷凝规律的不清,限制了真空蒸馏装备向大型化、高效化的方向发展。对此,本文通过理论分析、模拟计算及实验研究,对各组元的挥发及冷凝规律开展基础研究,丰富有色冶金基础数据,为贵金属冶炼工艺的进一步发展奠定基础。首先,对贵铅的分离开展了热力学与动力学分析。通过纯金属饱和蒸气压与温度关系图获取了贵铅分离时所需温度、压强范围。对贵铅中Pb-Me、Sb-Me等合金的气液平衡图相和二元相图进行了深入分析,解释了各组元在真空蒸馏分离后的存在状态和物相。以分子平均自由程理论分析并获取了各组元在真空气氛下的分布规律,揭示了压强、温度对其优势冷凝区域的影响。其次,对贵铅中铅、锑、银的挥发与冷凝规律开展了系统性研究。以COMSOL Multiphysics软件模拟揭示了蒸发表面与冷凝表面之间的温度梯度分布;以实验研究获取蒸馏温度、恒温时间和物料质量对易挥发元素的挥发与冷凝规律的影响机理;并对理论进行了修正,明确了铅、锑的优势冷凝区域分别为24～44mm、44～59 mm。最后,以某铅厂产出的贵铅为原料,开展了验证性实验研究,结果表明:在调控冷凝高度下,实现了铅、锑在不同区域的选择性冷凝。在950℃和1250℃下,铅的优势冷凝区域分别符合“L=44”和“L=74”的正态分布;锑的优势冷凝区在950℃时也符合“L=44”的正态分布,在1250℃则呈近线性增长分布。最佳工艺条件为1250℃、10 Pa和恒温3 h,此时铅、铋、银的直收率分别达到91%、95%和94%。
张峰[4]（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。
温小椿[5]（2021）在《铅铋银系合金物料超重力熔析分离的基础研究》文中研究说明在铅、铋的冶炼过程中,会产出一定量的铅铋银系合金物料,主要可分为 Pb-X 系、Bi-X 系、Pb-Ag-X 系、Bi-Ag-X 系和 Pb-Ag-Bi-X 多元系合金。目前,国内外冶炼厂对其现存分离工艺普遍存在操作繁杂、能耗过大、生产流程长、金属回收率低、环境污染严重、劳动强度大等问题。为更加有效的提高铅铋银系合金物料的利用率,对铅、铋冶炼过程产出的复杂合金物料进行资源化回收已然成为有色冶金行业的迫切需求。本文基于铅铋银系合金物料中不同金属相间的物理性质差异,结合相关合金相图的理论分析及平衡计算,创新性地引入超重力冶金技术,借助其强化过滤分离的技术特点,提出了一种高效、环境友好型的铅、铋资源综合提取新方法。取得如下研究成果:（1）针对Pb-X系合金物料,以Pb-Sb二元合金为典型,在时间t=210 s,重力系数G=450,温度T=533 K和过滤孔径dpore=48μm条件下,可分离得到含量为91wt%的上部富Sb相和含量为85wt%的下部富Pb相,且其纯度分别可满足后续铅电解精炼工序和锑精炼的生产要求。同时,明晰了 Pb与其他元素在不同Pb-X系合金物料（1#～5#）中的定向迁移行为与分离规律。这也为其它Pb-X系合金物料的分离提供了理论指导。（2）探究了铋冶金过程中二元Bi-X系合金的分离问题,分析了元素Bi的迁移规律与凝固组织结构。结果表明,Bi-Zn、Bi-Cu、Bi-Pb、Bi-Ag和Bi-Sn二元合金超重力分离得到的富Bi相纯度分别达到97.1%、99.7%、99.4%、96.3%和97.1%以上;富Bi相的质量比例βBi-rich分别为85%、96%、87%、84%和61%;杂质元素Zn、Cu、Pb、Ag、Sn去除率分别可达80%、98%、90%、75%和88%。这一结果不仅是后续含Bi多元系合金物料的分离基础,而且为从粗铋熔体中绿色、高效提纯Bi提供了指导方向。（3）在揭示Pb-X系合金分离规律的基础上,分析了 Pb-Ag-X三元系合金超重力凝固过程各元素的分配行为。结果发现,Pb-Ag-Sb合金中95.02wt%的元素Ag被富集至下部Pb基体中,这有利于在后续铅电解精炼中回收Ag;而上部主要为含量达90.8wt%以上的富Sb相,也可满足后续锑精炼的生产要求。此外,结合碳热还原热力学分析,提出了一种“硫酸化焙烧蒸硒-碳热还原-超重力分离得Pb-Ag-Cu”处理含银铅铜阳极泥的新技术路线。首先,采用硫酸化焙烧方式去除其中99.9%的Se;其次,在1173 K条件碳热还原2 h,使主金属还原至金属态;最后,经超重力分离可得到Pb-Ag-Cu合金相和残碳相。在G=600,T=1423 K和t=5 min条件下,Pb-Ag-Cu相的质量比重可达83%,且Pb、Ag、Cu的回收率分别达98%,96%和89%以上。结合相图理论分析与平衡计算发现,经连续降温熔析至熔体凝固后,可分别得到上部Cu-Ag相和下部Pb-Ag相。（4）由Bi-Ag合金初步分离得到的粗Bi相,结合Bi-Ag-Zn相图理论分析和平衡计算,明晰了其加锌提银的机理。提出了一种Bi-Ag合金“①超重力粗分铋银熔体—②加理论量锌提银—③超重力分离得富Bi熔体”路线。在T=543 K、G=400和t=5 min条件下,可分离得到含量为99.38wt%富Bi相。Ag去除率（yAg）和Zn去除率（γZn）分别可达99.84%和91.16%。同时,富Bi相质量比重MBi-rich为83.92%。