一、中低品位锌氧化矿原矿直接湿法炼锌工艺探讨（论文文献综述）
王振银[1]（2021）在《微生物-氯盐联合浸出锌氧压渣中锌铅银的研究》文中提出锌氧压渣含有多种有价金属元素,例如含有的锌、铅和银等具有很高的综合回收利用价值,目前对于锌氧压渣的回收处理工艺有火法挥发工艺、化学浸出工艺和浮选工艺等,这些工艺方法分别存在着能耗高、试剂耗量大和回收率低等不足。本文为高效经济和分步回收某锌冶炼厂锌氧压渣中有价金属锌、铅和银,提出了微生物-氯盐联合浸出的新工艺。其关键工段包括高效浸矿微生物的选育驯化、微生物浸出锌氧压渣和氯盐浸出微生物浸渣等,针对这些关键工段本文开展了相关基础研究,为绿色环保、高效节能和综合回收锌氧压渣中锌、铅和银提供了新思路和理论技术指导。研究了锌氧压渣的工艺矿物学。主要有价金属元素锌、铅和银的含量分别为3.16%、17.00%和261.20 g/t,主要矿物组成为石英、硫酸铅和正长石等。硫酸铅和硫化铅占据总铅的97.56%,硫酸锌和硫化锌占据总锌的86.52%,单质银和硫化银占据总银的77.18%。样品粒度小于30微米的部分占据86.54%,渣中矿物连生关系较为复杂,硫酸盐类物质多存在与正长石和石英等脉石矿物连生嵌布的现象,极少有单体解离的硫酸铅和其他矿物的存在。选育驯化了适用锌氧压渣特性的高效浸矿菌种,并优化了微生物浸出工艺条件。在初始pH 1.5,矿浆浓度10%,接种量10%的条件下浸出时间15天,得到的微生物浸出渣中锌含量0.4070%,微生物浸出锌的浸出率为88.07%,而铅含量17.94%,银含量271.44 g/t,铅和银在微生物浸渣中得以进一步富集。经过微生物浸出后,硫化铅氧化率为71.51%,硫化银氧化率为62.60%。揭示了微生物浸出锌氧压渣的过程和机理。浸出前期优势菌种为铁氧化菌和硫氧化菌,浸矿体系中存在铁氧化反应和硫氧化反应。由Eh-pH图知,pH值不变时,氧化还原电位进一步升高才会使硫化锌、硫化铅和硫化银继续被氧化。至浸出中后期,浸矿体系pH值逐渐降至稳定范围内,硫氧化细菌数量降低,铁氧化细菌逐渐繁衍为优势菌种,并将Fe2+氧化为Fe3+,体系电位升高,硫化锌、硫化铅和硫化银进一步被氧化。优化了氯盐浸出微生物浸渣中铅和银的工艺条件,在NaCl-CaCl2-HCl-H2O的体系中,双氧水添加量2%、CaCl2添加量20 g/L,使用HCl溶液调节pH 0.5,当在NaCl浓度300g/L、浸出温度90℃、搅拌转速350r/min、液固比10:1和浸出时间120min时,铅、银浸出率分别达到95.47%、83.86%。直接氯盐浸出微生物浸渣中铅、银的浸出率分别为90.88%、68.53%。经过微生物浸出后,氯盐对铅和银的浸出率提高了4.59%和15.33%。化学物相分析结果表明,微生物浸出锌的同时使得硫化铅和硫化银氧化为其各自硫酸盐,提高了后续氯盐浸出铅和银的浸出率。此外,微生物-氯盐联合浸出工艺对锌氧压渣中的锌浸出率为94.40%。研究了微生物浸渣中的铅和银的氯盐浸出动力学特征,并得出了半经验动力学方程。氯盐浸出微生物浸出渣中的铅和银均为有固体产物层或惰性物料层的收缩核模型。氯盐浸出铅和银的反应活化能分别为22.66 kJ/mol和10.88 kJ/mol。氯盐浸出铅符合化学反应速率与固膜内扩散混合控制的模型,氯盐浸出银符合固膜内扩散控制模型。
苏开萌[2]（2021）在《铅锌混合精矿氧压浸出液深度净化工艺研究》文中提出中国是锌冶炼和消费大国,锌产量和锌消费量稳居世界第一。然而随着锌资源的不断开采,正在开采的资源已经逐渐枯竭,因此需要寻找新的锌矿物资源,以缓解资源紧张的状况。云南某地有一个新开采的铅锌混合矿,该混合矿储量较大,但铅锌品位较低,主要以硫化矿为主,伴生有少量的氧化矿。该混合矿经过浮选、氧压浸出处理后,得到氧压浸出液。本论文以该浸出液为研究对象,开展深度净化工艺研究,采用针铁矿法及锑盐净化法对该浸出液的净化进行了研究,为后续工序提供合格电解液。主要研究内容包括:除铁工艺研究,除铜、镉、钴、镍的工艺研究,深度除镉研究等。在除铁工艺研究中,探究了通气方式、反应温度、p H、反应时间、晶种等因素对除铁的影响。结果表明,曝气对氧化除铁影响显着,在曝气情况下,可提高Fe2+氧化效率,显着提高铁的去除效果,铁的去除率可达98.32%;反应温度、溶液p H、反应时间等因素对除铁也具有显着影响,在温度为90℃、时间为2.5h,溶液p H=3.0-3.5条件下,铁的去除率达到98.64%;在晶种用量为2g/L时,铁去除率达到98.65%。