一、氨法处理氧化锌矿制取电锌（论文文献综述）
邵鸿媚[1]（2017）在《氧化锌矿清洁高附加值综合利用及反应过程分析》文中研究说明氧化锌矿是锌的次生矿,成分复杂,主要的含锌矿相为硅酸锌（Zn2SiO4）、异极矿[Zn4（Si2O7）（OH）2·H2O]、水锌矿[3Zn（OH）2·2ZnCO3]和菱锌矿（ZnCO3）等。随着硫化锌矿资源的日渐枯竭,氧化锌矿的开发利用显得尤为迫切。本工作以清洁、高效、综合利用氧化锌矿为原则,提出了氧化锌矿资源清洁、高效综合利用的新思路。本工作的研究内容主要从以下几个方面展开:采用硫酸铵焙烧氧化锌矿提锌,实现锌与铅、硅的分离,焙烧尾气硫酸吸收;硫酸锌溶液净化后制备Zn产品,硫酸铵溶液蒸浓结晶后循环利用;碳酸氢铵-盐酸转化法提取铅和锶后采用NaOH熔融焙烧硅渣制取Na2SiO3,经溶出与铁分离;尾渣磁选回收铁。分步碳分Na2SiO3溶液制备SiO2沉淀和碳酸钠溶液;采用活性氢氧化钙乳液苛化碳酸钠/硅酸钠溶液得到NaOH溶液和CaCO3/CaSi03沉淀,NaOH溶液蒸浓结晶返回焙烧硅渣,循环利用。整个流程综合提取利用氧化锌矿中的有价组分,制备ZnO、Fe2O3、SiO2、CaCO3、CaSiO3等产品,水和反应介质硫酸铵、NaOH循环利用。研究得到了以下结论。（1）硫酸铵低温焙烧氧化锌矿的优化反应条件为:铵矿比1.4:1、反应温度475℃、反应时间60min。影响氧化锌矿中锌提取率的因素主次顺序是物料配比、反应温度和反应时间。1#、2#和3#氧化锌矿中锌的提取率均达到98%。焙烧中ZnCO3/ZnO与（NH4）2SO4优先反应,生成硫酸锌铵。氧化铁与硫酸铵反应生成（NH4）3Fe（SO4）3,继续升温生成NH4Fe（SO4）2。J400℃以上,硅酸锌与硫酸铵及分解产物反应生成硫酸锌铵,CaCO3和PbO/PbCO3转化为CaSO4和PbSO4,（NH4）2Zn（SO4）2分解生成ZnSO4。ZnSO4和（NH4）2Zn（SO4）2均可溶于水,经水溶实现Zn与Si、Pb的分离。（2）硫酸铵焙烧氧化锌矿的TG-DTA曲线上在60℃、200℃、290℃和400℃处有四个明显的吸热峰:第一个吸热峰是水分脱除峰;第二个吸热峰为硫酸铵的分解反应;第三个吸热峰主要为碳酸锌和硫酸铵的分解反应,锌和铁的化合物与硫酸铵的反应。第四个吸热峰主要为硫酸锌铵分解为硫酸锌以及碳酸钙和碳酸铅向硫酸盐的转化。第三个和第四个吸热峰的反应速率方程为:dα/dt = Aexp（-E/RT）（1-α）n = 4.89×104 exp（-103980/RT）（1-α）0.9676 dt/dt = A exp（-E/RT）（1-α）n = 3.58 × 1 04 exp（-109070/RT）（1-α）0.9166（3）造矾反应温度、反应时间、反应终点溶液pH值和铁离子初始浓度均对除铁率有明显影响,在初始Fe3+浓度9.45g.L-1条件下,合适的造矾条件为:反应温度95℃、反应时间3.5h、反应终点溶液pH值3.0。造矾结束后溶液中铁离子浓度低于0.3g·L-1。黄铵铁矾晶体为分散性良好、外形规则的花簇状颗粒,由多个小颗粒构成。反应温度对沉铝率影响明显,而反应时间无明显影响,合适的沉铝条件为反应温度80℃、反应时间10min、终点pH值5.4-5.6。黄铵铁矾水解的适宜条件为:水解温度90℃、水解时间30min、水解pH值12、液固比4:1,水解率约为91%,水解产物焙烧得到高纯Fe2O3产品,为规则的花簇状颗粒。铝酸钠溶液碳分的合适条件为碳分温度75℃、碳分终点溶液pH值9,碳分氢氧化铝为结构松散的纤维状聚合体,纯度较高。（4）沉淀法得到的ZnO粉体均为六角纤锌矿结构,粒度分布均匀。在催化剂存在的条件下,煤还原硫酸钠的合适反应条件为:硫酸钠和煤摩尔配比1:8、反应温度700℃、反应时间4h,此时硫酸钠的转化率约80%;CO还原硫酸钠的合适反应条件为:反应温度675℃、反应时间2h、物料厚度≤4cm,此时硫酸钠的转化率接近95%;H2还原硫酸钠的合适反应条件为:反应温度610℃、反应时间1.5h、物料厚度≤4cm,此时硫酸钠的转化率约95%。（5）水热法所得不同形貌ZnO粉体均为六角纤锌矿结构。OH-/Zn2+摩尔配比、反应温度、反应时间均对ZnO粉体的微观形貌有显着影响。OH-/Zn2+摩尔配比和反应温度的增加,促使ZnO粉体由片状花簇向六棱针状和棒状花簇转变。但当温度过高或OH-/Zn2+摩尔配比过大,棒状花簇过分生长破坏花状结构。制备花状结构ZnO粉体的适宜反应条件为OH-/Zn2+摩尔配比5、反应温度150℃、反应时间8h。片状、棒状、花状结构ZnO粉体的生长过程主要包括:Zn2+生成Zn（OH）42-、Zn（OH）42-脱水、形成ZnO晶核、生成不同形貌的ZnO晶体等过程。（6）碱熔融焙烧提锌渣的合适反应条件为:反应温度500℃、恒温时间90min,渣碱摩尔配比因物料成分不同略有变化。焙烧中SiO2与NaOH反应先生成Na2SiO3,升温Na2SiO3变成Na4SiO4;部分Na4SiO4生成Na2CaSiO4。含铅物相与NaOH反应生成Na4PbO4,Na4PbO4升温得到Na6PbO5,部分Na4PbO4反应生成不溶性的Ca2PbO4。Na4SiO4溶于水,Na2CaSiO4难溶,而Ca2PbO4不溶于水,因而影响了硅和铅的提取率。（7）在80℃、CO2气体流速0.5L·min-1、搅拌速率400r·min-1条件下合适的碳分终点pH值为8.5,二氧化硅沉淀率达96%,二氧化硅为非晶态的球形颗粒,热稳定性良好,在1100℃开始晶型转变。指标符合符合行业标准HG/T3061-2009。在搅拌速率400r·min-1、活性氢氧化钙乳液168g·L-1条件下苛化的合适反应条件为:物料配比Ca（OH）2:Na2CO31.2:1、碳酸钠浓度40-100g·L-1、苛化温度90℃、苛化时间45min,该条件下苛化率约95%。苛化产品指标优于沉淀碳酸钙行业标准一等品指标。活性氢氧化钙乳液苛化硅酸钠溶液,以十二烷基硫酸钠和十六烷基三甲基溴化铵为分散剂可以得到均匀规则的CaSiO3纤维晶须。以十二烷基硫酸钠为分散剂,制备纤维状CaSiO3晶须的合适反应条件为:NaSiO3:Ca（OH）2摩尔配比1:1、反应温度220℃、反应时间9h、质量百分含量10%的十二烷基硫酸钠溶液用量8-12mL、硅酸钠溶液浓度0.05mol·L-1。
刘芳玲[2]（2017）在《高炉瓦斯灰氨法浸出—萃取—电解锌工艺的研究》文中指出在钢铁生产过程中有大量的含锌粉尘产生。返回烧结配料会影响烧结料层的透气性,同时在炼铁过程中锌不断积累,易在高炉上部结瘤而降低高炉使用寿命。目前,国内很多采用火法工艺（如转底炉法及回转窑法）处理含锌粉尘,但其存在投资大及能耗高等问题,极大地限制了这种工艺的推广。所以,本课题根据湿法冶金的选择性浸出原理提出采用氨法浸出-浸出液萃取锌-电解锌的工艺来处理低锌高炉瓦斯灰,此工艺不仅使资源得到了综合利用,而且达到了节能减排的目的。对某公司低锌低锌高炉瓦斯灰氨-氯化铵浸出进行了研究,试验结果显示,在浸出剂为5 mol·L-1的氨水、5 mol·L-1的氯化铵、液固比6:1、浸出时间为3 h、搅拌转速为360 r·min-1及浸出温度为35℃的条件下浸出瓦斯灰,锌浸出率高达84.89%。研究各种因素对P204萃取剂从含锌的NH3-NH4Cl溶液萃取锌的影响,获得的萃取锌最佳萃取条件为:体积分数为25%的P204,磺化煤油为稀释剂,萃取时间为40 min,萃取相比为1/1,初始pH为7.5,萃取温度35℃,反萃时硫酸溶液的质量分数为10%。在此萃取条件下,萃锌的萃取率稳定在95.52%以上。三级逆流萃取及三级错流萃取锌的萃取率分别为99.59%及99.78%,均比单一的一级萃取锌的萃取率更高。获得的反萃最佳工艺条件为,硫酸溶液的质量分数为30%、反萃水相体积15 m L及反萃温度为35℃。在此条件下进行反萃,可获得最大富集锌浓度。瓦斯灰氨性浸出液选择P204作萃取剂及硫酸体系作反萃剂是合适的,P204萃取剂再生循环使用次数高,反萃富集锌的效果较好。对反萃水相进行电沉积锌的实验研究,结果显示,在电流密度为800 A·m-2,极距为1.8 cm,电解液pH为1.0,电解温度为50℃,添加剂含量为0.05 g·L-1,电解液初始锌浓度为27.39 g·L-1的条件下电积锌的效果最好,电流效率最佳。