此外,金属Ag主要存在于一段分离得Ag-Bi相和二段分离得Ag-Zn相中,可返回银转炉配料或送鼓风炉单独处理。（5）针对Pb-Bi-Ag-X多元系合金,明晰了 Pb-Ag-Sb三元合金和Pb-Ag-Bi-Sb四元合金中多金属的分离机制。如:Sb-25%Pb-5%Ag合金,可超重力过滤得到上部富Sb相和下部富Pb相,且元素Ag主要存在于上部试样中;Sb-22%Pb-5%Ag-3%Bi合金,可超重力过滤得到上部富Sb相和下部Pb-Bi相,且绝大部分的Bi均存在于下部试样中。此外,对于典型的Pb-Bi-Ag-X多元系贵铅合金,提出了一种两段熔析分离的工艺流程。在T=573 K、t=5 min和G=600条件下,可一段分离得到含量为32.89wt%的上部粗Ag相;而下部Pb-Bi相中元素Ag含量仅为0.89wt%,可通过超重力进一步分离其中的Pb 和 Bi,Ag一次富集率δAg可达 97.94%;在 T=843 K、t=5 min 和 G=600条件下,粗Ag相经二段分离可得到含量为46.88wt%的上部粗Sb相和含量为55.82wt%的下部富Ag相,Ag二次富集率γAg可达92.04wt%。经两段熔析分离后,Ag总富集率ζAg达90.14%以上。
杨臻昊[6]（2020）在《铜阳极泥选择性浸出砷锑的研究》文中认为在铜阳极泥有价金属回收过程中,为了减小砷、锑对稀贵金属回收过程的影响和环境污染,有必要优先脱除其中的砷和锑。本研究采用硫酸+盐酸+氯化钠复合浸出剂从铜阳极泥中选择性浸出砷、锑,有利于后续稀贵金属的提取。通过电位-pH图,分析了在酸性体系下铜阳极泥中主要元素浸出行为,其中锑浸出需要较高的H+和Cl-浓度,最难被浸出,砷、铜、镍、铋会先于锑浸出,硒、银、铅基本不浸出。通过单因素试验,考察了硫酸浓度、盐酸浓度、NaCl浓度、浸出时间、液固比及浸出温度等因素对铜阳极泥中砷、锑浸出率的影响,得出的较优工艺条件为:H2SO4浓度2mol/L、HC1浓度2mol/L、NaC1溶液浓度为150g/L、浸出时间2h、液固比4、浸出温度8 5℃,该条件下砷浸出率为99.59%,锑浸出率80.84%。采用响应曲面法对脱除砷和锑的条件进行了优化。以XA（硫酸浓度,mol/L）、XB（盐酸浓度,mol/L）、XC（浸出温度,℃）为影响因子,Y1（砷浸出率,%）、Y2（锑浸出率,%）为响应值,砷、锑浸出率模型可用二次多项式表示:Y1=99.48+0.67XA+0.68XB+0.30XC-0.15XAXB+0.069XAXC-0.31XBXC-0.52XA2-0.50XB2-0.18XC2Y2=78.75+6.33XA+6.11XB+3.32XC-2.48XAXB-1.78XAXC-1.24XBXC-2.00XA2-1.68XB2+0.17XC2使用Design Expert优化得到浸出砷、锑的条件为硫酸浓度2.8mol/L、盐酸浓度1.0mol/L、浸出温度90℃,在此条件下砷的浸出率为99.10%,锑的浸出率为80.00%。在硫酸浓度2.8mol/L、盐酸浓度1.0mol/L、浸出温度90℃条件下进行验证实验,砷的平均浸出率为99.60%,锑的平均浸出率80.07%,与模型预测值相近,说明预测模型在本研究的试验条件范围内合理。
李华健[7]（2019）在《微波硫酸化焙烧铜阳极泥脱硒研究》文中指出铜阳极泥是阳极铜电解精炼产生的冶金中间产物,是回收硒等稀散金属和贵金属的主要来源。目前,工业上主要采用的传统火法处理和湿法处理工艺回收硒,然而传统回收方法存在作业环境差、作业周期长、回收效率低、废水处理难等问题。本文针对现有工艺的缺点,利用微波选择性加热、节能绿色的特点,开展了微波硫酸化焙烧脱硒新工艺研究,以期为铜阳极泥回收硒提供新的思路。（1）开展了对铜阳极泥微波介电特性和升温行为的研究,主要考察了温度及酸泥比对铜阳极泥介电性能的影响,以及不同功率、物料量和酸泥比对铜阳极泥微波升温特性的影响。研究结果表明:在研究温度为25600℃范围内,铜阳极泥介电常数和损耗经过上升-下降-回升的三个阶段,分别对应温度区间为25200℃、250400℃、450600℃,介电常数和介电损耗最大值、最小值分别为9.289、2.84和3.0、0.06;在酸泥比0.51.0的范围内,随着酸泥比的增加介电常数和损耗也随着规律性增加;功率、物料量越大,微波升温速率越快,并呈现规律性升温,而酸泥比增加,相比于相同物料量和功率条件下,添加硫酸的升温时间缩短至1/3。（2）开展了铜阳极泥焙烧过程进行热力学分析,分别分析了在氧气、硫酸和氧气-硫酸共同作用下各个反应自由能（?G）的变化趋势。在氧气条件下均为放热反应,并在低温条件下硒化物易与氧气生成硒酸盐或亚硒酸盐;在硫酸条件下,硒化铜会优先与硒化银反应,且偏向生成更加稳定的硫酸盐;在氧气与硫酸的共同作用下,发现氧气对反应进行具有明显促进作用。（3）基于单因素实验设计,开展铜阳极泥脱硒响应曲面法优化研究。选取实验因素和响应值分别为焙烧温度（1）、微波作用时间（2）、酸泥比（3）和脱硒率（λ）,建立了微波硫酸化焙烧铜阳极泥脱硒工艺条件的二次多项式回归方程模型。响应曲面法分析结果表明:在本实验条件下,微波焙烧时间、酸泥比对脱硒率有显着的影响。最佳工艺条件为:酸泥比0.9:1,微波焙烧时间28min,焙烧温度400℃,脱硒率为95.35%。对此优化条件重复3组实验,试验值的平均脱硒率为96.12%,与预测脱硒率相差0.77个百分点,表明试验值与预测值匹配良好。（4）开展了铜阳极泥焙烧动力学研究。热重曲线分析表明,第一阶段为结晶水脱除和氧化物挥发,在400510℃发生氧化增重,在510℃之后发生硒酸盐或亚硒酸盐分解反应而失重。FWO计算的表观活化能随α的增加而逐渐增大且活化能变化值较大,得出的平均表观活化能为76.72kJ/mol。
