一、含金氧化矿提金工艺的应用研究（论文文献综述）
张磊,郭学益,田庆华,衷水平,李栋,秦红[1]（2021）在《难处理金矿预处理方法研究进展及工业应用》文中认为单一易处理金矿资源日益枯竭,复杂难处理金矿资源已成为中国黄金工业生产的主要来源。难处理金矿预处理方法主要有加压氧化法、焙烧法、生物氧化法等。总结分析了主要预处理方法发展历程及国内外研究进展,重点阐述了国内外典型黄金冶炼厂预处理方法工业应用及指标对比,并对难处理金矿预处理方法未来研究方向进行了展望。
李浩宇[2]（2021）在《微波场中黄金浸出尾渣选择性氯化的工艺及机理研究》文中认为我国难处理黄金浸出尾渣产量大,渣中含有金、铜和铅等有价元素,是重要的二次资源。传统氯化焙烧可高效挥发其中的有价元素,然而存在焙烧温度高,且采用天然气或煤作为能源,存在二氧化碳排放量大和烟气洗涤困难等弊端。本论文提出了一种低温低排放的微波氯化焙烧新方法。研究了难处理金矿浸出尾渣的工艺矿物学特性。分析了尾渣中不同组分的介电特性随温度的变化规律,及氯化剂对尾渣介电特性的影响。对比研究了常规和微波氯化焙烧中不同温区各组分对固体氯化剂分解的影响,以及金的选择性氯化过程。系统研究了微波功率、氯化剂种类及用量、气氛和流量等因素对氯化焙烧过程的影响。评估了焙烧渣中氯和氰根等有害组分的脱除率,及其对环境的潜在影响。具体研究结论如下:（1）原料主要由Si、Fe、Al、O和S等元素构成,同时包含Au、Cu、Pb和Zn等有价元素;矿物粒度微细,脉石矿物组成复杂,尾渣中的金以微细粒单体金、硫化物包裹金和石英包裹金的形态赋存;氰化物含量较高,为危险废弃物。（2）在氯化焙烧过程中四种选定的氯化剂分解为含氯气体,黄金经选择性氯化以AuCl3气体形式逸出。四种氯化剂中Ca Cl2分解反应较易发生,可在黄金包裹体打开的温区下提供足够的含氯气体,强化黄金及氯元素的挥发。常规氯化焙烧中,在Ca Cl2添加量5%、空气流量100L/h、焙烧温度1273K和焙烧时间15min条件下,金和氯的挥发率分别达到81.23%和89.17%。（3）黄金浸出尾渣中主要组分Fe2O3和SiO2等物相的介电特性差异大,在微波加热过程中形成微区热点和组分间的微观裂纹,可强化氯化焙烧反应动力学。在微波氯化焙烧优化工艺参数焙烧温度1173K、焙烧时间15min、Ca Cl2添加量5%和空气流量100L/h条件下,金和氯的挥发率分别为81.87%和94.85%。与常规氯化焙烧相比,微波氯化焙烧温度可降低100℃。常规和微波氯化焙烧过程的反应活化能分别为40.9k J/mol和27.62k J/mol,相较于常规焙烧过程,微波焙烧过程反应活化能降低了32.47%。（4）经常规和微波氯化焙烧后,黄金浸出渣中氰根含量由515g/t分别下降至4.00g/t和2.45g/t,微波氯化焙烧渣浸出毒性更低。常规和微波氯化焙烧渣中氯含量分别为1.2%和0.22%,表明微波氯化焙烧中更多的含氯气体挥发至烟气中,强化Cu、Pb和Zn等元素的氯化挥发。微波氯化焙烧过程中,更高浓度的含氯气体挥发后经烟气洗涤实现氯元素循环利用,可降低Ca Cl2使用量。
赵瑜[3]（2021）在《高砷高硫金精矿常温常压预处理强化浸出工艺研究》文中认为近年来,金矿资源大量开发,国内高品位、易选金矿数量日益减少,低品位、复杂难处理金矿逐步成为目前黄金工业的主要资源来源。高砷高硫型难处理金矿是我国难处理金矿中最常见、分布最广泛的类型之一,其中伴生的S、As等杂质含量过高,金矿物以包裹体形式包裹于毒砂和黄铁矿之中,导致金矿物无法直接接触浸出剂,进而难以取得理想的浸出效果。因此,选择合适的预处理技术打开金矿物包裹体,是提高难处理金矿浸出效果,实现黄金资源提取技术指标飞跃的重要方法和手段。本文以缅甸某高砷高硫金精矿为研究对象,首先对其开展详细的工艺矿物学研究,通过多元素化学分析、X-射线衍射分析、MLA分析、电子探针分析以及电子显微镜分析等手段系统地研究了金精矿样品的元素组成、矿物组成、矿物嵌布特征、共生关系、金的赋存状态等;在工艺矿物学研究结果的指导下,在常温常压下采用氢氧化钠碱法预处理-绿色提金药剂（金虎1#）浸出的方法处理浸出该金精矿,通过优化预处理和金浸出工艺和条件,最终取得了良好的金浸出效果。工艺矿物学研究表明,该金精矿含Au 31.47g/t,其它主要元素As、Fe和S的含量分别为26.02%、32.93%和26.20%,三者含量合计达85.15%;主要矿物组成为黄铁矿和毒砂,两者含量分别为57.30%和28.28%;自然金和银金矿为主要含金矿物,两者中金分配率分别为34.91%和50.65%,晶格取代形式赋存于毒砂、黄铁矿等硫化物中的金分配率为14.29%;自然金和银金矿嵌布粒度细,两者在-19μm粒级中累计分布率分别高达95.75%和83.61%;此外,自然金和银金矿与黄铁矿和毒砂的包裹连生紧密,自然金和银金矿包裹体颗粒比例分别达62.50%和53.13%,单体颗粒分别仅为15.50%和15.63%。对该金精矿采用直接浸出工艺,金浸出率仅有46.81%,故论文采用“碱浸预处理-金浸出”工艺处理该金矿。通过预处理条件试验研究,确定最佳预处理条件为:磨矿20min（-38μm粒级占比为92.95%）,液固比6:1,不进行硫化钠脱药,氢氧化钠、预处理催化剂ZNT和预处理氧化剂加在磨机中,预处理p H=13,预处理催化剂ZNT 10kg/t,预处理氧化剂采用40kg/t双氧水,预处理时间12h。配合金浸出阶段（浸出24h,浸出p H=13,浸出剂金虎1#用量20kg/t）,上述最佳预处理工艺条件能够取得78.69%的金浸出率;通过对金浸出过程进行条件优化,确定最佳金浸出条件为:浸出时间8h、浸出剂金虎1#20kg/t、浸出p H=13,在上述条件下,获得金浸出率77.99%的指标;虽然对于金浸出过程的条件优化未能显着提高金浸出率,但显着缩短了浸出时间、控制了浸出剂用量,显着提高了浸出效率;通过对多段浸出工艺的探索研究,确定了最佳浸出工艺为“一次预处理-一次浸出-二次预处理-二次浸出”,最终此工艺可获得87.57%的金浸出率。本文通过系统的工艺矿物学研究以及预处理和金浸出工艺优化,最终在常温常压下通过常规的碱法预处理配合绿色提金剂金虎1#浸金实现了对该高砷高硫难处理金精矿的良好浸出,为该类难处理金矿资源绿色高效提金技术的进步做出了一定的贡献。
秦雪聪[4]（2021）在《黄铁矿及砷镍铅对硫代硫酸盐浸金的影响与调控机制研究》文中指出随着易处理金矿储量的持续减少和环境保护要求的日益严格,研发无毒、环境友好、适宜于复杂矿石的提金技术势在必行。硫代硫酸盐提金法因无毒、高效、环境友好、适宜处理复杂矿石的特点被认为是最具产业化应用前景的绿色提金技术。试剂耗量大、金回收困难、金的钝化严重制约了该提金工艺的产业化。课题组前期研究中构建的“Cu2+-en-S2O32-”浸金体系,大幅降低了试剂消耗。但伴生矿物及金属杂质对该体系影响机制尚不明了,难以实现有效调控。本文针对“Cu2+-en-S2O32-”体系,研究了分别含有砷、镍、铅单一杂质组分的黄铁矿以及杂质元素镍、铅对该浸金体系溶金过程的影响及机制。用水热法合成了结晶度好、纯度高的纯相黄铁矿、含镍黄铁矿和含铅黄铁矿,并探讨其吸收光谱、禁带宽度及光催化性能。结果发现纯相黄铁矿的吸收光谱和禁带宽度都与天然含砷黄铁矿相差不大,其半导体性能相近,含镍黄铁矿和含铅黄铁矿随着杂质含量的增加禁带宽度减小,光吸收性能和光催化性能增强。通过金箔浸出试验研究了天然含砷黄铁矿和纯相黄铁矿在“Cu2+-en-S2O32-”浸金体系中对金溶解的“钝化作用”和硫代硫酸盐降解的催化作用。探讨了天然含砷黄铁矿的粒度对浸金过程的影响和Au（S2O3）23-的吸附作用,以及体系的充氧量、光照等因素对含黄铁矿的浸金体系产生的影响。结果发现-0.106 mm至+0.074mm粒级的黄铁矿对金溶出的“钝化”作用和Au（S2O3）23-的吸附作用最小;在持续通氧或光照条件下,天然含砷黄铁矿会加速硫代硫酸盐的分解并且抑制金的溶解。在研究镍黄铁矿和含铅黄铁矿中杂质对其光吸收性质、光催化降解性质影响的基础上,考察这两种黄铁矿对于金的溶解、硫代硫酸盐的氧化分解以及Au（S2O3）23-的吸附作用的影响。结果表明随着黄铁矿中镍或铅杂质含量的增加,对金溶解的抑制作用、硫代硫酸盐降解的催化作用和Au（S2O3）23-的吸附能力都会增加。其中含镍黄铁矿会随着镍掺杂量的增加禁带宽度逐渐减小,导致含镍黄铁矿表面产生更多的电子-空穴对,促进了硫代硫酸盐的大量分解,光催化降解速率也随之增大,证明了硫代硫酸盐的催化降解与黄铁矿的半导体性质尤其是光致催化作用有关。研究了镍、铅离子对“Cu2+-en-S2O32-”体系浸金的影响及含砷黄铁矿存在下对金的溶出率的影响和作用机制。结果表明在该体系中,添加镍离子会抑制金的溶解并增加硫代硫酸盐耗量。主要原因是镍离子可与en络合形成稳定的Ni（en）22+,促进Cu（II）转化为Cu（Ⅰ）;但镍离子可有效消除含砷黄铁矿对金溶解的钝化作用,促进金的溶解,在34小时内,浸液中金的浓度达到22.5mg/L。通过XPS、SEM表征发现浸液中的镍离子可使得含铜硫化层大多吸附在了黄铁矿表面,可减弱甚至消除其对金表面“钝化”,促进了金的溶解;在“Cu2+-en-S2O32-”体系添加适当浓度的铅离子会在金箔表面形成二氧化铅斑点,与周围裸露的金形成Pb O2/Au微电池,加速金的溶解,并能降低硫代硫酸盐的消耗;在含有天然含砷黄铁矿的该体系中添加铅离子,亦可有效消除含砷黄铁矿对金溶解的钝化作用,在34小时内使金的浓度提高到21.75mg/L,但也加大了硫代硫酸盐耗量。最后探讨了以空穴-电子清除剂抑制含砷黄铁矿对硫代硫酸盐催化分解作用的可行性,发现氯化钾、乙酸钾、氯化钾、草酸钠和甲醇等能够有效降低含砷黄铁矿对硫代硫酸盐的催化分解作用并加速体系中金的溶出,使硫代硫酸盐耗量减少10%-15%,金浓度增加到18-21mg/L。上述研究结果为伴生黄铁矿存在下,“Cu2+-en-S2O32-”提金过程的调控提供了理论和实验方法参考,对推进该浸金体系的产业化应用具有实际指导意义。
