一、诺兰达炉渣综合利用研究(上)（论文文献综述）
苏博文[1]（2021）在《铜冶炼渣中二氧化硅的分离及制备白炭黑研究》文中研究指明铜冶炼渣产量巨大,因目前综合利用的效率较低且增值空间不大,只能露天堆存于自然环境中,对土壤、水及大气环境产生污染,也给人类的生存带来巨大的潜在危险,寻求高效综合利用铜冶炼渣的处理方法迫在眉睫。本文以云南某铜冶炼厂的水淬铜渣氧压酸浸后得到的酸浸渣作为研究对象,提出了酸浸渣常压碱性浸出工艺。探究了碱性浸出过程中二氧化硅富集回收的最佳工艺条件,并采用响应曲面法对酸浸渣常压碱性浸出工艺进行优化,探究了二氧化硅的转化行为;阐述了二氧化硅在常压碱性条件下的浸出动力学;并以浸出液为原料制备出白炭黑产品。在浸出温度为130℃、氢氧化钠浓度为20 wt%、超声强度为315 W、搅拌速率为500rpm、液固比6 m L/g、浸出时间为60 min和添加2.5 g硝酸钠的条件下,二氧化硅的浸出率为94.5 wt%。引入超声,可使二氧化硅的浸出率提升7.8 wt%。浸出渣的成分及物相分析表明,浸出渣的主要矿物相为赤铁矿,同时还含有少量的Ca O。经过一定的处理,可作为优质的炼铁原料用于炼铁作业。响应曲面法优化酸浸渣常压碱性浸出工艺,模型的可信度高,拟合偏差小,具有较好的预测结果。优化后的最佳实验参数为:浸出温度为150℃、氢氧化钠浓度为25 wt%,液固比为6.73 m L/g,此条件下二氧化硅的浸出率大于99 wt%,相比于未优化工艺结果得到了明显改善。酸浸渣中二氧化硅的碱浸过程符合JMA模型,其浸出过程的特征参数n为0.0879,反应的表观活化能E=10.42 k J/mol,反应过程的频率因子A=42.6,其动力学方程为-ln（1-Xt）=42.6exp[-10420/（RT）]t0.0879,碱浸过程属于扩散控制。以浸出液为原料,硫酸溶液为酸源,通过调节反应温度、终点p H,制备出白炭黑产品,并确定了效果良好的制备条件:在搅拌速率为200 rpm的状态下,将浸出液在水浴锅中加热至85℃,加入6 g氯化钠,然后保温一段时间;将已经配好的硫酸溶液滴到浸出液中至p H=3,反应1小时后室温陈化2小时,再用无水乙醇以及蒸馏水洗涤沉淀、过滤、干燥后制得白炭黑产品。所制白炭黑产品的吸油值为2.2 m L/g,比表面积达到295.588m2/g,符合白炭黑国家A级标准。
郭祥[2]（2020）在《辉铜矿混黄铜矿短流程炼铜理论研究及最优渣型实验验证》文中进行了进一步梳理现代火法炼铜工艺中,仍以熔炼-吹炼两段法技术为主,但因其间断操作造成烟气量波动较大、二氧化硫易泄漏问题,从而导致低空污染严重。同时随着环境保护和节能减排的要求日趋严格,一步炼铜技术逐渐受到重视,将成为今后火法炼铜行业的研究重点,该工艺还具有强化冶炼过程、提高生产率及简化冶炼工序等特点。本课题将以辉铜矿为主的高品位硫化铜精矿,并添加黄铜矿,通过热力学分析及实验结果研究直接冶炼粗铜的可操作性。本课题采用辉铜矿和黄铜矿为原料,运用Fact Sage热力学软件计算了辉铜矿和黄铜矿型铜精矿分别单独直接冶炼粗铜热力学理论数据,以及以渣型和热量互补为前提,调整辉铜矿和黄铜矿混合比例至冶炼铁硅比0.4、0.6、0.9及1.2,Ca O为添加剂降低熔渣粘度,探讨了在1100～1350℃物相平衡、熔渣成分、粗铜元素含量及铜直收率随温度的变化关系,分析了1300℃下熔渣渣型,铜直收率、粗铜品位、粗铜含S、渣含铜、熔渣粘度及渣量等冶炼参数。借助热力学数据结果,对所得最优渣型可行性调控实验方案进行验证,考察了气体喷吹速率、喷吹时间以及沉降时间对铜直收率的影响,利用化学成分分析、XRD、EPMA等手段对最佳实验条件下所得实验结果进行分析,并与理论数据对比。由于辉铜矿在直接冶炼过程中析出Si O2,使得熔渣粘度增大,流动性差,进行正常冶炼难度较大;黄铜矿直接冶炼因其造渣困难,自热能力不足,渣中尖晶石含量高导致直接冶炼较困难。通过调整辉铜矿和黄铜矿混合比例,添加Ca O降低熔渣粘度,得到铜直收率在83.31%～95.53%之间,渣含铜为4.26%～16.45%,理论上可实现辉铜矿混黄铜矿一步冶炼。对辉铜矿混黄铜矿冶炼粗铜进行实验验证,在喷吹速率0.4 min/L、喷吹时间为理论时间1.4倍、沉降时间2 h的最佳实验条件下,可得铜直收率为71.83%～83.79%,而渣含铜为15.84%～18.02%,这是由于机械夹带使得渣中铜含量较高,导致铜直收率较理论值偏低。通过本课题研究可以为辉铜矿混黄铜矿一步炼铜生产实践形成理论指导。
王杨[3]（2020）在《铜冶炼过程中铜熔渣对炉衬侵蚀特性的研究》文中指出2016年我国国有企业年产铜熔渣渣量接近2020万吨。熔池熔炼是如今铜火法冶炼的重要工艺之一,其中所用炉衬材料一般为铝镁质耐火材料、镁铬质耐火材料以及纯刚玉质耐火材料。耐火材料在冶炼过程中有多种原因损毁,其中被损毁的主要原因就是铜熔渣对耐火材料的侵蚀。由于在冶炼过程中,炉衬与熔渣接触,使得炉衬遭受严重的侵蚀和溶解,特别是在耐火材料与炉渣的直接接触边界层,易发生氧化还原反应,这些氧化还原反应会消耗碳并在耐火材料中形成多孔结构。从而降低炉衬使用寿命,增加铜冶炼厂的生产成本,降低生产效率,最重要的是,侵蚀行为往往会生成成分复杂的外源夹杂物,会影响贫化后产出铜的纯度与质量。于是,探求铜熔渣转炉冶炼时对炉衬的影响,即探究炉衬在冶炼过程中侵蚀行为对其的影响是十分必要的。本文使用了静态对比坩埚法探究铜熔渣对于不同材质耐火材料的侵蚀行为。利用XRD分析、SEM-EDS、XRF分析、Factsage相图计算、XPS分析和Factsage平衡模块计算,探究了熔渣中碱度、Al2O3含量对耐火材料侵蚀行为的影响。结果表明,随着碱度、Al2O3含量的升高,刚玉质耐火材料和在镁铬质耐火材料的侵蚀速率PQ从11.198%降低到了5.39%。当碱度和Al2O3含量一定时,刚玉质耐火材料的抗侵蚀能力高于镁铬质耐火材料。在镁铬质耐火材料侵蚀实验中,RTZMGe-M9、RTZMGe-M12和RTZMGe-M15三种型号的镁铬质耐火材料的PQ都会随着铜熔渣碱度升高而降低。在相同碱度条件下,三种不同型号的耐火材料进行贫化侵蚀实验,PQ从0.129%降低到了0.108%,RTZMGe-M15型镁铬砖表现出的抗侵蚀性最好,RTZMGe-M12型镁铬砖抗侵蚀性其次,RTZMGe-M9型镁铬砖抗侵蚀性最差。本研究旨在贫化过程中构建合理的铜熔渣渣型结构和耐火材料成分,最大程度减小耐火材料的受侵蚀程度,从而减少耐火材料的受损程度,为铜熔渣贫化过程节约成本,为铜生产冶炼与贫化过程中耐火材料的选择与实际应用提供指导。