对除铁沉淀物分析,p H的降低有利于提高渣的含铁量,降低锌的损失。在锑盐净化工艺研究中,探究了反应温度、反应时间、锌粉用量等因素对Cu2+、Cd2+、Co2+、Ni2+去除的影响。结果表明,反应温度、反应时间对Co2+、Ni2+的去除的影响极为显着,在温度为80℃,时间为1h,锌粉用量为1.8倍时,Cu2+、Cd2+、Co2+、Ni2+分别降低至0.01mg/L、3.90mg/L、0.36mg/L、0.01mg/L。但升温及延长时间对除镉不利。增加锌粉用量,可抑制Cd的复溶现象,有利于金属离子的去除。高温复溶的Cd,需在低温下,添加锌粉进行去除。在锌粉用量为1g/L,反应时间为80min,温度为40℃时,溶液中Cd2+浓度降低至0.02mg/L,铁离子浓度降低至0.17mg/L。
徐瑾,章晓林,王其宏[3]（2018）在《云南某低品位氧化铅锌矿选冶联合新工艺研究》文中认为针对云南某低品位氧化锌矿的性质特点,提出了一种选冶联合工艺,即脱泥—浮选预富集脱钙—湿法炼锌的流程。在磨矿细度-0.074 mm含量为85%,Na2S用量为8 000 g/t、组合抑制剂用量六偏磷酸钠（100+100）g/t+水玻璃（500+500）g/t,HHA为捕收剂的条件下,经脱泥作业后两次粗选,最终获得了氧化锌粗精矿品位和回收率分别为18.09%和77.57%的良好指标,且粗精矿中的氧化钙含量由原矿中的21.71%降到了13.25%,高达63.50%的氧化钙杂质得到脱除。通过该工艺流程,实现了保锌脱钙的目标。全流程工艺总锌回收率为90.27%,每吨锌综合耗酸量仅为3.60 t,大幅度降低了湿法炼锌的耗酸量。
高小兵[4]（2017）在《高钙低品位硫氧混合锌矿氧化焙烧矿相转变的研究》文中指出锌是重要的有色金属原材料,其用量仅次于铝和铜。虽然我国锌资源较为丰富,但可利用的资源却非常有限,随着资源消耗量逐年递增,硫化锌精矿资源逐年递减,处于堆积或未开采状态的硫氧混合锌矿的高效利用则成为当前研究的主要对象。如何合理有效地处理此类矿物成为当前研究的一个非常重要的课题。本文根据所研究矿石中含钙的特点,在考虑经济效益和技术成本的基础上,采用低温氧化焙烧-氨浸的方式来处理此类复杂的低品位矿。首先对氧化焙烧过程中矿样的物相转变热力学进行了分析。研究表明:在一定的温度下控制硫势和氧势,可以使矿物中的闪锌矿和异极矿发生矿相转变,转化成易溶的ZnO,黄铁矿和方铅矿则分别转化为Fe203和PbSO4,矿物中的S最终以CaSO4的形式存在于焙砂中。同时,结合矿样含钙的特点,采用纯试剂按一定的比例配制了与矿样成分相似的混合物,在相同的焙烧条件下,研究了焙烧过程中钙的固硫作用,矿物中含铁量对含锌物料发生矿相转变的影响。实验结果表明:钙在焙烧过程中确实有一定的固硫效果,含铁量对含锌物料的矿相转变影响明显,直接影响铁酸锌的生成量。其次,对组成混合锌矿原料之一的硫化锌精矿在CaC03存在下的低温氧化焙烧过程进行了研究。焙烧条件为300℃和3h,通过对矿样焙烧产物的物相检测、形貌表征及在NH3-（NH4）2SO4-H2O溶液中锌浸出率的对比,证实了当碳酸钙存在时,采用低温氧化焙烧的方法能够用来处理含硫化锌的物料,这为使用相同的方法处理高钙低品位硫氧混合锌矿的研究提供了实践基础。对两种硫化锌精矿的焙烧试验结果研究表明:低温氧化焙烧法既可以促进闪锌矿的物相转变,又能使S以CaSO4的形式被固定下来,且最佳钙硫摩尔比为1:1。将所得焙砂在浸出温度为45℃的恒温水浴锅内浸出1h,两种硫化锌精矿的锌浸出率分别高达100.00%和92.09%;与直接氨浸矿样的锌浸出率相比,分别提高了98.21和90.25个百分点。最后,对于矿相组成较复杂的两种高钙低品位硫氧混合锌矿在低温条件下进行了氧化焙烧,研究了焙烧条件对硫氧混合锌矿矿相转变的影响,根据混合锌矿的物相转变规律,得出其焙烧的最佳条件,将所得的焙烧产物在氨-硫铵溶液中浸出。实验结果表明:硫氧混合锌矿矿相转变的最佳焙烧温度为300°C。在此温度下,矿物中的异极矿和闪锌矿都转化成了易溶的ZnO。温度过低,含锌物相均未发生矿相转变;温度过高,焙砂中出现了复杂的（Zn0.35Fe0.65）Fe2O4物相,使易溶ZnO含量降低。300℃下硫氧混合锌矿的最佳焙烧时间为3h。此时,ZnO的X射线衍射峰强度最强,且CaCO3完全转化成了 CaSO4。当焙烧时间超过3h,一部分ZnO会与Fe2O3反应生成难溶的铁酸锌,不利于锌的提取。矿相转变显着提高了锌的浸出率。采用NH3-（NH4）2SO4-H2O体系,直接浸出未经焙烧的两种硫氧混合锌矿,锌的浸出率仅为49.32%和43.13%;在300℃下经过3h焙烧得到的焙砂经氨浸后,锌的浸出率分别提高到了 73.27%和66.59%,增加了 23.95和23.46个百分点。