陈树梁[5]（2021）在《表面修饰硅胶和氧化铝及其对Au（S2O3）23-的吸附性能与机制》文中研究表明硫代硫酸盐提金技术作为一种绿色环保的非氰提金工艺,是湿法冶金领域研究的热点之一。硫代硫酸盐提金技术的研究主要集中在金的溶出机理、浸出工艺的改进以及浸液中金的回收三方面。其中,缺乏行之有效且成本低廉的浸液中金的回收方法,是限制该技术实现产业化的主要原因。因此,对硫代硫酸盐浸金液中金的回收问题进行研究,具有重要意义。论文采用吸附法回收硫代硫酸盐浸金液中的金,制备出了能对硫代硫酸盐浸金液中金产生吸附的修饰硅胶（SG-SH）和修饰氧化铝（Al2O3-SH）材料,分析了材料表面修饰过程中的键合机理与模式,探讨了修饰硅胶和氧化铝对硫代硫酸盐溶液中对金的吸附性能,阐明了浸金体系中各物种成分影响金吸附的作用机制,并对载金硅胶或氧化铝的解吸-再生及实际应用进行了研究。研究结果表明,表面修饰可以改变硅胶和氧化铝的表面性质,增强硅胶和氧化铝对硫代硫酸盐溶液中金的吸附能力,其中以3-巯丙基三甲氧基硅烷（MPTMS）为改性剂时,效果最为明显。所制得的修饰硅胶和修饰氧化铝巯基含量分别为1.1 mmol/g和0.34 mmol/g,载金量分别为13.51 kg/t和13.41 kg/t。硅胶的表面修饰为一个化学键合的过程,改性剂能与硅胶表面的硅羟基发生缩合反应,在界面处形成Si-O-Si-C键,并且释放出甲醇,每个巯基底端对应形成1-3个新的Si-O-Si-C键。在硫代硫酸盐溶液中,体系p H值对修饰材料吸附金的影响较大,吸附过程中会释放出H+,弱碱性条件有利于金的吸附;硫代硫酸根在吸附过程中起到抑制作用,并且金的吸附为一个吸热过程。修饰硅胶和氧化铝对硫代硫酸盐溶液中金的吸附为配体交换过程,溶液中的Au（I）吸附在材料表面,材料表面的巯基发生去质子化作用与Au（I）形成金的硫醇盐络合物。吸附液中的浸金试剂会影响修饰硅胶对金的吸附,Cu（II）对金的吸附存在抑制作用,NH3或en（乙二胺）会促进修饰硅胶对溶液中金的吸附,Cu（II）与NH3或en络合形成的Cu（NH3）42+或Cu（en）22+络合物是影响修饰硅胶吸附金的主要物种,修饰硅胶表面的巯基被其氧化成二硫键,使得修饰硅胶对溶液中金的吸附能力下降。在对载金硅胶和载金氧化铝的解吸-再生工艺研究中,发现酸性硫脲溶液和硫代硫酸钠溶液可用于载金硅胶和载金氧化铝的解吸,解吸后的材料可直接用于硫代硫酸盐溶液中金的再吸附,循环性能良好。论文还研究了修饰硅胶和修饰氧化铝在实际浸金液中的吸附性能,发现经多段吸附后,修饰硅胶和修饰氧化铝可以实现对Cu（II）-NH3-S2O32-体系和Cu（II）-en-S2O32-体系浸金液中金的回收。最后通过量子化学计算对Au（S2O3）23-络合物的结构性质和材料表面金的吸附机理进行了分析,计算结果表明,Au（S2O3）23-络合物中的S2O32-是一种亚稳定的配体,在与Au（I）进行配位时,形成的Au-S键的键长为2.42A,S-Au-S键的键角为176.02°,Au（S2O3）23-络合物的结合能为-0.44 hartree,S2O32-配体与中心金属离子Au（I）之间发生了电荷转移,主要是由S2O32-中配位S原子的3s和3p轨道向Au（I）的6s轨道上转移。修饰材料能吸附硫代硫酸盐浸液中金的原因在于表面的巯基和硫醇阴离子与Au（I）的相互作用强于S2O32-,并且硫醇阴离子对Au（I）的结合能力比巯基的结合能力更强,所形成的络合物更稳定,材料表面的巯基在吸附过程中会转换成硫醇盐,释放出H+,使得溶液的p H值下降,Au（I）吸附在材料表面时,Au（I）的6s空轨道会与配体S之间形成σ健,硫原子在吸附过程中起主导作用。论文为硫代硫酸盐浸金液中金的回收提供了新的方法与思路,为硫代硫酸盐提金技术的发展提供了理论基础和技术支撑。
宋翔宇,张振,王君玉,李荣改[6]（2020）在《含金硫化矿碱性氧化提金研究现状与展望》文中提出从热力学、浸出动力学和电化学等方面,对碱法提金过程中硫化物和金的氧化溶出与钝化机理以及工艺的研究现状进行了系统的总结分析。结合自身研究情况,提出自配位同步溶出硫化矿中金和硫的技术思路,即通过充分利用含金硫化矿物中的硫,在碱性体系中直接生成具有氧化和配位能力的多硫化物及硫代硫酸盐来浸出金;在分析推测含金硫化矿地质成因的基础上,指出硫离子很可能是取代氰根浸金的有效途径;对该研究方向尚需解决的关键科技问题进行了探讨,指出碱性氧化体系中硫化物氧化转变为多硫化物溶金离子以及金硫配合物保持稳定的调控机制是该技术需要解决的最为关键的问题;该技术具有环境友好、流程短和成本低等优点,有很好的应用前景。
吴浩[7]（2021）在《含砷难浸金矿碱性加压自浸金机理及工艺研究》文中进行了进一步梳理含砷难处理金矿常需采用焙烧氧化、微生物氧化、化学氧化、加压氧化等手段进行预处理,直接进行氰化浸金很难达到理想的浸出效果。在碱性氧气氛围溶液中,含金硫化矿中黄铁矿、砷黄铁矿可被氧化生成具有浸金效应的产物-硫代硫酸盐。因此,在硫化矿碱性加压氧化预处理释放包裹金的同时,利用硫化矿氧化产生的硫代硫酸盐实现金矿溶解具有重要的研究意义。本文以含砷难处理浮选金精矿为研究对象,利用加压氧化过程中硫化矿的氧化产物完成自浸金过程,开展了碱性加压自浸金机理及工艺研究。结果表明在碱性加压条件下黄铁矿可被氧气氧化生成硫酸根、硫代硫酸根及亚硫酸根。生成的氧化渣主要为氧化铁、氧化亚铁、水合铁氧化物及氢氧化铁胶体。铁以二价和三价两种价态氧化物形式存在于矿物表面,形成絮状或海绵状钝化层。通过加入碳酸钠可提高黄铁矿氧化过程中铁的溶解度,去除黄铁矿表面铁氧化物钝化层,形成可溶性碳酸铁络合物,增加黄铁矿新鲜面暴露面积,从而促进黄铁矿氧化。同时,碳酸钠作为pH缓冲剂,调节自浸金体系的pH值,减缓硫代硫酸根氧化分解,有效提高硫代硫酸根的生成量与黄铁矿的氧化率。碱性条件下,常规氧化剂氧气易于将砷黄铁矿氧化为硫代硫酸盐、一硫代砷酸盐、砷酸盐及中间产物亚硫酸盐、亚砷酸盐。生成的氧化渣主要为未反应的砷黄铁矿以及氧化铁、氧化亚铁、水合铁氧化物针铁矿等铁氧化物,并含有少量结晶程度差的无定形氢氧化铁胶体。通过硫代硫酸盐无铜、铵溶金电化学研究发现,硫代硫酸盐溶金体系中若存在黄铁矿,可形成腐蚀电偶效应,发生潜在的电流相互作用。在温度热能的影响下,半导体黄铁矿会产生温差电动势电子-空穴对（热电效应）。电荷电子-空穴对的定向移动有助于金氧化过程中的电子转移,使氧气在低电位黄铁矿表面更有效被还原,提高金的溶解速率。黄铁矿的存在促使金电极腐蚀电位负移,腐蚀电流密度增大,增强了阳极金电极的腐蚀。同时,对比发现在碱性一硫代砷酸盐溶液中金的溶解速率远大于硫代硫酸盐溶液。浸出24 h,一硫代砷酸盐溶液中金溶解量为16 mg/L,而硫代硫酸盐溶液中金溶解量为6.3 mg/L,砷黄铁矿氧化产物一硫代砷酸盐可对金进行有效浸出溶解。优化含砷难浸金矿碱性加压自浸金工艺,在搅拌强度600 rpm,氧气压力0.5 MPa,NaOH用量0.6 M,液固质量比5:1,CMC用量0.1 g/L,浸金温度35℃,碳酸钠用量0.3 M条件下浸出18 h,金的浸出率可达90%以上。碱性加压氧化自浸金工艺具有环境友好、无烟气污染等特点。将预处理、浸出两个阶段合二为一,浸出流程短。利用硫化物自身氧化产物浸金,无需外加浸出剂,可有效降低成本。为含砷难处理金矿资源回收利用提供了一种新的技术方案。
