张健[1]（2018）在《地下水中典型氯代烃的吹脱及吸附去除技术研究》文中提出近几十年来,随着化学工业的发展,人工合成有机化合物的产量越来越大,被广泛应用于农药、制革、医药、化工等行业中,工业上有机物的贮存不当,使其通过挥发、容器泄漏和废水排放等途径进入地下水环境中。调研结果显示,氯代烃是我国地下水中主要的有机污染物,对地下水水质安全威胁很大。氯代烃中,最常检出的是四氯化碳（CT）、三氯乙烯（TCE）、四氯乙烯（PCE）和三氯甲烷（CF）。本论文选择以上四种地下水中典型氯代烃作为研究对象,四种氯代烃亨利系数较高,适合采用吹脱的方式达到去除目的。本论文研究发现温度和气水比是影响吹脱效率的最重要的因素。14℃时,吹脱处理超国家饮用水标准限值5倍的三氯甲烷、四氯化碳、三氯乙烯、四氯乙烯所需的气水比为>40、5、12、7,吹脱处理超国家饮用水标准限值10倍的四种物质所需的气水比为>40、12、>20、14。为了进一步降低氯代烃高浓度污染和三氯甲烷污染时吹脱所需气水比,设计拉西环填料流化吹脱柱,实验确定填料最佳填充比为15%。在此填充比下,14℃时,吹脱处理超国家饮用水标准限值5倍的三氯甲烷、四氯化碳、三氯乙烯、四氯乙烯所需的气水比为15、4、7、4,吹脱处理超国家饮用水标准限值10倍的四种物质所需的气水比为>20、10、14、10。本论文测定活性炭吸附四种氯代烃的动力学符合拉格朗日一级动力学方程,吸附速率四氯乙烯>三氯乙烯>四氯化碳>三氯甲烷。吸附等温线可以用Freundlich和Langmuir等温线方程拟合,当三氯甲烷、四氯化碳、三氯乙烯、四氯乙烯的出水达国家饮用水标准限值时,对应的平衡吸附量为0.52、1.93、8.33、16.27 mg/g。相同操作条件下,活性炭吸附柱吸附四种氯代烃的穿透曲线三氯甲烷最易被穿透（12000个床体积）,其次为四氯化碳（16440个床体积）、三氯乙烯（20010个床体积）,四氯乙烯最难被穿透（22440个床体积）。活性炭吸附柱吸附氯代烃时,当Ct/C0小于0.5,吸附容量利用率低,因此使用活性炭柱吸附四种氯代烃时,应串联多级活性炭柱,适当提高第一级活性炭滤柱出水浓度,充分利用活性炭吸附容量。根据曝气吹脱和活性炭吸附实验结果,针对饮用水厂不同程度氯代烃超标问题,提出可以采用以吹脱工艺为主体,吹脱-活性炭联用的组合工艺。最后对实验结果进行中试推广,并为示范工程提供技术支撑。
王自强[2]（2016）在《类Fenton体系灭活与降解供水管网中耐氯菌及TCE的效能研究》文中研究表明供水管网是城市给水系统的重要组成部分,然而供水管网长期运行中,由于物理、化学、电化学、微生物等综合作用,沿着管道内壁会形成不规则的环,即生长环。生长环是由锈蚀物、沉淀物、生物膜等组成的,其主要成分包括针铁矿（α-FeOOH）、纤铁矿（γ-FeOOH）和硫化亚铁（FeS）等,同时生长环内还存在着大肠杆菌、铁细菌、假单胞菌等多种细菌。三氯乙烯是一种与水不互溶的、具有挥发性的含氯有机物,在环境中具有良好的化学稳定性和热稳定性,不易被分解或化学降解。环境中的三氯乙烯可能通过管网渗漏处进入管网,从而污染管网水。三氯乙烯具有很强的毒性,若不慎摄入,会导致皮肤和内脏受损,使中枢神经系统出现麻痹,引发晕厥症、贫血等症状,甚至危及生命。本文以三氯化铁为反应前体,控制反应条件,在实验室内合成生长环的一种主要成分—针铁矿（α-FeOOH）,经检测,合成的针铁矿具有较大的比表面积（146.8477 m2/g）,具有一定的吸附能力和容量。以针铁矿为铁源,与过氧化氢构成类芬顿体系,研究该体系对供水管网内耐氯菌的灭活作用和对水中TCE的降解作用。该类芬顿体系对典型耐氯菌和滤后水具有明显的消毒作用,且消毒效果随着催化剂和过氧化氢的投加量的增大而提高,灭活率可达99.9%以上。经过分析类芬顿体系消毒的最佳条件为:pH=3,针铁矿和过氧化氢投加量分别0.1mol/L和1%左右。该类芬顿体系具有较强的氧化能力,反应进行8小时,水中TCE降解率可达97.38%。TCE去除率与溶液初始pH值、针铁矿和过氧化氢投加量有关。经过分析,pH值对TCE去除率影响最大,其次过氧化氢投加量,催化剂投加量影响最小。类芬顿体系去除TCE的最佳条件为:PH=3,针铁矿投加量为3.33,过氧化氢投加量为1.15%。该类芬顿体系去除TCE的反应为二级反应,且通过自由基分多步进行:第一步是针铁矿在酸性条件下溶解,溶液中出现离子态铁,催化过氧化氢产生多种具有氧化性的自由基和亲核的阴离子;第二步是羟基自由基和TCE发生一系列加成反应和脱水应反;第三步是单氧自由基阴离子和超氧自由基阴离子与TCE反应脱氯发生,将TCE充分降解生成水和二氧化碳,同时生成氯离子。
张凤君,王斯佳,马慧,吕聪,王禹博[3]（2012）在《三氯乙烯和四氯乙烯在土壤和地下水中的污染及修复技术》文中研究表明三氯乙烯和四氯乙烯在工农业生产中被广泛使用,由于其不合理的处置和相对持久性特征,使其成为地下水和土壤中分布最为广泛的污染物之一。因其具有挥发性、毒性和致癌性,受到了国内外的广泛关注。通过查阅国内外资料,本文较为系统地总结了三氯乙烯和四氯乙烯污染的来源、危害和污染现状,述评了修复三氯乙烯和四氯乙烯污染的物理方法、化学方法和生物方法,其中物理方法包括曝气法和活性炭吸附法等,化学方法包括化学氧化法和化学还原法等,生物方法包括微生物修复技术和植物修复技术。同时对三氯乙烯和四氯乙烯的污染修复技术的发展趋势进行了展望,认为微生物修复技术、纳米双金属颗粒技术和光催化氧化技术具有很好的应用前景,建议加强这三项技术的研究和应用。
刘健枫[4]（2012）在《铅锌尾矿渣中硫磺真空蒸馏回收最优工艺研究及模拟》文中研究表明硫磺是一种重要的工业原料,回收湿法冶金渣中的硫磺,能有效缓解我国因硫磺产量不足对经济发展的制约。与众多回收方法相比,真空蒸馏法安全、高效、无污染且能富集矿渣中的贵重金属,但现有研究主要针对真空蒸馏过程中某单一因素,而实际蒸馏过程受到多种因素的影响,限制了真空蒸馏方法的大规模工业应用。本论文在研究单因素对真空蒸馏法回收铅锌矿尾矿中硫磺影响的基础上,利用正交实验得出主要因素的影响程度和最佳工艺组合条件,总结推导出真空蒸馏法回收硫磺的经验数学模型。主要研究结果如下：1、单一因素实验中,分别考察了真空度、矿渣粒径、时间、抽气速率、温度、蒸馏面积和矿渣量等因素对硫磺蒸出率的影响,在一定条件下,硫磺蒸出量都与某一单因素的大小正相关,并呈现出相似的规律。实验中,较好的蒸馏条件下,硫磺的蒸出率均可达98%以上,回收得到硫磺产品纯度可达99%以上。