曾蓓[8]（2019）在《TZG公司黄金精炼业务管理优化研究》文中研究指明黄金精炼企业随着精炼技术的不断改进、生产线上设备的不断优化更新、黄金价格愈加透明、行业的逐渐扁平化等因素,精炼提纯业务单克工费收入水平呈降低趋势。黄金精炼的产成品为可供国内（主要为上海黄金交易所）国际（特别是伦敦金银市场协会）交易、交割的一、二号标准金锭,产成品本身不具有较大差异性,故而黄金精炼企业除品牌效应外,竞争主要为成本的竞争。TZG公司为一家民营企业,主要从事黄金和白银的精炼提纯、加工、进出口贸易等业务。公司是上海黄金交易所合格金锭供应商,伦敦金银市场协会会员、金锭银锭合格精炼商,上海期货交易所标准金锭合格供应商。公司近几年随着黄金价格上涨,金精炼业务量激增,但业务利润却在亏损。本文选取TZG公司的黄金精炼业务作为研究对象,采用数量分析法对其成本、生产数据进行分析,发现综合损耗成本占比边际成本超过70以上,并且公司综合损耗率对比同行业标杆企业,明显偏高。深究产生此种情况的原因,除生产工艺及生产设备陈旧之外,主要为黄金精炼业务管理问题。公司黄金精炼业务管理存在各种问题,如集团对公司定位为成本中心从而影响公司上下对成本控制意识不强、生产班组安排不合理、黄金精炼综合回收率低等。本文主要采用观察法24小时全程跟踪熟悉金精炼生产工艺流程,熟悉现有黄金精炼标准操作流程（Standard Opreation Procedures简称SOP）,同时采用个案研究法,找到损耗较严重的四个生产环节:水淬环节、王水溶金环节、还原环节及尾气尾液处理环节,提出对精炼生产SOP进行优化,并在生产现场的管理实行5S管理。绩效考核嵌入精炼SOP优化及现场5S管理当中,既可以对优化方案实施进行绩效结果的评估,又能以结果的形式将信息反馈前端,前端以此对优化方案实施进行调整。内容上,本文主要包括六章。第一章绪论,主要介绍研究背景、目的、意义,研究内容、方法等。第二章理论基础与研究综述,主要从标准操作流程（SOP）、黄金精炼、绩效考核、现场5S管理几个方面介绍相关的理论基础及行业情况。第三章公司黄金精炼管理现状分析,主要从TZG公司黄金精炼工艺流程开始介绍,结合历史生产数据的分析、成本数据分析,提出问题。第四章提出具体TZG公司黄金精炼业务管理优化方案。第五章对成效进行评价,主要用实际的数据来佐证管理措施优化方案的正确性。第六章,文章总结,对研究内容的全面总结及期望。本文旨在通过对TZG黄金精炼业务当前管理现状了解分析着手,对公司现有的黄金精炼标准操作流程进行重新梳理,提出合理的SOP优化方案:加强黄金精炼生产过程中的关键节点控制,细化操作,精益生产,同时对生产现场进行5S管理,依托绩效考核保障一系列管理措施的实施落地,提升精炼业务管理水平从而提高精炼综合回收率,进而为企业节约成本创造利润。
刘俊林[9]（2018）在《湿法黄金精炼提纯工艺试验分析》文中指出通过实验结果可以得知,利用湿法黄金精炼提纯的工艺进行提纯,可以达到金的纯度为99.99%,同时对于一些金的回收率也可以达到99.99%。湿法黄金精炼提纯的工艺流程的操作比较简单,而且操作也比较容易掌握,同时污染也比较少,生产周期比较短,不会有太多的黄金的积压。这种方法除了可以消除环境的污染,同时还具有比较高的应用价值,接下来文章将具体分析湿法黄金精炼提纯工艺试验分析。
谢刚,杨妮,田林[10]（2018）在《2017年云南冶金年评》文中提出根据2017年云南冶金科技工作者发表的文献资料,对该年度云南黑色金属冶金、有色金属冶金、稀贵金属冶金及资源利用、节能减排科研及技术进行了综合评述。
二、湿法黄金精炼提纯工艺试验研究（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、湿法黄金精炼提纯工艺试验研究（论文提纲范文）
（1）粗硒氧化调控-真空挥发提纯新技术的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 硒的性质、应用及资源 |
| 1.1.1 硒的性质 |
| 1.1.2 硒的应用及需求 |
| 1.1.3 硒的资源及产量 |
| 1.2 国内外硒的提取现状 |
| 1.2.1 铜阳极泥中提取硒 |
| 1.2.2 工业酸泥中回收硒 |
| 1.2.3 其他硒资源中回收硒 |
| 1.3 硒的提纯现状 |
| 1.3.1 化学法提纯 |
| 1.3.2 物理法提纯 |
| 1.4 研究意义及背景 |
| 1.5 课题的主要研究内容 |
| 第二章 硒渣中元素赋存特性及热力学分析 |
| 2.1 硒渣中硒及杂质的赋存状态分析 |
| 2.1.1 原料 |