王洪君[8]（2021）在《含钒碳质金矿氯化焙烧提取钒和金的基础及工艺研究》文中研究指明碳质金矿在我国金矿储量中占有重要比例,矿石中除含有较高的碳外,钒、钙、铅、砷、钾、镓、磷、硫、铊、钡等伴生元素的含量也相对较高。当碳质金矿中伴生有价金属时,采用常规氰化浸工艺出无法实现金及伴生有价金属的同步回收。此外,预处理后采用氰化、硫代硫酸盐以及硫脲等提金方法,虽可实现金的提取,但很难同时实现伴生金属的回收。本论文以含钒的碳质金矿为研究对象,采用氯化焙烧方法,通过固体氯化剂的添加实现钒和金的同步提取。在此过程中,利用氯化剂中的金属元素以及氯元素,使金以氯化金的形式挥发,钒转化为相应的可溶性钒酸盐,通过浸出-萃取使钒富集和回收。热力学研究表明,矿物组分的氯化优先顺序为ZnS>FeS2>ZnO>Au>Fe2O3>V2O3>V2O5,相较于氯化反应,FeS2更容易发生氧化反应生成SO2及相应的铁氧化物。仅在O2参与下,固体氯化剂无法直接热解析出Cl2,同时也无法与金直接进行反应,金的氯化过程需要固体氯化剂与矿石中的物料组分进行造氯反应生成Cl2。矿石中的硫化物、钒氧化物均可促进氯化剂的分解,生成相对应的硫酸盐、钒酸盐以及氯气。研究表明金氯化挥发机理:在低温焙烧（低于600℃）阶段,硫化矿与NaCl的造氯反应分为两种方式:一是直接与NaCl反应生成Cl2;二是硫化矿发生氧化反应生成中间产物SO2,SO2与NaCl反应生成Cl2,二者生成的Cl2与金发生氯化反应。在此温度内,云母晶体结构未被破坏,赋存在其中的钒无法与NaCl接触参与反应。在高温焙烧（高于600℃）阶段,云母晶体结构受到破坏,钒及NaCl被氧化,高价钒与钠结合转化为可溶于水的钒酸钠盐,生成Cl2与完成氯化反应。通过对不同氯化剂（NaCl、CaCl2）的优化工艺对比,确定了以NaCl为添加剂的氯化焙烧-水浸提取金、钒的工艺。氯化焙烧的最优条件NaCl用量10wt%、焙烧温度为800℃、焙烧时间为4h和空气流量为1 L/min。水浸最优条件液固比10:1、搅拌转速500r/min、浸出温度80℃和浸出时间4h,金的挥发率和钒的浸出率分别为92.01%和85.34%。金氯化挥发动力学研究表明,金氯化挥发受化学反应控制,表观活化能为40.61 kJ/mol;氯化焙烧可实现锌、金的同步挥发。钒浸出动力学研究表明,钒浸出过程为固膜扩散控制,表观活化能为15.74kJ/mol。通过不同萃取剂的优化工艺对比试验,确定了采用混合萃取剂（P507-N235）协同萃取钒的最优工艺。在萃取温度为25℃、萃取时间为8 min、pH=2、萃取剂浓度为20%（v/v）、N235:P507=1:2（v/v）和O/A比为2:1的最优条件下,经过三段逆流萃取得到负载钒（V）有机相。在H2SO4用量为2mol/L和O/A相比为2:1的条件下,对负载钒（V）有机相进行三段逆流萃取,可以实现98.56%钒（V）的萃取。P507-N235混合萃取剂的最大协同萃取系数R为2.21,即混合萃取剂对钒有协同萃取作用。通过工艺对比和优化条件试验,最终确定了以NaCl为添加剂、P507-N235为混合萃取剂的氯化焙烧提金-水浸-协同萃取提取钒的工艺,有效地实现了金和钒的分离和提取,金的挥发率为92.01%,钒的回收率为84.11%。氯化焙烧法能够克服常规氰化浸出以及硫脲法、硫代硫酸盐法、碳氯法等提金工艺,只能单独提取金的缺点。该法能够在提金的同时实现多金属的综合回收,且能够综合利用氯化剂中的阴、阳离子,相较于氰化具有环境友好的特点。氯化焙烧提取含钒碳质金矿中钒和金的工艺,为此类矿物资源的回收利用提供了一种新的技术参考。
苏保全[9]（2019）在《内蒙石英脉型金矿石氰化炭浆法提金工艺优化研究》文中研究表明我国黄金行业面临资源和环境的双重制约,本文以内蒙某石英脉金矿石为研究对象,通过工艺矿物学研究、全泥氰化试验和活性炭试验。对已有的提金工艺进行优化研究,对现有流程及生产辅助条件进行分析试验,进一步提高金的回收率。为该类型金矿的选金工艺提供可靠的技术支持和理论依据。通过矿物工艺矿物学研究表明:滤渣滤饼中有细粒的载金炭存在是造成金流失的根本原因;与此同时滤渣滤饼中少部分金矿物表面被氧化铅（其中还含有少量Cd）的薄膜污染,是造成金难以回收的主要原因。所以,必须通过炭浆法全泥氰化试验研究和活性炭研究来减少金的流失,进而达成提高回收率的目的。通过炭浆法全泥氰化试验研究来探索解决氰化钠浓度、浸出时间控制、矿浆浓度控制、磨矿细度控制以及对工艺中使用助浸剂的种类等问题。通过炭浆法全泥氰化试验研究探索出的最佳条件为:助浸剂种类不需要变化、磨矿细度控制在-0.074mm占90%、调浆浓度控制在40%、氰化钠浓度应该控制在800g/t,浸出时间控制在48h。通过炭浆法活性炭研究,探索出活性炭的粒度分布情况、不同的底炭密度条件活性炭的磨损情况、饱和时活性炭的载金品位和不同吸附时间活性炭的吸附率。通过炭浆法活性炭研究表明:底炭密度控制在12g/L时,既能保证活性炭的吸附率,又能降低活性炭的磨损率;通过活性炭的粒度分布情况研究,给出了补加炭筛的措施,将+2.8mm大粒炭和-1.43mm碎炭筛除后,能有效的解决此石英脉型金矿石滤渣中由细粒载金炭造成的金流失问题。通过研究最终将金的回收率从现有生产工艺的88.72%提高到90.8%。
鲁妍[10]（2018）在《废旧电子元器件镀覆金的剥离及金的控电位氯化浸出-萃取-还原提取》文中认为电子废弃物含有大量的稀贵、稀散和贱金属,已成为重要的二次资源,被称为“城市矿山”。因此,电子废弃物中金属的回收成为研究热点,特别是贵金属金。目前,对废旧元器件中金的提取,大多采用氰化法和王水化学提取法,存在着严重的环境污染风险;而硫脲、硫代硫酸盐和卤化法尚未应用到实际生产中。因此,急需研发高效、环保,同时具有产业化应用潜力的电子元器件中金的提取新方法和技术装备。为此,以环境友好—高效资源回收为出发点,本文研究了元器件中表面镀覆金的剥离方法及内含金的控电位氯化浸出—萃取—还原提取方法,建立了控电位氯化浸出—萃取—还原—废液净化的金提取工艺及设备装置,同时,对以上工艺进行了环境友好性和经济可行性分析。电子元器件表面镀覆金的剥离是通过氧化剂的强氧化作用将基板中的贱金属溶解,从而使表面镀覆金脱落并实现剥离的过程。通过对表面镀覆金剥离过程的因子设计和响应曲面设计,建立了剥金过程的二阶非线性模型,得出了过硫酸铵浓度、双氧水用量和反应温度的主因素和二阶作用,同时揭示了其对金剥离过程的影响规律,并通过模型对金剥离过程进行参数优化,得出最佳条件为:过硫酸铵浓度0.8mol/L、双氧水用量14.45 mL/30 mL溶液和反应温度80oC,在此条件下,金的剥离率为98.95%,纯度为93.11%。在此基础上,剥金过程动力学分析揭示金的剥离过程为缩核模型中的层扩散模型,其反应活化能（Ea）为10.57 kJ?mol-1。控电位氯化浸出—萃取—还原提取方法是通过控制溶液的氧化还原电位使物料中的贱、贵金属分别先后溶出,之后将得到的含金富集液进行萃取和还原的提取过程。针对以铜金为主的金属组分含金元器件,利用因素实验和响应曲面设计的方法,分别得出控电位浸铜和控电位浸金理论模型,以及影响浸铜和浸金过程的主因素和二阶作用,并揭示了各因素对浸铜和浸金过程的影响规律。利用模型分别对浸铜和浸金过程进行参数优化,结果显示,浸铜最优条件为反应时间为8 h、反应温度为75oC、硫酸浓度为150 g/L时,得到铜的浸出率为99.75%,与理论预算值（99.80%）基本一致;浸金最优条件为反应时间80 min,反应温度50oC,NaCl浓度17 g/L时,得到金的浸出率为92.85%,与理论预算值（92.95%）基本一致。萃取实验结果揭示,酸度对金的萃取率没有直接影响,当相比达到0.3时,金的萃取基本趋于完全,此时,金的萃取率达到95%。在100oC、1 h和相比1:1的条件下,经草酸还原,金的纯度达99.75%。利用控电位氯化浸出-萃取-还原工艺,对多金属组分含金元器件中的金进行提取,以验证该工艺的适用性,结果显示在优化条件下,金的浸出率为93.16%,萃取率为95.12%,回收金的纯度达98.54%。此外,经过破碎、磁选、涡流分选等工序处理后,铁的回收效率达98.75%、铝的回收效率达91.16%。在以上研究的基础上,建立了控电位氯化浸出-萃取-还原联合提金工艺,并自行研制提金装置,通过运行调试,基本达到实验室实验的结果,金的浸出率和萃取率分别为94.83%和95.38%,提取到的金的纯度可达99.64%。利用NaOH-FeSO4铁氧体法对控电位氯化浸出-萃取-还原提金工艺过程产生的含有重金属离子的废水进行处理并对废水处理过程产生沉淀物进行毒性浸出分析,结果显示处理后的水质低于国家标准,同时沉淀物不属于危险废物。通过Biwer-Henizle法对控电位氯化浸出-萃取-还原提金工艺进行环境友好性分析,得出相比于传统的王水浸出-萃取-还原提金,控电位氯化浸出—萃取—还原提金工艺具有污染风险更小的优势。以上研究为电子元器件中金的资源化回收及其实际应用提供理论依据与参考。
二、含金氧化矿提金工艺的应用研究（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、含金氧化矿提金工艺的应用研究（论文提纲范文）