周世伟[4]（2019）在《餐厨废油还原贫化富氧顶吹熔炼铜熔渣的研究》文中指出浸没式富氧顶吹铜熔炼技术向熔体中喷入富氧空气,增大硫-氧传递的驱动力,使固体物料与气液两相发生强烈的化学反应,实现铜锍的高效生产。该工艺具有简单、高效的优点,符合现代有色金属冶炼的发展方向。高氧势熔炼过程氧化去除物料中铁元素以提高冰铜品位,部分铁物相过度氧化析出高熔点Fe3O4相,必然导致铜熔渣粘度增大,恶化渣-锍分离条件。富氧顶吹熔池熔炼工艺连续进料生产高品位冰铜,使熔炼产生的铜熔渣氧势升高,析出大量Fe3O4,且该工艺周期性排放冰铜和渣的混合体。因此,贫化电炉成为该熔炼技术的关键配套工艺,旨在降低铜熔渣中Fe3O4,减少渣中机械夹带铜与化学溶解铜损失。还原是降低渣中Fe3O4最直接的方式,将Fe3O4还原转变为FeO相并与SiO2结合形成低熔点铁橄榄石相,提高炉渣流动性,促进渣-锍分离。本论文针对传统电炉贫化过程中还原剂资源不可再生以及碳中和等问题,提出利用餐厨废油喷吹还原贫化富氧顶吹熔炼铜熔渣,围绕喷吹还原贫化过程中铁物相影响贫化效果的机制、餐厨废油高温裂解及其还原特性、以及餐厨废油还原贫化铜熔渣的机理等方面内容展开了系统研究,取得的主要创新性研究成果如下:理论分析了铜熔渣还原贫化过程,阐明了渣-锍/铜分离效果随铁物相演变发生变化的根本原因。研究表明,铜锍及金属铜颗粒在熔融渣中受表面力与体积力作用发生自然沉降,致使渣-锍/金分离,而高Fe3O4富氧顶吹熔炼铜熔渣在贫化温度下将形成泡沫渣,阻碍锍颗粒沉降。控制Fe3O4物相,使其转变为Fe2SiO4[Fe3O4→FeO（+SiO2）→Fe2SiO4],可降低铜熔渣粘度,加快锍颗粒终端沉降速率,有利于渣-锍分离;Fe3O4过度还原转变为金属铁时,熔体中将析出以γ-Fe为基体的高熔点铜铁合金相（Fe>91.56 wt.%）,熔渣粘度升高,致使泡沫渣再次形成,恶化锍颗粒沉降条件。探明了餐厨废油在铜熔渣体系中裂解规律及参与还原的协同作用特性。餐厨废油高温裂解主要产生H2、CO、CH4、CO2以及C等小分子物质。研究表明,餐厨废油中H、C元素在1250oC下分别转变为H2、CO、CH4、CO2的转化率分别为88.1%、11.1%、8.0%、0.6%。铜熔渣中Fe3O4具有催化餐厨废油裂解作用,同时该物质为裂解体系提供氧,致使积碳率降低。裂解碳具有较好的还原性,在反应体系中将参与Fe3O4还原,使CO与CO2转化率升高。通过对餐厨废油还原行为研究表明,餐厨废油作为还原剂时以间接方式参与还原,其主要为反应体系提供还原剂源,即先快速裂解产生小分子还原性产物,随后以裂解产物为直接还原剂参与金属氧化物的还原。通过系统研究,初步实现了铜熔渣还原贫化,揭示了餐厨废油还原贫化铜熔渣的机制。餐厨废油在喷吹还原贫化铜熔渣过程中,首先发生热裂解产生H2、CO、CH4、C等直接还原剂参与Fe3O4的还原。还原阶段大部分铜锍颗粒发生沉降,并聚集至熔池底部;其余部分的铜锍小颗粒由于终端沉降速率缓慢,在沉降阶段进行渣-锍分离。餐厨废油喷吹至铜熔渣渣层内部可增大还原剂与渣中组分的反应界面,强化反应动力学条件,提高还原贫化效率以及餐厨废油利用率。铜熔渣在餐厨废油还原贫化后,渣含铜随渣层纵向呈梯度式分布,即由上往下,渣含铜逐渐升高。在1250oC以1.1 ml/min进油速率喷吹2 min餐厨废油可使300 g铜熔渣中Fe3O4含量降低至3.2 wt.%,随后沉降60 min后随炉缓慢冷却样品,上层渣含铜量可降低至0.55wt.%,而中、下层渣含铜量依次升高分别为1.68 wt.%和10.89 wt.%。铜熔渣组分缓慢冷却过程中将析出大量尖晶石相（Fe3O4/FeAl2O4）,该相与铜锍颗粒相互接触发生润湿现象,使铜熔渣底部吸附大量铜锍颗粒,致使渣中铜含量升高。采用快速水冷方式确保铜熔渣保持高温熔融态结构特征,且快速冷却可有效避免该尖晶石相的析出。实验结果表明,在上述实验参数下,快速水冷铜熔渣样品,熔渣上、中、下层含铜量分别降低至0.56 wt.%、0.55 wt.%、1.21 wt.%。由此判断,利用餐厨废油在电炉中还原贫化铜熔渣可使渣中、上层含铜量降低至0.57 wt.%以下,达到工业抛渣水平,初步实现了铜熔渣贫化。本文深入系统地研究了餐厨废油还原贫化富氧顶吹熔炼铜熔渣过程中关键的科学问题,其研究结果为实现铜熔渣电炉贫化过程的清洁生产提供理论支撑,同时为餐厨废油的资源化利用提供一种新途径。
潘庆庆[5]（2019）在《铜冶炼尾渣中铜的硫化浮选回收机理及其工艺优化研究》文中研究表明铜冶炼尾渣中的重金属离子是我国《重金属污染综合防治“十二五”规划》中明确规定的重点防控污染物之一,要求铜冶炼企业必须加强对尾渣的综合回收再利用,减少排放,降低环境风险。2018年我国铜冶炼尾渣产量约1800万吨,如果任意堆放,将造成空气和地下水污染,威胁人类的健康。由于铜冶炼尾渣具有粒度细、成分复杂和种类繁多等特点,加上尾渣中铜的回收利用技术指标波动大和回收原理研究少等因素,造成了它的无害化和综合利用工业化技术水平不理想。本文对铜冶炼尾渣中铜的回收机理和工艺优化展开深入的研究,以此提升铜冶炼尾渣中铜的综合利用水平,减少铜等重金属离子在铜冶炼尾渣中的含量,对冶炼业的可持续发展、促进循环经济和环境保护都具有重要的意义。本文以湖北某铜冶炼厂产出的尾渣为研究对象,利用电感耦合等离子体原子发射光谱仪（ICP-AES）测试尾渣浸出液中离子浓度的变化,分析其析出与吸附的变化规律;利用X射线衍射分析仪（XRD）和场发射扫描电子显微镜附加X射线能谱仪（FESEM-EDS）检测尾渣中主要矿物成分及赋存状态;采用Zeta电位仪测试主要矿物表面动电位的变化、X射线光电子能谱仪（XPS）测试主要矿物表面元素组成及价态的变化规律,结合量子化学和分子动力学计算,分析了尾渣中主要矿物的回收机理。最后根据活化——硫化理论研究成果,对实际铜冶炼尾渣中铜的回收利用工艺进行了优化研究。主要研究内容如下:1、测试了尾渣浸出液中主要离子的种类,采用化学平衡软件Visual MINTEQ3,对主要离子Cu（Ⅱ）、Fe（Ⅲ）、Ca（Ⅱ）和Mg（Ⅱ）等的组分浓度和存在形式进行了计算。通过对尾渣中主要矿物的浸出,掌握了溶液中主要离子的来源:Cu2+和S2-主要来源于冰铜（Cu2S﹒FeS）,Fe3+主要来源于磁铁矿和冰铜,Mg2+、Al3+和Ca2+等来源于其氧化物。通过尾渣中各矿物对主要离子的吸附量测试,得到了主要离子的吸附规律,发现了Cu2+、Fe3+较易被尾渣吸附。依此进行了尾渣中含铜纯矿物的气浮回收实验,发现了Cu2+活化和S2-硫化有利于铜矿物的回收。2、对渣中主要铜矿物进行了DFT计算分析,结果显示,与氧化铜相比,冰铜的Cu-S键共价性最低,离子性最强,在晶体破碎时容易暴露更多的Cu2+和S2-。冰铜模型（001）-S表面的再构导致双硫的形成,出现了S-S共价键。通过对再构表面吸附能的计算发现,HS-在冰铜（001）表面的吸附能更低,属优先吸附,有利于冰铜的活化,对吸附模型的态密度计算结果显示,Fe位和S位为吸附激活位,吸附过程中形成了新的稳定的化学键S-S和S-Fe,从而有利于气浮。3、通过测试尾渣中含铜矿物的表面电位,发现在pH为10时,硫化钠能够使冰铜和氧化铜表面电位更负,硫酸铜的存在进一步降低了两者的电位。从理论上证明了活化——硫化有利于铜矿物的回收。采用ICP测试了铜矿物气浮溶液中硫、铜和铁等组分的变化规律,结果表明当Cu2+或Fe3+存在时,都能进一步促进硫元素的消耗;为了进一步研究尾渣中铜矿物表面铜、铁、硫元素的存在形式,利用XPS进行了系统分析,分析结果表明硫元素以单质硫S0、单硫化物S2-和多硫化物Sk2-的形式存在于含铜矿物表面,形成了富硫环境;铜离子的添加增加了冰铜和氧化铜表面多硫化物Sk2-的比例,证实了其对硫化效果的强化。