| 2.1.2 分析方法 |
| 2.1.3 分析结果与讨论 |
| 2.2 粗硒真空蒸馏热力学分析 |
| 2.2.1 饱和蒸气压 |
| 2.2.2 Se-Te二元体系分离系数 |
| 2.2.3 Cu_2Se、PbSe和PbTe的热稳定性 |
| 2.3 本章小结 |
| 第三章 杂质氧化调控过程的热力学及实验研究 |
| 3.1 调控过程热力学分析 |
| 3.1.1 E-pH图的绘制 |
| 3.1.2 Se-H_2O系E-pH图 |
| 3.1.3 Te-H_2O系E-pH图 |
| 3.1.4 Se-Cu-H_2O系E-pH图 |
| 3.1.5 Se-Pb-H_2O系E-pH图 |
| 3.1.6 Te-Pb-H_2O系E-pH图 |
| 3.2 杂质氧化调控实验研究 |
| 3.2.1 实验原料 |
| 3.2.2 实验装置 |
| 3.2.3 实验方法 |
| 3.2.4 结果与讨论 |
| 3.3 本章小结 |
| 第四章 硒的真空挥发特性实验研究 |
| 4.1 金属在真空状态下挥发规律 |
| 4.1.1 真空状态及其特点 |
| 4.1.2 硒在真空状态下蒸发过程 |
| 4.1.3 金属在真空状态下的挥发规律 |
| 4.1.4 金属的蒸发速率 |
| 4.2 硒在真空下的蒸发速率测定 |
| 4.2.1 实验原理 |
| 4.2.2 实验原料及设备 |
| 4.2.3 实验步骤 |
| 4.2.4 数据的处理 |
| 4.3 结果与讨论 |
| 4.3.1 硒蒸发速率测定结果 |
| 4.3.2 硒蒸发速率与温度的关系 |
| 4.3.3 硒蒸发速率与压强的关系 |
| 4.3.4 最大蒸发速率和凝聚系数 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 真空挥发提纯硒实验研究 |
| 5.1 实验原料 |
| 5.2 实验方法与检测 |
| 5.2.1 实验方法 |
| 5.2.2 分析与检测 |
| 5.3 结果与讨论 |
| 5.3.1 小型实验研究 |
| 5.3.2 公斤级实验研究 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 放大实验及技术对比 |
| 6.1 放大实验 |
| 6.1.1 实验原料及试剂 |
| 6.1.2 实验方法及设备 |
| 6.1.3 实验结果与讨论 |
| 6.2 技术对比 |
| 6.2.1 工艺对比 |
| 6.2.2 可持续性分析 |
| 6.3 本章小结 |
| 第七章 结论 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 创新点 |
| 7.3 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录A 攻读博士学位期间参与的科研项目 |
| 附录B 攻读博士学位期间取得的学术成果 |
（2）金刚石线硅片切割废料再生制备高纯硅研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.1.1 晶硅光伏电池发展 |
| 1.1.2 晶体硅片生产技术 |
| 1.1.3 DWSSP废料再生制备硅技术研究进展 |
| 1.2 论文立题意义与内容 |
| 1.2.1 论文立题意义与研究内容 |
| 1.2.2 研究内容 |
| 第二章 原料分析与研究方法 |
| 2.1 DWSSP原料分析 |
| 2.1.1 DWSSP物相与化学成分 |
| 2.1.2 DWSSP微观形貌 |
| 2.1.3 DWSSP表面SiO_2层 |
| 2.1.4 其它实验原料 |
| 2.2 研究目标及方案 |
| 2.2.1 酸浸去除金属杂质 |
| 2.2.2 高温精炼提取硅 |
| 2.3 实验设备 |
| 2.3.1 实验操作流程与方法 |
| 2.3.2 分析表征仪器与方法 |
| 2.3.3 实验样品的制备与检测 |
| 第三章 酸性浸出去除金属杂质研究 |
| 3.1 研究思路与方案 |
| 3.2 金属杂质溯源 |
| 3.3 盐酸浸出金属杂质去除研究 |
| 3.3.1 盐酸浸出工艺参数确定 |
| 3.3.2 盐酸浸出中典型金属杂质Al去除机理 |
| 3.4 滞留金属杂质形成原因 |
| 3.4.1 均匀反应动力学模型验证 |
| 3.4.2 强化酸性浸出探索 |
| 3.4.3 盐酸浸出过程难去除杂质滞留形成原因 |
| 3.5 两段酸性浸出强化去除金属杂质 |
| 3.5.1 二段混合酸浸出工艺探索 |
| 3.5.2 两段酸性浸出金属杂质去除机理 |
| 3.6 不同金属杂质向SiO_2层迁移富集行为 |
| 3.6.1 实验设计 |
| 3.6.2 不同酸性浸出金属杂质去除变化 |
| 3.6.3 不同酸性浸出表层SiO_2厚度变化 |
| 3.6.4 SiO_2平均厚度与杂质去除率的量化关系确定 |
| 3.6.5 DWSSP金属杂质微观分布特征 |
| 3.7 湿法酸性浸出工艺概念设计 |
| 3.8 湿法工艺简评 |
| 3.9 本章小结 |