（1）难处理金矿预处理方法研究进展及工业应用（论文提纲范文）
| 引 言 |
| 1 难处理金矿 |
| 2 难处理金矿预处理方法 |
| 2.1 焙烧法 |
| 2.2 加压氧化法 |
| 2.3 生物氧化法 |
| 2.4 其他预处理方法 |
| 2.4.1 碱性化学法 |
| 2.4.2 机械活化法 |
| 2.4.3 微波预处理法 |
| 3 国内外典型黄金冶炼厂预处理方法工业应用 |
| 3.1 国内应用实例 |
| 3.2 国外应用实例 |
| 4 结 语 |
（2）微波场中黄金浸出尾渣选择性氯化的工艺及机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 黄金的概述 |
| 1.1.1 黄金的性质及用途 |
| 1.1.2 黄金资源储量分布 |
| 1.2 黄金冶炼工艺的研究现状 |
| 1.2.1 氰化法 |
| 1.2.2 非氰化法 |
| 1.3 难处理金矿浸出渣的特征及处置 |
| 1.3.1 难处理金矿浸出渣概述 |
| 1.3.2 难处理金矿浸出渣的矿相特征 |
| 1.3.3 难处理金矿浸出渣的分类 |
| 1.3.4 难处理金矿浸出渣资源化及无害化处理 |
| 1.4 难处理金矿浸出渣处理技术研究现状 |
| 1.5 氯化焙烧产业化应用简述 |
| 1.6 微波加热原理及在矿冶中的应用 |
| 1.6.1 微波及微波加热 |
| 1.6.2 微波加热机理 |
| 1.6.3 微波加热特点 |
| 1.6.4 微波在矿冶中的应用简述 |
| 1.7 研究意义及内容 |
| 1.7.1 研究意义 |
| 1.7.2 研究内容 |
| 第二章 实验过程及方法 |
| 2.1 化学药剂 |
| 2.2 实验方案与流程 |
| 2.3 实验设备 |
| 2.3.1 常规焙烧实验设备 |
| 2.3.2 微波焙烧实验设备 |
| 2.4 物料介电特性测试 |
| 2.4.1 介电特性测试设备 |
| 2.4.2 介电特性测试原理 |
| 2.4.3 介电特性测试方法 |
| 2.5 表征分析方法 |
| 第三章 黄金浸出尾渣物相特征研究 |
| 3.1 黄金浸出尾渣表征 |
| 3.1.1 黄金浸出尾渣矿相分析 |
| 3.1.2 黄金浸出尾渣微区分析 |
| 3.2 黄金赋存状态分析 |
| 3.3 黄金包裹体矿物学分析 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 黄金浸出尾渣常规氯化焙烧的过程研究 |
| 4.1 氯化焙烧过程研究 |
| 4.1.1 氯化剂的分解反应研究 |
| 4.1.2 目标元素的氯化反应研究 |
| 4.2 常规氯化焙烧条件实验 |
| 4.2.1 氯化剂种类对金挥发率和氯脱除率的影响 |
| 4.2.2 焙烧温度对金挥发率和氯脱除率的影响 |
| 4.2.3 CaCl_2用量对金挥发率和氯脱除率的影响 |
| 4.2.4 焙烧气氛及流量对金挥发率和氯脱除率的影响 |
| 4.3 CaCl_2体系氯化焙烧过程 |
| 4.3.1 物相分析 |
| 4.3.2 热重分析 |
| 4.3.3 残留氰化物含量分析 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 黄金浸出尾渣介电特性研究 |
| 5.1 温度对介电参数影响的理论分析 |
| 5.2 渣中不同物相单元介电特性分析 |
| 5.2.1 温度对介电常数的影响 |
| 5.2.2 温度对介电损耗因子的影响 |
| 5.2.3 温度对介电损耗角正切的影响 |
| 5.2.4 温度对穿透深度的影响 |
| 5.2.5 温度对升温曲线的影响 |
| 5.2.6 渣中不同物相单元的介电特性分析 |
| 5.3 CaCl_2的添加对原料介电性能的影响 |
| 5.3.1 CaCl_2的添加对介电常数的影响 |
| 5.3.2 CaCl_2的添加对介电损耗因子的影响 |
| 5.3.3 CaCl_2的添加对介电损耗角正切的影响 |
| 5.3.4 CaCl_2的添加对微波穿透深度的影响 |
| 5.3.5 CaCl_2的添加对升温行为的影响 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 黄金浸出尾渣微波氯化焙烧的过程研究 |
| 6.1 微波氯化焙烧条件实验 |
| 6.1.1 微波功率对升温行为的影响 |
| 6.1.2 氯化剂种类对金挥发率和氯脱除率的影响 |
| 6.1.3 焙烧温度对金挥发率和氯脱除率的影响 |
| 6.1.4 CaCl_2含量对金挥发率和氯脱除率的影响 |
| 6.1.5 气氛及流量对金挥发率和氯脱除率的影响 |
| 6.2 微波焙烧过程分析及包裹体的物相转变 |
| 6.2.1 微波氯化焙烧过程分析 |
| 6.2.2 黄金包裹体的物相转变研究 |
| 6.3 原料及焙烧渣的表征分析 |
| 6.3.1 原料和微波焙烧渣的表征及对比分析 |
| 6.3.2 原料焙烧渣和混合料焙烧渣的表征及对比分析 |
| 6.3.3 微波焙烧渣和常规焙烧渣的表征及对比分析 |
| 6.4 焙烧渣后处理与指标分析 |
| 6.4.1 焙烧渣作为建材原料的可行性评估 |
| 6.4.2 微波强化有害组分的脱除过程分析 |
| 6.5 动力学分析 |
| 6.5.1 动力学模型分析 |
| 6.5.2 常规和微波氯化焙烧动力学分析 |
| 6.6 本章小结 |
| 第七章 结论、创新点及展望 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 创新点 |
| 7.3 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（3）高砷高硫金精矿常温常压预处理强化浸出工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 金矿资源概况 |
| 1.2 难处理金矿资源概况 |
| 1.2.1 难处理金矿资源分类及特征 |
| 1.2.2 难处理金矿处理难点 |
| 1.3 高砷高硫金矿资源利用研究概况 |
| 1.3.1 高砷高硫金矿资源特征 |
| 1.3.2 高砷高硫金矿预处理研究现状 |
| 1.3.3 高砷高硫金矿碱法预处理研究与应用概况 |
| 1.4 论文研究内容及意义 |
| 1.4.1 选题背景及意义 |
| 1.4.2 研究内容 |
| 第二章 试验材料与研究方法 |
| 2.1 试验材料 |
| 2.2 试验药剂和设备 |
| 2.3 研究方法 |
| 2.3.1 常温常压碱法预处理 |
| 2.3.2 浸出试验 |
| 第三章 工艺矿物学研究 |
| 3.1 化学多元素分析 |
| 3.2 矿物组成分析 |
| 3.2.1 X-射线衍射分析 |
| 3.2.2 MLA分析 |
| 3.3 金的赋存状态分析 |
| 3.3.1 X-射线能谱成分分析 |
| 3.3.2 电子探针成分分析 |
| 3.3.3 单矿物组中金含量分析 |
| 3.3.4 矿石中金赋存状态 |
| 3.4 金赋存矿物的矿物学特征 |
| 3.4.1 自然金的矿物学特征 |
| 3.4.2 银金矿的矿物学特征 |
| 3.4.3 毒砂的矿物学特征 |
| 3.4.4 黄铁矿的矿物学特征 |
| 3.5 金赋存矿物与其他矿物的共生关系 |
| 3.6 金赋存矿物的粒度分布特征 |
| 3.6.1 矿石的粒度分布及金的粒级分布率 |
| 3.6.2 自然金和银金矿的嵌布粒度特征 |
| 3.6.3 毒砂和黄铁矿的嵌布粒度特征 |
| 3.7 金赋存矿物的解离度特征 |
| 3.7.1 自然金和银金矿的解离度特征 |
| 3.7.2 毒砂和黄铁矿的解离度特征 |
| 3.8 本章小结 |
| 第四章 常温常压碱法预处理工艺研究 |
| 4.1 常温常压碱法预处理试验流程 |
| 4.2 基本浸出条件优化 |
| 4.2.1 磨矿试验 |
| 4.2.2 液固比条件试验 |
| 4.2.3 硫化钠脱药试验 |
| 4.2.4 是否预处理对比试验 |
| 4.3 预处理条件优化 |
| 4.3.1 预处理药剂加药点确定 |
| 4.3.2 预处理pH条件试验 |
| 4.3.3 预处理催化剂用量条件试验 |
| 4.3.4 预处理时间条件试验 |
| 4.3.5 预处理氧化剂助浸研究 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 预处理后强化浸金工艺研究 |
| 5.1 铅离子对金浸出率的影响 |
| 5.2 浸出剂种类与pH对金浸出率的影响 |
| 5.3 浸出时间对金浸出率的影响 |
| 5.4 浸出剂用量对金浸出率的影响 |
| 5.5 充气量对金浸出率的影响 |