2、从矿渣蒸馏前后的X射线荧光光谱分析（XRF）、X射线粉末衍射分析（XRD）和扫描电镜（SEM）等性质表征结果可以看到,反应前的主要成分为单质硫,而蒸馏后矿渣中硫磺的特征衍射峰基本消失,出现的主要衍射峰为PbFe（SO4）4（OH）12、 ZnSO4、FeS2、SiO2等的特征衍射峰,说明残渣为上述几种物质的混合相,基本不存在单质硫磺；蒸馏前的矿渣粒径多为10μm以上,表面光滑；蒸馏后的残渣样品SEM图谱显现出粗糙的表面,粒径大小不—,棱角分明,多数粒径小于2μm,间接证实矿渣中的硫磺已经被完全蒸出。3、正交试验结果和主次因素分析表明,影响真空蒸馏硫磺蒸出量的主要四个因素中,影响程度大小依次为温度>时间>抽气速率>物料量；通过正交实验的结果分析,得到本实验的最佳工艺组合条件为抽气速率2L/S、温度300℃、时间35min、物料量30g,并通过补充实验得到验证。4、在上述实验数据的基础上,根据生长数学模型,我们归纳得到真空蒸馏法回收硫磺的数学模型y=M×n/1+10K1+K2’,为验证模型预测的准确性,特设计一组条件为温度280℃、抽气速率2L/s、物料量15g下改变蒸馏时间的验证实验,模型计算结果与验证实验结果吻合,因此该模型能在给定物料量、温度、时间的条件下,较好的预测硫磺蒸出量。
金程[5]（2012）在《强化酸浸法回收硫酸烧渣中铁的研究》文中进行了进一步梳理硫酸烧渣作为一种工业尾渣,因其含有微量的有毒重金属,对环境有潜在的危害,同时它也含有以氧化铁为主的大量可回收利用的资源。本文结合近年来国内外硫酸烧渣综合利用研究进展,借鉴含氧化铁尾渣中铁的提取经验,以环境保护和资源回用为出发点,提出了硫酸烧渣中铁的回收利用的新方法—强化还原酸浸,旨在为硫酸烧渣的处理利用提供新的有效途径。本文以湖南某冶炼厂的含硫金精矿硫酸化焙烧后的酸浸尾渣为原料,通过XRD、SEM-EDS、ICP等测试手段对该尾渣的物理、化学特性进行分析测试,发现原料中TFe含量为40.25%,且在TFe中Fe3+含量占到98%以上,系典型的难处理物料,直接浸取难度较大。试验部分主要研究自制新型硫化物助溶剂应用于硫酸烧渣酸浸提铁工艺的技术条件和浸出动力学,同时进行了强化酸溶后低含硫尾渣中的硫磺提取的参数选择。新型助溶剂强化还原酸浸试验采用硫酸溶液浸出法,分别设计常压、加压反应下的条件试验与正交试验,考察了助溶剂（由50% ZnS、25% Na2S、20% MnS、4% CaS、0.5%Na2S2O3·5H2O、0.5%C3H3N3S3组成的混合物）用量、硫酸用量、始酸浓度、液固比、反应时间、反应温度、搅拌速度等因素对浸出效果的影响。结果表明（1）在常压酸浸工艺下,当助剂/渣（g/g）0.69,硫酸过剩系数1.4,起始液固比=2：1,搅拌速度1300r/min,95℃下反应2h时,铁的浸取率为89.2%,助剂中锌的浸出率为89.2%。四个主要因素对浸出效果影响的显着顺序为：助剂用量>时间>硫酸用量>温度。经SEM和XRD测试发现,酸浸后烧渣形貌明显改变,粒径变小,反应有斜方硫生成。（2）在加压酸浸工艺下,当助溶剂过剩系数1.1,硫酸过剩系数1.4,始酸浓度3.5mol/L,反应温度95℃,搅拌速度800r/min,反应时间3h,铁的浸取率达99.4%,助溶剂有效利用率达98.9%。各因素对反应效果影响的显着性顺序依次为：硫酸用量>时间>助溶剂用量>温度。通过研究硫酸烧渣的还原浸出动力学与温度、硫酸浓度、助溶剂用量、时间的关系,得出以下结论（1）浸出过程符合受固膜扩散控制的收缩核反应,反应模型为1-2/3（X）-（1-X）2/3=92.8e（-4078.8T）t，浸出速率公式为（dX）/（dt）=（139.2e（-4078.8/T））/（1-（1-X）（-1/3））。（2）浸出反应对硫酸的表观反应级数n=1.2485,对助溶剂的表观反应级数n=0.3021。（3）经SEM-EDS分析得出烧渣中的SiO2与硫磺是阻碍固膜扩散的关键。对酸浸后的低含硫尾渣,采用硫化铵溶解—热分解析硫的工艺进行硫磺回收。分析了硫化铵浓度、液固比、溶解温度、溶解时间、热分解温度、分解时间对硫磺提取效果的影响。结果表明：硫化铵浓度1.17 mol/L,液固比10ml/g,在25℃下振荡溶解5min,在100℃下热分解120min,硫的溶浸率和析出率可分别达到97%和99%以上
朱晔[6]（2011）在《高压有氧锌浸出渣分级与浮选试验研究》文中研究指明在丹霞冶炼厂现有的设备和工艺流程的基础上,本文针对丹霞冶炼厂目前存在的浸出渣中锌含量过高（418%）、浸出渣粒度波动大、溶液体系复杂,各种有用有害离子(Zn2+、SO42-、Fe2+、Fe3+、Ca2+、Mg2+、Cl-、K+、Na+、Pb2+)和木质素等有机物混杂一起、强酸体系（酸度2.8mol/L）,试验设备难以承受等技术难点,对固体浓度约为32%的浓密机底流（浸出渣）进行了分级和浮选试验研究,改善了闪锌矿和单质硫的浮选效果。在前人研究的基础上,首先进行了10°锥旋流器对原浆和洗涤渣进行分级富集元素硫和锌的试验,研究结果表明浸出渣在旋流器中分级效率低;硫的回收率低,大颗粒元素硫在沉砂中未得到富集;闪锌矿有向沉砂富集的趋势,但回收率不能达到80%,且锌品位不高。浸出渣原浆浮选试验和洗涤渣浮选试验研究表明,锌含量低至4.8%的浸出渣,采用原浆直接浮选达不到理想的选矿指标;采用热虑—清洗—调浆方法对浸出渣进行处理能有效消除上清液中木质素和其它有价离子对浮选的影响;浮选粗选最佳工艺条件为:丁黄药:100g/t;2#油:50g/t;浮选时间:4min;充气量:1.12L/min;在一粗一精一扫的闭路流程下精矿中锌硫一起得到富集:锌、硫品位分别为4.99%和85.10%,锌、硫回收率分别为95.01%和97.79%,尾矿锌、硫品位分别为0.93%和6.79%。通过对浸出渣进行旋流器分级和浮选的试验研究,找到了浸出渣的分选方法。研究结果表明:可采用热滤—清洗—调浆—浮选的工艺,可以成功地实现锌硫一起富集。
李永刚,俞小花,李荣兴,张旭东,杨大锦,谢刚[7]（2010）在《多金属矿加压浸出渣的脱硫试验研究》文中进行了进一步梳理对复杂铜、铅、锌、银多金属硫化矿经加压处理后的加压浸出渣进行了脱硫试验研究,通过分析各种处理方法和物料本身的特点确定了浮选-蒸馏脱硫工艺。考察了浮选过程中矿浆浓度和原渣粒度对浮选结果的影响,结果表明:矿浆浓度10%～20%、原矿粒度、浮选时2号油10g/t,采用一段粗选-二段精选-三段扫选的工艺流程。浮选硫精矿含硫>60%,浮选硫回收率>70%。对浮选得到的硫精矿进行蒸馏处理,元素硫挥发率>98%。由此,确定了处理复杂多金属硫化矿加压浸出渣的脱硫工艺。