4、为了强化铜矿物的回收,进一步加强浮选剂丁基黄药与冰铜的吸附作用,我们对吸附过程进行了动力学研究,拟合结果表明溶液温度从低温到高温时丁基黄药于冰铜上的吸附都符合拟二级吸附动力学吸附过程,结合颗粒内扩散方程相关性的分析,发现在吸附过程第二阶段（100300 s内）,丁基黄药颗粒在冰铜表面的扩散速度决定了整个吸附过程的效率;吸附热力学计算结果显示,该吸附过程的激活能较低,仅312±10J/mol,证明该吸附是一个反应速率较快的过程。5、在上述理论研究成果的基础上,开发了铜冶炼尾渣的活化——硫化回收铜工艺。优化设计实验表明:在实际铜冶炼尾渣细度-0.074 mm含量为80%,硫酸铜活化和硫化钠硫化的新回收工艺下,获得了铜品位为24.56%、回收率为95.94%的铜精矿。尾矿铜品位降至0.2%,低于我国生态环境部规定的第一类建设用地含铜量最低标准。与原技术相比,铜精矿品位提高了0.55%,铜回收率提高了4.33%,相当于每年增产铜金属3.21万吨,新增利润8亿元。本文通过系统地研究铜冶炼尾渣气浮溶液中主要离子的种类、来源和变化规律,结合纯矿物气浮、Zeta电位、吸附量和XPS等分析表征,发现了Cu2+活化与S2-硫化有利于铜矿物的回收和铜离子强化硫化效果的机理。对冰铜结构模型的量子化计算发现Fe位和S位是吸附的激活位,Fe是优先吸附位,HS-是优先吸附质,证明了S-S键、S-Fe键吸附成键有利于硫元素吸附的机理。基于理论研究成果优化了活化——硫化处理铜冶炼尾渣的工艺,获得了理想的技术指标,提高了铜冶炼尾渣中铜的综合利用水平,减少了尾渣中重金属离子对地下水的环境污染,对我国铜工业的可持续发展和环境保护等都有着重要的意义。
刘金生[6]（2019）在《焙烧铜渣物性转变及铁的磁选富集研究》文中提出目前,国内的铜渣年产量已经超过1500万吨,其中绝大部分经过简单浮选后被废弃堆存在渣场。大量堆存的铜渣一方面不但占用了土地,并且造成严重的环境污染,另一方面,铜渣中含有的40%左右的Fe未能得到合理的回收利用,造成了极大的资源浪费。参考目前国内外对于从铜渣中回收铁资源的研究现状,本研究进行了CO2-CO气氛下焙烧铜渣后形成和富集回收磁铁矿的实验研究。利用XRD、SEM、EDS和元素含量分析等手段,研究了铜渣在CO2-CO气氛中焙烧后,磁铁矿的物相、微观结构、磁选回收铁品位和铁回收率随各工艺参数改变的影响。中低温焙烧铜渣的XRD物相组成表明,焙烧过程中,铜渣中的铁橄榄石逐渐转变成了磁铁矿和CaSiO3,并伴随有少量的钙铁橄榄石生成。铜渣中的铁橄榄石逐渐分解转变成磁铁矿颗粒,并不断的迁移聚集形成较大的磁铁矿晶粒,最终逐渐连成片状附着在辉石基体表面;但是,焙烧温度过高、CO2进气流速过大或者焙烧时间过长均不利于磁铁矿颗粒的成核和聚集长大。在25%CaO添加量,焙烧温度1050℃,CO2和CO的进气流速分别为190 mL·min-1和10 mL·min-1,保温时间2h,分选粒度7425μm,磁场强度170mT条件下焙烧铜渣后磁选得到的磁铁矿精矿铁品位为54.79%,铁回收率为80.14%,基本实现了铜渣中铁的回收。25%CaO和铜渣在1300℃保温焙烧,铜渣中的Fe2SiO4已基本转变成了Fe3O4晶体,并且不断长大和迁移聚集形成了粒度尺寸在30到100μm之间的片状Fe3O4颗粒。过高的温度会加快其与游离的Ca2SiO4生成新的钙铁橄榄石,阻碍了Fe3O4的迁移聚集,造成精矿铁品位和铁回收率的下降。CO2和CO进气流速分别为190 mL·min-1和10mL·min-1下高温焙烧铜渣,生成Fe3O4晶体颗粒尺寸为30μm80μm,有部分晶体颗粒能达到100μm,且其内部几乎不夹杂其他杂质元素。在反应前期,延长焙烧反应时间有利于Fe2SiO4的分离和Fe3O4的生成。但是,经过一定的反应时间后,铜渣中生成的Fe3O4晶体越来越多并且析出,导致熔渣粘度增加,抑制了Fe3O4的迁移聚集,Ca2SiO4会与游离的FeO结合生成钙铁橄榄石,加剧Fe的损失,最佳保温时间为2h。
孙雪玮[7]（2019）在《铜熔渣分步贫化过程中铜、铁贫化特性的研究》文中研究表明铜渣是铜冶炼过程中产出的副产物,2016年我国年产铜渣量近2000万t。目前,富含大量有价金属的铜渣因缺少有效回收而被长期堆存,既占用土地又污染环境,造成资源的巨大浪费。在铜、铁矿资源日趋枯竭情况下,优化铜渣冶炼方法,提高渣中铜、铁金属资源有效回收利用将成为有色冶金发展的一项战略目标。铜渣主要由火法冶炼工艺产生,渣中富含有价金属铜、铁含量较高,一般Fe含量大都在40%左右,Cu含量为0.58%。然而,传统的铜渣还原贫化金属回收过程,由于还原程度控制不严格,产物中往往得到大量金属合金或混合物物相,需要后续复杂的浸出工艺进行分离处理,有价金属整体回收效果不佳,渣中铜、铁回收率小于75%,且一次性可处理渣量较少,工艺尚未大规模工业化,同时,由于需要加入浸出试剂量较大,对设备产生严重腐蚀,环境受到污染。因此,为实现选择性有效回收渣中铜、铁金属资源,避免过程中大量金属合金的生成,本研究通过控制渣中铜相优先于铁氧化物贫化分离,提出采用熔融铜渣分步贫化方法（铜锍沉降→还原贫化铜→还原贫化铁）对铜铁进行高效分离,实现渣中金属的有效回收和资源化利用。以国内某铜冶炼企业的熔池熔炼渣为对象,研究不同贫化温度、时间、助熔剂CaO和还原剂炭粉添加量对渣中铜铁选择性贫化分离效果的影响规律并确定最优贫化条件。实验研究结果表明:铜锍沉降是一个物理过程,熔渣中存在的大量Cu2S颗粒因相互间的引力作用碰撞而聚集长大,形成的大尺寸锍相由于重力和密度等物理性质差异与渣相分离,实现渣中铜的初步贫化。渣含铜量随温度和贫化时间的增大而减小,当温度和贫化时间增大到一定程度时,减小趋势变缓,最终确定最佳贫化温度和时间分别为1350℃和25min,渣含铜由6.1%减小到3.23%,Cu2S含量降至0.76%。还原贫化氧化铜过程中,高温下,添加适量还原剂炭粉,使其与渣中氧化铜发生还原反应,并使Fe3O4相向FeO转化,降低熔渣粘度,促进金属铜相的生成并与渣相分离。另外,添加的助熔剂CaO通过与渣中SiO2固相结合,也进一步降低了熔渣粘度值,加大了贫化效果。一定范围内,渣中铜相贫化分离效果随温度、还原剂和助熔剂添加量的增大而加强,从能耗和成本等方面综合考虑,得出铜相还原贫化过程最佳条件为:反应温度、还原剂和助熔剂添加量分别为1350℃、2.5%和22%,最终实现渣含铜由6.1%降至0.51%,贫化率达91.64%。为进一步回收还原贫化铜尾渣中有价金属铁,结果显示,在温度、还原剂炭粉和助熔剂氧化钙添加量分别为1350℃、8%和24%条件下,渣中铁贫化效果较好,铁量由44.71%减小到11.94%,铁相还原率和贫化率分别达到86.12%和83.56%,体系转变为结构简单的SiO2-CaO-Al2O3渣相,为后续铜渣的资源化利用提供了性能稳定的渣型。