| 5.6 分段强化浸出工艺探索 |
| 5.7 本章小结 |
| 第六章 主要结论与创新点 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 创新点 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 A 攻读硕士学位期间取得的主要研究成果 |
| 附录 B 攻读硕士学位期间参与的项目 |
| 附录 C 攻读硕士学位期间获得的荣誉和奖励 |
（4）黄铁矿及砷镍铅对硫代硫酸盐浸金的影响与调控机制研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 浸金方法概述 |
| 1.1.1 氰化法 |
| 1.1.2 非氰化法 |
| 1.2 硫代硫酸盐浸金技术研究现状及存在的问题 |
| 1.2.1 硫代硫酸盐法浸金的优势及存在的问题 |
| 1.2.2 共伴生矿物对硫代硫酸盐法浸金的影响 |
| 1.2.3 金表面的钝化 |
| 1.3 黄铁矿的基本性质及研究现状 |
| 1.3.1 黄铁矿结构 |
| 1.3.2 黄铁矿的半导体性质 |
| 1.3.3 人工合成黄铁矿研究现状 |
| 1.4 课题的提出 |
| 1.5 主要研究内容 |
| 1.6 研究意义 |
| 第二章 试验材料与方法 |
| 2.1 试验试剂与设备 |
| 2.1.1 试验原料 |
| 2.1.2 试验试剂 |
| 2.1.3 主要仪器设备 |
| 2.2 试验原材料及制备方法 |
| 2.2.1 Au(S_2O_3)_2~(3-)溶液的制备 |
| 2.2.2 纯相黄铁矿的合成 |
| 2.2.3 含铅黄铁矿的合成 |
| 2.2.4 含镍黄铁矿的合成 |
| 2.2.5 Au-PbO_2复合电极的制备 |
| 2.3 实验研究方法 |
| 2.3.1 纯金箔模拟浸出实验 |
| 2.3.2 黄铁矿对Au(S_2O_3)_2~(3-)的吸附实验 |
| 2.3.3 电化学实验 |
| 2.3.4 光催化降解实验 |
| 2.4 分析方法 |
| 2.4.1 浸出液中金浓度的分析 |
| 2.4.2 硫代硫酸盐消耗量的分析 |
| 2.4.3 Cu(en)_2~(2+)配合物浓度的测定 |
| 2.5 表征方法 |
| 2.5.1 X射线衍射分析 |
| 2.5.2 SEM-EDS分析 |
| 2.5.3 X射线光电子能谱分析(XPS) |
| 2.5.4 透射电子显微镜(TEM) |
| 2.5.5 循环伏安法测量 |
| 2.5.6 塔菲尔曲线的测量 |
| 2.5.7 紫外-可见分光光度法 |
| 第三章 含砷黄铁矿和纯相黄铁矿对硫代硫酸盐浸金的影响 |
| 3.1 纯相黄铁矿的合成与表征 |
| 3.1.1 合成黄铁矿的条件与纯度 |
| 3.1.2 合成黄铁矿的SEM和 TEM分析 |
| 3.2 含砷黄铁矿及纯相黄铁矿对Cu~(2+)-en- S_2O_3~(2-)体系浸金的影响 |
| 3.2.1 含砷黄铁矿及纯相黄铁矿对金溶解的影响 |
| 3.2.2 含砷黄铁矿及纯相黄铁矿对硫代硫酸盐分解的影响 |
| 3.3 含砷黄铁矿粒度对硫代硫酸盐浸金的影响 |
| 3.3.1 含砷黄铁矿粒度对硫代硫酸盐浸金的影响 |
| 3.3.2 含砷黄铁矿粒度对Au(S_2O_3)_2~(3-)吸附作用的影响 |
| 3.3.3 含砷黄铁矿粒度对Cu~(2+) -en(NH_3)-S_2O_3~(2-)浸金体系中Au(S_2O_3)_2~(3-)的吸附作用 |
| 3.4 光照及充氧条件下含砷黄铁矿对硫代硫酸盐浸金的影响 |
| 3.4.1 光照及充氧条件下含砷黄铁矿对Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系浸金的影响 |
| 3.4.2 光照及充氧条件下纯相黄铁矿对Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系浸金的影响 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 含镍黄铁矿对硫代硫酸盐浸金的影响 |
| 4.1 镍掺杂含量对于黄铁矿性质的影响 |
| 4.1.1 含镍黄铁矿的物相分析 |
| 4.1.2 镍掺杂量对合成产物半导体性质的影响 |
| 4.1.3 镍含量对合成产物光催化降解性质的影响 |
| 4.2 含镍黄铁矿对Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系浸金的影响 |
| 4.2.1 含镍黄铁矿对金浸出速率的影响 |
| 4.2.2 含镍黄铁矿对硫代硫酸盐消耗量的影响 |
| 4.2.3 含镍黄铁矿对 Cu(en)_2~(2+)消耗量的影响 |
| 4.3 含镍黄铁矿对 Cu~(2+)-en-S_2O_3~(2-)浸金的机理分析 |
| 4.3.1 浸出后金箔的XPS分析 |
| 4.3.2 浸出后含镍黄铁矿的XPS分析 |
| 4.3.3 浸出后金箔的SEM分析 |
| 4.3.4 浸出后含镍黄铁矿的 SEM 分析 |
| 4.3.5 Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)浸金体系中含镍黄铁矿对浸金的作用机理 |
| 4.4 含镍黄铁矿对金的吸附 |
| 4.4.1 含镍黄铁矿对Au(S_2O_3)_2~(3-)的吸附作用 |
| 4.4.2 吸附后含镍黄铁矿的 XPS 表征 |
| 4.4.3 吸附后纯相黄铁矿与含镍黄铁矿表面SEM表征 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 含铅黄铁矿对硫代硫酸盐浸金的影响 |
| 5.1 铅掺杂含量对于合成黄铁矿半导体性质的影响 |
| 5.1.1 铅掺杂黄铁矿的物相分析 |
| 5.1.2 铅含量对合成含铅黄铁矿半导体性质的影响 |
| 5.1.3 铅含量对合成产物光催化降解性质的影响 |
| 5.2 含铅黄铁矿对Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系浸金的影响 |
| 5.2.1 含铅黄铁矿对金浸出速率的影响 |
| 5.2.2 含铅黄铁矿对硫代硫酸盐消耗量的影响 |
| 5.3 含铅黄铁矿对 Cu~(2+)-en-S_2O_3~(2-)浸金的机理分析 |
| 5.3.1 浸出后金箔的 XPS 表征 |
| 5.3.2 浸出后黄铁矿的 XPS 表征 |
| 5.3.3 浸出后金箔的 SEM 表征 |
| 5.3.4 浸出后含铅黄铁矿的SEM表征 |
| 5.4 含铅黄铁矿对Au(S_2O_3)_2~(3-)的吸附作用 |
| 5.4.1 含铅黄铁矿对Au(S_2O_3)_2~(3-)的吸附 |
| 5.4.2 吸附Au(S_2O_3)_2~(3-)后含铅黄铁矿表面XPS表征 |
| 5.4.3 吸附后含铅黄铁矿表面SEM表征 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 铅、镍离子与含砷黄铁矿对铜-乙二胺-硫代硫酸盐浸金的影响 |
| 6.1 铅离子对硫代硫酸盐浸金的影响 |
| 6.1.1 铅离子对Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系浸金的影响 |
| 6.1.2 浸出后金表面形貌及物质的测定 |
| 6.1.3 铅离子影响Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系中金浸出的机理 |
| 6.2 铅离子消除含砷黄铁矿对金钝化机制的研究 |
| 6.2.1 铅离子与含砷黄铁矿对Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系浸金的影响 |
| 6.2.2 铅离子消除含砷黄铁矿对金钝化的机理分析 |
| 6.3 镍离子消除天然含砷黄铁矿对金钝化机制的研究 |
| 6.3.1 镍离子对Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系浸金的影响 |
| 6.3.2 浸出后金表面形貌及物质的测定 |
| 6.3.3 镍离子影响Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系中金浸出的机理 |
| 6.4 镍离子和含砷黄铁矿对硫代硫酸盐浸金的影响 |
| 6.4.1 镍离子与天然黄铁矿对Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系浸金的影响 |
| 6.4.2 浸出后金箔与黄铁矿的表征 |