赵金忠[5]（2014）在《低品位氧化锌矿提锌工艺方法研究》文中研究说明随着工业的发展,金属锌的需求量越来越大,其每年以2%的需求增长,随着锌矿的不断开采,矿石中锌的品位也越来越低。因此,低品位氧化锌矿的冶金是近年来研究的重点。本文针对甘肃陇南地区的低品位锌矿,进行了浸出、萃取、电积的试验研究,浸出研究主要考察了温度、加酸方式、固液比、pH值、粒度等因素的影响,得出了较优的浸出工艺条件为:浸出温度为330K,固液比1:3,控制酸度为150 g/L时,终点pH值在5.2-5.5间,锌矿粒度为0.075-0.055mm。结合矿物特征,提出了先弱酸浸出,再强酸浸出的两段逆流浸出工艺,并得出较优工艺条件下的浸出率可达93%;萃取工艺研究中考察了平衡时间、萃取剂浓度、pH值、相比的影响,得出了较优工艺条件为:萃取时间为2-2.5min,萃取剂浓度为25%左右,料液的最佳pH值在在2.8-3.2之间,相比应控制在1.5-3之间。同时也考察了硫酸锌溶液锌浓度和相比对负载有机相洗涤效果的影响以及反萃时间、硫酸浓度对反萃率的影响,确定出最佳工艺条件为:硫酸锌浓度为30%左右,相比为5时,有机相中铁、钙、钴杂质的含量下降明显,洗涤效果越好。反萃时间控制在4min,硫酸浓度为130g/L时,反萃效果好。全流程试验表明,采用本工艺可制备出符合国家标准的电积锌,锌的总回收率达到87.76%,且锌物理外观质量良好。
赵春虎[6]（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。
刘智勇[7]（2012）在《氧化锌矿物在氨—铵盐—水体系中的浸出机理》文中研究表明低品位氧化锌矿选矿富集困难,碱性脉石含量高,采用火法及酸性体系湿法工艺处理,能耗高、回收率低、废弃物多。氨—铵盐—水体系浸出,因其选择性强,氨与有价金属离子配合而促进浸出,是处理这类资源较为适宜的工艺。本文研究了氧化锌矿,特别是硅酸盐类矿物在NH3-（NH4）2SO4-H2O体系中的浸出机理,研究结果不仅在学术上弥补了这一领域基础研究的不足,也可为实际浸出工艺开发提供理论指导和基础数据。以天然异极矿和人工合成硅锌矿纯矿物为研究对象,综合运用XRD、FT-IR、XPS、SEM、EDS、TGA-DSC、ICP-AES等检测技术,研究了这些矿物在NH3-（NH4）2SO4-H2O体系中的溶解平衡、溶解速率和浸出机理,得到如下主要结论。（1）根据物质守恒、同时平衡及电中性原理,建立了Zn2SiO4-NH3-NH4+-H2O体系的热力学模型,通过对模型计算求解,绘制了体系中各组元浓度变化的热力学关系图。图示结果表明,[NH3]与[NH3]T摩尔比为0.5时,体系中[Zn]T最大,且随总氨浓度的增加而增大。总氨浓度为5mol/L,[NH3]与[NH3]T摩尔比为0.5时,无定形Si02在该体系中的溶解度为0.11g/L,其过饱和析出的pH值范围为7.16～12.68,受无定形Si02溶解度低的限制,在上述条件下体系中[Zn]T只能达到27.88g/L,远低于ZnO在该体系中的溶解度。（2）异极矿在NH3-（NH4）2SO4-H2O体系可以浸出。浸出时Zn-O-Zn键断裂后,Si-O双四面体从异极矿晶体架构中脱离形成无定形Si02。无定形二氧化硅单独形核,并未对异极矿表面形成包裹。（3）实验证实,当[NH3]与[NH3]T摩尔比为0.5时,锌浸出速率最高；在总氨浓度5mol/L,[NH3]与[NH3]T摩尔比0.5,固液比20g/L,温度35℃,搅拌速度350r/min,浸出150min时,锌的浸出率可达95%,而纯氨水和纯硫酸铵溶液中锌的浸出率只有2%；高固液比下,由于溶液中[Zn]T达到饱和,锌浸出率会大幅度下降。（4）在固液比20g／L、总氨浓度5mol/L、[NH3]与[NH3]T摩尔比0.5、搅拌速度350r/min的条件下,研究了-100-+160目的异极矿在NH3-（NH4）2SO4-H2O体系中浸出的动力学。