王宝璐[8]（2008）在《黄铜矿热压酸浸渣处理工艺研究》文中指出脱硫是目前重有色金属冶炼过程中不可避免的问题。本文在综合分析大量文献的基础上,概述了重有色金属冶炼中硫的脱除回收工艺的现状与发展。针对国内某矿山黄铜矿热压酸浸渣的处理问题,进行了黄铜矿热压酸浸渣中提取元素硫的工艺研究。本课题旨在通过实验研究,结合实际生产环境的要求,筛选一种操作简单、过程安全、提硫效率高的工艺方法来对黄铜矿热压酸浸渣进行处理,以回收矿渣中的硫磺。通过对物理法、有机溶剂法、无机溶剂法的实验比较,综合考虑酸浸渣的组成和成分,以及各种工艺方法的优缺点、安全性和经济性。选用硫化铵法对此矿渣进行处理,并对其提硫过程进行了分析,表征,研究。本文以提高硫的浸出率为目标,根据核收缩模型,通过大量的实验数据,找出了硫化铵法反应浸出过程中的动力学特征。研究表明,该反应浸出过程受固膜扩散速度控制,在浸出过程中降低颗粒粒度,适当提高浸出温度,可加快浸出反应的速度。工艺试验结果表明,采用硫化铵法处理回收黄铜矿热压酸浸渣中硫磺的工艺是可行的。对酸浸渣进行预处理后,在（NH4）2S浓度为2.0mol/L、溶硫温度30℃、反应时间60 min、液固比8:1、热分解温度90℃、时间90 min的条件下,采用硫化铵法处理该酸浸渣,溶硫率达到96%左右,热分解提硫率达到94%以上。获得的硫磺纯度可达98%左右,达到工业硫磺标准。该工艺具有操作过程简单、操作条件温和、生产成本低、安全性高、硫回收率高等特点。
俞小花[9]（2008）在《复杂铜、铅、锌、银多金属硫化精矿综合回收利用研究》文中提出有色金属冶金是典型的资源投入型产业,其生存与发展必须以矿产资源为依托。近年来,由于我国铜、铅、锌等冶金行业的快速发展,优质资源消费增加,资源逐渐枯竭,有色金属的发展受控于资源,有色金属的供应不能满足国民经济发展对其需求,为了保持有色金属的可持续性发展,必须开发利用有色金属的多种资源。我国三江成矿带将是我国重要的有色金属矿产资源地。该矿带的资源特点是各种有色金属相互共生、易浮难分选,获得的精矿相互互含,导致有色金属精矿质量不高,金属回收率低。为了实现资源的高效综合开发利用,必须开发此类共生有色金属精矿的冶炼新技术。本论文以复杂铜铅锌银多金属硫化精矿为原料,与传统冶炼工艺比较后,确定了处理该种类矿石的全湿法冶金新技术,通过实验室全流程的各单元过程系统研究,确定了处理复杂铜铅锌银多金属硫化精矿的全湿法冶金工艺流程。并对其中的主要工序进行了理论分析,主要包括以下内容:1、加压浸出在现有的热力学研究基础上,进行了复杂多金属硫化精矿加压浸出热力学的研究,绘制298K和423K下的CuFeS2-H2O系、ZnS—H2O系、PbS-H2O系、FeS2—H2O系的φ-pH图;在加压釜中通过加压酸浸对复杂多金属硫化精矿进行浸出,通过对温度、时间、硫酸用量、氧压、矿石粒度等条件的考察,确定了最佳浸出条件:对于复杂多金属精矿1:精矿粒度-0.038mm（-400目）≥96%,液固比4∶1,温度～150℃,总压力为1.2～1.4MPa,浸出时间为180min,始酸浓度为145～155g/L,木质素适量,搅拌转速850r/min。在此条件下,各金属的浸出率分别可以达到（%）:Zn～94%、Cu～97%;对复杂多金属精矿2:精矿粒度-0.033mm（-425目）≥99%,液固比4∶1,温度～150℃,总压力为1.2～1.4MPa,浸出时间为180min,始酸浓度为140～150g/L,木质素适量,搅拌转速850r/min。在此条件下,各金属的浸出率分别可以达到（%）:Zn～95%、Cu～96%。2、加压浸出液萃取分离铜首次对富含高铜和高锌的高酸加压浸出液采用萃取的方法进行铜和锌的分离。通过对M5640、LIX973、LIX984三种有机相负载铜能力,萃取温度、混合时间、萃取相比、反萃相比、反萃原液酸浓度等条件对铜萃取率影响的考察,确定适当的萃取剂和萃取工艺:选用M5640作为萃取剂,萃取的合适条件:相比（O/A）4∶1、有机相中萃取剂含量（V/V）25%、混合时间3min、萃取级数11级以上、萃取温度30-40℃;在此条件下,铜的萃取率＞95%。反萃的合适条件:相比（O/A）1∶1、反萃原液游离酸浓度＞250g/L、混合时间2min、反萃级数5级以上、反萃温度30～40℃;在此条件下,铜反萃率＞95%。3、加压浸出渣中元素硫的脱除对富含元素硫、铅、银的加压浸出渣先浮选富集其中的硫精矿,浮选的合适条件为:矿浆浓度为10-20%,粒度为原渣粒度,浮选时2号油用量为10g/t,采用一段粗选-二段精选-三段扫选流程。浮选硫精矿含硫＞60%,浮选硫回收率＞70%,浮选铜回收率＞65%,浮选锌回收率＞65%,浮选铅回收率～8%;对富集后的硫精矿进行蒸馏脱除元素硫,蒸馏温度460-480℃。元素硫挥发率＞98%,其它金属元素的损失率＜0.5%。4、浮选尾渣碳酸盐转化-硅氟酸浸出铅首次采用碳酸盐转化-硅氟酸浸出的方法处理富含硫酸铅的物料。对含铅的浮选尾渣采用碳酸盐进行硫酸铅的转化,通过对转化时间、转化剂用量、转化温度等条件的考察,确定合适的转化条件:温度20-25℃,时间30min（第一次）、30min（第二次）,碳酸氢铵用量为理论量的-0.9倍,氨水和碳酸氢铵摩尔比为1∶1;对转化渣采用硅氟酸浸出的方法进行浸铅研究,考察始酸浓度、浸出时间、浸出温度等因素对浸出过程的影响,确定合适的浸出条件:浸出时温度为-60C,时间为30min,游离硅氟酸浓度为125-150g/L。通过对碳酸盐转化-硅氟酸浸出条件试验的研究,确定最后的浸铅工艺:转化-浸出-转化-浸出,在此条件下铅的浸出率＞94%;5、硫脲浸银在现有的研究基础上,对试验过程中产出的各种含银物料中的银进行了硫脲浸出的研究,并进行了热力学的研究,绘制298KAg2S（Ag）-SCN2H4-H2O系φ—pH图,并对硫脲浸银的机理和动力学进行了研究,建立了动力学方程;考察了硫脲浓度、Fe3+浓度、浸出时间、温度等因素对浸出过程的影响,并由此确定了浸银的工艺条件:两段浸出,浸出温度60-70℃,硫脲浓度:一段55g/L、二段20g/L,液固比（7.5-10）∶1,时间180min,Fe3+浓度～10g/L;在此条件下银的浸出率＞93%。论文的创新点:（1）论文自主研发了从复杂多金属硫化精矿中综合回收铜、铅、锌、银的全湿法工艺流程。（2）论文采用加压浸出的方法处理某地复杂铜铅锌银多金属硫化精矿,并取得很高的铜、锌浸出率。（3）论文研究了从含Cu～40g/L、H2SO4～70g/L、Zn100g/L的高铜高锌高硫酸溶液中萃取分离铜、锌,并根据条件试验研究结果,确定了多级逆流萃取工艺。（4）论文研究了采用碳酸盐转化-硅氟酸浸出的方法处理富含硫酸铅的浮选尾渣的过程,并确定了合适的工艺:两次转化-浸出工艺。（5）论文研究了硫脲浸银过程的动力学,建立了浸出温度、硫脲浓度和Fe3+浓度对其动力学影响的关系式。