廖亚龙,叶朝,王祎洋,曹磊[8]（2017）在《铜冶炼渣资源化利用研究进展》文中指出火法冶炼废弃渣大量露天堆存,存在铜、铁等有价金属资源未能回收利用和重金属污染土壤及水体等环境问题。本文综述了铜火法冶炼过程中产生的典型废弃渣的物相特征,以及渣中铜、铁等有价金属回收利用的研究现状。分析和讨论了选矿分离、湿法提取、火法贫化、高温氧化、高温还原等工艺处理铜冶炼废渣、回收利用铜和铁的优势及存在的缺陷,展望研究趋势。分析表明:缓冷-浮选、湿法提取都能有效回收利用高品位的冶炼铜渣,湿法酸浸中的加压浸出能抑制铁的浸出而具有应用优势;矿相资源化重构是有效利用低含量铜渣中铜和铁资源的有效方法;在熔融态炉渣中加入氧化钙改性重构后缓冷,再进行浮选和磁选,既能回收炉渣中的铜和铁,且浮选尾渣可以直接用于建材行业,更具备应用前景。
刘楠松[9]（2015）在《天然气喷吹搅拌适度贫化铜渣过程的基础研究》文中研究指明我国的铜矿资源十分贫乏,现有的铜矿资源特点是原矿品位低、富矿少、贫矿多、采选困难,目前含铜0.3%～0.4%的铜矿已经被开采利用,随着我国铜产量的增加,每年需要进口大量的铜精矿;与此同时,每年铜熔炼会产出大量的铜渣,铜渣中铜含量通常在0.5%以上、铁含量在40%以上,特别是富氧技术渣含铜较高,且常伴有贵金属资源,铜渣贫化具有重要意义。目前,工业上铜渣贫化的方法主要有选矿法和火法贫化。缓冷选矿法可有效回收铜渣中铜铁资源,但渣场占地面积大,铜渣潜热未得到有效利用;火法贫化铜的回收率还不理想。本课题组提出了利用天然气适度贫化—深度还原提取铜渣中有价金属冶炼含铜抗菌不锈钢的新工艺。即先用天然气搅拌适度贫化熔融铜渣,经渣锍分离回收铜及伴生贵金属;再深度还原渣锍分离后的二次渣,得到含铜铁水直接用于冶炼含铜抗菌不锈钢,天然气搅拌适度贫化熔融铜渣是关键步骤。本论文对天然气-铜渣适度贫化过程的热力学、动力学进行了分析,考察了反应温度、天然气通入时间、沉降时间、添加剂（CaO、Si02）加入量和硫化剂加入量对贫化过程的影响;并采用化学分析、XRD、SEM、ICP、金相显微镜等手段对原铜渣的矿相组成、贫化后二次渣和分离冰铜的组成和元素赋存状态进行分析,得出以下结论:（1）热力学计算表明:在1200-1300℃,铜渣中铜、铁的氧化物和ZnO、MoO均可发生还原反应,CaO、Si02、A1203等则不能发生还原反应;渣中铜的氧化物（Cu20、CuO）可以跟FeS发生硫化反应;Fe-Cu-C-O-S和Fe-Cu-H-O-S的优势区图计算表明Cu2S和FeS有一个共同稳定存在的区域。（2）对碳还原铜渣及碳还原铜渣及添加CaO体系进行了非等温动力学分析,反应的活化能分别为535.4kJ/mol和562.6kJ/mol;加入CaO后可使反应起始温度降低,活化能降低;有利于铜渣的贫化。（3）由天然气还原贫化铜渣单因素实验得出的适宜的反应条件:反应温度1250℃、通气流量80ml/min、出口压力0.1MPa、通气时间20min、沉降时间60min、熔剂CaO加入量4%、铁硅比Fe/Si021.4,此时残渣中Fe304含量1.22%,渣中铜含量为0.38%,铜收率为91.57%,多孔喷枪优于单孔喷枪,气泡微细化有利于铜渣贫化过程。（4）感应炉放大实验,渣锍分离良好,铜锍相宏观组织均匀,基体以Cu2S为主,部分Cu以单质的形式存在于冰铜相中,有害元素As与Cu结合形成固溶体Cu3As2;O均匀的分布于冰铜相中;原渣中部分Zn、Pb、As以氧化物形式进入烟尘中,烟尘挥发物物相主要是ZnO,残渣物相主要是2FeO·Si02相。
江锋,黄红军,孙伟,刘润清,熊勇[10]（2013）在《不同含铜炉渣选矿对比试验研究》文中研究表明针对大冶冶炼厂的两种不同含铜炉渣—转炉渣和诺兰达炉渣进行了浮选对比试验研究,查清了两种炉渣的工艺矿物学性质。在确定最佳磨矿制度、药剂制度和工艺流程的基础上分别进行了全流程浮选开路试验,试验结果表明,转炉渣开路浮选所得的铜精矿品位为40%、回收率为87%、尾矿品位为0.37%,诺兰达炉渣浮选所得的铜精矿品位为30.94%、回收率为94.16%、尾矿品位0.29%。
二、诺兰达炉渣综合利用研究(上)（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、诺兰达炉渣综合利用研究(上)（论文提纲范文）
（1）铜冶炼渣中二氧化硅的分离及制备白炭黑研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜冶炼渣成分与回收现状 |
| 1.1.1 铜冶炼渣的成分 |
| 1.1.2 铜冶炼渣的回收现状 |
| 1.2 外场强化基础在湿法浸出的应用 |
| 1.2.1 超声在冶金领域的应用 |
| 1.2.2 微波在冶金领域的应用 |
| 1.3 固废制备SiO_2功能材料的研究现状 |
| 1.3.1 固废制备白炭黑 |
| 1.3.2 固废制备二氧化硅气凝胶 |
| 1.3.3 固废制备沸石 |
| 1.4 选题背景、意义以及研究内容 |
| 1.4.1 选题背景、意义 |
| 1.4.2 本课题的研究内容 |
| 1.4.3 论文的创新之处 |
| 第二章 实验原料、试剂装置及分析方法 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.2 实验试剂及装置仪器 |
| 2.3 试验研究方法 |
| 2.4 表征手段 |
| 2.4.1 X射 线衍射物相分析 |
| 2.4.2 场发射扫描电镜 (SEM) |
| 2.4.3 电感耦合等离子体发射光谱仪分析(ICP-AES) |
| 2.4.4 红外光谱 (FT-IR) |
| 2.4.5 全自动比表面积分析仪(BET) |
| 2.4.6 二氧化硅的测定 |
| 第三章 酸浸渣常压碱性浸出研究 |
| 3.1 酸浸渣的矿物学研究 |
| 3.2 浸出反应的热力学分析 |
| 3.3 常压碱性浸出酸浸渣的工艺研究 |
| 3.3.1 不同因素对浸出过程的影响 |
| 3.3.2 验证试验 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 响应曲面法优化酸浸渣常压碱性浸出工艺 |
| 4.1 概述 |
| 4.2 实验设计 |
| 4.3 模型建立与方差分析 |
| 4.4 模型可信度分析 |
| 4.5 参数优化 |
| 4.6 验证试验及结果 |
| 4.7 本章小结 |
| 第五章 酸浸渣常压碱性浸出二氧化硅的动力学研究 |
| 5.1 概述 |
| 5.2 实验过程 |
| 5.3 分析与讨论 |
| 5.3.1 动力学实验 |
| 5.3.2 动力学模型的选择及其动力学方程 |
| 5.3.3 反应活化能计算 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 白炭黑制备研究 |
| 6.1 概述 |
| 6.2 酸的选取 |
| 6.3 实验流程 |
| 6.4 实验结果与讨论 |
| 6.5 白炭黑产品表征 |
| 6.6 成本核算 |
| 6.7 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A 攻读硕士学位期间科研成果目录 |