结果表明,异极矿在NH3-（NH4）2SO4溶液中的浸出过程可用Elovich方程进行描述,浸出反应的表观活化能为55.42kJ/mol,属表面化学反应控制,这与浸出机理研究所得结论一致。（5）实验发现,异极矿和湿化学法合成的硅酸锌在不同温度下煅烧2h,均可获得结晶度不同的正交晶系的硅锌矿（β-Zn2SiO4）和三方晶系的菱面体晶硅锌矿（α-Zn2Si04）。硅锌矿的晶体结构及结晶度对其在NH3-（NH4）2SO4-H2O体系中的浸出效果有显着影响。在温度35℃、固液比20g/L、总氨浓度5mol/L、[NH3]与[NH3]T摩尔比0.5、搅拌速度350r/min的条件下浸出120min,β-Zn2SiO4的结晶度为29.88%和60.11%时锌的浸出率分别为86.66%、42.14%,α-Zn2SiO4结晶度为99%和100%时锌的浸出率分别为10.13%、6.4%,β-Zn2SiO4比α-Zn2SiO4容易浸出。（6）a-硅锌矿在浸出时,锌与硅同时溶解进入溶液,但Si02在体系中溶解度较小,过饱和后以无定形水合二氧化硅形态单独形核析出,由于其析出速度缓慢,抑制了锌的浸出。（7）在固液比5g/L、总氨浓度5mol/L、[NH3]与[NH3]T摩尔比0.5、搅拌速度350r/min的条件下,研究了-140～+160目的结晶完整的α-硅锌矿在NH3-（NH4）2SO4-H2O体系中浸出的动力学。其浸出过程特征符合多孔颗粒粒子模型,浸出过程的表观活化能为67.93kJ/mol,表明浸出过程受孔隙扩散控制,这与实验现象是一致的。
吕萍,杨建军[8]（2012）在《锌氧化矿湿法冶金技术的研究现状与展望》文中认为在简述我国锌矿产资源的形势和开发利用现状的基础上,指出目前锌矿产资源中的锌氧化矿资源开发利用过程中存在的主要问题。论述了锌氧化矿湿法冶金技术的发展和现状,并对锌氧化矿湿法冶金工艺的应用前景进行了展望。
黄海威[9]（2012）在《锌加压氧化浸出渣中闪锌矿与单质硫的浮选分离技术研究》文中提出硫化锌精矿经氧压浸出工艺产出的湿法炼锌渣中常含大量单质硫及未得到充分浸出的硫化锌组分。由于浸出渣中硫化锌被单质硫包裹覆盖,即使对渣进行再浸出处理也难以充分回收其中的锌。本论文针对某湿法冶炼厂锌加压氧化浸出工艺产渣量大、渣中锌与硫回收困难的问题,研究了浸出渣中闪锌矿和单质硫浮选分离。通过对闪锌矿和单质硫浮选行为的研究,以及溶液化学计算、矿浆电位、红外光谱分析讨论硫化钠和巯基乙酸对闪锌矿的抑制机理,最后以某锌加压氧化浸出渣为研究对象实现了浸出渣中硫与锌的浮选分离。得出如下主要结论：（1）浸出渣的工艺矿物学研究与浮选试验研究结果说明,对于锌加压浸出渣中闪锌矿-单质硫体系的锌硫浮选分离,采用抑锌浮硫方案较为适宜；（2）石灰石做pH调整剂、六偏磷酸钠做分散剂添加至磨矿阶段,硫化钠与巯基乙酸作组合抑制剂加至浮选阶段,浸出渣闭路浮选试验最终得到了含硫92.23%、锌2.45%的硫精矿产品,及含锌12.97%、回收率为81.71%的锌精矿产品；（3）在pH值6到7范围内,硫化钠和巯基乙酸均能作为闪锌矿浮选的抑制剂,且巯基乙酸对闪锌矿的抑制作用要强于硫化钠的抑制作用,主要是由于在此pH范围内,巯基乙酸在闪锌矿表面发生了吸附,巯基乙酸的亲水基团使得闪锌矿表面亲水,而此时矿浆中硫化钠水解电离出的HS-离子组分比例较低。
李存兄[10]（2012）在《低品位氧化锌矿元素硫水热硫化应用基础研究》文中认为金属锌被称为“现代工业的保护剂”,是国民经济健康发展不可缺少的战略金属,也是目前用量最大的有色金属冶金产品之一。随着硫化锌资源的日益枯竭,氧化锌资源的开发利用已引起人们重视。低品位氧化锌矿水热硫化转化预处理-浮选新工艺能显着改善氧化锌矿常规浮选工艺存在的不足之处,本论文在前期系统工艺研究基础上,开展了低品位氧化锌矿水热硫化转化基础理论研究,主要成果如下：（1）采用多种检测手段对云南兰坪地区的碳酸盐类低品位氧化锌矿和硅酸盐类低品位氧化锌矿进行矿物学分析。矿石中主要的锌矿物为菱锌矿、闪锌矿,脉石矿物主要为石英、方解石等；菱锌矿、闪锌矿与脉石矿物之间紧密连生、交代或穿切形成错综复杂的镶嵌关系。硅酸盐类低品位氧化锌矿中异极矿及硅锌矿矿物部分以不规则状、粒状嵌布于脉石矿物,部分与菱锌矿以集合体的形式嵌布于脉石矿物,使得有价金属与脉石矿物难以分离。（2）对低品位氧化锌矿元素硫水热硫化高温热力学过程进行了分析。