| 第四章 高温精炼再生制备高纯工业硅研究 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 研究思路与方案 |
| 4.3 真空碳热还原 |
| 4.3.1 真空碳热还原SiO_2热力学 |
| 4.3.2 真空碳热还原实验验证 |
| 4.4 Na_2CO_3-CaO烧结-精炼 |
| 4.4.1 DWSSP直接重熔 |
| 4.4.2 DWSSP-Na_2CO_3-CaO体系反应热力学 |
| 4.4.3 SiO_2含量确定 |
| 4.4.4 Na_2CO_3-CaO烧结-精炼相转变 |
| 4.4.5 Na_2CO_3-CaO烧结-精炼实验设计 |
| 4.5 Na_2CO_3-NaCl(Na_3AlF_6)精炼 |
| 4.5.1 Na_2CO_3-NaCl(Na_3AlF_6)精炼实验设计 |
| 4.5.2 Na_2CO_3-NaCl(Na_3AlF_6)精炼硅与渣分离 |
| 4.5.3 Na_2CO_3-NaCl(Na_3AlF_6)精炼回收硅 |
| 4.5.4 Na_2CO_3-NaCl(Na_3AlF_6)精炼除杂 |
| 4.5.5 Na_2CO_3-NaCl(Na_3AlF_6)体系物相转变 |
| 4.5.6 Na_2CO_3-NaCl(Na_3AlF_6)体系渣粘度 |
| 4.5.7 Na_2CO_3-NaCl(Na_3AlF_6)精炼机理 |
| 4.6 CaO-共晶NaCl-MgCl_2精炼 |
| 4.6.1 CaO-共晶NaCl-MgCl_2精炼实验设计与实验结果 |
| 4.6.2 CaO直接精炼回收硅 |
| 4.6.3 CaO-共晶NaCl-MgCl_2精炼回收硅 |
| 4.6.4 CaO-共晶NaCl-MgCl_2精炼除杂机理 |
| 4.7 高温精炼工艺简评 |
| 4.8 本章小结 |
| 第五章 结论、创新点及展望 |
| 5.1 结论 |
| 5.2 创新点 |
| 5.3 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 硕博期间科研成果、学术交流及奖励 |
（3）贵铅合金各组元在真空分离过程中的挥发及冷凝规律研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 贵金属的生产与来源 |
| 1.1.1 一次矿产资源中贵金属的生产 |
| 1.1.2 二次资源中贵金属的生产 |
| 1.1.3 铅、铜冶炼副产品中贵金属的生产 |
| 1.2 铅阳极泥中提炼回收各金属 |
| 1.2.1 火法处理工艺 |
| 1.2.2 湿法处理工艺 |
| 1.3 铜阳极泥中提炼回收各金属 |
| 1.3.1 火法工艺 |
| 1.3.2 湿法工艺 |
| 1.4 贵铅中提炼回收各金属 |
| 1.4.1 传统冶炼法 |
| 1.4.2 真空蒸馏工艺 |
| 1.5 课题的提出与意义 |
| 1.6 课题的主要研究内容与创新点 |
| 1.6.1 主要研究内容 |
| 1.6.2 创新点 |
| 第二章 理论分析 |
| 2.1 纯物质饱和蒸气压 |
| 2.2 气液平衡相图 |
| 2.2.1 Pb-Me 气液平衡相图分析 |
| 2.2.2 Sb-Me 气液平衡相图分析 |
| 2.3 相图分析 |
| 2.3.1 铅基二元相图分析 |
| 2.3.2 铋基二元相图分析 |
| 2.3.3 锑基二元相图分析 |
| 2.4 分子自由程分析 |
| 2.4.1 分子平均自由程的影响因素 |
| 2.4.2 分子平均自由程的计算 |
| 2.5 本章小结 |
| 第三章 贵铅中单质组分的冷凝规律实验研究 |
| 3.1 实验设备 |
| 3.2 实验操作流程 |
| 3.3 温度场模拟 |
| 3.4 单质铅实验的结果讨论与分析 |
| 3.4.1 挥发率变化 |
| 3.4.2 优势冷凝区域研究 |
| 3.5 单质锑实验的结果讨论与分析 |
| 3.5.1 蒸馏温度对优势冷凝区域的影响 |
| 3.5.2 恒温时间对优势冷凝区域的影响 |
| 3.5.3 物料质量对优势冷凝区域的影响 |
| 3.6 单质银、铜实验的结果讨论与分析 |
| 3.6.1 挥发率的研究 |
| 3.6.2 单质银的优势冷凝区域研究 |
| 3.7 本章小结 |
| 第四章 贵铅合金的真空蒸馏冷凝规律验证实验研究 |
| 4.1 实验原料 |
| 4.2 实验设备 |
| 4.3 未调控冷凝高度的真空蒸馏实验研究结果讨论与分析 |
| 4.3.1 挥发率 |
| 4.3.2 贵铅中各组元的分离与回收 |
| 4.4 调控冷凝高度后真空蒸馏实验结果讨论与分析 |
| 4.4.1 蒸馏温度和调控冷凝高度对实验的影响 |
| 4.4.2 产物中Pb、Sb的分布情况 |
| 4.4.3 Cu-Ag-Sb合金分离实验 |
| 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 A 攻读硕士学位期间参与的科研项目 |
| 附录 B 攻读硕士学位期间取得的学术成果 |