| 6.4.3 镍离子消除黄铁矿对Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系中金钝化作用的机理研究 |
| 6.5 本章小结 |
| 第七章 天然含砷黄铁矿催化降解硫代硫酸盐的调控 |
| 7.1 空穴和电子清除剂对含砷黄铁矿催化硫代硫酸盐降解的影响 |
| 7.2 空穴和电子清除剂存在时天然含砷黄铁矿对Cu~(2+) -en(NH_3)-S_2O_3~(2-)浸金的影响 |
| 7.3 经过空穴和电子清除剂预处理后的天然含砷黄铁矿Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系浸金的影响 |
| 7.4 本章小结 |
| 第八章 结论与创新 |
| 8.1 结论 |
| 8.2 创新点 |
| 8.3 后续工作与展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 攻读博士期间的科研成果 |
（5）表面修饰硅胶和氧化铝及其对Au（S2O3）23-的吸附性能与机制（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 金的介绍 |
| 1.1.1 金的性质与用途 |
| 1.1.2 金矿资源的分布 |
| 1.2 硫代硫酸盐提金 |
| 1.2.1 提金方法的叙述 |
| 1.2.2 硫代硫酸根的结构和性质 |
| 1.2.3 硫代硫酸盐提金的发展史 |
| 1.2.4 硫代硫酸盐浸金原理 |
| 1.2.5 硫代硫酸盐提金法的优缺点 |
| 1.3 硫代硫酸盐浸金液中金的回收 |
| 1.3.1 置换法 |
| 1.3.2 活性炭吸附法 |
| 1.3.3 树脂吸附法 |
| 1.3.4 硅胶吸附法 |
| 1.3.5 磁性材料吸附法 |
| 1.3.6 溶剂萃取法 |
| 1.3.7 电沉积法 |
| 1.4 硅胶 |
| 1.4.1 硅胶的结构与性质 |
| 1.4.2 硅胶的表面修饰 |
| 1.4.3 修饰硅胶的应用 |
| 1.5 氧化铝 |
| 1.5.1 氧化铝的结构与性质 |
| 1.5.2 氧化铝的修饰 |
| 1.5.3 修饰氧化铝的应用 |
| 1.6 课题的提出 |
| 1.7 研究内容与意义 |
| 第二章 实验材料与方法 |
| 2.1 实验试剂与仪器 |
| 2.1.1 实验试剂 |
| 2.1.2 实验仪器设备 |
| 2.2 实验原材料及制备方法 |
| 2.2.1 Au(S_2O_3)_2~(3-)溶液的制备 |
| 2.2.2 修饰硅胶和氧化铝的制备 |
| 2.3 实验方法 |
| 2.3.1 吸附实验 |
| 2.3.2 解吸实验 |
| 2.3.3 实际金矿浸出实验 |
| 2.4 分析方法 |
| 2.4.1 吸附液中金含量的分析 |
| 2.4.2 吸附材料巯基含量的测定 |
| 2.5 表征方法 |
| 2.5.1 红外光谱分析 |
| 2.5.2 扫描电镜分析 |
| 2.5.3 X射线衍射分析 |
| 2.5.4 N_2吸附-解吸仪分析 |
| 2.5.5 X射线光电子能谱分析 |
| 2.5.6 原子吸收光谱仪分析 |
| 2.5.7 气相色谱分析 |
| 2.5.8 拉曼光谱 |
| 2.6 理论计算方法 |
| 第三章 硅胶的表面修饰及其对硫代硫酸盐溶液中金的吸附性能研究 |
| 3.1 修饰条件的优化实验 |
| 3.1.1 改性试剂的筛选 |
| 3.1.2 改性剂用量对金吸附的影响 |
| 3.1.3 改性温度对金吸附的影响 |
| 3.1.4 改性时间对金吸附的影响 |
| 3.2 修饰硅胶的表征 |
| 3.2.1 FT-IR分析 |
| 3.2.2 SEM-EDS分析 |
| 3.2.3 BET分析 |
| 3.2.4 GC分析 |
| 3.3 修饰硅胶对金的吸附性能 |
| 3.3.1 吸附时间对吸附率的影响 |
| 3.3.2 p H值的影响 |
| 3.3.3 硫代硫酸盐浓度的影响 |
| 3.3.4 初始金浓度的影响 |
| 3.3.5 吸附温度的影响 |
| 3.4 修饰硅胶对溶液中金的吸附机理 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 氧化铝的修饰及其对硫代硫酸盐溶液中金的吸附性能研究 |
| 4.1 修饰条件的优化实验 |
| 4.1.1 改性时间对金吸附的影响 |
| 4.1.2 改性剂用量对金吸附的影响 |
| 4.1.3 改性温度对金吸附的影响 |
| 4.2 修饰氧化铝的表征 |
| 4.2.1 FT-IR分析 |
| 4.2.2 拉曼光谱分析 |
| 4.2.3 SEM-EDS分析 |
| 4.2.4 BET分析 |
| 4.2.5 XRD分析 |
| 4.3 修饰氧化铝对金的吸附性能 |
| 4.3.1 吸附时间与吸附率关系与改性剂多级吸附性能 |
| 4.3.2 pH值的影响 |
| 4.3.3 硫代硫酸盐浓度的影响 |
| 4.3.4 初始金浓度的影响 |
| 4.4 修饰氧化铝对金的吸附机理 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 铜-氨(胺)体系中金的吸附性能研究 |
| 5.1 Cu(Ⅱ)对金吸附的影响 |
| 5.2 NH_3对金吸附的影响 |
| 5.3 en对金吸附的影响 |
| 5.4 Cu(Ⅱ)在NH_3和en溶液中的物种分布 |
| 5.4.1 Cu(Ⅱ)在不同浓度NH_3中的物种分布 |
| 5.4.2 Cu(Ⅱ)在不同浓度en中的物种分布 |
| 5.5 铜氨络离子对金吸附的影响 |
| 5.6 铜胺络离子对金吸附的影响 |
| 5.7 铜氨比对金吸附的影响 |
| 5.8 铜胺比对金吸附的影响 |
| 5.9 修饰硅胶失活原因分析 |
| 5.9.1 SEM-EDS分析 |
| 5.9.2 拉曼光谱分析 |
| 5.9.3 XPS分析 |
| 5.10 本章小结 |
| 第六章 载金硅胶和氧化铝的解吸、再生与实际浸液中的吸附 |
| 6.1 载金硅胶和氧化铝的解吸和再生 |
| 6.1.1 硫脲解吸 |
| 6.1.2 硫代硫酸盐解吸 |
| 6.2 实际浸金液中金的吸附性能研究 |
| 6.2.1 Cu(Ⅱ)-NH_3-S_2O_3~(2-)体系浸出液中金的吸附 |
| 6.2.2 Cu(Ⅱ)-en-S_2O_3~(2-)体系浸出液中金的吸附 |
| 6.3 本章小结 |
| 第七章 金在修饰硅胶和氧化铝表面吸附的理论计算 |
| 7.1 S_2O_3~(2-)的结构性质 |
| 7.2 Au(S_2O_3)_2~(3-)的结构 |
| 7.3 MPTMS的结构 |
| 7.4 金在吸附材料表面的吸附 |
| 7.5 本章小结 |
| 第八章 结论与创新点 |
| 8.1 结论 |
| 8.2 创新 |
| 8.3 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录A 攻读博士期间的科研成果 |
| 附录B 软硬酸碱分类 |
（6）含金硫化矿碱性氧化提金研究现状与展望（论文提纲范文）
| 1 硫化矿碱性氧化过程的基础理论研究 |
| 1.1 热力学、动力学及电化学研究 |
| 1.2 氧化过程中硫化矿表面钝化机理研究 |
| 1.3 小结 |
| 2 硫化矿碱性氧化体系浸金的基础理论研究 |
| 2.1 金溶出的热力学、动力学及电化学研究 |
| 2.2 碱性溶出过程中金的表面钝化研究 |
| 2.3 小结 |
| 3 硫化矿碱性氧化浸金的工艺研究 |
| 3.1 硫化矿碱性氧化浸金的工艺研究现状 |
| 3.2 小结 |
| 4 思考与展望 |
| 4.1 含金硫化矿地质形成原因推测与金硫自配位溶出的思考 |
| 4.2 含金硫化矿碱性环境金硫自配位溶出工艺存在的问题与展望 |
（7）含砷难浸金矿碱性加压自浸金机理及工艺研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 含砷金矿资源概述 |
| 2.1.1 难处理金矿资源类型特征 |
| 2.1.2 金矿难处理的原因 |
| 2.1.3 含砷金矿中砷对金浸出的影响 |
| 2.2 含砷金矿回收工艺研究及应用 |
| 2.2.1 含砷金矿预处理技术 |
| 2.2.2 金矿浸出方法研究现状 |
| 2.3 硫代硫酸盐浸金研究现状 |
| 2.3.1 硫代硫酸盐基本性质 |
| 2.3.2 硫代硫酸盐浸金基本原理 |
| 2.3.3 硫代硫酸盐浸金工艺的研究进展 |
| 2.3.4 硫代硫酸盐浸金存在的问题 |
| 2.3.5 硫代硫酸盐在硫化矿氧化过程中的原位生成 |
| 2.4 小结 |
| 3 研究内容与研究方法 |
| 3.1 研究目标 |