绘制了工艺条件温度下S-H2O系E-pH图,随着体系温度的升高,S2-的优势区面积增大,S2-、H2S、HS-离子的稳定区域向低pH的方向移动；氧化锌矿中锌的主要单矿物水热硫化反应高温热力学分析结果表明,菱锌矿、异极矿、硅锌矿和红锌矿在高温水热体系下的水热硫化反应都易于发生（3）分别研究了合成异极矿和纯菱锌矿的元素硫水热硫化转化过程动力学机理。异极矿元素硫水热硫化转化反应初期受化学反应控制,反应表观活化能分别为50.23kJ/mol;而后期逐步转变为受固体产物层的扩散控制,反应表观活化能为11.12kJ/mol。纯菱锌矿元素硫水热硫化转化过程受穿过固体产物层的扩散控制,其表观活化能为14.67kJ/mol。在200℃下硫化120min后菱锌矿的水热硫化过程已基本完成。（4）开展了碳酸盐类低品位氧化锌矿水热硫化预处理-浮选实验研究。在水热硫化优化技术参数矿浆起始pH=9、颗粒粒度57-74μm、硫磺摩尔倍数2.0、转化温度180℃、硫化时间240min、搅拌转速500rpm的条件下,锌和铅的硫化转化率分别达73%和86%以上,硫化产物中分别有61%的锌和94%的铅以硫化物形式存在。采用铅锌混合浮选工艺流程获得的合精矿中铅品位19.59%,锌品位35.76%,铅锌回收率分别达69%和81%,铅锌回收率大幅度提高。（5）开展了硅酸盐类低品位氧化锌矿水热硫化预处理-浮选实验研究。在水热硫化优化技术参数矿浆起始pH=9、颗粒粒度57-74μm、硫磺摩尔倍数2.5、转化温度180℃、硫化时间240min、搅拌转速600rpm的条件下,锌和铅的硫化转化率分别达55%和83%以上,大部分异极矿发生矿相重构生成硫化锌,而脉石矿物如石英、方解石等则不发生变化,从而改变了有用矿物与脉石矿物因表面性质相似而无法高效分离的局面,为后续的浮选富集创造了有利条件。采用铅锌混合浮选工艺流程获得的混合精矿中铅品位15.84%,锌品位34.53%,铅锌回收率分别达73%和83%。
二、中低品位锌氧化矿原矿直接湿法炼锌工艺探讨（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、中低品位锌氧化矿原矿直接湿法炼锌工艺探讨（论文提纲范文）
（1）微生物-氯盐联合浸出锌氧压渣中锌铅银的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.2 锌冶炼方法概述 |
| 1.2.1 火法炼锌工艺 |
| 1.2.2 湿法炼锌工艺 |
| 1.3 锌氧压渣特性 |
| 1.4 锌氧压渣有价金属回收研究进展 |
| 1.4.1 火法回收方法 |
| 1.4.2 湿法回收方法 |
| 1.5 氯盐浸出技术 |
| 1.6 微生物浸出技术 |
| 1.7 微生物-氯盐联合浸出技术 |
| 1.7.1 微生物-氯盐联合浸出技术的应用 |
| 1.7.2 微生物-氯盐联合浸出锌氧压渣 |
| 1.8 研究意义和研究内容 |
| 1.8.1 论文研究的意义 |
| 1.8.2 论文研究的主要内容 |
| 1.9 技术路线图 |
| 2 试验材料与研究方法 |
| 2.1 试验材料 |
| 2.1.1 样品来源及制备 |
| 2.1.2 多元素分析 |
| 2.1.3 矿物组成及嵌布特征 |
| 2.1.4 主要有价元素赋存状态 |
| 2.1.5 菌种及培养基 |
| 2.1.6 试验药剂仪器和设备 |
| 2.3 研究方法 |
| 2.3.1 菌种培养驯化 |
| 2.3.2 微生物摇瓶浸出锌氧压渣试验 |
| 2.3.3 氯盐浸出微生物浸渣试验 |
| 2.3.4 分析检测方法 |
| 3 微生物浸出锌氧压渣试验研究 |
| 3.1 高效浸矿菌种选育驯化 |
| 3.1.1 试验菌种选择 |
| 3.1.2 试验菌种驯化 |
| 3.2 微生物浸出锌氧压渣工艺条件优化 |
| 3.2.1 初始pH值 |
| 3.2.2 矿浆浓度 |
| 3.2.3 接种量 |
| 3.2.4 浸出时间 |
| 3.3 微生物浸出渣性质分析 |
| 3.3.1 锌、铅和银的化学物相分析 |
| 3.3.2 微生物浸出渣的SEM-EDS分析 |
| 3.3.3 微生物浸出渣的XPS分析 |
| 3.4 锌氧压渣浸出过程浸矿菌种群落结构分析 |
| 3.5 锌氧压渣生物浸出过程机理分析 |
| 3.5.1 锌氧压渣中硫化锌的生物浸出机理分析 |
| 3.5.2 锌氧压渣中硫化铅的生物氧化机理分析 |
| 3.5.3 锌氧压渣中硫化银的生物氧化机理分析 |
| 3.6 本章小结 |