陈志红[3]（2017）在《低品位氧化锌矿资源化利用的工业生产研究》文中进行了进一步梳理我国的铅、锌矿产资源丰富。铅、锌矿的类型主要包括硫化矿、氧化矿和混合矿等;在已探明的铅锌矿资源储量中氧化铅锌矿约占1/5,主要分布在西南和西北两大铅锌基地。目前,铅、锌生产主要采用硫化矿精矿,对于低品位的氧化矿,由于没有成熟的选矿工艺和有效的选矿药剂,极难分选或选矿指标不理想,工业开发利用程度极低,低品位氧化矿的高效开发利用是行业面临的共性技术问题。陕西某矿山公司是集铅、锌采选冶一体化的有色金属生产企业,已探明的氧化矿（Zn+Pb10%）约60万吨,其中可开采的保守储量约32万吨,已开采堆存的氧化锌矿约8万吨。近年来,受产业政策和环境保护的限制,公司原烧结-鼓风炉-烟化炉处理硫化铅精粉已经停止生产,为减少损失,提高企业经济效益,如何利用原有设备开展新产品生产已经成为其可持续发展关键之一。本文在分析研究原有烟化炉的设备特点、文献和相关生产实践基础上,对采用低品位氧化锌矿原料直接烟化炉处理提锌的可能性进行了分析。通过理论计算和对原有烟化炉的局部改造设计,并确定了全冷料烟化炉直接处理氧化矿的热工条件和生产工艺参数,成功应用于工业生产,主要研究内容和成果如下:（1）基于氧化矿还原的热力学分析,确定烟化炉渣型和生产物料配比,进行了烟化炉处理氧化矿工艺物料和热量平衡计算。（2）为满足全冷料烟化炉工艺不同于原热料入炉工艺的生产要求,对原有烟化炉的冷却水套、风嘴、温度测量、加料系统和收尘系统等方面的改造措施进行了设计和论述。（3）进行了10个月的氧化矿烟化炉提锌工业试生产,期间重点分析研究了烟化温度、时间、鼓风风量、风压、强度和给煤频率等对指标的影响,在此基础上确定了全冷料生产工艺参数。（4）工业试生产结果表明:烟化炉处理低品位氧化锌矿时,铅、锌的挥发率较高,锌挥发率:86.51%,铅挥发率:88.95%,燃煤率24.8%。吹炼采用碱性渣型合理,熔渣的熔点、黏度较低,流动性较好,有利于铅锌的还原挥发,烟化炉弃渣CaO/SiO2约0.637,平均含Zn1.15%、Pb0.13%。（5）对工业试生产的进行了技术经济分析。烟化炉工业试生产期间共处理氧化矿24770.3吨,收到烟尘3452.2吨,其中含Zn金属1835.53吨,含Pb金属253.39吨。产生利润285.35万。
诸荣孙,柏小彤,汪玲玲,伊廷锋[4]（2015）在《高炉瓦斯灰氨浸脱锌》文中研究指明研究用氨水+氯化铵浸出高炉瓦斯灰脱锌工艺过程。最佳浸出工艺条件为:室温、浸出时间3h、搅拌速度600r/min、液固比为4∶1、氨水与氯化铵浓度均为2.5mol/L。在此条件下,浸出液锌浓度为23.36g/L,锌浸出率高达89%。浸出渣含锌量1.168%,经水洗后可直接作为高炉烧结原料。
桑世华,王渊,胡咏霞,唐明林[5]（2014）在《氧化锌矿氨浸液电积锌工艺研究》文中认为研究了氨水体系浸出氧化锌矿制取金属锌的新工艺,并考察了温度、电流、异极距、锌质量浓度对锌电流效率及槽电压的影响及添加剂对锌板质量的影响。结果表明,氧化锌中的锌浸出率达98%,在浸矿前用石灰水对矿粉进行预处理可以提高氨的有效利用率。最佳电积工艺条件为:温度2040℃、电流2.5A、异极距3.5cm,明胶、TP、TNB加入量分别为0.1g/L、0.1g/L、10mg/L,槽电压3.3V。电流效率94.33%,每吨锌耗电2 869kWh,锌品位达99.58%。
王渊[6]（2014）在《低品位氧化锌矿氨浸液电积锌工艺研究》文中进行了进一步梳理我国低品位氧化锌矿资源极为丰富,储藏量巨大,但由于氧化锌矿选矿难度较大,回收率低,生产成本高,污染环境等因素,国内绝大多数氧化锌矿尚未开发利用。针对低品位氧化锌矿不能有效利用的现状,开展氨水体系浸出低品位氧化锌矿制取金属锌的新工艺研究。以四川平武低品位氧化锌矿为原料,采用密闭、常温、常压、循环浸出方式浸出得到锌氨液,后经净化、电积制取金属锌。本工艺以氨水作为浸出剂,氧化锌矿中的锌以锌氨络合物离子进入溶液。通过总氨浓度、矿物粒度、浸出时间、温度、液固比、振荡强度和多次循环浸矿工艺等条件研究和讨论了氨水浸出的工艺条件选择,工艺参数优化对浸出率的影响。浸出试验结果表明:矿样粒度为120180目,工业氨水浓度为2025%,室温浸出,液固比为4:1,振荡强度100 r/min,浸出时间为12小时,氧化锌浸出率达到98%。净化工艺采用锌粉—活性炭—氧化剂—沉淀剂净化除杂工艺。加入活性炭吸附腐殖酸类有机物效果明显;氧化剂H2O2、沉淀剂Ca O可将浸出剂中As、Sb含量下降至0.02 mg/L、0.1 mg/L。经过上述净化过程可有效的除去Pb、Cu、Co、Ni、Mn、Cd、As、Sb等杂质,净化后的溶液完全满足电积试验要求。电极过程选用涂钌钛板作阳极,金属铝板作阴极。电积最佳工艺条件:电流为2.5A;槽电压为3.3V;外界温度在1030℃;异极距为3.5cm;添加剂用量:0.1g/L明胶、0.1g/L TP、10mg/L TBN。电积综合条件试验下,电流效率为94.33%、电能消耗2869 k W?h/t锌,比传统工艺节约10%左右的电能,得到电锌纯度99.58%。低品位氧化锌矿氨浸电解锌技术属国内外有色金属领域研发的重点和热点,具有清洁、环保、节能、综合利用率高、生产成本低、市场竞争大等优势。因此,开展低品位难选冶氧化锌矿综合利用新工艺研究具有重要现实意义和长远战略意义。
王为振[7]（2013）在《由含锌烟灰制备氧化锌的工艺研究》文中提出摘要：国内氧化锌主要用作橡胶行业的工业原料,占据氧化锌总消耗量的60%左右。用于橡胶行业的氧化锌对重金属杂质元素的含量有严格要求,尤其是锰元素,因为锰元素含量超标会加速橡胶的老化。采用氨法由含锌烟灰制备氧化锌的原生产工艺过程中,铁、锰脱除的具体过程为：在浸出的同时加入次氯酸钙进行一次氧化除铁、锰,然后还必须加入昂贵的二氧化铅进行深度氧化除铁、锰。此方法不仅经济成本高,而且沉降过滤困难,铁、锰脱除效果不佳。针对上述问题本文采用次氯酸钙对含锌烟灰进行氧化预处理,然后对预处理后含锌烟灰进行氨浸,氨性浸出液经“净化-蒸氨-煅烧”后得氧化锌产品。首先考察了预处理条件对浸出液中铁、锰元素含量的影响。实验结果表明,优化后预处理条件为：次氯酸钙添加量为8%（wt.%）,预处理时间为30min,预处理时液固比为3ml/g,预处理温度为室温,搅拌速度250rpm。在优化后预处理条件下,氨性浸出液中检测不到铁、锰元素的存在。然后通过X射线光电子能谱（XPS）对预处理前后含锌烟灰中铁、锰元素的存在价态进行了表征,并对预处理过程可能的氧化机理进行了讨论。研究表明,经预处理过程含锌烟灰中二价铁和二价锰的氧化物分别被氧化为三价铁和四价锰的氧化物或者它们的水合物形式,从而阻止了铁、锰元素在氨浸过程中的溶解,达到了脱除铁、锰元素的目的。采用“氧化预处理-氨浸”工艺处理含锌烟灰后得浸出液,采用锌粉置换法脱除浸出液中的铜、镉、铅元素。首先通过理论计算获得了浸出液中锌、铜、镉和铅的游离离子浓度分别为3.22×10-10mol/L、3.42×10-12mol/L、3.2×10-12mol/L和2.23×10-12mol/L。然后进一步计算获得了置换后所得净化液中铜、镉和铅元素的理论浓度分别为7.83×10-34mol/L,2.7×10-13mol/L和1.14×10-19mol/L。最后通过实验考察了净化条件对净化效果的影响。研究表明,在优化后净化条件下（锌粉添加量为理论锌粉添加量的8倍,反应时间1h,反应温度为60。C,搅拌速度为250rpm）进行深度净化所得净化液,采用原子吸收分光光度仪检测不到铜、镉和铅元素的存在。通过以上研究获得了“氧化预处理-氨浸-净化-蒸氨-煅烧”的新工艺,采用新工艺制备的氧化锌中铁、锰、铜、镉和铅的元素含量分别为0.84ppm、0.28ppm、0.12ppm、0.88ppm、0.96ppm,满足作为橡胶硫化促进剂的氧化锌对杂质元素含量的要求。
赵春虎[8]（2012）在《低品位氧化锌矿的氨法浸出及离子膜电解制锌》文中进行了进一步梳理高碱性脉石型低品位氧化锌矿的浸出通常采用氨浸法处理。而氨的存在对浸出液的直接电解制锌极为不利,为了实现浸出液的直接电解制锌,必须研究电解方式以及相关的影响因素。以云南兰坪氧化锌矿为原料,氨-硫酸铵为浸出剂,研究了原料粒度、氨浓度、浸出温度、时间、液固比及搅拌速度等因素对锌浸出率的影响。实验结果表明：当矿样粒度为12-24目,氨浓度为6mol/L,浸出温度为40℃,时间为3h,液固比为5：1,搅拌速度为400r/min时,锌的浸出率可达72.5%；氨浓度、液固比和粒度对锌浸出率影响显着,而搅拌速度、浸出温度对锌浸出率影响不明显。以锌氨配合物溶液为阴极液,氢氧化钠溶液为阳极液,采用自制双液电解池进行离子膜静态电解实验,探讨了在氨性体系下槽电压、电解时间、极间距及温度等因素对离子膜电解制锌的影响。实验结果表明：在锌浓度为10g/L,槽电压为3V,电解时间为1h,极间距为4cm,温度为40℃条件下,得到了表面光滑致密的阴极锌,纯度为95.36%,电流效率约95%；锌浓度对电流效率的影响比较显着,槽电压和温度对电流效率的影响不明显。在上述研究基础上,设计了一种可悬挂多个阳极室、且电解液可循环的电解槽,并用于氨性体系锌电解实验,在上述实验条件及锌电解液流速为20mL/min的情况下,电解4h后得到质量较好的金属锌,锌回收率为84.3%,且阴极室流出的电解废液可返回氨浸工序。