| 附录B 攻读硕士学位期间参与科研项目目录 |
（2）辉铜矿混黄铜矿短流程炼铜理论研究及最优渣型实验验证（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 铜资源概况 |
| 1.2.1 铜的性质及用途 |
| 1.2.2 铜资源现状及利用 |
| 1.3 铜冶炼技术 |
| 1.3.1 火法炼铜技术 |
| 1.3.2 湿法炼铜技术 |
| 1.4 一步炼铜进展 |
| 1.4.1 诺兰达一步炼铜法 |
| 1.4.2 氧气底吹(Q-S)一步炼铜法 |
| 1.4.3 双底吹连续炼铜工艺 |
| 1.4.4 三菱连续炼铜法 |
| 1.4.5 闪速炉连续吹练法 |
| 1.4.6 其他一步炼铜法 |
| 1.5 选题意义及课题研究内容 |
| 1.5.1 选题意义 |
| 1.5.2 课题研究内容 |
| 第二章 辉铜矿及黄铜矿直接炼铜理论分析 |
| 2.1 辉铜矿直接冶炼粗铜 |
| 2.1.1 辉铜矿成分与物相 |
| 2.1.2 辉铜矿直接炼铜耗氧量计算 |
| 2.1.3 辉铜矿直接冶炼热力学分析 |
| 2.2 黄铜矿直接冶炼粗铜 |
| 2.2.1 黄铜矿成分与物相 |
| 2.2.2 黄铜矿直接炼铜耗氧量计算 |
| 2.2.3 黄铜矿直接冶炼热力学分析 |
| 2.3 本章小结 |
| 第三章 辉铜矿混黄铜矿直接炼铜热力学分析 |
| 3.1 不同铁硅比理论耗氧量计算 |
| 3.1.1 Fe/SiO_2=0.4理论耗氧量 |
| 3.1.2 Fe/SiO_2=0.6理论耗氧量 |
| 3.1.3 Fe/SiO_2=0.9理论耗氧量 |
| 3.1.4 Fe/SiO_2=1.2理论耗氧量 |
| 3.2 理论氧量下辉铜矿混黄铜矿直接炼铜理论分析 |
| 3.2.1 辉铜矿混黄铜矿Fe/SiO_2=0.4直接炼铜理论分析 |
| 3.2.2 辉铜矿混黄铜矿Fe/SiO_2=0.6直接炼铜理论分析 |
| 3.2.3 辉铜矿混黄铜矿Fe/SiO_2=0.9直接炼铜理论分析 |
| 3.2.4 辉铜矿混黄铜矿Fe/SiO_2=1.2直接炼铜理论分析 |
| 3.3 氧气过量时辉铜矿混黄铜矿直接炼铜理论分析 |
| 3.3.1 辉铜矿混黄铜矿Fe/SiO_2=0.4直接炼铜过氧分析 |
| 3.3.2 辉铜矿混黄铜矿Fe/SiO_2=0.6直接炼铜过氧分析 |
| 3.3.3 辉铜矿混黄铜矿Fe/SiO_2=0.9直接炼铜过氧分析 |
| 3.3.4 辉铜矿混黄铜矿Fe/SiO_2=1.2直接炼铜过氧分析 |
| 3.4 最优渣型可行性调控实验方案 |
| 第四章 最优渣型实验方案验证 |
| 4.1 实验原料 |
| 4.2 配矿 |
| 4.3 实验设备及分析仪器 |
| 4.4 实验方法 |
| 4.5 研究与讨论 |
| 4.5.1 喷吹速率对铜直收率的影响 |
| 4.5.2 气体喷吹时间对铜直收率的影响 |
| 4.5.3 沉降时间对铜直收率的影响 |
| 4.6 实验结果 |
| 4.7 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 |
| 附录 A 攻读硕士学位期间发表论文情况 |
| 附录 B 攻读硕士学位期间参与的科研项目 |
（3）铜冶炼过程中铜熔渣对炉衬侵蚀特性的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 课题研究背景 |
| 1.2 铜矿资源和耐火材料概况 |
| 1.2.1 铜矿资源 |
| 1.2.2 耐火材料概况 |
| 1.3 铜熔渣的来源及综合利用现状 |
| 1.3.1 铜熔渣的来源 |
| 1.3.2 铜熔渣的综合利用现状 |
| 1.4 铜熔渣的分类及矿物相组成特点 |
| 1.4.1 铜熔渣的分类 |
| 1.4.2 铜熔渣的矿物相组成特点 |
| 1.5 铜冶炼对耐火材料的要求 |
| 1.5.1 铜冶炼的特点 |
| 1.5.2 炼铜炉对炉衬的要求 |
| 1.6 铜熔渣侵蚀机理的研究现状 |
| 1.6.1 金属及硫化物对耐火材料的侵蚀 |
| 1.6.2 炉渣对耐火材料的侵蚀 |
| 1.6.3 气氛对耐火材料的影响 |
| 1.6.4 抗热震性 |
| 1.7 选题的研究内容及意义 |
| 1.7.1 选题的研究内容 |
| 1.7.2 选题意义 |
| 第二章 铜熔渣组分特性及贫化原理 |
| 2.1 铜熔渣 |
| 2.2 耐火材料性能 |
| 2.3 贫化原理 |
| 2.4 分析方法及设备 |
| 2.5 本章小结 |
| 第三章 铜熔渣对镁铝质耐火材料和刚玉质耐火材料的侵蚀行为 |
| 3.1 铜熔渣熔融过程热力学分析 |
| 3.2 实验部分 |
| 3.2.1 实验方法 |
| 3.2.2 实验装置 |
| 3.3 实验结果与分析 |
| 3.3.1 铜熔渣碱度和Al_2O_3含量对于坩埚腐蚀程度的影响 |
| 3.3.2 MgO-SiO_2-Al_2O_3坩埚和Al_2O_3坩埚的形态结构 |
| 3.3.3 铜熔渣的渣型结构变化 |
| 3.3.4 矿渣渗透现象观察 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 铜熔渣对镁铬质耐火材料的侵蚀行为 |
| 4.1 铜熔渣成分分析 |
| 4.2 实验部分 |
| 4.2.1 镁铬质耐火材料的制作 |
| 4.2.2 侵蚀实验 |
| 4.3 实验结果与分析 |
| 4.3.1 铜熔渣碱度对于镁铬质耐火材料侵蚀程度的影响 |
| 4.3.2 矿渣渗透现象观察 |
| 4.3.3 六价铬的平衡计算与XPS分析 |
| 4.4 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 |
| 附录A 攻读硕士学位期间参与的科研项目 |
| 附录B 攻读硕士学位期间发表论文 |
（4）餐厨废油还原贫化富氧顶吹熔炼铜熔渣的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜火法冶炼技术现状 |
| 1.1.1 熔炼技术 |
| 1.1.2 连续炼铜 |
| 1.1.3 一步炼铜 |
| 1.2 铜渣特性 |
| 1.2.1 铜渣渣型 |
| 1.2.2 铜渣物化性质 |
| 1.3 铜渣贫化 |
| 1.3.1 铜在渣中损失 |
| 1.3.2 贫化技术 |
| 1.4 餐厨废油利用现状 |
| 1.4.1 生物质能在火法冶金中的应用 |
| 1.4.2 餐厨废油资源特点和利用现状 |
| 1.5 论文提出背景、研究内容和创新点 |
| 1.5.1 论文提出背景 |
| 1.5.2 研究内容 |
| 1.5.3 创新点 |
| 第二章 实验原料、方法与设备 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.1.1 铜渣 |
| 2.1.2 餐厨废油 |
| 2.1.3 无烟煤 |