| 4 氯盐浸出微生物浸渣中铅和银试验研究 |
| 4.1 氯盐浸出微生物浸渣中铅和银原理 |
| 4.2 氯盐浸出微生物浸渣中铅和银工艺条件优化 |
| 4.2.1 NaCl浓度对微生物浸渣中铅和银浸出的影响 |
| 4.2.2 搅拌转速对微生物浸渣中铅和银浸出的影响 |
| 4.2.3 液固比对微生物浸渣中铅和银浸出的影响 |
| 4.2.4 反应温度对微生物浸渣中铅和银浸出的影响 |
| 4.2.5 反应时间对微生物浸渣中铅和银浸出的影响 |
| 4.3 锌氧压渣的直接氯盐浸出工艺试验 |
| 4.4 微生物-氯盐浸出渣、直接氯盐浸出渣表征分析 |
| 4.5 微生物-氯盐联合浸出工艺金属量平衡 |
| 4.6 氯盐浸出液资源化利用 |
| 4.6.1 铅银回收 |
| 4.6.2 高盐废水资源化处理 |
| 4.7 氯盐浸出渣资源化利用途径 |
| 4.8 本章小结 |
| 5 铅和银氯盐溶液浸出动力学研究 |
| 5.1 动力学模型选择 |
| 5.2 模型拟合与验证 |
| 5.2.1 搅拌转速对铅银浸出率的影响 |
| 5.2.2 温度对铅银浸出率的影响 |
| 5.3 银的浸出动力学 |
| 5.3.1 模型确定 |
| 5.3.2 动力学模型参数确定 |
| 5.4 铅的浸出动力学 |
| 5.4.1 模型确定 |
| 5.4.2 动力学模型参数确定 |
| 5.5 本章小结 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 攻读硕士学位期间取得的学术成果 |
| 致谢 |
（2）铅锌混合精矿氧压浸出液深度净化工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 锌的性质 |
| 1.2 锌资源 |
| 1.3 锌的产量、消费及用途 |
| 1.4 锌冶炼方法 |
| 1.4.1 火法炼锌 |
| 1.4.2 湿法炼锌 |
| 1.5 湿法炼锌的净化工艺 |
| 1.5.1 除铁工艺 |
| 1.5.2 除铜镉工艺 |
| 1.5.3 除钴镍工艺 |
| 1.6 国内外锌浸出液净化现状 |
| 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 理论分析 |
| 2.1 除铁理论分析 |
| 2.2 除铜、镉原理 |
| 2.3 除钴原理 |
| 2.4 本章小结 |
| 第三章 实验设备、原料及方法 |
| 3.1 实验设备 |
| 3.2 实验原料 |
| 3.3 实验方法 |
| 3.3.1 除铁方法 |
| 3.3.2 除铜、镉、钴、镍方法 |
| 3.3.3 深度净化方法 |
| 第四章 氧压浸出液除铁工艺研究 |
| 4.1 探索性实验 |
| 4.2 通气方式对除铁的影响 |
| 4.3 氧气流量对除铁的影响 |
| 4.4 温度对除铁的影响 |
| 4.5 pH对除铁的影响 |
| 4.6 反应时间对除铁的影响 |
| 4.7 晶种对除铁的影响 |
| 4.8 沉淀物分析 |
| 4.9 本章小结 |
| 第五章 氧压浸出液净化工艺研究 |
| 5.1 不同纯度锌粉对铜、镉去除的影响 |
| 5.2 反应温度的影响 |
| 5.3 反应时间的影响 |
| 5.4 锌粉用量的影响 |
| 5.5 深度净化 |
| 5.5.1 锌粉用量对深度净化的影响 |
| 5.5.2 反应时间对深度净化的影响 |
| 5.6 净化液与电解新液成分对比 |
| 5.7 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 |
| 附件A 硕士期间主要的研究成果 |
（3）云南某低品位氧化铅锌矿选冶联合新工艺研究（论文提纲范文）
| 1 试验 |
| 1.1 材料与试剂 |
| 1.1.1 原矿组成 |
| 1.1.2 主要有价矿物的赋存状态及嵌布关系 |
| 1.1.3 试验器材及试剂 |
| 1.2 试验方法 |
| 2 结果与讨论 |
| 2.1 反浮选脱钙 |
| 2.2 正浮选脱钙 |
| 2.3 磨矿细度 |
| 2.4 硫化剂用量 |
| 2.5 抑制剂用量 |
| 2.6 低品位难处理氧化锌矿预富集 |
| 2.7 浸出工艺 |
| 3 结论 |
（4）高钙低品位硫氧混合锌矿氧化焙烧矿相转变的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 锌的性质和用途 |