窦爱春[9]（2012）在《碱性亚氨基二乙酸盐体系处理低品位氧化锌矿的基础理论及工艺研究》文中认为我国存在大量高碱性脉石型复杂低品位氧化锌矿,采用直接酸浸工艺很难经济有效地处理该类矿物,为此,国内外大量科研工作者针对性地开发了氨浸及碱浸工艺,利用配合物的形成在碱性体系选择性浸锌,避免了碱性脉石的大量溶出,取得了较好的效果。但氨浸和碱浸工艺所选择的配体仅局限在NH3、Cl-、OH-,一定程度上限制了选择性浸出体系的发展,因此,本文提出选择合适配体、开发新的选择性浸出体系处理此类复杂低品位氧化锌矿,以期为此类矿物的处理提供新的思路。论文的主要研究内容与结论如下：（1）对利用配合物形成浸出有价金属过程中配体选择问题进行研究,得出了评判配体L对金属离子M配合能力强弱的依据,并由此确定了“粗选-精选”两步选择配体的方法。以此法选定亚氨基二乙酸根离子（Ida2-）为配体,且所选配体ida2-对菱锌矿、水锌矿、硅锌矿、异极矿及红锌矿中Zn（Ⅱ）均有较强的配合溶解能力,对低品位氧化锌矿中脉石类杂质Ca、Mg、Fe及Si具有较好的选择性,由此提出了碱性亚氨基二乙酸盐体系处理低品位氧化锌矿方案。（2）298K,6<pH≤12时,分别以ZnCO3、Zn5（OH）6（CO3）2、Zn3（OH）4CO3·H2O、ZnO为平衡固相研究了Zn2+-Ida2--CO32--H2O体系平衡热力学,并对Zn2+-Ida2-CO32-H2O体系固相转变规律及固相稳定区域进行分析。研究表明,Zn2+-Ida2--CO32--H2O体系中存在平衡固相转变情况,体系中固相ZnC03、Zn5（OH）6（C03）2和ZnO可在一定区域内稳定存在,随pH值升高,体系平衡固相将由ZnCO3转变为Zn5（OH）6（C03）2,最后转变为ZnO；不同平衡固相的Zn2+-ida2-CO32-H2O体系中锌溶解特性差异较大,单一平衡固相的Zn2+-Ida2--CO32--H2O体系不足以表征Zn（Ⅱ）在ida2--H2O体系中的溶解过程。根据Zn2+-Ida2--C032--H20体系固相转变时锌溶解度变化,提出了从Zn2+-Ida2-C0O二-H2O体系浸出液中沉锌的方案,调酸沉锌：加酸使体系pH<8,可使Zn2+以ZnCO3形式沉淀；调碱沉锌,加碱使体系pH>11,可使Zn2+以ZnO形式沉淀。（3）研究了Ida2-H2O体系浸出低品位氧化锌矿的工艺过程,研究表明,温度、pH值对锌浸出效果及杂质溶出情况影响较大,确定了最佳浸出工艺条件：配体总浓度0.9mol·L-1、温度70℃、pH值8、反应时间4h、液固比5：1。在最佳工艺条件下,锌浸出率保持在76%以上,Ca、Mg、Fe、Si在浸出液中含量分别在340mg·L-1、6mg·L-1、16mg·L-1、25mg·L-1左右,由此说明,Ida2--H20体系对矿物中脉石类杂质具有较高的选择性。（4）提出采用“沉锌-沉钙-再浸出”工艺处理低浓度含锌浸出液,低浓度含锌浸出液直接用CaO调碱沉锌使Zn2+以ZnO沉淀形式加以回收,回收锌后的浸出液经CO2调酸沉钙脱除沉锌过程中积累的大量钙离子使浸出剂得以再生,再生浸出剂可返回浸矿。研究表明,温度、沉锌终点pH值及反应陈化时间对CaO沉锌效果均有较大影响；温度对CO2调酸沉钙过程影响较大。确定了CaO调碱沉锌最佳工艺条件：温度85℃、沉锌终点pH值10、反应陈化时间60min；CO2调酸沉钙最佳工艺条件：温度70℃、沉钙终点pH值8、CO2流量0.2L/min。浸出液按上述条件经“沉锌-沉钙-再浸出”工艺循环5次,沉锌率均高于90%,沉钙率均高于93%,锌浸出率均高于75%,沉钙过程所得粗氧化锌中平均锌、铅品位分别为60.07%、3.84%,沉钙过程所得碳酸钙纯度达97%以上。（5）采用pH电位法测定了25℃、40℃、55℃、70℃下的ida2-加质子常数以及ida2--Zn2+配离子稳定常数,分析了温度对Zn2+-ida2--H2O配合物体系的影响,结果表明,ida2-加质子作用及Ida2-与Zn2+配合作用均随体系温度升高而减弱。结合所测热力学数据,通过理论计算,分析了温度对Zn2+-Ida2--CO32--H2O体系Zn（Ⅱ）溶解及沉淀过程影响,结果表明,由于温度对Ida2-加质子作用及Ida2-与zn2+配合作用的影响,Zn2+-ida2--C032--H20体系锌溶解度随温度升高而下降,且随着体系温度升高,锌溶解度与pH的变化关系曲线（曲面）图规律性地向pH值减小的方向移动。
魏志聪[10]（2011）在《极低品位高钙氧化锌矿“冶—选”新技术的基础研究》文中研究表明随着我国经济和社会的高速发展,对锌金属的需求量快速增长,锌矿资源紧缺的问题日益凸现。到目前为止,每年约有三分之一的锌原料依靠进口。可是,在另一方面,我国储量相对丰富的低品位氧化锌矿资源,却又未能得到合理利用。矿石难于选矿和冶炼的主要原因是品位低、氧化程度深、含泥量大和矿物组成复杂等。大量的这种类型的矿石开采出来只能长期堆存甚至废弃。因此,针对该类资源,研发高效加工新技术,对保障我国锌资源的有效供给,实现锌冶炼产业的可持续发展具有重要意义。为了解决低品位高钙氧化锌矿的有效利用难题,以本文作者的导师—张文彬教授为首的研究团队提出了一个全新的冶-选联合流程,即“氨浸-萃取-电积-浸渣浮选”流程。其主要特色是先氨浸,后浮选。这样,既可以用氨浸的办法解决高钙矿石中难于浮选的氧化锌矿物的回收问题,又可以用浮选的办法解决矿石中难于浸出的硫化锌矿物的回收问题。本论文的研究目的,不是对上述新流程进行全面深入的工艺条件试验,获取最佳技术经济指标,而是着重进行该流程关键步骤的基础理论研究,为该流程提供理论支撑。同时,通过初步的工艺条件试验,证明该流程的主要环节和全流程的可行性。本论文的研究共采用了两个试料,均为低品位高钙氧化锌矿。矿石的主要特点是品位极低（含锌分别为6.5%和7.52%）、钙含量高（CaO22％以上）、含泥量大、铅锌矿物结构复杂和嵌布粒度微细等。在基础理论方面,通过本论文的深入研究,得到了如下主要结果：（1）氧化锌矿氨浸体系的基础理论采用沉淀法揭示了氧化锌矿的溶解度与氨-铵总氮浓度、碳酸氢铵的加入量和溶液的pH的关系。发现稳定的锌氨配位离子析出的pH范围为6.5-11,氨与碳酸氢铵配比组成的复合浸出剂的pH值在10-11之间时,可获得较高的浸出率。试验表明,氨-铵盐体系的浸出效果优于单独使用氨水体系或铵盐浸出体系,因此,选择了氨-碳酸氢铵作为浸出体系；在热力学方面,推导计算了各溶液体系中锌可能存在的物种形式,证明了在Zn（Ⅱ）-NH3-NH4HCO3-H2O体系中锌主要以[Zn（NH3）4]2+形式存在。氨浸动力学研究阐明了搅拌强度、总氨浓度、搅拌时间和反应温度均对锌浸出率有影响,明确了浸出反应符合“未反应核减缩模型”。动力学方程满足1-（1-α）1/3=kt,浸出反应受外扩散控制,反应的表观活化能Ea=6.489KJ/mol。（2）M5640萃取体系基础理论氨浸溶液中锌的萃取是难点,也是国内众多研究尚未很好解决的问题,亦是所提出的整个工艺流程的关键环节。本论文研究结果表明：在M5640萃取体系中,萃合物分子式为ZnR2；有机相中锌的最大负载量与M5640浓度呈线性关系,单位体积浓度（1V/0） M5640在氨-碳酸氢铵体系中锌的饱和容量为0.16g/L；M5640萃取锌过程是一个放热的过程,等压反应热为-5.66J/mol。提高体系温度不利于萃锌,萃取过程适宜在常温条件下进行；锌的萃取平衡等温线表明应采用错流法进行萃取；采用恒界面池法对M5640萃取体系进行定性的动力学分析,初步判定了在恒界面池中萃取反应为化学反应控制类型。（3）氨浸对浸出渣浮选的活化效应研究从氨浸出渣中浮选硫化锌矿物,本论文是首次。发现经过氨浸,渣中的硫化矿物得到了显着的活化,并提出了“溶解活化浮选”的新概念。本论文通过初步条件试验,验证了包括氨浸、萃取-电积、浸渣浮选单元过程以及全流程的技术可行性,即：（1）氨浸过程的可行性通过初步的条件试验及其优化试验,以NH3-NH4HCO3为复合浸出剂,处理极低品位高钙氧化锌矿石,取得了较好的技术指标,验证了氨浸的可行性。证明在Zn（Ⅱ）-NH3-NH4HCO3-H2O体系中,氨及铵盐用量对锌的浸出率均有一定的影响,增大磨矿细度、延长浸出时间、增大液固比、提高反应温度和增大搅拌强度等均可提高锌的浸出率。利用响应曲面法对氨法浸出条件进行初步优化的结果表明,在C（NH3）4.95mol/L,液固比6：1,反应温度323.05K,磨矿细度-74μm占95%,C（NH4HCO3）2.5mol/L,浸出时间2h,搅拌转速400rpm最优条件下,原矿中锌的浸出率达到了83.07%。（2）萃取-电积的可行性本文研究证明,用醛肟类萃取剂M5640可以从氧化锌矿氨浸液中有效萃取锌。该萃取技术已经获的国家发明专利授权。在M5640萃取体系中,萃取剂浓度、溶液的pH值、总氨浓度等是锌萃取的主要影响因素。