| 2.2 实验方法 |
| 2.2.1 铜熔渣还原过程的渣-锍/铜分离研究 |
| 2.2.2 餐厨废油高温裂解与还原特性研究 |
| 2.2.3 铜熔渣喷吹餐厨废油还原贫化实验研究 |
| 2.3 实验设备 |
| 第三章 铜渣还原贫化的理论研究 |
| 3.1 铜渣还原热力学分析 |
| 3.2 铜熔渣中渣-锍分离过程分析 |
| 3.2.1 渣-锍直接沉降分离 |
| 3.2.2 还原过程的渣-锍分离 |
| 3.3 吹炼渣中渣-铜分离过程分析 |
| 3.3.1 渣-铜直接沉降分离 |
| 3.3.2 还原过程的渣-铜分离 |
| 3.4 小结 |
| 第四章 餐厨废油高温裂解与还原特性研究 |
| 4.1 餐厨废油高温裂解 |
| 4.1.1 餐厨废油直接裂解 |
| 4.1.2 Fe_3O_4作用下的餐厨废油裂解 |
| 4.1.3 铜熔渣作用下的餐厨废油裂解 |
| 4.2 餐厨废油还原行为 |
| 4.2.1 餐厨废油还原Fe_3O_4气体产物分析 |
| 4.2.2 还原产物物相分析 |
| 4.2.3 餐厨废油还原Fe_3O_4过程分析 |
| 4.3 小结 |
| 第五章 铜熔渣喷吹餐厨废油贫化工艺优化研究 |
| 5.1 铜熔渣直接沉降分离 |
| 5.2 铜熔渣还原贫化 |
| 5.2.1 渣油混合方式 |
| 5.2.2 还原温度 |
| 5.2.3 还原剂用量 |
| 5.2.4 保温时间 |
| 5.3 小结 |
| 第六章 铜熔渣喷吹餐厨废油贫化过程渣-锍分离行为 |
| 6.1 还原过程渣-锍分离 |
| 6.2 沉降过程渣-锍分离 |
| 6.2.1 沉降时间 |
| 6.2.2 冷却方式 |
| 6.3 小结 |
| 第七章 总结与展望 |
| 7.1 总结 |
| 7.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（5）铜冶炼尾渣中铜的硫化浮选回收机理及其工艺优化研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 铜冶炼尾渣的危害及回收意义 |
| 1.1.1 铜冶炼尾渣的危害 |
| 1.1.2 铜冶炼尾渣的回收意义 |
| 1.2 铜冶炼尾渣的产生与特性 |
| 1.2.1 铜冶炼尾渣的产生原理 |
| 1.2.2 铜冶炼尾渣的成分及其处置方式 |
| 1.3 大冶铜冶炼尾渣及其回收利用现状 |
| 1.3.1 大冶铜冶炼尾渣的特点 |
| 1.3.2 大冶铜冶炼尾渣的处置方法 |
| 1.3.3 大冶铜冶炼尾渣回收利用存在的问题 |
| 1.4 溶液中离子对矿物与矿渣气浮影响的研究综述 |
| 1.5 量子化学在矿物与矿渣气浮领域的应用概述 |
| 1.6 吸附动力学在矿物与矿渣气浮领域的应用概述 |
| 1.7 本论文研究的意义与研究内容 |
| 1.7.1 背景及意义 |
| 1.7.2 研究内容与技术路线 |
| 第2章 实验材料与分析方法 |
| 2.1 实验设备、药剂与原料 |
| 2.1.1 主要仪器 |
| 2.1.2 实验药剂 |
| 2.1.3 实验原料 |
| 2.1.4 尾渣中典型纯矿物的制备 |
| 2.2 实验设计 |
| 2.2.1 溶解、浸出与吸附实验 |
| 2.2.2 铜冶炼尾渣中典型纯矿物气浮实验 |
| 2.2.3 实际铜冶炼尾渣气浮实验 |
| 2.3 分析方法 |
| 2.3.1 X射线衍射测定与分析 |
| 2.3.2 SEM-EDS测定 |
| 2.3.3 液相中离子种类及浓度测定 |
| 2.3.4 Zeta电位测定 |
| 2.3.5 X射线光电子能谱测定 |
| 2.3.6 紫外分光光度计 |
| 2.4 理论计算原理与软件平台 |
| 2.4.1 第一性原理计算理论与软件平台 |
| 2.4.2 吸附动力学计算理论基础 |
| 第3章 铜冶炼尾渣气浮溶液中离子的析出与吸附行为对气浮的影响研究 |
| 3.1 铜冶炼尾渣浸出液中离子种类与水合形态分析 |
| 3.2 铜冶炼尾渣中各离子来源与析出特性分析 |
| 3.3 铜冶炼尾渣中典型纯矿物的溶解度测定 |
| 3.4 水溶液中主要离子的吸附研究 |
| 3.5 含铜纯矿物气浮回收条件实验 |
| 3.5.1 冰铜气浮条件优化 |
| 3.5.2 氧化铜气浮条件优化 |
| 3.5.3 金属铜气浮条件优化 |
| 3.6 铜、铁离子对气浮效果的影响 |
| 3.6.1 铜离子对气浮的影响 |
| 3.6.2 铁离子对气浮的影响 |
| 3.7 本章小结 |
| 第4章 铜冶炼尾渣含铜矿物晶体结构计算与再构表面硫化机理研究 |
| 4.1 铜冶炼尾渣主要含铜矿物的电子结构和性质 |
| 4.1.1 第一性原理的计算理论基础与参数设定 |
| 4.1.2 结构模型 |
| 4.1.3 能带结构和电子态密度 |
| 4.1.4 Mulliken布居分析 |
| 4.2 冰铜模型的表面结构与再构 |
| 4.3 冰铜结构模型的表面吸附 |
| 4.3.1 冰铜(001)-S表面吸附位 |
| 4.3.2 吸附能 |
| 4.3.3 (001)-S表面吸附后Mulliken布居 |
| 4.3.4 态密度和局部态密度 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 铜、铁离子对铜冶炼尾渣表面性质的影响研究 |
| 5.1 铜、铁离子对纯矿物表面电位的影响 |
| 5.1.1 铜、铁离子对冰铜表面电位的影响 |
| 5.1.2 铜、铁离子对氧化铜表面电位的影响 |
| 5.1.3 铜、铁离子对金属铜表面电位的影响 |
| 5.2 硫化和活化——硫化过程中铜、铁、硫组分的变化规律 |
| 5.2.1 铜、铁、硫组分的浓度在冰铜硫化过程中的变化规律 |
| 5.2.2 铜、铁、硫组分的浓度在氧化铜硫化过程中的变化规律 |
| 5.2.3 铜、铁、硫组分的浓度在金属铜硫化过程中的变化规律 |
| 5.3 含铜物质表面的XPS分析 |
| 5.3.1 冰铜吸附铜、铁、硫离子前后的XPS分析 |
| 5.3.2 氧化铜吸附铜、铁、硫离子前后的XPS分析 |
| 5.3.3 金属铜吸附铜、铁、硫离子前后的XPS分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 冰铜对黄药的吸附作用机理 |
| 6.1 吸附动力学原理 |
| 6.1.1 吸附类型与影响因素 |
| 6.1.2 吸附平衡及吸附等温线的模型 |
| 6.1.3 吸附动力学 |
| 6.1.4 吸附热动力学 |
| 6.2 丁基黄药的吸附动力学研究 |
| 6.2.1 吸附研究实验方案 |
| 6.2.2 丁基黄药的吸附曲线 |
| 6.2.3 丁基黄药的吸附动力学拟合 |
| 6.2.4 溶液温度为4℃时的拟合曲线 |
| 6.2.5 溶液温度为10℃时的拟合曲线 |
| 6.2.6 溶液温度为20℃时的拟合曲线 |
| 6.2.7 溶液温度为40℃时的拟合曲线 |
| 6.3 丁基黄药的吸附热动力学 |