（4）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 |
（5）铅铋银系合金物料超重力熔析分离的基础研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 铅的冶炼概述 |
| 2.1.1 铅的火法冶炼 |
| 2.1.2 铅锑合金分离的研究现状 |
| 2.1.3 含银铅阳极泥的研究现状 |
| 2.1.4 含银铅铜阳极泥的工艺进展 |
| 2.1.5 贵铅合金物料的工艺进展 |
| 2.2 铋的冶炼概述 |
| 2.2.1 粗铋的火法精炼 |
| 2.2.2 二元Bi-X系合金分离的研究现状 |
| 2.2.3 铋锡合金焊料的处理技术 |
| 2.2.4 铋银锌壳的工艺进展 |
| 2.3 现有工艺存在的问题及研究意义 |
| 2.4 超重力冶金技术概述 |
| 2.4.1 超重力冶金技术的原理 |
| 2.4.2 多金属熔体超重力分离的研究进展 |
| 2.5 课题总体思路与研究内容 |
| 2.5.1 计划路线 |
| 2.5.2 研究内容 |
| 3 Pb-X系合金超重力低温熔析富集与分离 |
| 3.1 原料的制备与基础物性 |
| 3.1.1 Pb-Sb二元系合金 |
| 3.1.2 Pb-X系合金物料 |
| 3.2 离心装置与重力系数的计算 |
| 3.3 相图理论计算与分析 |
| 3.4 明晰Pb-X系合金中元素Pb的分离规律 |
| 3.4.1 试验过程及分析方法 |
| 3.4.2 分析结果与讨论 |
| 3.5 Pb-X系合金的低温熔析分离试验 |
| 3.5.1 试验过程及分析方法 |
| 3.5.2 超重力场对Pb-Sb合金分离的影响 |
| 3.5.3 Pb-X系合金物料的熔析分离 |
| 3.5.4 超重力分离Pb-X系合金的机制 |
| 3.6 本章小结 |
| 4 Bi-X系合金熔体中元素Bi的迁移规律 |
| 4.1 试验过程及分析方法 |
| 4.2 相图理论分析 |
| 4.3 Bi-X系合金中元素Bi的迁移行为 |
| 4.3.1 Bi-Zn二元系 |
| 4.3.2 Bi-Cu二元系 |
| 4.3.3 Bi-Pb二元系 |
| 4.3.4 Bi-Ag二元系 |
| 4.3.5 Bi-Sn二元系 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 Pb-Ag-X三元系合金中元素的分配行为 |
| 5.1 原料的制备与基础物性 |
| 5.1.1 Pb-Ag-Sb三元系合金 |
| 5.1.2 含银铅铜阳极泥 |
| 5.2 Pb-Ag-Sb系合金中各元素的分配行为 |
| 5.2.1 试验过程及分析方法 |
| 5.2.2 分析结果与讨论 |
| 5.3 从含银铅铜阳极泥中分离得Pb-Ag-Cu合金 |
| 5.3.1 技术路线 |
| 5.3.2 试验过程及分析方法 |
| 5.3.3 分析结果与讨论 |
| 5.4 碳热还原热力学及相图理论分析 |
| 5.4.1 碳热还原热力学 |
| 5.4.2 相图理论分析与平衡计算 |
| 5.5 Pb-Ag-Cu合金超重力富集试验 |
| 5.5.1 试验过程及分析方法 |
| 5.5.2 分析结果与讨论 |
| 5.6 本章小结 |
| 6 Bi-Ag-X三元系合金熔析分离的机理与规律 |
| 6.1 原料的制备与基础物性 |
| 6.2 Bi-Ag系中加锌除银机理 |
| 6.2.1 相图理论分析 |
| 6.2.2 Zn理论添加量的计算 |
| 6.2.3 Bi-Ag-Zn合金的平衡计算 |
| 6.3 Bi-Ag-Zn三元合金熔析分离试验 |
| 6.3.1 试验过程及分析方法 |
| 6.3.2 超重力对Bi-Ag-Zn三元合金分离的影响 |
| 6.3.3 Bi-Ag-Zn三元合金熔析分离机制 |
| 6.4 本章小结 |
| 7 Pb-Bi-Ag-X多元系合金的超重力高效分离机制 |
| 7.1 原料与基础物性 |
| 7.1.1 含铅铋银多元系合金 |
| 7.1.2 贵铅合金物料 |
| 7.2 含铅铋银多元系合金的熔析分离 |
| 7.2.1 试验过程及分析方法 |
| 7.2.2 分析结果与讨论 |
| 7.3 贵铅合金物料两段熔析分离试验 |
| 7.3.1 相图理论分析 |
| 7.3.2 试验过程及分析方法 |
| 7.3.3 分析结果与讨论 |
| 7.3.4 贵铅合金中有价金属的分离机制 |
| 7.4 本章小结 |
| 8 结论与展望 |
| 8.1 主要结论 |
| 8.2 课题特色与创新点 |
| 8.3 展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历及在学研究成果 |
| 学位论文数据集 |
（6）铜阳极泥选择性浸出砷锑的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜的性质 |
| 1.1.1 铜的物理性质 |
| 1.1.2 铜的化学性质 |
| 1.2 铜的资源、生产消费与用途 |
| 1.2.1 铜的资源 |