对萃取和反萃进行的初步条件试验表明,对含锌9.72g/L、pH=9.71的氨浸出液,其最佳萃取条件为：有机相中萃取剂浓度为35%,相比（O/A）2：1,萃取时间3min,单级萃取得到锌的萃取率为65.18%；反萃的最佳条件为：硫酸浓度40g/L,相比1：1,3min时锌的反萃率可达100%。利用错流萃取流程研究了锌的富集过程。研究表明,在萃取剂浓度为35%,相比为2：1,萃取原液锌浓度为9.57g/L,pH=9.56,萃取时间3min；洗涤剂为去离子水,pH=1.3～1.5,相比1：1,洗涤时间3min；反萃相比为1：1,硫酸浓度为150g/L,反萃为时间3min的条件下进行七段错流萃取-洗涤-反萃富锌试验,反萃液锌含量可达55.84g/L,达到了电积锌液质量要求。锌的电解沉积方面,由于其是成熟工艺,论文仅考查了有机物对电积的影响。研究发现,电积前须用15gm的活性炭脱除反萃液夹带的有机物。（3）浸渣浮选的可行性通过初步的锌-铅混合浮选试验表明,在相同流程和相同条件下,与原矿相比,浸渣中的硫化矿物,表现出了良好的浮游性能。仅通过3min的浮选,铅和锌矿物的作业回收率分别达到49.34%和57.03%；氨的“溶解活化效应”明显,混选粗精矿中硫化锌矿物的相回收率达到了76.5%。（4）全流程的可行性在联合流程的主要关键环节的可行性都得到验证的基础上,全流程验的可行性也得到了验证。整体技术已申报了国家发明专利,并已进入实审阶段。其主要优势在于,既能充分回收氧化锌矿物,又能充分回收硫化锌矿物,同时也排除了钙对湿法冶金过程的影响。
二、氨法处理氧化锌矿制取电锌（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、氨法处理氧化锌矿制取电锌（论文提纲范文）
（1）氧化锌矿清洁高附加值综合利用及反应过程分析（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 锌的性质及用途 |
| 1.2 锌的主要化合物的性质和用途 |
| 1.3 氧化锌矿资源 |
| 1.4 氧化锌矿开发利用现状 |
| 1.4.1 氧化锌矿选矿工艺 |
| 1.4.2 氧化锌矿的火法冶金 |
| 1.4.3 氧化锌矿的湿法处理 |
| 1.5 中低品位氧化锌矿清洁综合利用的研究背景及意义 |
| 1.6 氧化锌矿清洁综合利用的研究内容 |
| 第2章 硫酸铵低温焙烧氧化锌矿提锌及反应过程分析 |
| 2.1 引言 |
| 2.2 实验部分 |
| 2.2.1 实验原料分析 |
| 2.2.2 工艺流程的选择 |
| 2.2.3 实验试剂及仪器 |
| 2.2.4 实验步骤 |
| 2.2.5 样品表征 |
| 2.2.6 分析检测方法 |
| 2.2.6.1 溶出液中Zn~(2+)测定 |
| 2.2.6.2 浸出液中Fe~(3+)测定 |
| 2.3 结果和讨论 |
| 2.3.1 锌品位20.35°/。的1~#氧化锌矿 |
| 2.3.1.1 物料配比对锌提取率的影响 |
| 2.3.1.2 反应温度对锌提取率的影响 |
| 2.3.1.3 反应时间对锌和铁提取率的影响 |
| 2.3.1.4 正交试验优化 |
| 2.3.1.5 硫酸铵低温焙烧氧化锌矿溶出渣表征 |
| 2.3.1.6 硫酸铵焙烧氧化锌矿反应历程分析 |
| 2.3.2 锌品位7.05°/。的2~#氧化锌矿 |
| 2.3.2.1 物料配比对锌提取率的影响 |
| 2.3.2.2 反应温度对锌提取率的影响 |
| 2.3.2.3 反应时间对锌提取率的影响 |
| 2.3.2.4 正交试验优化 |
| 2.3.2.5 硫酸铵低温焙烧氧化锌矿溶出渣的表征 |
| 2.3.2.6 硫酸铵焙烧氧化锌矿反应历程分析 |
| 2.3.3 锌品位29.12%的3~#氧化锌矿 |
| 2.3.3.1 物料配比对锌和铁提取率的影响 |
| 2.3.3.2 反应温度对锌和铁提取率的影响 |
| 2.3.3.3 硫酸铵低温焙烧氧化锌矿溶出渣的表征 |
| 2.3.3.4 硫酸铵焙烧氧化锌矿反应历程分析 |
| 2.3.4 焙烧过程的拉曼光谱分析 |
| 2.4 本章小结 |
| 第3章 硫酸铵低温焙烧氧化锌矿提锌动力学 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 原理 |
| 3.3 实验 |
| 3.3.1 实验原料和仪器 |
| 3.3.2 实验步骤 |
| 3.4 结果和讨论 |
| 3.4.1 不同升温速率下的差热曲线和失重曲线 |
| 3.4.2 Doyle-Ozawa法 |
| 3.4.3 Kissinger法 |
| 3.5 本章小结 |
| 第4章 硫酸锌溶液的净化和铁铝的回收 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 实验 |
| 4.2.1 实验原料及设备 |
| 4.2.2 实验步骤 |
| 4.2.3 样品表征 |
| 4.3 结果与讨论 |
| 4.3.1 黄铵铁矾法除铁 |
| 4.3.1.1 硫酸锌溶液造矾除铁 |
| 4.3.1.2 造矾过程分析 |
| 4.3.1.3 黄铵铁矾表征 |
| 4.3.2 水解沉铝 |
| 4.3.2.1 硫酸锌溶液沉铝 |
| 4.3.2.2 铝渣的表征 |
| 4.3.3 黄铵铁矾水解制备花簇状氧化铁 |
| 4.3.3.1 黄铵铁矾水解 |
| 4.3.3.2 花簇状氧化铁的表征 |
| 4.3.4 粗氢氧化铝碱溶碳分制备氢氧化铝 |
| 4.3.4.1 粗氢氧化铝碱溶 |
| 4.3.4.2 铝酸钠溶液碳分 |
| 4.3.4.3 氢氧化铝的表征 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 碱式碳酸锌与氧化锌的制备和硫酸钠还原制备硫化钠 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 实验 |
| 5.2.1 实验原料及设备 |
| 5.2.2 实验步骤 |
| 5.2.3 样品表征 |
| 5.3 结果与讨论 |
| 5.3.1 碳酸氢铵为沉淀剂制备碱式碳酸锌和氧化锌 |
| 5.3.1.1 氧化锌前驱体表征 |
| 5.3.1.2 氧化锌粉体的表征 |
| 5.3.2 碳酸铵为沉淀剂制备氧化锌粉体 |
| 5.3.2.1 氧化锌前驱体的表征及生长过程分析 |
| 5.3.2.2 氧化锌粉体的表征 |
| 5.3.3 碳酸钠为沉淀剂制备碱式碳酸锌和氧化锌 |
| 5.3.3.1 氧化锌前驱体表征 |
| 5.3.3.2 氧化锌的表征 |
| 5.3.4 硫化钠的制备 |
| 5.3.4.1 硫酸钠溶液的处理 |
| 5.3.4.2 硫酸钠还原制备硫化钠实验 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 花状氧化锌粉体的水热制备及生长机理 |
| 6.1 引言 |
| 6.2 实验 |
| 6.2.1 实验原料及设备 |
| 6.2.2 实验步骤 |
| 6.2.3 样品表征 |
| 6.3 结果与讨论 |
| 6.3.1 OH~-/Zn~(2+)摩尔配比对ZnO粉体物相结构和微观形貌的影响 |
| 6.3.2 反应温度对ZnO粉体物相结构和微观形貌的影响 |
| 6.3.3 反应时间对ZnO粉体物相结构和微观形貌的影响 |
| 6.3.4 花状氧化锌粉体的生长机理 |
| 6.3.5 以氨水为沉淀剂制备ZnO粉体 |
| 6.4 本章小结 |
| 第7章 碱熔融焙烧提锌渣提硅 |
| 7.1 引言 |
| 7.2 实验 |
| 7.2.1 实验原料和仪器 |
| 7.2.2 实验步骤 |
| 7.2.3 分析检测方法 |
| 7.2.3.1 碱性溶出液中二氧化硅和铅测定 |
| 7.2.4 样品表征 |
| 7.3 结果与讨论 |
| 7.3.1 锌品位29.12%的3~#氧化锌矿提锌渣 |
| 7.3.1.1 氧化锌矿提锌渣的表征 |
| 7.3.1.2 物料配比对硅提取率的影响 |
| 7.3.1.3 反应温度对硅提取率的影响 |
| 7.3.1.4 反应时间对硅提取率的影响 |
| 7.3.1.5 提硅渣的表征 |
| 7.3.1.6 氧化锌矿提锌渣与氢氧化钠反应历程分析 |
| 7.3.2 锋品位7.05%白勺2~#氧化锋矿提锋)查 |
| 7.3.2.1 氧化锌矿提锌渣的表征 |
| 7.3.2.2 物料配比对硅、铅提取率的影响 |
| 7.3.2.3 反应温度比对硅、铅提取率的影响 |
| 7.3.2.4 反应时间对硅、铅提取率的影响 |
| 7.3.2.5 正交实验优化 |
| 7.3.2.6 提硅渣的表征 |
| 7.3.2.7 氧化锌矿提锌渣与氢氧化钠反应历程分析 |
| 7.3.3 碱熔融焙烧氧化锌矿提锌渣反应过程分析 |