| 3.2 技术路线 |
| 3.3 研究内容 |
| 3.4 试验原料 |
| 3.4.1 试验矿石 |
| 3.4.2 试验药剂及仪器 |
| 3.5 研究方法 |
| 4 黄铁矿加压碱性氧化过程及物质转化规律 |
| 4.1 黄铁矿氧化热力学特征 |
| 4.2 黄铁矿氧化电化学响应特征 |
| 4.3 黄铁矿氧化生成产物分析 |
| 4.4 黄铁矿氧化工艺条件研究 |
| 4.4.1 粒度对黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 4.4.2 搅拌速率对黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 4.4.3 液固比对黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 4.4.4 氧压对黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 4.4.5 NaOH浓度对黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 4.4.6 温度对黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 4.5 碳酸钠添加对黄铁矿氧化反应过程优化 |
| 4.5.1 碳酸钠作用机制 |
| 4.5.2 碳酸钠作用试验研究 |
| 4.6 小结 |
| 5 砷黄铁矿加压碱性氧化过程及物质转化规律 |
| 5.1 砷黄铁矿氧化热力学特征 |
| 5.2 砷黄铁矿氧化电化学响应特征 |
| 5.3 砷黄铁矿氧化生成产物分析 |
| 5.4 砷黄铁矿氧化工艺条件研究 |
| 5.4.1 粒度对砷黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 5.4.2 搅拌转速对砷黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 5.4.3 液固比对砷黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 5.4.4 氧压对砷黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 5.4.5 NaOH浓度对砷黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 5.4.6 温度对砷黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 5.5 砷黄铁矿氧化动力学 |
| 5.5.1 氧化动力学方法基础 |
| 5.5.2 砷黄铁矿氧化动力学参数确定 |
| 5.6 砷黄铁矿氧化机理 |
| 5.7 小结 |
| 6 碱性加压氧化产物溶金性能研究 |
| 6.1 硫代硫酸盐碱性加压无铜、铵条件下溶金性能 |
| 6.1.1 硫代硫酸盐氧化过程 |
| 6.1.2 硫代硫酸盐稳定性研究 |
| 6.1.3 硫代硫酸盐无铜、铵溶金电化学 |
| 6.1.4 硫代硫酸盐碱性加压无铜、铵溶金性能 |
| 6.1.5 硫代硫酸盐碱性加压无铜、铵溶金机理 |
| 6.2 一硫代砷酸盐碱性溶液溶金性能 |
| 6.2.1 金在一硫代砷酸盐溶液中电化学溶解行为 |
| 6.2.2 金在一硫代砷酸盐溶液中溶解试验 |
| 6.2.3 金在一硫代砷酸盐溶液中溶解机理 |
| 6.3 小结 |
| 7 含砷难处理金矿碱性加压氧化自浸金工艺研究 |
| 7.1 碱性加压氧化自浸金工艺 |
| 7.1.1 粒度对含砷金精矿自浸金效率的影响 |
| 7.1.2 液固比对含砷金精矿自浸金效率的影响 |
| 7.1.3 氧气压力对含砷金精矿自浸金效率的影响 |
| 7.1.4 添加剂对含砷金精矿自浸金效率的影响 |
| 7.1.5 温度对含砷金精矿自浸金效率的影响 |
| 7.1.6 碱浓度对含砷金精矿自浸金效率的影响 |
| 7.1.7 碳酸钠对含砷金精矿自浸金效率的影响 |
| 7.2 含砷难处理金矿氧化产物分析 |
| 7.3 小结 |
| 8 结论 |
| 8.1 主要结论 |
| 8.2 创新点 |
| 参考文献 |
| 作者简历及在学研究成果 |
| 学位论文数据集 |
（8）含钒碳质金矿氯化焙烧提取钒和金的基础及工艺研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 难处理金矿概述 |
| 2.1.1 难处理金矿矿石特征 |
| 2.1.2 金矿难处理的原因 |
| 2.2 碳质金矿特点及处理方法 |
| 2.2.1 碳质金矿主要特点 |
| 2.2.2 氰化法处理碳质金矿 |
| 2.2.3 非氰化法浸出处理碳质金矿 |
| 2.3 氯化焙烧技术 |
| 2.3.1 原理概述 |
| 2.3.2 氯化焙烧技术应用 |
| 2.4 含钒溶液分离净化技术研究现状 |
| 2.4.1 化学沉淀法 |
| 2.4.2 离子交换法 |
| 2.4.3 溶剂萃取法 |
| 2.5 小结 |
| 3 试验材料与研究方法 |
| 3.1 研究内容以及研究目标 |
| 3.1.1 研究内容 |
| 3.1.2 研究目标 |
| 3.2 技术路线 |
| 3.3 研究方法 |
| 3.3.1 试验流程 |
| 3.3.2 含钒碳质金矿氯化焙烧试验 |
| 3.3.3 焙烧渣钒浸出试验 |
| 3.3.4 浸出液钒萃取试验 |
| 3.4 分析测试方法 |
| 3.5 试验药剂及仪器 |
| 3.6 试验原料 |
| 4 氯化焙烧提取钒和金热力学分析 |
| 4.1 NaCl为添加剂氯化焙烧过程热力学特性 |
| 4.2 CaCl_2为添加剂氯化焙烧过程热力学特性 |
| 4.3 温度对含钒碳质金矿氯化焙烧过程的影响 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 含钒碳质金矿氯化焙烧-浸出工艺研究 |
| 5.1 含钒碳质金矿NaCl焙烧-水浸试验 |
| 5.1.1 不同焙烧条件对钒浸出率和金挥发率的影响 |
| 5.1.2 NaCl焙烧过程中金氯化挥发动力学 |
| 5.1.3 氯化挥金过程中伴生金属锌的挥发行为 |
| 5.1.4 NaCl焙烧渣水浸提钒条件试验 |
| 5.1.5 NaCl焙烧渣钒水浸过程动力学 |
| 5.2 含钒碳质金矿CaCl_2焙烧-酸浸试验 |
| 5.2.1 不同焙烧条件对钒浸出率和金挥发率的影响 |
| 5.2.2 CaCl_2焙烧过程中金氯化挥发动力学 |
| 5.2.3 CaCl_2焙烧渣酸浸提钒条件试验 |
| 5.2.4 CaCl_2焙烧渣钒酸浸过程动力学 |
| 5.3 最优工艺流程的确定 |
| 5.4 小结 |
| 6 氯化焙烧过程金的氯化挥发机理研究 |
| 6.1 氯化焙烧固体产物分析 |
| 6.1.1 不同焙烧温度下氯化焙烧渣固体产物分析 |
| 6.1.2 不同焙烧时间下氯化焙烧渣固体产物分析 |
| 6.2 硫、钒对金氯化挥发的影响 |
| 6.3 金的氯化挥发过程 |
| 6.4 小结 |
| 7 提钒浸出液萃取法回收钒的研究 |
| 7.1 P507-N235协同萃取钒 |
| 7.1.1 pH值对钒萃取率的影响 |
| 7.1.2 萃取剂浓度对钒萃取率的影响 |
| 7.1.3 N235和P507体积比的影响 |
| 7.1.4 O/A相比对钒萃取率的影响 |
| 7.1.5 钒的萃取等温线 |
| 7.1.6 硫酸浓度对钒反萃率的影响 |
| 7.1.7 钒的反萃等温线 |
| 7.1.8 N235-P507协同系数的确定 |
| 7.1.9 V(V)协同萃取的萃取化学计量数研究 |
| 7.2 P204萃取钒的研究 |
| 7.2.1 pH值对钒萃取率的影响 |
| 7.2.2 O/A相比对钒萃取率的影响 |
| 7.2.3 P204浓度对钒萃取率的影响 |
| 7.2.4 钒萃取等温线 |
| 7.2.5 硫酸浓度对钒反萃取的影响 |
| 7.2.6 钒的反萃等温线 |
| 7.3 最优工艺流程的确定 |
| 7.4 小结 |
| 8 结论与创新点 |
| 8.1 结论 |
| 8.2 创新点 |
| 参考文献 |
| 作者简历及在学研究成果 |
| 学位论文数据集 |
（9）内蒙石英脉型金矿石氰化炭浆法提金工艺优化研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 1.1 选题的背景 |
| 1.2 选题的目的和意义 |
| 1.3 国内外研究现状 |
| 1.4 研究内容和方法 |
| 1.4.1 研究内容 |