王华[10]（2006）在《湿法处理银锌精矿工艺研究》文中研究指明本研究处理物料——银锌精矿,是湿法炼锌厂锌浸出渣的浮选银精矿。 研究提出了一种全湿法处理工艺流程,主要分为混酸氧化浸出、硫代硫酸盐分银、元素硫的提取三个部分,在混酸氧化段锌进入浸出液,与浸出渣中硫、银分离,然后再通过后续的工艺将银与硫分离与回收。 对元素硫的提取,提出了一种新的工艺,先进行元素硫的热熔、筛分以富集元素硫,再通过热过滤得到较为纯净的元素硫。 针对工艺流程进行了实验研究,在混酸氧化浸出过程,考察了硫酸加入比例、硝酸加入量、盐酸加入量,液固比、温度、反应时间等因素对于银、锌的浸出的影响。 通过实验,综合考虑工业应用的可能性,得出了优化方案。敞开体系实验得出,在3∶1的水:硫酸比例,液固比8∶1,反应温度90～100℃,反应时间2小时,盐酸加量10ml/50g原料的反应条件下,锌浸出率99.99%,银浸出率98.84%。 实验最后按照工艺流程进行了联合实验以及返回浸出实验,密闭体系联合实验结果:锌浸出率99.98%、银浸出率97.68%、硫回收率68%。返回浸出实验表明,随着返回浸出次数的增加,锌以硫酸锌的形式进入水浸液的量逐渐加大,最终进入水浸液中的锌基本与原料中的锌持平。 本工艺流程具有以下特点: （1）工艺对于原料中锌、银的浸出体系、浸出条件要求简单,浸出率高。使原料中锌银得以有效回收。 （2）对于渣中硫元素的提取,本研究提出了一种开创性的工艺。 （3）工艺采用全湿法的过程,设备要求简单,可操作性好,工艺应用前景极佳。
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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。
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。
| 摘要 |
| abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.2 我国地下水有机物污染现状 |
| 1.3 地下水中典型氯代烃基本性质及相关标准 |
| 1.3.1 典型氯代烃基本性质 |
| 1.3.2 典型氯代烃相关标准 |
| 1.4 典型氯代烃处理技术 |
| 1.4.1 化学还原技术 |
| 1.4.2 活性炭吸附技术 |
| 1.4.3 曝气吹脱技术 |
| 1.4.4 其他处理技术 |
| 1.5 研究目的与内容 |
| 1.5.1 研究目的 |
| 1.5.2 研究内容 |
| 1.5.3 研究技术路线 |
| 第2章 实验装置及试剂方法 |
| 2.1 吹脱实验室装置 |
| 2.2 活性炭吸附实验室装置 |
| 2.2.1 摇瓶实验 |
| 2.2.2 穿透实验 |
| 2.3 中试实验装置 |
| 2.4 气泡直径与气含率测定方法 |
| 2.5 四种氯代烃分析方法 |
| 2.5.1 样品预处理 |
| 2.5.2 气相色谱检测条件 |
| 2.6 实验试剂及其他实验设备 |
| 第3章 饮用水中氯代烃的曝气吹脱技术研究 |
| 3.1 空塔吹脱去除氯代烃可行性研究 |
| 3.1.1 空塔吹脱去除氯代烃效果 |
| 3.1.2 吹脱过程pH和硬度离子的变化 |
| 3.2 空塔吹脱技术参数及影响因素研究 |
| 3.2.1 初始浓度对四种氯代烃吹脱效果的影响 |
| 3.2.2 温度对四种氯代烃吹脱效果的影响 |
| 3.2.3 气水比对四种氯代烃吹脱效果的影响 |
| 3.2.4 水力停留时间对四种氯代烃吹脱效果的影响 |
| 3.2.5 氯代烃共存对四种氯代烃吹脱效果的影响 |
| 3.2.6 空塔吹脱氯代烃技术参数 |
| 3.3 填料流化吹脱氯代烃技术研究 |
| 3.3.1 填料床吹脱理论最小气水比计算 |
| 3.3.2 流化吹脱填料比确定 |
| 3.3.3 填料吹脱氯代烃所需气水比 |
| 3.4 本章小结 |
| 第4章 饮用水中氯代烃的活性炭吸附技术研究 |
| 4.1 活性炭选型 |
| 4.2 氯代烃吸附特性研究 |
| 4.2.1 氯代烃吸附动力学研究 |
| 4.2.2 氯代烃吸附等温线 |
| 4.2.3 氯代烃流动床吸附特性研究 |
| 4.3 吹脱-活性炭吸附工艺组合及成本分析 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 典型氯代烃吹脱及吸附组合工艺中试试验 |
| 5.1 原水水质分析及中试工艺介绍 |
| 5.1.1 原水水质分析 |
| 5.1.2 中试工艺介绍 |
| 5.2 不同吹脱方式去除四氯化碳效率对比 |
| 5.2.1 空塔吹脱四氯化碳效率 |
| 5.2.2 填料吹脱四氯化碳效率 |
| 5.2.3 筛板塔吹脱四氯化碳效率 |
| 5.2.4 活性炭过滤去除四氯化碳效率 |
| 5.2.5 吹脱-活性炭过滤联用 |
| 5.3 吹脱经济费用估算 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 结论与建议 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 建议 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 个人简历、在学期间发表的学术论文与研究成果 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 课题的研究背景 |
| 1.1.1 生长环的研究现状 |
| 1.1.2 三氯乙烯的危害 |
| 1.1.3 三氯乙烯的污染现状 |
| 1.2 三氯乙烯污染修复方法 |
| 1.2.1 活性炭吸附法 |
| 1.2.2 生物修复法 |
| 1.2.3 零价铁还原法 |
| 1.2.4 化学氧化法 |
| 1.2.5 光催化法 |
| 1.3 类Fenton高级氧化技术 |