| 6.4 本章小结 |
| 第7章 实际铜冶炼尾渣铜回收工艺优化设计 |
| 7.1 铜冶炼尾渣细度实验 |
| 7.1.1 尾渣细度曲线的制定 |
| 7.1.2 细度气浮实验 |
| 7.2 粗选条件实验 |
| 7.2.1 pH条件实验 |
| 7.2.2 硫化钠用量条件实验 |
| 7.2.3 调整剂种类条件实验 |
| 7.2.4 调整剂用量条件实验 |
| 7.2.5 浮选剂用量条件实验 |
| 7.2.6 起泡剂用量条件实验 |
| 7.2.7 粗选条件实验小节 |
| 7.3 粗精矿细度条件实验 |
| 7.4 精选条件实验 |
| 7.5 气浮闭路实验 |
| 7.6 本章小结 |
| 第8章 结论及创新点 |
| 8.1 结论 |
| 8.2 本文的主要创新点 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读博士学位期间取得的主要科研成果 |
（6）焙烧铜渣物性转变及铁的磁选富集研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜渣的形成及一般特性 |
| 1.1.1 选题背景 |
| 1.1.2 铜渣的形成 |
| 1.1.3 铜渣成分 |
| 1.1.4 铜渣的矿物组成 |
| 1.2 国内外铜渣资源化的探索和研究 |
| 1.2.1 水泥和建筑行业的应用 |
| 1.2.2 铜渣中铜的资源化回收利用 |
| 1.2.3 铜渣中铁的资源化回收利用 |
| 1.2.4 铜渣中其他金属和有害元素的资源化回收利用 |
| 1.3 研究内容 |
| 1.4 研究意义 |
| 第二章 实验原料和研究方法 |
| 2.1 铜渣原样的工艺矿物学分析 |
| 2.1.1 铜渣原样的粒度分布 |
| 2.1.2 铜渣原样的化学组成 |
| 2.1.3 铜渣原样的物相组成 |
| 2.1.4 铜渣原样的微观形貌和能谱分析 |
| 2.2 实验中的添加剂和气体 |
| 2.3 实验设备 |
| 2.3.1 加热反应电炉 |
| 2.3.2 磁选管 |
| 2.3.3 破碎和研磨设备 |
| 2.4 检测分析方法 |
| 2.4.1 XRD物相检测分析 |
| 2.4.2 微量元素化学定量分析 |
| 2.4.3 扫描电镜和能谱分析 |
| 第三章 铜渣焙烧-磁选回收磁铁矿正交试验 |
| 3.1 正交试验设计 |
| 3.1.1 铜渣正交试验目的 |
| 3.1.2 正交实验的因素和水平的确定 |
| 3.1.3 正交表的确定 |
| 3.1.4 试验条件及方法 |
| 3.2 正交试验结果分析 |
| 3.2.1 极差分析 |
| 3.2.2 方差分析 |
| 3.2.3 正交实验最优方案验证试验 |
| 3.3 本章小结 |
| 第四章 铜渣焙烧-磁选回收磁铁矿的单因素实验 |
| 4.1 焙烧铜渣物相转变机理分析 |
| 4.2 实验流程 |
| 4.3 实验设备及方法 |
| 4.4 铜渣焙烧过程的物相变化 |
| 4.4.1 CaO添加量对焙烧铜渣物相组成的影响 |
| 4.4.2 焙烧温度对焙烧铜渣物相组成的影响 |
| 4.4.3 CO_2和CO气体流速对焙烧铜渣物相组成的影响 |
| 4.4.4 焙烧时间对焙烧铜渣物相组成的影响 |
| 4.5 焙烧过程中铜渣的微观结构变化 |
| 4.5.1 CaO添加量对铜渣微观结构变化的影响 |
| 4.5.2 焙烧温度对铜渣微观结构变化的影响 |
| 4.5.3 CO_2和CO气体流速对铜渣微观结构变化的影响 |
| 4.5.4 焙烧时间对铜渣微观结构变化的影响 |
| 4.6 铜渣焙烧-磁选回收磁铁矿的实验研究 |
| 4.6.1 CaO添加量对铜渣焙烧-磁选过程的影响 |
| 4.6.2 焙烧温度对铜渣焙烧-磁选过程的影响 |
| 4.6.3 CO_2和CO气体流速对铜渣焙烧-磁选过程的影响 |
| 4.6.4 焙烧时间对铜渣焙烧-磁选过程的影响 |
| 4.6.5 粒度对铜渣焙烧-磁选过程的影响 |
| 4.6.6 磁场强度对铜渣焙烧-磁选过程的影响 |
| 4.7 本章小结 |
| 第五章 铜渣高温焙烧后磁铁矿的转变和富集实验 |
| 5.1 铜渣高温焙烧的原理分析 |
| 5.2 CaO对熔融铜渣中磁铁矿转变的影响 |
| 5.3 温度对熔融铜渣中磁铁矿转变的影响 |
| 5.4 CO_2和CO分压比对熔融铜渣中磁铁矿转变的影响 |
| 5.5 焙烧时间对熔融铜渣中磁铁矿转变的影响 |
| 5.6 本章小结 |
| 第六章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间的研究成果 |
（7）铜熔渣分步贫化过程中铜、铁贫化特性的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 课题研究背景 |
| 1.2 铜矿资源和铁矿资源概况 |
| 1.2.1 铜矿资源 |
| 1.2.2 铁矿资源 |
| 1.3 铜渣的来源及综合利用现状 |
| 1.3.1 铜渣的来源 |
| 1.3.2 铜渣的综合利用现状 |
| 1.4 铜渣的分类及矿物相组成特点 |
| 1.4.1 铜渣的分类 |
| 1.4.2 铜渣的矿物相组成特点 |
| 1.5 铜渣中有价金属元素回收研究现状 |
| 1.5.1 铜渣中铜元素的回收方法及现状 |
| 1.5.2 铜渣中铁元素的回收方法及现状 |
| 1.6 铜渣综合利用前景和目前存在的问题 |
| 1.7 选题的研究内容及意义 |
| 1.7.1 选题的研究内容 |
| 1.7.2 选题意义 |
| 第二章 铜熔渣组分特性及贫化原理 |
| 2.1 铜渣 |
| 2.2 焦炭 |
| 2.3 贫化原理 |
| 2.4 分析方法及设备 |
| 2.5 本章小结 |
| 第三章 铜熔渣中铜锍相聚集沉降的研究 |
| 3.1 铜渣熔融过程热力学分析 |
| 3.2 实验部分 |
| 3.2.1 实验方法 |
| 3.2.2 实验装置及检测设备 |
| 3.3 实验结果与分析 |
| 3.3.1 温度对铜锍聚集沉降的影响 |
| 3.3.2 沉降时间对铜锍聚集沉降的影响 |
| 3.6 本章小结 |
| 第四章 铜熔渣中氧化铜还原贫化的研究 |
| 4.0 铜渣成分分析 |
| 4.1 铜熔渣还原过程热力学分析 |
| 4.2 实验部分 |
| 4.2.1 实验方法 |
| 4.2.2 实验装置及检测设备 |
| 4.3 实验结果与分析 |
| 4.3.1 还原剂炭粉添加量对氧化铜还原贫化的影响 |
| 4.3.2 助熔剂Ca O添加量对氧化铜还原贫化的影响 |
| 4.3.3 温度对氧化铜还原贫化的影响 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 铜熔渣中铁相还原贫化的研究 |
| 5.1 实验部分 |
| 5.1.1 实验方法 |
| 5.1.2 实验装置及检测设备 |
| 5.2 实验结果与分析 |
| 5.2.1 温度对铁相还原贫化的影响 |