| 1.2.2 铜的用途、生产与消费 |
| 1.3 铜的冶炼方法 |
| 1.4 铜阳极泥的成分与性质 |
| 1.4.1 阳极泥的生成 |
| 1.4.2 铜阳极泥的化学组成 |
| 1.4.3 铜阳极泥的物相组成 |
| 1.5 铜阳极泥的处理方法 |
| 1.5.1 传统火法工艺 |
| 1.5.2 选冶联合法工艺 |
| 1.5.3 湿法工艺 |
| 1.6 从铜阳极泥中脱除砷锑的研究进展 |
| 1.6.1 火法脱除铜阳极泥中的砷锑 |
| 1.6.2 湿法脱除铜阳极泥中的砷锑 |
| 1.7 本课题的意义与研究内容 |
| 1.7.1 研究意义 |
| 1.7.2 本课题的主要研究内容 |
| 第二章 铜阳极泥理论分析 |
| 2.1 工艺选择 |
| 2.2 酸性体系下各金属元素浸出反应的E-pH分析 |
| 2.2.1 砷在浸出过程中的行为 |
| 2.2.2 锑在浸出过程中的行为 |
| 2.2.3 铋在浸出过程中的行为 |
| 2.2.4 银在浸出过程中的行为 |
| 2.2.5 硒在浸出过程中的行为 |
| 2.2.6 铜在浸出过程中的行为 |
| 2.2.7 镍在浸出过程中的行为 |
| 2.2.8 铅在浸出过程中的行为 |
| 2.3 动力学分析 |
| 2.4 本章小结 |
| 第三章 铜阳极泥酸性浸出试验原料、设备及试验方法 |
| 3.1 铜阳极泥试验原料的理化性质 |
| 3.2 试验试剂 |
| 3.3 试验工艺 |
| 3.4 试验过程 |
| 3.5 分析与检测 |
| 3.5.1 XRD分析 |
| 3.5.2 XRF分析 |
| 3.5.3 化学分析法 |
| 3.5.4 ICP- AES分析 |
| 第四章 铜阳极泥浸出过程研究 |
| 4.1 硫酸浓度、盐酸浓度对浸出率的影响 |
| 4.2 NaCl浓度对浸出率的影响 |
| 4.3 浸出时间对浸出率的影响 |
| 4.4 液/固比对浸出率的影响 |
| 4.5 浸出温度对浸出率的影响 |
| 4.6 较优工艺条件试验 |
| 4.7 本章小结 |
| 第五章 响应曲面法优化酸性体系浸出铜阳极泥的工艺 |
| 5.1 分析方案及试验设计结果 |
| 5.2 回归方程方差分析 |
| 5.3 响应曲面分析 |
| 5.4 优化条件 |
| 5.5 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 |
（7）微波硫酸化焙烧铜阳极泥脱硒研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 硒的性质及用途 |
| 1.2 铜阳极泥概述 |
| 1.2.1 铜阳极泥的来源 |
| 1.2.2 铜阳极泥的组成 |
| 1.3 铜阳极泥处理工艺 |
| 1.3.1 传统火法处理工艺 |
| 1.3.2 半湿法处理工艺 |
| 1.3.3 全湿法处理工艺 |
| 1.3.4 选冶联合处理工艺 |
| 1.4 微波加热技术及阳极泥方面的应用 |
| 1.4.1 微波加热技术原理及优点 |
| 1.4.2 微波技术在阳极泥方面的应用 |
| 1.5 本研究的意义、内容 |
| 第二章 实验部分 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.2 实验试剂 |
| 2.3 实验设备 |
| 2.4 实验方法 |
| 2.5 检测方法与数据处理 |
| 2.5.1 介电测试原理及设备 |
| 2.5.2 硒含量测定 |
| 2.5.3 数据计量方法 |
| 第三章 微波介电特性及升温特性研究 |
| 3.1 介电特性参数 |
| 3.2 铜阳极泥介电特性研究 |
| 3.2.1 温度对介电特性的影响 |
| 3.2.2 酸泥比对介电特性的影响 |
| 3.3 微波升温特性研究 |
| 3.3.1 物料量对升温特性的影响 |
| 3.3.2 微波功率对升温特性的影响 |
| 3.3.3 酸泥比对升温特性的影响 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 铜阳极泥焙烧热力学分析 |
| 4.1 氧气条件热力学分析 |
| 4.2 硫酸条件热力学分析 |
| 4.3 硫酸/氧气条件热力学分析 |
| 4.4 热力学化学平衡分析 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 微波硫酸化焙烧响应曲面法优化研究 |
| 5.1 响应曲面法优化设计 |
| 5.1.1 单因素条件实验 |
| 5.1.2 响应曲面法实验设计及结果 |
| 5.1.3 回归模型方差分析 |
| 5.1.4 响应曲面分析 |
| 5.1.5 工艺优化及验证 |
| 5.2 焙烧产物表征分析 |
| 5.2.1 焙烧渣SEM分析 |
| 5.2.2 硒的表征分析 |
| 5.2.3 砷的表征分析 |
| 5.3 本章小结 |
| 第六章 铜阳极泥焙烧动力学研究 |
| 6.1 热重结果分析与讨论 |
| 6.2 热分析动力学分析 |
| 6.2.1 Flynn-Wall-Ozawa(FWO)积分法 |