| 1.1.1 锌的物理性质 |
| 1.1.2 锌的化学性质 |
| 1.1.3 锌的用途 |
| 1.2 锌矿产资源概述 |
| 1.2.1 锌资源的主要特征 |
| 1.2.2 常见的含锌矿物 |
| 1.2.3 国内外锌资源分布 |
| 1.3 锌冶炼工艺概述 |
| 1.3.1 火法炼锌 |
| 1.3.2 湿法炼锌 |
| 1.4 硫化锌矿冶炼工艺 |
| 1.5 复杂氧化锌矿冶炼工艺概述 |
| 1.5.1 火法冶炼 |
| 1.5.2 湿法冶炼 |
| 1.6 选题背景、研究意义及研究内容 |
| 1.6.1 选题背景及研究意义 |
| 1.6.2 研究内容 |
| 第二章 实验部分 |
| 2.1 试剂 |
| 2.2 实验设备 |
| 2.3 实验方法 |
| 2.4 分析测试 |
| 2.4.1 锌含量测定 |
| 2.4.2 原子吸收光谱分析 |
| 2.4.3 XRF光谱分析 |
| 2.4.4 XRD光谱分析 |
| 2.4.5 SEM-EDS分析 |
| 第三章 焙烧过程矿相转变的热力学分析及钙固硫作用的研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 实验原料 |
| 3.3 结果与讨论 |
| 3.3.1 矿相转变热力学分析 |
| 3.3.2 钙固硫作用 |
| 3.3.3 铁酸锌生成机理研究 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 硫化锌精矿在碳酸钙存在下的低温氧化焙烧实验研究 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 实验原料 |
| 4.3 结果与讨论 |
| 4.3.1 硫化锌精矿的低温氧化焙烧 |
| 4.3.2 碳酸钙用量对硫化锌精矿焙烧过程的影响 |
| 4.3.3 低温氧化焙烧对氨浸的影响 |
| 4.3.4 形貌转变表征 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 硫氧混合锌矿氧化焙烧矿相转变规律的研究 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 实验原料 |
| 5.3 结果与讨论 |
| 5.3.1 高钙低品位氧化锌矿的低温氧化焙烧 |
| 5.3.2 焙烧温度对硫氧混合锌矿矿相转变的影响 |
| 5.3.3 焙烧时间对硫氧混合锌矿矿相转变的影响 |
| 5.3.4 焙砂氨性浸出 |
| 5.3.5 形貌转变表征 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 创新点 |
| 6.3 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（5）低品位氧化锌矿提锌工艺方法研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 1 文献综述 |
| 1.1 锌的性质及应用 |
| 1.2 锌的矿物资源 |
| 1.3 氧化锌矿选矿 |
| 1.4 火法炼锌 |
| 1.4.1 火法炼锌综述 |
| 1.4.2 回转窑处理法 |
| 1.4.3 电炉处理法 |
| 1.4.4 熔融还原法 |
| 1.5 湿法炼锌 |
| 1.5.1 酸性浸出法 |
| 1.5.2 浸出剂与浸出方法 |
| 1.5.3 细菌浸出 |
| 1.6 研究内容及意义 |
| 1.6.1 研究的目的意义 |
| 1.6.2 研究思路及方案 |
| 2 试验设备及方法 |
| 2.1 原料的化学分析及矿物特性 |
| 2.2 试验中的试剂与仪器 |
| 2.3 试验方法 |
| 2.3.1 工艺流程 |
| 2.3.2 原料预处理 |
| 2.3.3 萃取试验 |
| 2.3.4 电积试验 |
| 2.4 分析方法 |
| 2.4.1 锌的分析 |
| 2.4.2 Pb、Fe及其他杂质元素分析 |
| 3 试验结果与讨论 |
| 3.1 浸出试验 |
| 3.1.1 温度对浸出率的影响 |
| 3.1.2 加酸方式对浸出率的影响 |
| 3.1.3 固液比对锌浸出率的影响 |
| 3.1.4 酸度对锌浸出率的影响 |