| 7.3.3.1 锌品位7.05%白勺2#氧化锌矿提锌辽碱溶融焙烧在线拉曼光谱 |
| 7.3.3.2 非晶态SiO_2与NaOH反应过程分析 |
| 7.3.3.3 PbO_2与NaOH反应过程分析 |
| 7.3.3.4 ZnO与NaOH反应过程分析 |
| 7.3.3.5 Zn_2SiO_4与NaOH反应过程分析 |
| 7.4 本章小结 |
| 第8章 二氧化硅粉体的碳分制备与苛化实验研究 |
| 8.1 引言 |
| 8.2 实验 |
| 8.2.1 实验原料和仪器 |
| 8.2.2 实验步骤 |
| 8.2.3 样品表征 |
| 8.3 结果与讨论 |
| 8.3.1 Na_2SiO_3溶液碳分 |
| 8.3.1.1 碳分净化除杂工艺 |
| 8.3.1.2 碳分终点溶液pH值 |
| 8.3.1.3 白炭黑产品的表征 |
| 8.3.1.4 硅酸钠溶液碳分过程分析 |
| 8.3.2 碳酸钠溶液的苛化 |
| 8.3.2.1 物料配比对苛化率的影响 |
| 8.3.2.2 碳酸钠浓度对苛化率的影响 |
| 8.3.2.3 苛化温度对苛化率的影响 |
| 8.3.2.4 苛化时间对苛化率的影响 |
| 8.3.2.5 碳酸钙的表征 |
| 8.3.3 硅酸钠溶液的苛化 |
| 8.3.3.1 物料配比对水热产物物相的影响 |
| 8.3.3.2 苛化温度对水热产物物相的影响 |
| 8.3.3.3 苛化时间对水热产物物相的影响 |
| 8.3.4 纤维状CaSiO_3粉体的制备 |
| 8.3.4.1 分散剂对CaSiO_3粉体微观形貌的影响 |
| 8.3.4.2 分散剂用量的对CaSiO_3粉体微观形貌的影响 |
| 8.3.4.3 反应温度对CaSiO_3粉体微观形貌的影响 |
| 8.3.4.4 反应时间对CaSiO_3粉体微观形貌的影响 |
| 8.3.4.5 物料配比对CaSiO_3粉体微观形貌的影响 |
| 8.4 本章小结 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 博士工作期间发表和待发表的论文 |
| 作者简历 |
（2）高炉瓦斯灰氨法浸出—萃取—电解锌工艺的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 引言 |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 锌元素在钢企内的循环及其对高炉的危害 |
| 1.1.1 锌元素在钢企内的循环途径 |
| 1.1.2 锌元素对炼铁高炉的危害 |
| 1.2 含锌铁尘泥的直接还原脱锌技术的应用及研究进展 |
| 1.2.1 回转窑还原脱锌技术的应用及研究进展 |
| 1.2.2 转底炉还原脱锌技术的应用及研究进展 |
| 1.3 含锌尘泥的湿法脱锌提锌技术的应用及研究进展 |
| 1.3.1 含锌尘泥的酸法提锌技术的应用及研究进展 |
| 1.3.2 含锌尘泥的碱法提锌脱锌技术的应用及研究进展 |
| 1.3.3 含锌尘泥的氨-铵盐法提锌技术的应用及研究进展 |
| 1.4 氨性溶液中锌萃取富集技术研究进展 |
| 1.5 课题研究背景及内容 |
| 第二章 实验部分 |
| 2.1 实验原料、实验试剂与常用仪器 |
| 2.1.1 实验原料 |
| 2.1.2 实验试剂与常用仪器 |
| 2.2 实验分析方法与原理 |
| 2.2.1 高炉瓦斯灰的物理性质测定 |
| 2.2.2 高炉瓦斯灰的化学测定方法 |
| 2.2.3 浸出液中锌含量的测定 |
| 2.2.4 萃余液和反萃水相中Zn~(2+)的测定方法 |
| 2.2.5 高炉瓦斯灰氨法浸出锌原理、浸出装置及试验过程 |
| 2.2.6 浸出液萃取锌的原理和装置图 |
| 2.2.7 反萃水溶液电解锌的原理和装置图 |
| 2.3 高炉瓦斯灰氨法浸出-萃取-电解工艺流程的确定 |
| 第三章 氨-氯化铵溶浸剂浸出高炉瓦斯灰的研究 |
| 3.1 高炉瓦斯灰浸出条件的筛选和优化 |
| 3.1.1 不同氨水浓度对高炉灰锌浸出率的影响 |
| 3.1.2 浸出时不同铵盐对高炉瓦斯灰锌浸出率的影响 |
| 3.1.3 不同氯化铵浓度对高炉瓦斯灰锌浸出率的影响 |
| 3.1.4 不同液固比对高炉瓦斯灰锌浸出率的影响 |
| 3.1.5 不同浸出时间对高炉瓦斯灰锌浸出率的影响 |
| 3.1.6 不同浸出温度对高炉瓦斯灰锌浸出率的影响 |
| 3.2 氨水-氯化铵混合氨法浸出瓦斯灰最佳工艺参数的确定 |
| 3.3 某高炉瓦斯灰浸出前后的矿物组成分析 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 瓦斯灰浸出液萃取富集锌的研究结果与讨论 |
| 4.1 浸出液的萃取剂及萃取条件的选择 |
| 4.1.1 不同萃取剂对锌萃取率的影响 |
| 4.1.2 不同稀释剂对锌萃取率的影响 |
| 4.1.3 萃取时间对锌萃取率的影响 |
| 4.1.4 相比对锌萃取率的影响 |
| 4.1.5 初始PH值对锌萃取率的影响 |
| 4.1.6 温度对锌萃取率的影响 |
| 4.1.7 硫酸质量分数对锌反萃取率的影响 |
| 4.1.8 氨法浸出液萃取最佳工艺条件的确定 |
| 4.2 萃取剂循环利用试验研究结果与讨论 |
| 4.3 含锌的氨性浸出液串级萃取方式的研究与比较 |
| 4.3.1 多级逆流萃取试验结果的讨论 |
| 4.3.2 多级错流萃取 |
| 4.3.3 反萃富集锌的工艺条件的研究 |
| 4.3.4 萃取剂循环利用对反萃富集锌的影响 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 反萃水相电解锌的实验研究 |
| 5.1 不同电流密度对电解锌电流效率及能耗的影响 |
| 5.2 不同pH值对电解锌电流效率及能耗的影响 |
| 5.3 不同电解温度对电解锌电流效率及能耗的影响 |
| 5.4 极距对电解锌电流效率及能耗的影响 |
| 5.5 骨胶添加剂含量对电解锌电流效率及能耗的影响 |
| 5.6 不同初始锌浓度对电解锌电流效率及能耗的影响 |
| 5.7 高炉瓦斯灰氨-氯化铵盐水溶液浸出-萃取富集-电锌新工艺的提出 |
| 5.8 本章小结 |
| 第六章 结论 |
| 本文特色与创新之处 |
| 参考文献 |
| 在校研究成果 |
| 致谢 |
（3）低品位氧化锌矿资源化利用的工业生产研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 1.绪论 |
| 1.1 锌的性质 |
| 1.2 锌矿物资源 |
| 1.3 氧化锌矿的处理工艺及研究现状 |
| 1.3.1 选矿处理 |
| 1.3.2 湿法冶金处理 |
| 1.3.3 火法冶金处理 |
| 1.4 烟化炉技术 |
| 1.4.1 处理铅鼓风炉熔渣 |
| 1.4.2 处理锌浸出渣 |
| 1.4.3 处理锡富渣 |
| 1.4.4 处理低品位锡矿 |
| 1.4.5 处理低品位锑矿 |
| 1.5 对次级氧化锌的处理工艺 |
| 1.5.1 生产电锌 |
| 1.5.2 生产添加剂 |
| 1.5.3 制备活性氧化锌 |
| 1.5.4 制备高级氧化锌 |
| 1.5.5 制备饲料级氧化锌 |
| 1.6 氧化锌的用途 |
| 1.7 课题背景及研究内容 |
| 1.7.1 课题背景 |
| 1.7.2 研究内容 |
| 2.低品位氧化锌矿分析 |
| 2.1 氧化锌矿的来源 |
| 2.2 氧化锌矿的理化分析 |
| 2.2.1 试验样品 |
| 2.2.2 物相分析 |
| 2.2.3 矿石比热容的测定 |
| 2.3 小结 |
| 3.烟化处理氧化锌矿的工业计算 |
| 3.1 烟化原理 |
| 3.2 氧化锌矿烟化提锌的工艺流程 |
| 3.3 烟化炉渣型的选择 |
| 3.3.1 渣型的基本要求 |
| 3.3.2 渣型的确定 |
| 3.4 物料配比计算 |
| 3.5 烟化炉吹炼氧化矿的物料衡算 |
| 3.5.1 计算基础资料和设定条件 |
| 3.5.2 炉料与燃料计算 |
| 3.5.3 吹炼产物计算 |
| 3.5.4 弃渣的数量及成分计算 |
| 3.5.5 鼓入空气量与产出烟气量的计算 |
| 3.6 烟化炉吹炼氧化矿的热量衡算 |
| 3.7 小结 |
| 4.烟化炉的优化设计改造 |
| 4.1 改造前烟化炉现状 |
| 4.1.1 炉床 |
| 4.1.2 冷却水套 |
| 4.1.3 粉煤风嘴 |
| 4.1.4 炉膛温度测量 |
| 4.1.5 加料系统 |
| 4.1.6 水冷水套循环冷却系统 |
| 4.1.7 收尘系统 |
| 4.2 烟化炉改造设计 |
| 4.2.1 炉体结构设计 |
| 4.2.2 冷却水套设计 |