| 6.3 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 |
| 附录 A 硕士期间发表的论文 |
| 附录 B 硕士期间申请的国家专利 |
| 附录 C 硕士期间获奖 |
（8）TZG公司黄金精炼业务管理优化研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.2 研究目的及意义 |
| 1.2.1 研究目的 |
| 1.2.2 研究意义 |
| 1.3 研究内容与方法 |
| 1.3.1 研究内容 |
| 1.3.2 研究方法 |
| 1.4 研究思路与论文框架 |
| 1.4.1 研究思路 |
| 1.4.2 论文框架 |
| 2 理论基础与研究综述 |
| 2.1 黄金精炼工艺介绍 |
| 2.2 标准操作流程(SOP)相关理论 |
| 2.2.1 流程管理理论 |
| 2.2.2 标准化理论 |
| 2.2.3 质量管理理论 |
| 2.3 绩效考核 |
| 2.4 现场5S管理 |
| 2.5 文献评述 |
| 3 TZG公司黄金精炼管理现状分析 |
| 3.1 公司简介、黄金基本信息简介及黄金精炼业务模式 |
| 3.1.1 公司简介 |
| 3.1.2 黄金基本信息简介 |
| 3.1.3 黄金精炼业务模式介绍 |
| 3.2 黄金精炼生产工艺流程 |
| 3.3 黄金精炼管理现状 |
| 3.3.1 生产操作人员现状 |
| 3.3.2 生产班组生产安排现状 |
| 3.3.3 黄金精炼生产设备现状 |
| 3.4 黄金精炼业务数据分析 |
| 3.4.1 历史生产数据情况 |
| 3.4.2 黄金精炼业务边际成本财务分析 |
| 3.5 精炼业务管理的问题 |
| 3.5.1 成本意识不强 |
| 3.5.2 精炼业务生产班组安排不合理 |
| 3.5.3 黄金精炼业务综合回收率较低 |
| 4 黄金精炼业务管理优化方案提出及实施 |
| 4.1 黄金精炼业务SOP细化 |
| 4.1.1 加强关键节点控制 |
| 4.1.2 生产现场5S管理 |
| 4.1.3 生产班组“四班三运转” |
| 4.2 黄金精炼业务SOP量化 |
| 4.2.1 黄金精炼业务过程记录表设计 |
| 4.2.2 工序工作量占比确立 |
| 4.3 绩效考核 |
| 4.3.1 设计确认考核指标 |
| 4.3.2 设定考核指标标准 |
| 4.3.3 确定考核方案 |
| 4.3.4 绩效考核升级 |
| 4.4 方案实施及调整 |
| 4.4.1 方案实施 |
| 4.4.2 方案实施遇到的问题 |
| 4.4.3 方案实施问题的解决 |
| 5 优化方案实施效果及价值 |
| 5.1 优化方案实施效果 |
| 5.1.1 方案实施后生产数据统计分析 |
| 5.1.2 方案实施前后黄金精炼综合回收率对比情况 |
| 5.1.3 方案实施后数据与同行标杆企业对比情况 |
| 5.2 优化方案价值 |
| 5.2.1 经济价值 |
| 5.2.2 管理价值 |
| 6 结论与展望 |
| 6.1 论文的结论与创新 |
| 6.1.1 论文的结论 |
| 6.1.2 论文的创新 |
| 6.2 论文不足与展望 |
| 参考文献 |
| 附录 |
| 附录1 |
| 附录2 |
| 致谢 |
（9）湿法黄金精炼提纯工艺试验分析（论文提纲范文）
| 1 目前我国黄金市场的基本状况 |
| 2 湿法黄金精炼提纯的工艺流程 |
| 3 湿法黄金精炼提纯工艺试验研究与结果分析 |
| 4 湿法黄金精炼提纯工艺试验的经济效益的预测分析 |
| 5 结语 |
（10）2017年云南冶金年评（论文提纲范文）
| 0 引言 |
| 1 黑色金属冶金 |
| 2 有色金属冶金 |
| 2.1 重有色金属冶金 |
| 2.2 轻金属冶金 |
| 3 半金属和稀有金属 |
| 4 贵金属 |
| 5 结语 |
四、湿法黄金精炼提纯工艺试验研究（论文参考文献）
- [1]粗硒氧化调控-真空挥发提纯新技术的研究[D]. 查国正. 昆明理工大学, 2021
- [2]金刚石线硅片切割废料再生制备高纯硅研究[D]. 杨时聪. 昆明理工大学, 2021
- [3]贵铅合金各组元在真空分离过程中的挥发及冷凝规律研究[D]. 周毅. 昆明理工大学, 2021
- [4]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
- [5]铅铋银系合金物料超重力熔析分离的基础研究[D]. 温小椿. 北京科技大学, 2021(02)
- [6]铜阳极泥选择性浸出砷锑的研究[D]. 杨臻昊. 昆明理工大学, 2020(05)
- [7]微波硫酸化焙烧铜阳极泥脱硒研究[D]. 李华健. 昆明理工大学, 2019(04)
- [8]TZG公司黄金精炼业务管理优化研究[D]. 曾蓓. 西南财经大学, 2019(07)
- [9]湿法黄金精炼提纯工艺试验分析[J]. 刘俊林. 世界有色金属, 2018(04)
- [10]2017年云南冶金年评[J]. 谢刚,杨妮,田林. 云南冶金, 2018(02)