| 1.3.1 类Fenton技术的发展 |
| 1.3.2 类Fenton技术的反应机理 |
| 1.3.3 类Fenton体系的应用 |
| 1.3.4 新型Fenton技术 |
| 1.4 课题的来源 |
| 1.5 研究内容及意义 |
| 1.5.1 研究内容 |
| 1.5.2 研究意义 |
| 1.5.3 技术路线图 |
| 第2章 实验材料与方法 |
| 2.1 实验药品与仪器 |
| 2.1.1 实验药品 |
| 2.1.2 实验仪器 |
| 2.2 微生物学实验方法 |
| 2.2.1 微生物的富集培养 |
| 2.2.2 细菌的计数方法 |
| 2.2.3 类Fenton试剂悬液定量杀菌实验 |
| 2.2.4 类Fenton体系对滤后水消毒的实验流程 |
| 2.2.5 类Fenton体系—氯联合消毒方法 |
| 2.3 X射线衍射分析 |
| 2.4 X射线荧光光谱分析 |
| 2.5 比表面积分析 |
| 2.6 TCE含量的测定 |
| 2.7 催化剂对TCE的吸附实验 |
| 2.8 过氧化氢的测定方法 |
| 2.9 类Fenton体系降解TCE的研究方法 |
| 2.9.1 控制变量法 |
| 2.9.2 正交实验法 |
| 第3章 针铁矿的制备与表征 |
| 3.1 供水管网生长环成分分析 |
| 3.1.1 生长环成分鉴定 |
| 3.1.2 X射线荧光光谱分析 |
| 3.1.3 生长环的比表面积分析 |
| 3.2 针铁矿制备工艺 |
| 3.3 针铁矿的成分分析 |
| 3.3.1 针铁矿成分鉴定 |
| 3.3.2 针铁矿的比表面积分析 |
| 3.4 本章小结 |
| 第4章 类Fenton体系对耐氯菌和滤后水的消毒研究 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 类Fenton体系对典型耐氯菌灭活研究 |
| 4.2.1 类Fenton体系对典型耐氯菌灭活效果研究 |
| 4.2.2 影响因素分析 |
| 4.3 类Fenton体系对滤后水的消毒研究 |
| 4.3.1 类Fenton体系对滤后水的消毒效果研究 |
| 4.3.2 影响因素分析 |
| 4.4 类Fenton体系-氯联合消毒 |
| 4.5 类Fenton体系消毒机理简述 |
| 4.6 本章小结 |
| 第5章 类Fenton体系降解供水管网中TCE效能研究 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 针铁矿对TCE吸附研究 |
| 5.2.1 针铁矿对TCE吸附效果研究 |
| 5.2.2 影响因素分析 |
| 5.3 类Fenton体系降解TCE的效能研究 |
| 5.4 类Fenton体系降解TCE的影响因素分析 |
| 5.4.1 pH值对TCE降解的影响研究 |
| 5.4.2 催化剂投加量对TCE降解的影响研究 |
| 5.4.3 过氧化氢投加量对TCE降解的影响研究 |
| 5.5 TCE降解的最优条件研究 |
| 5.6 针铁矿催化过氧化氢分解过程研究 |
| 5.7 初探类Fenton体系降解TCE的反应机理 |
| 5.8 本章小结 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 1 污染现状及危害 |
| 1.1 污染来源 |
| 1.2 污染现状 |
| 1.3 污染危害 |
| 2 修复技术 |
| 2.1 物理方法 |
| 2.2 化学方法 |
| 2.2.1 化学氧化法 |
| 2.2.2 化学还原法 |
| 2.3 生物方法 |
| 2.3.1 微生物修复技术 |
| 2.3.2 植物修复技术 |
| 3 展望 |
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 1 前言 |
| 1.1 硫磺回收的途径和方法 |
| 1.1.1 原油和二氧化硫中硫的回收 |
| 1.1.2 湿法冶金渣中硫的回收 |
| 1.2 真空蒸馏法 |
| 1.2.1 真空蒸馏法的过程 |
| 1.2.2 真空蒸馏法的应用 |
| 1.3 铅锌矿的冶炼 |
| 1.3.1 铅锌矿的火法冶炼 |
| 1.3.2 铅锌矿的湿法冶炼 |
| 1.4 研究目的和意义 |
| 2 实验材料与方法 |
| 2.1 实验材料 |
| 2.2 实验装置 |
| 2.3 实验方法 |
| 2.3.1 矿渣含水率测定 |
| 2.3.2 矿渣pH测定 |
| 2.3.3 矿渣硫含量测定 |
| 2.3.4 硫磺产品纯度测定 |
| 2.3.5 X-射线衍射(XRD)分析 |
| 2.3.6 扫描电子显微镜(SEM) |
| 2.3.7 X-射线荧光光谱分析(XRF) |
| 2.3.8 真空蒸馏回收硫磺 |
| 2.3.9 正交实验设计 |
| 3 结果分析与讨论 |
| 3.1 矿渣部分理化性质的测定和表征 |
| 3.2 单一因素实验 |
| 3.2.1 真空度对硫磺回收的影响 |
| 3.2.2 矿渣粒径对硫磺回收的影响 |
| 3.2.3 蒸馏时间对硫磺回收的影响 |
| 3.2.4 抽气速率对硫磺回收的影响 |
| 3.2.5 蒸馏温度对硫磺回收的影响 |
| 3.2.6 蒸发面积对硫磺回收的影响 |
| 3.2.7 矿渣质量对硫磺回收的影响 |
| 3.3 残渣及硫磺产品的表征 |
| 3.4 正交实验选择最佳工艺条件组合 |
| 3.5 经验模型的建立 |
| 3.5.1 模型的提出 |
| 3.5.2 参数的计算 |
| 3.5.3 模型的修正 |
| 3.5.4 模型的检验 |
| 4 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 硕士期间撰写的文章 |
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 1 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 硫酸烧渣产生与污染现状 |
| 1.3 硫酸烧渣的综合利用情况 |
| 1.4 硫酸烧渣中铁的提取进展 |
| 1.5 尾渣中硫磺回收方法 |
| 1.6 课题的背景意义 |
| 1.7 论文的研究内容 |
| 2 试验方法 |
| 2.1 试验原料 |
| 2.2 试验试剂与设备 |
| 2.3 试验工艺流程及试验方法 |
| 2.4 产品测试方法 |