| 4.2.3 粉煤风嘴设计 |
| 4.2.4 炉膛温度测量改进 |
| 4.2.5 加料系统设计 |
| 4.2.6 水冷水套循环冷却系统设计 |
| 4.2.7 收尘系统的设计 |
| 4.3 小结 |
| 5.烟化炉的技术操作条件与技术经济指标 |
| 5.1 烟化炉操作及技术条件 |
| 5.1.1 烟化炉操作 |
| 5.1.2 烟化炉技术操作条件 |
| 5.2 工业生产结果与分析 |
| 5.2.1 烟化炉吹炼及弃渣情况 |
| 5.2.2 全冷料生产工况研究 |
| 5.3 烟化炉改进后的效果 |
| 5.4 烟化炉技术经济分析 |
| 5.4.1 锌的挥发率 |
| 5.4.2 铅的挥发率 |
| 5.4.3 炉床能力 |
| 5.4.4 煤耗 |
| 5.4.5 氧化矿石 |
| 5.4.6 熔剂率 |
| 5.4.7 电耗 |
| 5.4.8 人工、设备折旧成本及备品消耗 |
| 5.4.9 总成本 |
| 5.4.10 经济效益分析 |
| 5.5 小结 |
| 6.烟化炉生产的环境保护 |
| 6.1 废水 |
| 6.2 废气 |
| 6.3 废渣 |
| 6.4 小结 |
| 7 总结与建议 |
| 7.1 总结 |
| 7.2 建议 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（4）高炉瓦斯灰氨浸脱锌（论文提纲范文）
| 1实验方法 |
| 1.1试验原料 |
| 1.2瓦斯灰浸出流程 |
| 1.3试验过程 |
| 2试验结果与讨论 |
| 2.1浸出剂对锌浸出率的影响 |
| 2.2铵盐种类对锌浸出率的影响 |
| 2.3氨水与氯化铵体积比对锌浸出率的影响 |
| 2.4液固比对锌的浸出率影响 |
| 2.5浸出时间对锌浸出率的影响 |
| 2.6浸出温度对锌浸出率的影响 |
| 2.7搅拌速度对锌浸出率的影响 |
| 2.8最佳条件试验 |
| 3结论 |
（5）氧化锌矿氨浸液电积锌工艺研究（论文提纲范文）
| 1 矿石性质 |
| 2 矿石氧化度的测定 |
| 3 试验结果与分析 |
| 3.1 氨浸试验 |
| 3.2 氨浸液的净化 |
| 3.3 锌的电积 |
| 3.3.1 温度对槽电压及电流效率的影响 |
| 3.3.2 电流对槽电压及电流效率的影响 |
| 3.3.3 异极距对槽电压及电流效率的影响 |
| 3.3.4 锌质量浓度对电流效率的影响 |
| 3.3.5 添加剂对锌成板质量的影响 |
| 3.3.6 电积综合条件试验 |
| 4 结论 |
（6）低品位氧化锌矿氨浸液电积锌工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 概述 |
| 1.1.1 锌的性质及用途 |
| 1.1.2 锌冶炼的原料 |
| 1.2 火法炼锌 |
| 1.2.1 平罐炼锌 |
| 1.2.2 竖罐炼锌 |
| 1.2.3 鼓风炉炼锌 |
| 1.2.4 电热法炼锌 |
| 1.2.5 粗锌精馏 |
| 1.2.6 其他火法炼锌方法 |
| 1.3 湿法炼锌技术的应用与国内外研究现状 |
| 1.3.1 酸性湿法炼锌 |
| 1.3.2 锌氨络合物电解锌工艺研究现状 |
| 1.4 本课题研究主要内容及目的意义 |
| 1.4.1 研究的主要内容 |
| 1.4.2 氧化锌矿研究的意义 |
| 1.4.3 课题研究意义和目的 |
| 第二章 低品位氧化锌矿氨浸液电积锌工艺研究理论基础 |
| 2.1 Zn-NH3-H2O体系热力学分析 |
| 2.2 氨浸化学反应原理 |
| 2.3 氧化锌矿浸出过程原理 |
| 2.4 锌氨溶液的净化 |
| 2.4.1 锌粉除杂的理论基础 |
| 2.4.2 活性炭吸附除有机质的理论基础 |
| 2.4.3 氧化剂加沉淀剂除砷、锑的理论基础 |
| 2.5 锌氨液电积反应原理 |
| 第三章 试验 |
| 3.1 试验原料及试剂 |
| 3.1.1 试验原料 |
| 3.1.2 矿石的结构与构造 |
| 3.1.3 化学试剂 |
| 3.2 试验装置 |
| 3.3 试验方法 |
| 3.3.1 浸出试验 |
| 3.3.2 电积试验 |
| 3.4 分析方法 |
| 3.4.1 固体矿物锌的分析方法 |
| 3.4.2 浸出液中锌浓度的测定 |
| 第四章 氨水浸出低品位氧化锌矿试验研究 |
| 4.1 氧化锌铅锌矿石氧化度的测定 |
| 4.2 浸出条件试验 |
| 4.2.1 总氨浓度对浸出率的影响 |
| 4.2.2 浸出时间对浸出率的影响 |
| 4.2.3 振荡对浸出率的影响 |
| 4.2.4 液固比对浸出率的影响 |
| 4.2.5 温度对浸出率的影响 |
| 4.2.6 矿物粒度对浸出率的影响 |
| 4.2.7 综合条件试验 |
| 4.3 氧化锌矿多次循环浸出试验 |
| 4.3.1 氧化锌矿中锌的总浸出率 |
| 4.3.2 二段浸出 |
| 4.3.3 氨水对氧化锌矿的溶浸能力 |
| 4.4 原矿粉高温焙烧脱有机质浸锌试验 |
| 4.5 氧化锌矿连续柱浸试验 |
| 第五章 氨浸出液电积锌工艺研究 |
| 5.1 净化过程 |
| 5.2 锌氨液电积试验 |
| 5.2.1 温度对槽电压及电流效率的影响 |
| 5.2.2 电流对槽电压及电流效率的影响 |
| 5.2.3 异极距对槽电压及电流效率的影响 |
| 5.2.4 锌质量浓度对电流效率的影响 |
| 5.2.5 添加剂对锌成板的质量的影响 |
| 5.2.6 电积综合条件试验 |
| 5.3 本章小结 |
| 第六章 问题讨论及建议 |
| 6.1 关于浸出过程 |
| 6.2 关于净化问题 |
| 6.3 关于电积过程 |
| 6.4 关于添加剂的问题 |
| 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 攻读学位期间取得学术成果 |
（7）由含锌烟灰制备氧化锌的工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 文献综述 |
| 1.1 锌资源现状 |
| 1.2 从含锌废料中回收锌的工艺过程 |
| 1.2.1 氨法浸出工艺 |
| 1.2.2 硫酸浸出工艺 |
| 1.2.3 盐酸浸出工艺 |
| 1.2.4 苛性钠浸出工艺 |
| 1.3 由含锌废料氨法生产氧化锌的应用与研究现状 |
| 1.3.1 氧化锌的应用 |
| 1.3.2 浸出过程 |
| 1.3.3 净化过程 |
| 1.3.4 蒸氨煅烧过程 |
| 1.4 课题意义及研究内容 |
| 2 实验材料和研究方法 |
| 2.1 实验材料 |
| 2.1.1 实验原料 |
| 2.1.2 实验试剂 |
| 2.1.3 仪器设备 |
| 2.2 实验方法 |
| 2.2.1 含锌烟灰的氧化预处理 |
| 2.2.2 浸出实验 |
| 2.2.3 净化实验 |
| 2.2.4 蒸氨煅烧实验 |
| 2.3 分析与表征 |
| 2.3.1 元素分析 |
| 2.3.2 价态分析 |
| 2.3.3 物相分析 |
| 2.3.4 粒度分析 |
| 2.3.5 形貌分析 |
| 3 含锌烟灰的氧化预处理与氨性浸出 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 原理分析 |
| 3.2.1 氧化预处理原理 |
| 3.2.2 浸出原理 |
| 3.3 氧化预处理条件对浸出液中铁、锰元素含量的影响 |
| 3.3.1 次氯酸钙添加量对氨性浸出液中铁、锰元素含量的影响 |
| 3.3.2 预处理时间对氨性浸出液中铁、锰元素含量的影响 |
| 3.3.3 预处理时液固比对氨性浸出液中铁、锰元素含量的影响 |
| 3.3.4 预处理温度对氨性浸出液中铁、锰元素含量的影响 |
| 3.4 氧化预处理过程的机理分析 |
| 3.5 氨性浸出过程的研究 |
| 3.6 本章小结 |
| 4 氨性浸出液的深度净化 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 氨性浸出液深度净化过程的理论计算 |
| 4.2.1 浸出液中各元素游离离子浓度的计算 |
| 4.2.2 锌粉置换法可行性研究 |
| 4.2.3 深度净化过程影响因素的研究 |
| 4.2.4 锌粉置换法的理论分析结果 |
| 4.3 氨性浸出液的深度净化过程 |
| 4.3.1 锌粉添加量对净化效果的影响 |
| 4.3.2 反应时间对净化效果的影响 |
| 4.3.3 反应温度对净化效果的影响 |
| 4.3.4 搅拌速度对净化效果的影响 |
| 4.4 由含锌烟灰氨法生产氧化锌的工艺研究 |
| 4.4.1 由含锌烟灰制备氧化锌的原生产工艺 |