| 1.4.2 研究方法 |
| 1.4.3 技术路线 |
| 1.4.4 创新点 |
| 2 生产工艺概况 |
| 2.1 工艺流程 |
| 2.2 工艺流程描述 |
| 2.3 初期工艺指标 |
| 2.4 生产工艺指标 |
| 2.5 生产工艺概况小结 |
| 3 工艺矿物学研究 |
| 3.1 取样方法 |
| 3.2 试样制备方案 |
| 3.3 浸渣滤饼中金的赋存状态研究 |
| 3.4 原矿矿相分析 |
| 3.4.1 原矿物理性质 |
| 3.4.2 原矿的组成 |
| 3.4.3 矿石结构构造 |
| 3.4.4 原矿矿相分析小结 |
| 3.5 原矿碳物相分析 |
| 3.6 对现场浸渣滤饼的考查 |
| 3.6.1 浸渣滤饼组成分析 |
| 3.6.2 浸渣滤饼金的粒度和形态特征 |
| 3.7 工艺矿物学研究小结 |
| 4 全泥氰化试验研究 |
| 4.1 探索试验 |
| 4.1.1 全泥氰化探索试验 |
| 4.1.2 重选—氰化预浸试验 |
| 4.1.3 探索试验小结 |
| 4.2 氰化钠浓度及浸出时间关系试验 |
| 4.3 助浸试验 |
| 4.4 矿浆浓度试验 |
| 4.5 磨矿细度试验 |
| 4.6 最佳条件验证试验 |
| 4.7 贵液品位和浸出时间关系 |
| 4.8 全泥氰化试验小结 |
| 5 活性炭试验研究 |
| 5.1 物理性能测定 |
| 5.1.1 堆比重测定和碘值测定 |
| 5.1.2 炭的预处理 |
| 5.1.3 活性炭磨损试验 |
| 5.2 活性炭的饱和吸附容量试验 |
| 5.3 不同时间的炭吸附试验 |
| 5.4 炭浆法提金试验小结 |
| 6 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 展望 |
| 参考文献 |
| 在学研究成果 |
| 致谢 |
（10）废旧电子元器件镀覆金的剥离及金的控电位氯化浸出-萃取-还原提取（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.2 废旧元器件资源化利用现状 |
| 1.2.1 机械破碎-物理分选技术 |
| 1.2.2 火法处理技术 |
| 1.2.3 湿法处理技术 |
| 1.3 废旧电子元器件中金的回收现状 |
| 1.3.1 金回收的预处理工艺 |
| 1.3.2 金回收的浸出工艺 |
| 1.3.3 金的提纯与还原工艺 |
| 1.3.4 金的浸出-提纯还原联合工艺 |
| 1.4 论文的研究目的与内容 |
| 1.4.1 研究目的 |
| 1.4.2 研究内容 |
| 1.4.3 技术路线 |
| 第二章 镀覆金的剥离工艺研究 |
| 2.1 引言 |
| 2.2 实验材料与方法 |
| 2.2.1 实验材料 |
| 2.2.2 实验方法 |
| 2.3 实验结果与讨论 |
| 2.3.1 金的剥离工艺设计 |
| 2.3.2 结果验证 |
| 2.3.3 动力学分析 |
| 2.3.4 机理分析 |
| 2.4 环境与经济分析 |
| 2.5 本章小结 |
| 第三章 控电位氯化浸出工艺及理论研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 控电位氯化浸出工艺概述 |
| 3.2.1 控电位氯化浸出原理 |
| 3.2.2 控电位氯化浸出工艺的研究现状 |
| 3.3 控电位氯化浸出工艺体系的选择 |
| 3.3.1 浸出工艺的介质 |
| 3.3.2 氧化剂的选择 |
| 3.4 浸出体系电位的理论分析 |
| 3.4.1 Me—Liqud—H_2O体系电位的计算 |
| 3.4.2 Cu—Cl-—H_2O体系电化学平衡 |
| 3.4.3 Au—Cl-—H_2O体系电化学平衡 |
| 3.4.4 ClO_3—Au—H_2O体系电化学平衡 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 铜金组分为主的元器件中金的控电位氯化浸出-萃取-还原提取 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 金属成分的富集 |
| 4.2.1 实验方法与材料 |
| 4.2.1.1 实验材料 |
| 4.2.1.2 实验方法 |
| 4.2.2 实验结果与讨论 |
| 4.3 控电位氯化分离铜 |
| 4.3.1 实验材料与方法 |
| 4.3.1.1 主要试剂和仪器 |
| 4.3.1.2 实验方法与步骤 |
| 4.3.2 实验结果与讨论 |
| 4.3.2.1 体系电位与金属浸出率的关系 |
| 4.3.2.2 单因素实验 |
| 4.3.2.3 三维响应曲面优化分析浸铜参数 |
| 4.3.2.4 浸铜过程中离子行为分析 |
| 4.3.2.5 产物分析 |
| 4.4 控电位氯化浸金 |
| 4.4.1 实验材料与方法 |
| 4.4.1.1 主要试剂和设备 |
| 4.4.1.2 实验方法与步骤 |
| 4.4.2 实验结果与讨论 |
| 4.4.2.1 单因素实验 |
| 4.4.2.2 三维响应曲面法优化浸金参数 |
| 4.4.2.3 浸金过程离子行为分析 |
| 4.4.2.4 产物分析 |
| 4.5 金的萃取和还原 |
| 4.5.1 萃取体系的选取 |
| 4.5.2 萃取机理 |
| 4.5.3 萃取的基本参数 |
| 4.5.4 实验材料与方法 |
| 4.5.4.1 主要试剂和设备 |
| 4.5.4.2 实验步骤 |
| 4.5.5 实验结果与讨论 |
| 4.5.5.1 酸度对金萃取率的影响 |
| 4.5.5.2 相比对金萃取的影响 |
| 4.5.5.3 金的还原 |
| 4.6 本章小结 |
| 第五章 多金属组分含金元器件中金的控电位氯化浸出-萃取-还原提取 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 废旧晶振的结构 |
| 5.3 废旧晶振的预处理 |
| 5.3.1 实验方法 |
| 5.3.2 实验设备 |
| 5.3.3 实验结果与讨论 |
| 5.4 热解固体残留物中金的提取 |
| 5.4.1 实验方法 |
| 5.4.2 实验试剂与设备 |
| 5.4.3 实验结果与讨论 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 控电位氯化法提金装置的研发及废液的环保处理和环境与经济分析 |
| 6.1 引言 |
| 6.2 控电位氯化浸取-萃取-还原提金装置的研发 |
| 6.2.1 联合工艺的建立 |
| 6.2.2 装置的设计 |
| 6.2.3 装置的制造 |
| 6.3 废液的环保处理 |
| 6.3.1 实验材料与方法 |
| 6.3.1.1 主要试剂和设备 |
| 6.3.1.2 实验方法 |
| 6.3.2 实验结果与讨论 |
| 6.4 环境分析 |
| 6.4.1 环境分析方法 |
| 6.4.2 工艺流程概述 |
| 6.4.3 环境友好性分析 |
| 6.5 经济可行性分析 |
| 6.5.1 成本分析 |
| 6.5.2 收益分析 |
| 6.6 本章小结 |
| 结论与展望 |
| 结论 |
| 展望 |
| 创新点 |
| 参考文献 |
| 科研成果 |
| 发表论文 |
| 申请专利 |
| 致谢 |
四、含金氧化矿提金工艺的应用研究（论文参考文献）
- [1]难处理金矿预处理方法研究进展及工业应用[J]. 张磊,郭学益,田庆华,衷水平,李栋,秦红. 黄金, 2021(06)
- [2]微波场中黄金浸出尾渣选择性氯化的工艺及机理研究[D]. 李浩宇. 昆明理工大学, 2021(02)
- [3]高砷高硫金精矿常温常压预处理强化浸出工艺研究[D]. 赵瑜. 昆明理工大学, 2021(01)
- [4]黄铁矿及砷镍铅对硫代硫酸盐浸金的影响与调控机制研究[D]. 秦雪聪. 昆明理工大学, 2021(02)
- [5]表面修饰硅胶和氧化铝及其对Au（S2O3）23-的吸附性能与机制[D]. 陈树梁. 昆明理工大学, 2021(02)
- [6]含金硫化矿碱性氧化提金研究现状与展望[J]. 宋翔宇,张振,王君玉,李荣改. 黄金科学技术, 2020(06)
- [7]含砷难浸金矿碱性加压自浸金机理及工艺研究[D]. 吴浩. 北京科技大学, 2021(02)
- [8]含钒碳质金矿氯化焙烧提取钒和金的基础及工艺研究[D]. 王洪君. 北京科技大学, 2021
- [9]内蒙石英脉型金矿石氰化炭浆法提金工艺优化研究[D]. 苏保全. 内蒙古科技大学, 2019(03)
- [10]废旧电子元器件镀覆金的剥离及金的控电位氯化浸出-萃取-还原提取[D]. 鲁妍. 上海交通大学, 2018(01)