| 3 常压下铁的还原浸取 |
| 3.1 试验方法及装置 |
| 3.2 强化浸出原理 |
| 3.3 单因素试验结果分析 |
| 3.4 正交试验 |
| 3.5 酸浸尾渣分析 |
| 3.6 本章小结 |
| 4 铁的加压强化还原浸取 |
| 4.1 试验装置 |
| 4.2 各单因素对浸出率的影响 |
| 4.3 正交试验 |
| 4.4 浸出残渣和浸出液分析 |
| 4.5 加压与常压反应比较 |
| 4.6 本章小结 |
| 5 反应动力学研究 |
| 5.1 试验方法 |
| 5.2 反应速率控制模型 |
| 5.3 试验结果分析 |
| 5.4 固膜扩散层分析 |
| 5.5 本章小结 |
| 6 硫磺的回收 |
| 6.1 试料分析 |
| 6.2 硫的溶解和析出 |
| 6.3 试验工艺流程及方法 |
| 6.4 硫磺溶解试验 |
| 6.5 溶解残渣分析 |
| 6.6 热分解试验 |
| 6.7 (NH_4)_2S的再生利用 |
| 6.8 本章小结 |
| 7 结论与展望 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 展望 |
| 7.3 存在问题 |
| 参考文献 |
| 攻读硕士期间科研与论文情况 |
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 氧压锌浸出技术国内外研究现状 |
| 1.2 硫化锌的氧压浸出原理 |
| 1.3 锌浸出渣的处理 |
| 1.4 硫化矿的浮选研究理论 |
| 1.4.1 硫化矿捕收剂 |
| 1.4.2 硫化矿浮选调整剂研究 |
| 1.4.3 硫化矿活化剂 |
| 1.4.4 硫化矿浮选的电化学理论 |
| 1.5 氧压浸出渣中元素硫的回收 |
| 1.5.1 物理法 |
| 1.5.2 化学法 |
| 1.6 课题研究的意义 |
| 第二章 试验矿样及试验方案 |
| 2.1 浸出渣工艺矿物学研究 |
| 2.1.1 B、C 浸出渣粒度特征及金属分布 |
| 2.1.2 B、C 浸出渣上清液化学成分分析 |
| 2.1.3 C 浸出渣基本矿物组成 |
| 2.1.4 C 浸出渣矿物产出特征 |
| 2.1.5 C 浸出渣矿物解离度 |
| 2.2 试验方案 |
| 2.3 试验设备 |
| 第三章 B 浸出渣分级试验研究 |
| 3.1 原浆旋流器分级试验 |
| 3.2 洗涤后旋流器分级试验 |
| 3.2.1 旋流器直径试验 |
| 3.2.2 给矿压力试验 |
| 3.2.3 给矿浓度试验 |
| 3.3 小结 |
| 第四章 C 浸出渣浮选探索试验研究 |
| 4.1 原浆浮选试验研究 |
| 4.1.1 浮选速度试验 |
| 4.1.2 浮选流程试验 |
| 4.2 木质素用量浮选试验 |
| 4.3 对比浮选试验 |
| 4.4 小结 |
| 第五章 处理后的C 浸出渣浮选试验研究 |
| 5.1 抑制剂浮选试验 |
| 5.2 浮选浓度试验 |
| 5.3 充气量试验 |
| 5.4 浮选速度试验 |
| 5.5 丁黄药用量与2#油用量试验 |
| 5.6 浸出渣清洗程度对浮选的影响 |
| 5.7 闭路试验 |
| 5.8 小结 |
| 第六章 回水循环浮选试验研究 |
| 6.1 最低用水量计算 |
| 6.2 循环水浮选试验 |
| 6.3 小结 |
| 第七章 产品检验 |
| 7.1 精矿多元素分析与贵金属走向分析 |
| 7.2 矿物解离度 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读硕士期间发表论文 |
| 详细摘要 |
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 资源综合利用综述 |
| 1.2 世界硫资源 |
| 1.2.1 国内外硫资源现状 |
| 1.2.2 硫磺的用途 |
| 1.3 硫磺回收方法 |
| 1.3.1 原油中各种形态的硫以元素硫的形式回收 |
| 1.3.2 废酸废气中回收硫 |
| 1.3.3 SO_2烟气中回收硫 |
| 1.3.4 从湿法冶金渣中回收元素硫 |
| 1.4 湿法冶金渣中元素硫的回收 |
| 1.4.1 物理法 |
| 1.4.2 化学法 |
| 1.4.3 生物法 |
| 1.4.4 其他工艺 |
| 1.5 课题的研究内容 |
| 1.5.1 课题的提出 |
| 1.5.2 研究的目的和意义 |
| 第2章 理论分析 |
| 2.1 硫的物理、化学性质 |
| 2.2 原料分析 |
| 2.2.1 岩样鉴定 |
| 2.2.2 样品XRD物相分析 |
| 2.2.3 样品元素分析结果 |
| 2.2.4 样品SEM表征分析 |
| 2.3 样品中元素硫的分析计算 |
| 2.3.1 实验原理 |
| 2.3.2 实验试剂及仪器 |
| 2.3.3 操作步骤 |
| 2.3.4 结果计算 |
| 第3章 物理法提硫研究 |
| 3.1 热过滤法 |
| 3.1.1 实验原理 |
| 3.1.2 实验试剂，仪器，装置 |
| 3.1.3 实验步骤 |
| 3.1.4 实验结果及讨论 |
| 3.2 浮选法 |
| 3.2.1 实验原理 |
| 3.2.2 实验试剂，仪器，装置 |
| 3.2.3 实验步骤 |
| 3.2.4 实验结果及分析 |
| 3.2.5 实验小结 |
| 第4章 有机溶剂法提硫研究 |
| 4.1 实验原理 |
| 4.2 实验试剂，仪器及装置 |
| 4.3 实验流程 |
| 4.4 实验步骤 |
| 4.5 实验结果及讨论 |
| 4.5.1 正交实验及结果分析 |
| 4.5.2 主要因素对提硫率的影响 |
| 4.5.3 浸取次数对硫回收率的影响 |
| 4.5.4 酸浸渣和硫磺XRD表征分析 |
| 4.6 实验小结 |
| 第5章 硫化铵法提硫研究 |
| 5.1 实验原理 |
| 5.2 浸出过程动力学研究 |
| 5.2.1 浸出过程的历程 |
| 5.2.2 化学反应控制过程 |
| 5.2.3 内扩散控制过程 |
| 5.2.4 浸出过程控制步骤的判别 |
| 5.3 工艺实验与讨论 |
| 5.3.1 实验试剂，仪器及装置 |
| 5.3.2 实验工艺流程 |
| 5.3.3 实验数据处理方法 |
| 5.3.4 实验结果与分析 |
| 5.3.5 最佳工艺条件验证试验 |