| 4.4.2 由含锌烟灰生产氧化锌的新工艺 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 结论 |
| 参考文献 |
| 攻读学位论文期间主要研究成果 |
| 致谢 |
（8）低品位氧化锌矿的氨法浸出及离子膜电解制锌（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 锌矿概述 |
| 1.2 锌矿的冶炼方法 |
| 1.2.1 火法炼锌 |
| 1.2.2 湿法炼锌 |
| 1.3 氧化锌矿湿法炼锌的关键及难题 |
| 1.4 湿法冶炼工艺概述 |
| 1.4.1 高品位氧化锌矿的湿法冶炼工艺 |
| 1.4.2 低品位氧化锌矿的湿法冶炼工艺 |
| 1.5 氧化锌矿浸出方法 |
| 1.5.1 酸性浸出 |
| 1.5.2 强碱浸出 |
| 1.5.3 氨法浸出 |
| 1.6 离子膜电解的发展状况 |
| 1.6.1 离子膜概述 |
| 1.6.2 离子膜的性质 |
| 1.6.3 离子膜电解在氯碱工业中的应用 |
| 1.6.4 离子膜电解在湿法冶金中的应用 |
| 1.6.5 离子膜电解设备的研究状况 |
| 1.7 本课题的提出及研究内容 |
| 1.7.1 论文选题及意义 |
| 1.7.2 主要研究内容 |
| 第二章 实验过程及分析方法 |
| 2.1 实验试剂及仪器 |
| 2.1.1 实验原料 |
| 2.1.2 实验试剂 |
| 2.1.3 实验仪器及设备 |
| 2.2 实验工艺流程 |
| 2.3 低品位氧化锌矿的氨法浸出实验 |
| 2.3.1 实验方法 |
| 2.3.2 试剂配制方法 |
| 2.3.3 实验装置图 |
| 2.3.4 EDTA标准溶液对锌标准溶液的标定 |
| 2.3.5 分析方法 |
| 2.3.6 浸出率的计算方法 |
| 2.4 离子膜法电解制锌实验 |
| 2.4.1 实验方法 |
| 2.4.2 实验装置图 |
| 2.4.3 试剂配制方法 |
| 2.4.4 电极处理方法 |
| 2.4.5 X-射线能谱测定方法 |
| 2.4.6 电流效率计算方法 |
| 第三章 低品位氧化锌矿的氨法浸出实验 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 浸出过程分析 |
| 3.3 实验及分析方法 |
| 3.3.1 实验方法 |
| 3.3.2 分析方法 |
| 3.4 结果与讨论 |
| 3.4.1 粒度对氧化锌矿氨浸的影响 |
| 3.4.2 氨浓度对氧化锌矿氨浸的影响 |
| 3.4.3 温度对氧化锌矿氨浸的影响 |
| 3.4.4 浸出时间对氧化锌矿氨浸的影响 |
| 3.4.5 液固比对氧化锌矿氨浸的影响 |
| 3.4.6 搅拌速度对氧化锌矿氨浸的影响 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 离子膜法制取电锌 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 离子膜电解锌的电解过程分析 |
| 4.3 离子膜电解锌工作原理 |
| 4.4 实验 |
| 4.5 结果与讨论 |
| 4.5.1 槽电压的选择 |
| 4.5.2 电解时间的选择 |
| 4.5.3 电极处理方式的选择 |
| 4.5.4 极间距的选择 |
| 4.5.5 电流密度的选择 |
| 4.5.6 不同Zn~(2+)浓度下温度对电流效率的影响 |
| 4.5.7 不同Zn~(2+)浓度下的电解结果分析 |
| 4.5.8 电解锌产品的表征 |
| 4.6 本章小结 |
| 第五章 悬挂式阳极大阴极电解槽的设计 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 离子膜电解槽的设计原理 |
| 5.2.1 电极长度与宽度的关系 |
| 5.2.2 电极面积与极室体积的关系 |
| 5.2.3 离子膜与离子膜电势 |
| 5.3 离子膜电解槽的设计 |
| 5.3.1 电解槽材质的选择 |
| 5.3.2 大阴极槽的构造 |
| 5.3.3 悬挂式阳极室的构造 |
| 5.3.4 膜的选择 |
| 5.3.5 极板的构造 |
| 5.3.6 加热装置的设计 |
| 5.3.7 离子膜电解槽的安装 |
| 5.4 扩大实验 |
| 5.4.1 实验方法 |
| 5.4.2 实验结果分析 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 结论与建议 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 建议 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间主要的研究成果 |
（9）碱性亚氨基二乙酸盐体系处理低品位氧化锌矿的基础理论及工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 锌资源 |
| 1.1.1 原生资源 |
| 1.1.2 再生资源 |
| 1.2 锌冶炼方法 |
| 1.2.1 火法炼锌 |
| 1.2.2 湿法炼锌 |
| 1.3 低品位氧化锌矿资源利用现状 |
| 1.3.1 选矿工艺 |
| 1.3.2 火法工艺 |
| 1.3.3 湿法工艺 |
| 1.4 本课题的提出及研究思路 |
| 1.4.1 课题提出的背景 |
| 1.4.2 本课题研究思路 |
| 第二章 实验 |
| 2.1 实验原料、试剂、设备 |
| 2.2 实验过程 |
| 2.2.1 低品位氧化锌矿浸出实验 |
| 2.2.2 低浓度含锌浸出液直接沉锌实验 |
| 2.2.3 沉锌后液沉钙实验 |
| 2.2.4 Zn~(2+)-Ida~(2-)-H_2O体系配合物稳定常数测定 |
| 2.3 分析方法 |
| 2.3.1 锌的化学分析 |
| 2.3.2 仪器分析 |
| 第三章 配合物碱性体系中浸出有价金属时配体选择 |
| 3.1 M_aA_m-L-H_2O体系热力学平衡 |
| 3.1.1 平衡方程 |
| 3.1.2 M_aA_m溶解度 |
| 3.2 配体选择 |
| 3.2.1 配体的粗选 |
| 3.2.2 配体的精选 |
| 3.3 实例应用 |
| 3.3.1 粗选过程 |
| 3.3.2 精选过程 |
| 3.3.3 配体Ida~(2-)的选择性 |
| 3.3.4 配体Ida~(2-)的适应性 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 Zn~(2+)-Ida~(2-)-CO_3~(2-)-H_2O体系热力学研究 |
| 4.1 Zn~(2+)-Ida~(2-)-CO_3~(2-)-H_2O体系热力学平衡 |
| 4.2 结果与讨论 |
| 4.2.1 总锌浓度变化 |
| 4.2.2 游离锌浓度变化 |
| 4.2.3 游离配体浓度变化 |
| 4.2.4 游离碳酸根浓度变化 |
| 4.2.5 锌物种分布 |
| 4.2.6 配体物种分布 |
| 4.2.7 平衡固相转变规律 |
| 4.2.8 Zn~(2+)-Ida~(2-)-CO_3~(2-)-H_2O体系沉Zn(Ⅱ)分析 |
| 4.3 本章小结 |
| 第五章 Ida~(2-)-H_2O体系浸出低品位氧化锌矿工艺研究 |
| 5.1 探索实验 |
| 5.2 浸出工艺条件研究 |
| 5.2.1 反应时间的影响 |
| 5.2.2 液固比的影响 |
| 5.2.3 配体总浓度的影响 |
| 5.2.4 温度与pH的影响 |
| 5.3 综合条件实验 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 浸出液中锌回收及浸出剂再生 |
| 6.1 探索实验 |
| 6.1.1 循环浸出-电积探索 |
| 6.1.2 直接沉锌探索 |
| 6.2 沉锌-沉钙-再浸出工艺 |
| 6.2.1 锌回收方案选择 |
| 6.2.2 工艺流程制定 |
| 6.3 沉锌 |
| 6.3.1 温度、pH值对沉锌效果的影响 |
| 6.3.2 反应陈化时间对沉锌效果的影响 |
| 6.3.3 沉锌综合条件实验 |
| 6.4 沉钙 |
| 6.4.1 温度对沉钙效果的影响 |
| 6.4.2 CO_2流量对沉钙效果的影响 |
| 6.4.3 再生浸出剂浸矿 |
| 6.5 沉锌-沉钙-再浸出综合条件实验 |
| 6.6 本章小结 |
| 第七章 温度对Zn(Ⅱ)溶解及沉淀过程的影响 |
| 7.1 温度对Zn~(2+)-Ida~(2-)-H_2O配合物体系的影响 |
| 7.1.1 pH电位法原理 |
| 7.1.2 滴定曲线 |