| 5.2.2 还原剂添加量对铁相还原贫化的影响 |
| 5.2.3 助熔剂添加量对铁相还原贫化的影响 |
| 5.3 贫化尾渣渣型分析 |
| 5.4 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 |
| 附录A 攻读硕士学位期间参与的科研项目 |
| 附录B 攻读硕士学位期间发表论文 |
（8）铜冶炼渣资源化利用研究进展（论文提纲范文）
| 1 渣相结构 |
| 2 综合利用工艺 |
| 2.1 选矿分离 |
| 2.2 湿法提取 |
| 2.3 火法贫化 |
| 2.4 高温氧化 |
| 2.5 高温还原 |
| 2.6 建筑利用 |
| 2.7 矿相资源化重构 |
| 3 综合利用工艺比较 |
| 4 结语 |
（9）天然气喷吹搅拌适度贫化铜渣过程的基础研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.1.1 世界铜资源概况 |
| 1.1.2 我国铜矿及铜渣资源概况 |
| 1.1.3 铜渣的来源和种类 |
| 1.2 铜渣贫化方法 |
| 1.2.1 火法还原贫化 |
| 1.2.2 选矿贫化 |
| 1.2.3 湿法浸出 |
| 1.3 铜在渣中的损失形式 |
| 1.4 铜渣的赋存状态及含量 |
| 1.4.1 铜渣的矿物学组成 |
| 1.4.2 铜渣中的主要矿物间嵌布关系 |
| 1.4.3 铜炉渣结构 |
| 1.4.4 铜渣的碱度 |
| 1.5 铜锍的组成 |
| 1.5.1 铜锍的化学组成 |
| 1.5.2 铜锍的物相组成 |
| 1.6 铜渣的综合利用概况及存在的问题 |
| 1.6.1 铜渣的综合利用概况 |
| 1.6.2 铜渣综合利用存在的问题 |
| 1.7 利用铜渣中有价金属制备含铜抗菌不锈钢新工艺的提出 |
| 1.8 本论文研究意义及内容 |
| 1.8.1 本论文研究意义 |
| 1.8.2 本论文研究内容 |
| 第2章 原料分析与研究方法 |
| 2.1 化学试剂 |
| 2.2 铜渣的矿物学分析 |
| 2.2.1 铜渣的多元素分析 |
| 2.2.2 铜渣的X射线衍射分析 |
| 2.2.3 铜渣的扫面电镜分析 |
| 2.3 熔渣的性质 |
| 2.3.1 熔渣物性检测设备 |
| 2.3.2 铜渣的密度 |
| 2.3.3 铜渣的粘度 |
| 2.3.4 铜渣的碱度 |
| 2.4 研究方法 |
| 2.4.1 实验原理 |
| 2.4.2 实验装置 |
| 2.4.3 实验过程 |
| 第3章 天然气适度贫化铜渣过程的热力学分析 |
| 3.1 贫化铜渣过程中的主要反应的吉布斯自由能计算 |
| 3.2 标态下贫化铜渣过程吉布斯自由能计算 |
| 3.2.1 天然气直接还原贫化铜渣过程吉布斯自由能计算 |
| 3.2.2 天然气分解产物C、H_2还原贫化铜渣过程吉布斯自由能计算 |
| 3.2.3 铜渣还原过程杂质相反应吉布斯自由能计算 |
| 3.3 铜渣贫化体系的平衡组成 |
| 3.3.1 铜渣贫化贫化过程的相图 |
| 3.3.2 铁氧化物还原过程平衡气相组成 |
| 3.3.3 铜渣贫化还原过程的优势区图 |
| 3.4 本章小结 |
| 第4章 动力学分析 |
| 4.1 TG-DTA分析方法 |
| 4.2 不同条件下铜渣的TG-DTA分析 |
| 4.2.1 铜渣在氧化性气氛下的TG-DTA分析 |
| 4.2.2 铜渣加碳粉的TG-DTA分析 |
| 4.2.3 铜渣加硫化剂的TG-DTA分析 |
| 4.3 不同升温速率铜渣贫化过程的TG-DTA分析 |
| 4.3.1 升温速率为10℃/min时的动力学分析 |
| 4.3.2 升温速率为20℃/min时的动力学分析 |
| 4.3.3 升温速率为30℃/min时的动力学分析 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 喷吹天然气适度贫化铜渣结果与分析 |
| 5.1 实验方案设计 |
| 5.2 实验结果及讨论 |
| 5.2.1 渣的重熔与搅拌对渣含铜、渣含Fe_3O_4量的影响 |
| 5.2.2 通气时间对渣含铜、渣含Fe_3O_4量的影响 |
| 5.2.3 反应温度对渣含铜、渣含Fe_3O_4量的影响 |
| 5.2.4 沉降时间对渣含铜、渣含Fe_3O_4量的影响 |
| 5.2.5 熔剂CaO加入量对渣含铜、渣含Fe_3O_4量的影响 |
| 5.2.6 铁硅比对渣含铜、渣含Fe_3O_4量的影响 |
| 5.2.7 硫化剂对渣含铜、渣含Fe_3O_4量的影响 |
| 5.2.8 气泡微细化对铜渣贫化过程的影响 |
| 5.2.9 感应炉放大实验 |
| 5.3 铜渣中其他元素的考察 |
| 5.3.1 挥发物的分析 |
| 5.3.2 贫化后渣的分析 |
| 5.3.3 贫化后渣中As元素的考察 |
| 5.3.4 贫化后渣中S元素的考察 |
| 5.3.5 贫化后渣中Au元素的考察 |
| 5.4 产品的状态及表征 |
| 5.4.1 宏观照片图像分析 |
| 5.4.2 XRD物相分析 |
| 5.4.3 扫描电镜分析 |
| 5.5 本章小结 |
| 第6章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
（10）不同含铜炉渣选矿对比试验研究（论文提纲范文）
| 1 试验材料及试验方法 |
| 1.1 炉渣工艺矿物学性质 |
| 1.2 试验试剂及设备 |
| 1.3 研究方法 |
| 2 试验结果与讨论 |
| 2.1 磨矿制度对不同炉渣浮选的影响 |
| 2.2 全流程开路试验 |
| 3 结论 |
四、诺兰达炉渣综合利用研究(上)（论文参考文献）
- [1]铜冶炼渣中二氧化硅的分离及制备白炭黑研究[D]. 苏博文. 昆明理工大学, 2021(01)
- [2]辉铜矿混黄铜矿短流程炼铜理论研究及最优渣型实验验证[D]. 郭祥. 昆明理工大学, 2020(04)
- [3]铜冶炼过程中铜熔渣对炉衬侵蚀特性的研究[D]. 王杨. 昆明理工大学, 2020(04)
- [4]餐厨废油还原贫化富氧顶吹熔炼铜熔渣的研究[D]. 周世伟. 昆明理工大学, 2019(06)
- [5]铜冶炼尾渣中铜的硫化浮选回收机理及其工艺优化研究[D]. 潘庆庆. 武汉理工大学, 2019(07)
- [6]焙烧铜渣物性转变及铁的磁选富集研究[D]. 刘金生. 江西理工大学, 2019(01)
- [7]铜熔渣分步贫化过程中铜、铁贫化特性的研究[D]. 孙雪玮. 昆明理工大学, 2019(06)
- [8]铜冶炼渣资源化利用研究进展[J]. 廖亚龙,叶朝,王祎洋,曹磊. 化工进展, 2017(08)
- [9]天然气喷吹搅拌适度贫化铜渣过程的基础研究[D]. 刘楠松. 东北大学, 2015(12)
- [10]不同含铜炉渣选矿对比试验研究[J]. 江锋,黄红军,孙伟,刘润清,熊勇. 有色金属(选矿部分), 2013(06)
标签：耐火材料论文;