| 5.3.6 硫化铵再生使用量的测定实验及结果分析 |
| 5.4 XRD分析以及表面形态表征 |
| 5.5 实验小结 |
| 第6章 结论与探讨 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 探讨 |
| 参考文献 |
| 攻读硕士学位期间发表的论文 |
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 国内外研究现状的分析及冶炼工艺的论证 |
| 1.1 铜冶金概论 |
| 1.1.1 铜资源与炼铜原料 |
| 1.1.2 铜的冶炼方法 |
| 1.1.2.1 铜的火法冶炼 |
| 1.1.2.2 铜的湿法冶炼 |
| 1.2 铅冶金概论 |
| 1.2.1 铅资源与炼铅原料 |
| 1.2.2 铅的冶炼方法 |
| 1.2.2.1 火法炼铅 |
| 1.2.2.2 其它直接炼铅法 |
| 1.2.2.3 湿法炼铅 |
| 1.3 锌冶金概论 |
| 1.3.1 锌资源与炼锌原料 |
| 1.3.2 锌的冶炼方法 |
| 1.3.2.1 火法炼锌工艺 |
| 1.3.2.2 湿法炼锌工艺 |
| 1.3.2.3 其它炼锌方法 |
| 1.4 银冶金概论 |
| 1.4.1 银的资源 |
| 1.4.1.1 世界银资源 |
| 1.4.1.2 中国银资源 |
| 1.4.1.3 银的主要矿物 |
| 1.4.2 银的提取方法 |
| 1.4.2.1 氰化法提银 |
| 1.4.2.2 硫脲法提银 |
| 1.4.2.3 其它提银方法 |
| 1.5 国内外研究现状 |
| 1.5.1 加压浸出过程的研究现状 |
| 1.5.2 湿法冶金渣中回收元素硫的研究现状 |
| 1.5.2.1 物理法 |
| 1.5.2.2 化学法 |
| 1.5.3 湿法炼铅的研究现状 |
| 1.5.3.1 铅精矿的直接电解 |
| 1.5.3.2 铅精矿在氯盐介质中的氧化浸出 |
| 1.5.3.3 铅氧化物及硫酸盐的浸出 |
| 1.5.3.4 其它湿法炼铅方法 |
| 1.5.4 铜萃取的研究现状 |
| 1.5.5 复杂多金属硫化精矿选冶工艺的研究现状 |
| 1.6 复杂多金属硫化精矿冶炼工艺的研究背景 |
| 1.7 复杂多金属硫化精矿冶炼工艺的论证 |
| 1.8 本课题研究内容和意义 |
| 1.8.1 研究的基本思路 |
| 1.8.2 研究的主要内容 |
| 第二章 试验研究原料的理化性质 |
| 2.1 复杂多金属精矿1的理化性质 |
| 2.1.1 化学分析结果 |
| 2.1.2 X衍射分析结果 |
| 2.1.3 粒度分析结果 |
| 2.1.4 物相分析结果 |
| 2.2 复杂多金属精矿2的理化性质 |
| 2.2.1 化学分析结果 |
| 2.2.2 X衍射分析结果 |
| 2.2.3 粒度分析结果 |
| 2.2.4 物相分析结果 |
| 2.3 辅助材料 |
| 第三章 加压浸出过程的热力学及动力学分析 |
| 3.1 加压浸出过程的热力学 |
| 3.1.1 ZnS—H_2O系φ—pH图 |
| 3.1.2 CuFeS_2—H_2O系φ—pH图 |
| 3.1.3 PbS—FeS—H_2O系φ—pH图 |
| 3.1.4 FeS_2—H_2O系φ—pH图 |
| 3.1.5 MS—H_2O系φ—pH图 |
| 3.2 加压浸出过程的动力学基础 |
| 3.3 加压浸出试验研究方法及结果 |
| 3.3.1 加压浸出试验原理 |
| 3.3.2 加压浸出试验方法 |
| 3.3.3 复杂多金属精矿1的加压浸出试验结果 |
| 3.3.3.1 H_2SO_4浓度试验 |
| 3.3.3.2 磨矿时间(精矿粒度)试验 |
| 3.3.3.3 氧气压力试验 |
| 3.3.3.4 浸出温度试验 |
| 3.3.3.5 浸出时间试验 |
| 3.3.3.6 加压浸出再试验研究 |
| 3.3.3.7 高浓度锌溶液的加压浸出研究 |
| 3.3.3.8 复杂多金属精矿1一段加压浸出综合试验 |
| 3.3.4 复杂多金属精矿2加压浸出试验 |
| 3.3.4.1 磨矿时间(精矿粒度)试验 |
| 3.3.4.2 氧气压力试验 |
| 3.3.4.3 H_2SO_4浓度试验 |
| 3.3.4.4 浸出时间试验 |
| 3.3.4.5 浸出温度试验 |
| 3.3.4.6 复杂多金属精矿2一段加压浸出综合试验 |
| 3.3.5 伴生铁矿物在加压浸出过程中的行为 |
| 3.3.6 蒸馏后渣的加压浸出 |
| 3.4 浸出液的中和试验研究 |
| 第四章 加压浸出渣的脱硫试验 |
| 4.1 化学法脱硫 |
| 4.1.1 化学法脱硫原理 |
| 4.1.2 化学法脱硫试验方法与结果 |
| 4.2 加压浸出渣浮选硫精矿试验研究 |
| 4.2.1 浮选浓度试验结果 |
| 4.2.2 磨矿后不同浮选浓度试验结果 |
| 4.2.3 浮选产品考查 |
| 4.3 其它的脱硫试验研究 |
| 4.3.1 蒸馏 |
| 4.3.2 热过滤 |
| 第五章 浸铅试验 |
| 5.1 浸铅的探索试验 |
| 5.1.1 硅氟酸直接浸出 |
| 5.1.2 硫酸铵和氨水的浸铅试验 |
| 5.2 硫酸铅的碳酸盐转化和硅氟酸浸出的原理 |
| 5.2.1 硫酸铅的碳酸化原理 |
| 5.2.2 碳酸铅的硅氟酸浸出原理 |
| 5.3 碳酸盐转化-硅氟酸浸铅试验结果与讨论 |
| 5.3.1 碳酸盐转化试验 |
| 5.3.1.1 转化剂的确定 |
| 5.3.1.2 碳酸氢铵+氨水用量试验 |
| 5.3.1.3 液固比试验 |
| 5.3.1.4 时间试验 |
| 5.3.1.5 温度试验 |
| 5.3.1.6 含硫酸铵溶液的碳酸氢铵+氨水转化 |
| 5.3.1.7 碳酸盐转化过程的动力学分析 |
| 5.3.2 硅氟酸浸出试验 |
| 5.3.2.1 硅氟酸浸出碳酸化后渣的时间试验 |
| 5.3.2.2 硅氟酸浸出碳酸化后渣的温度试验 |
| 5.3.2.3 硅氟酸浸出碳酸化后渣的浓度试验 |
| 5.3.2.4 含硅氟酸铅的硅氟酸溶液浸出研究 |
| 5.3.2.5 硅氟酸浸出过程的动力学分析 |
| 5.3.3 碳酸盐转化-硅氟酸浸出工艺研究 |
| 5.3.3.1 常规转化-硅氟酸浸出研究 |
| 5.3.3.2 棒磨机转化—硅氟酸浸出 |
| 第六章 硫脲浸银试验 |
| 6.1 硫脲的基本特性 |
| 6.2 硫脲浸银原理 |