| 7.1.3 温度对Ida~(2-)加质子作用的影响 |
| 7.1.4 温度对Ida~(2-)Zn~(2+)配合作用的影响 |
| 7.1.5 反应平衡常数与热力学函数关系 |
| 7.2 温度对Zn(Ⅱ)溶解及沉淀过程的影响 |
| 7.2.1 Zn(Ⅱ)溶解行为变化 |
| 7.2.2 Zn(Ⅱ)沉淀行为变化 |
| 7.3 本章小结 |
| 第八章 结论 |
| 8.1 结论 |
| 8.2 主要创新点 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读博士学位期间发表论文 |
（10）极低品位高钙氧化锌矿“冶—选”新技术的基础研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 目录 |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 世界锌资源概况 |
| 1.1.1 锌矿物及矿床 |
| 1.1.2 世界锌资源 |
| 1.1.2.1 储量及分布 |
| 1.1.2.2 生产及消费情况 |
| 1.2 我国锌资源利用现状 |
| 1.2.1 我国锌资源储量及分布现状 |
| 1.2.2 我国锌资源供需现状 |
| 1.2.3 我国锌资源加工技术现状 |
| 1.2.3.1 锌的选矿 |
| 1.2.3.2 锌的冶炼 |
| 1.3 低品位氧化锌矿的研究现状 |
| 1.3.1 选矿技术研究现状 |
| 1.3.2 冶金技术研究现状 |
| 1.3.2.1 火法 |
| 1.3.2.2 湿法 |
| 1.3.3 选冶联合工艺研究现状 |
| 1.3.3.1 选矿预富集-湿法提锌 |
| 1.3.3.2 锌的冶炼-选矿富集 |
| 1.4 锌的溶剂萃取技术 |
| 1.4.1 溶剂萃取概述 |
| 1.4.2 锌的溶剂萃取 |
| 1.4.2.1 从盐酸溶液中萃取锌 |
| 1.4.2.2 从硫酸及硝酸溶液中萃取锌 |
| 1.4.2.3 从氨性溶液中萃取锌 |
| 1.5 论文研究的意义和内容 |
| 1.5.1 低品位氧化锌矿选冶工艺存在的问题 |
| 1.5.1.1 浮选工艺存在的问题 |
| 1.5.1.2 火法工艺存在的问题 |
| 1.5.1.3 湿法工艺存在的问题 |
| 1.5.1.4 选冶联合工艺存在的问题 |
| 1.5.2 锌氨溶液萃取提锌存在的问题 |
| 1.5.3 本论文研究的意义 |
| 1.5.4 本论文研究内容 |
| 第二章 试验设备及方法 |
| 2.1 试验试剂 |
| 2.2 试验仪器设备 |
| 2.3 试验方法 |
| 2.3.1 浸出试验 |
| 2.3.2 浮选试验 |
| 2.3.3 萃取试验 |
| 2.3.4 反萃取试验 |
| 2.4 分析方法 |
| 2.4.1 锌的分析 |
| 2.4.2 其他物质的分析 |
| 第三章 工艺矿物学研究 |
| 3.1 试验原料的来源与制备 |
| 3.2 矿石的化学成分 |
| 3.2.1 原矿光谱分析 |
| 3.2.2 原矿多元素分析 |
| 3.2.3 原矿物相分析 |
| 3.3 矿石的结构和构造 |
| 3.3.1 矿石的构造 |
| 3.3.2 矿石的结构 |
| 3.4 矿石的矿物成份 |
| 3.5 主要矿石矿物的嵌布特征 |
| 3.6 铅锌赋存状态 |
| 3.6.1 铅的赋存状态 |
| 3.6.2 锌的赋存状态 |
| 3.7 影响铅锌加工指标的矿物学因素 |
| 3.8 本章小结 |
| 第四章 氧化锌矿氨浸基础理论研究 |
| 4.1 浸出体系的选择 |
| 4.2 铵盐种类对浸出的影响 |
| 4.3 浸出热力学分析 |
| 4.3.1 氧化锌矿在NH_3-NH_4HCO_3-H_2O体系中的溶解度 |
| 4.3.2 锌在浸出体系中存在的主要形式 |
| 4.3.2.1 Zn(Ⅱ)-H_2O体系 |
| 4.3.2.2 Zn(Ⅱ)-NH_3-H_2O体系 |
| 4.3.2.3 氨-碳酸氢铵体系中主要锌配合物的数量关系 |
| 4.3.3 氨浸相关反应的热力学数据计算与分析 |
| 4.4 浸出动力学分析 |
| 4.4.1 浸出原理及动力学模型 |
| 4.4.1.1 浸出原理 |
| 4.4.1.2 浸出动力学模型 |
| 4.4.2 试验方法 |
| 4.4.3 结果及讨论 |
| 4.4.3.1 总氨浓度对低品位氧化锌矿浸出速率的影响 |
| 4.4.3.2 反应温度对低品位氧化锌矿浸出速率的影响 |
| 4.4.3.3 搅拌强度对低品位氧化锌矿浸出速率的影响 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 M5640萃取体系基础理论研究 |
| 5.1 萃取剂的选择 |
| 5.2 M5640萃取锌的机理研究 |
| 5.2.1 M5640的性质 |
| 5.2.2 M5640萃取锌的机理 |
| 5.2.3 萃合物组成的确定 |
| 5.3 饱和容量的测定 |
| 5.4 萃取平衡等温线 |
| 5.5 萃取热力学分析 |
| 5.6 萃取动力学分析 |
| 5.6.1 试验方法 |
| 5.6.2 搅拌对萃取速率的影响 |
| 5.6.3 温度对萃取速率的影响 |
| 5.6.4 化学反应对萃取过程的影响 |
| 5.7 本章小结 |
| 第六章 湿法提锌条件试验 |
| 6.1 Ⅰ号矿样浸出试验 |
| 6.1.1 氨-碳酸氢铵体系浸出单因素条件试验 |
| 6.1.1.1 氨浓度对锌浸出率的影响 |
| 6.1.1.2 铵盐用量对锌浸出率的影响 |
| 6.1.1.3 磨矿细度对锌浸出率的影响 |
| 6.1.1.4 浸出时间对锌浸出率的影响 |
| 6.1.1.5 液固比对锌浸出率的影响 |
| 6.1.1.6 反应温度对锌浸出率的影响 |
| 6.1.1.7 搅拌强度对锌浸出率的影响 |
| 6.1.1.8 小结 |
| 6.1.2 基于响应曲面法的条件优化试验 |
| 6.1.2.1 试验设计 |
| 6.1.2.2 模型的建立及其显着性检验 |
| 6.1.2.3 回归模型的验证 |
| 6.1.2.4 浸出条件的响应曲面分析 |
| 6.1.2.5 浸出条件的优化 |
| 6.1.2.6 小结 |
| 6.1.3 Ⅰ号矿样浸渣物相分析 |
| 6.2 萃取试验 |
| 6.2.1 萃取条件试验研究 |
| 6.2.1.1 萃取剂浓度对锌萃取的影响 |
| 6.2.1.2 料液pH对锌萃取的影响 |
| 6.2.1.3 相比对锌萃取的影响 |
| 6.2.1.4 萃取时间对锌萃取的影响 |
| 6.2.2 负载有机相对氨的夹带与控制 |
| 6.2.3 反萃条件试验 |
| 6.2.3.1 硫酸浓度对锌反萃取的影响 |
| 6.2.3.2 反萃时间对锌反萃取的影响 |
| 6.2.4 错流萃取-洗涤-反萃富锌试验 |
| 6.3 电积试验 |
| 6.4 本章小结 |
| 第七章 浸渣浮选试验 |
| 7.1 Ⅱ号矿样原矿物相分析 |
| 7.2 Ⅱ号矿样浸渣物相分析 |
| 7.3 可浮性对比试验 |
| 7.4 本章小结 |
| 第八章 结论及创新 |
| 8.1 结论 |
| 8.2 创新与特色 |
| 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 攻读博士学位期间发表的学术论文 |
四、氨法处理氧化锌矿制取电锌（论文参考文献）
- [1]氧化锌矿清洁高附加值综合利用及反应过程分析[D]. 邵鸿媚. 东北大学, 2017(06)
- [2]高炉瓦斯灰氨法浸出—萃取—电解锌工艺的研究[D]. 刘芳玲. 安徽工业大学, 2017(02)
- [3]低品位氧化锌矿资源化利用的工业生产研究[D]. 陈志红. 西安建筑科技大学, 2017(06)
- [4]高炉瓦斯灰氨浸脱锌[J]. 诸荣孙,柏小彤,汪玲玲,伊廷锋. 有色金属工程, 2015(04)
- [5]氧化锌矿氨浸液电积锌工艺研究[J]. 桑世华,王渊,胡咏霞,唐明林. 有色金属(冶炼部分), 2014(08)
- [6]低品位氧化锌矿氨浸液电积锌工艺研究[D]. 王渊. 成都理工大学, 2014(06)
- [7]由含锌烟灰制备氧化锌的工艺研究[D]. 王为振. 中南大学, 2013(05)
- [8]低品位氧化锌矿的氨法浸出及离子膜电解制锌[D]. 赵春虎. 中南大学, 2012(06)
- [9]碱性亚氨基二乙酸盐体系处理低品位氧化锌矿的基础理论及工艺研究[D]. 窦爱春. 中南大学, 2012(12)
- [10]极低品位高钙氧化锌矿“冶—选”新技术的基础研究[D]. 魏志聪. 昆明理工大学, 2011(11)
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