| 6.2.1 硫脲浸出银的热力学分析 |
| 6.2.1.1 硫化银在酸性硫脲溶液里的溶解过程 |
| 6.2.1.2 硫脲浸出银的电化学基础 |
| 6.2.2 硫脲浸银动力学分析 |
| 6.2.2.1 温度对银浸出动力学的影响 |
| 6.2.2.2 硫脲浓度对银浸出动力学的影响 |
| 6.2.2.3 Fe~(3+)浓度对银浸出动力学的影响 |
| 6.3 试验结果与讨论 |
| 6.3.1 时间试验 |
| 6.3.2 硫脲浓度试验 |
| 6.3.3 液固比试验 |
| 6.3.4 Fe~(3+)浓度试验 |
| 6.3.5 温度试验 |
| 6.3.6 硫脲浸银原料试验 |
| 6.3.7 银的浸出性能研究 |
| 6.3.8 硫脲提银工艺的再优化 |
| 6.3.9 含银硫精矿中银的回收研究 |
| 第七章 铜萃取试验 |
| 7.1 萃取及反萃原理 |
| 7.1.1 Acorga-M5640及其性质 |
| 7.1.2 LIX系列及其性质 |
| 7.2 萃取试验方法与结果 |
| 7.2.1 有机相饱和容量的测定试验 |
| 7.2.2 相比试验 |
| 7.2.3 混合时间试验 |
| 7.2.4 萃取平衡pH试验 |
| 7.2.5 萃取温度试验 |
| 7.2.6 多级逆流萃取试验 |
| 7.2.6.1 萃取等温线的绘制 |
| 7.2.6.2 M5640多级逆流萃取试验结果 |
| 7.2.6.3 LIX973的多级逆萃取试验流 |
| 7.3 反萃试验及结果 |
| 7.3.1 反萃原液中铜离子浓度试验 |
| 7.3.2 反萃酸度试验 |
| 7.3.3 反萃相比试验 |
| 7.3.4 反萃混合时间试验 |
| 7.3.5 反萃温度试验 |
| 7.3.6 多级逆流反萃试验 |
| 7.3.6.1 反萃等温线的绘制 |
| 7.3.6.2 M5640多级逆流反萃试验 |
| 7.3.6.3 LIX973多级逆流反萃试验 |
| 第八章 推荐工艺流程及主要技术指标 |
| 第九章 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 攻读博士学位期间发表论文 |
| 攻读博士期间参加和负责项目 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 研究物料的背景 |
| 1.2 课题的提出 |
| 1.3 研究的预期目标 |
| 第二章 文献综述 |
| 2.1 银与硫生产及回收 |
| 2.1.1 银的生产及回收 |
| 2.1.2 硫的生产及回收 |
| 2.2 硫化锌的化学浸出方法综述 |
| 2.3 银锌精矿的提银方法综述 |
| 2.3.1 氨浸回收银 |
| 2.3.2 亚硫酸钠分银法 |
| 2.3.3 硫代硫酸钠法提银 |
| 2.3.4 硝酸浸出法提银 |
| 2.4 湿法冶金渣中元素硫的回收方法 |
| 2.4.1 高压倾析法 |
| 2.4.2 浮选法 |
| 2.4.3 热过滤法 |
| 2.4.4 制粒筛分法 |
| 2.4.5 蒸馏法 |
| 2.4.6 化学溶剂法提硫 |
| 第三章 工艺流程 |
| 3.1 工艺流程提出的原则 |
| 3.2 工艺流程图 |
| 3.3 工艺流程的简单说明 |
| 3.4 小结 |
| 第四章 基础理论及分析 |
| 4.1 混酸浸出过程主要反应及热力学分析 |
| 4.1.1 相关主要反应 |
| 4.1.2 主要反应的热力学分析 |
| 4.1.2.1 硫化锌浸出热力学分析 |
| 4.1.2.2 硫化银浸出热力学分析 |
| 4.1.2.3 反应的氧化还原电势及平衡常数分析 |
| 4.2 混酸浸出过程的电势——PH图及分析 |
| 4.2.1 Zn-H_2O系的φ-pH图 |
| 4.2.2 S-H_2O系的φ-pH图 |
| 4.2.3 金属-硫-水系的φ-pH图 |
| 4.2.4 Zn-S-H_2O系的φ-pH图 |
| 4.3 硫代硫酸盐法浸出银的相关反应 |
| 4.4 热熔元素硫的相关理论 |
| 4.4.1 元素硫的熔点 |
| 4.4.2 硫酸水溶液的沸点 |
| 第五章 实验研究及结果分析 |
| 5.1 原物料成分及含量 |
| 5.2 混酸浸出过程 |
| 5.2.1 实验试剂及装置 |
| 5.2.2 硫酸浓度混酸浸出的影响 |
| 5.2.2.1 硫酸加入比例对金属浸出率的影响 |
| 5.2.2.2 硫酸加入比例对硝酸氧化的影响 |
| 5.2.3 硝酸加入量的影响 |
| 5.2.4 盐酸加入量的影响 |
| 5.2.5 液固比的影响 |
| 5.2.6 反应温度的影响 |
| 5.2.7 反应时间的影响 |
| 5.3 热熔 |
| 5.3.1 硫酸比例对热熔富集的影响 |
| 5.4 热过滤 |
| 5.5 联合试验 |
| 5.5.1 敞开体系下联合试验 |
| 5.5.1.1 实验相关条件 |
| 5.5.1.2 实验结果及分析 |
| 5.5.2 密闭体系的联合试验 |
| 5.5.2.1 混酸氧化段实验条件的选择 |
| 5.5.2.2 混酸氧化实验装置图 |
| 5.5.2.3 实验试剂及方法 |
| 5.5.2.4 实验结果及讨论 |
| 5.5.2.4.1 元素锌、银的分析 |
| 5.5.2.4.2 元素硫的分析 |
| 5.5.2.4.3 其它元素的平衡及走向分析 |
| 5.6 返回浸出实验 |
| 5.7 小结 |
| 5.7.1 混酸浸出条件的优化 |
| 5.7.1.1 硫酸比例的影响 |
| 5.7.1.2 硝酸加入量的影响 |
| 5.7.1.3 盐酸加入量的影响 |
| 5.7.1.4 液固比、温度、反应时间的影响 |
| 5.7.2 分硫过程 |
| 5.7.2.1 热熔过程 |
| 5.7.2.2 热过滤 |
| 5.7.3 联合实验 |
| 5.7.3.1 敞开体系的联合实验 |
| 5.7.3.2 密闭体系的联合实验 |
| 5.7.4 返回浸出 |
| 第六章 结论 |
| 6.1、工艺流程 |
| 6.2、混酸浸出条件 |
| 6.3 锌的浸出与分离 |
| 6.3.1 锌的浸出 |
| 6.3.2 锌的分离 |
| 6.4 银的浸出 |
| 6.5 硫的提取 |
| 6.6 本研究存在的不足 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录 攻读硕士学位期间发表的论文 |