| 3.1.5 粒度对锌浸出率的影响 |
| 3.1.6 单因素试验小结 |
| 3.1.7 最佳条件下两段逆流浸出试验 |
| 3.2 萃取试验 |
| 3.2.1 平衡时间对锌萃取率的影响 |
| 3.2.2 萃取剂浓度对锌萃取率的影响 |
| 3.2.3 料液pH值对锌萃取率的影响 |
| 3.2.4 相比对锌萃取率的影响 |
| 3.3 负载有机相洗涤 |
| 3.3.1 硫酸锌浓度对洗涤效果的影响 |
| 3.3.2 相比对洗涤效果的影响 |
| 3.4 反萃实验 |
| 3.4.1 时间对反萃率的影响 |
| 3.4.2 硫酸浓度对锌反萃率的影响 |
| 3.5 萃取、洗涤、反萃试验小结 |
| 3.6 串级萃取试验结果 |
| 3.7 活性炭吸附微量的P204 |
| 3.8 锌电积试验 |
| 3.9 综合试验指标 |
| 4 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录研究生学习阶段发表论文 |
（6）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 |
（7）氧化锌矿物在氨—铵盐—水体系中的浸出机理（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 文献评述 |
| 1.1 锌的性质用途与消费 |
| 1.2 锌冶炼工艺 |
| 1.2.1 火法炼锌 |
| 1.2.2 湿法炼锌 |
| 1.3 低品位氧化锌矿的处理工艺 |
| 1.3.1 选矿工艺 |
| 1.3.2 火法工艺 |
| 1.3.3 酸浸工艺 |
| 1.3.4 碱浸工艺 |
| 1.3.5 氨浸工艺 |
| 1.4 Zn-NH_3-NH_4~+-H_2O体系热力学研究现状 |
| 1.5 本课题的提出及其意义 |
| 第二章 实验研究方法 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.1.1 异极矿 |
| 2.1.2 硅锌矿(α-Zn_2SiO_4) |
| 2.1.3 化学试剂 |
| 2.2 实验仪器设备 |
| 2.3 实验方法 |
| 2.3.1 异极矿的浸出 |
| 2.3.2 硅锌矿的浸出 |
| 2.3.3 硅溶解平衡实验 |
| 2.4 分析与表征 |
| 2.4.1 锌的分析 |
| 2.4.2 硅的分析 |
| 2.4.3 样品物相分析 |
| 2.4.4 样品形貌与元素半定量分析 |
| 2.4.5 样品粒度分析 |
| 2.4.6 样品热特性分析 |
| 2.4.7 样品结构分析 |
| 2.4.8 样品表面元素分析 |
| 2.4.9 样品比表面积及孔径分析 |
| 第三章 Zn_2SiO_4-NH_3-(NH_4)_2SO_4-H_2O体系热力学分析 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 体系中可能存在的物种及其热力学数据 |
| 3.3 NH_3-(NH_4)_2SO_4-H_2O体系的pH值 |
| 3.4 无定形二氧化硅在NH_3-(NH_4)_2SO_4-H_2O体系中的溶解 |
| 3.5 Zn_2SiO_4-NH_3-(NH_4)_2SO_4-H_2O体系热力学计算模型 |
| 3.6 Zn_2SiO_4-NH_3-(NH_4)_2SO_4-H_2O体系含锌组元的log C-pH图 |
| 3.7 Zn_2SiO_4-NH_3-(NH_4)_2SO_4-H_2O体系含硅组元的log C-pH图 |
| 3.8 总氨浓度对Zn_2SiO_4-NH_3-(NH_4)_2SO_4-H_2O体系含锌组元存在形态的影响 |
| 3.9 总氨浓度对Zn_2SiO_4-NH_3-(NH_4)_2SO_4-H_2O体系含硅组元存在形态的影响 |
| 3.10 总氨浓度对Zn_2SiO_4-NH_3-(NH_4)_2SO_4-H_2O体系中[Zn]_T、[Si]_T的影响 |
| 3.11 [NH_3]/[NH_3]T摩尔比对Zn_2SiO_4-NH_3-NH_4+-H_2O体系组分的影响 |
| 3.12 本章小结 |
| 第四章 异极矿在氨-铵盐-水溶液体系浸出机理研究 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 浸出机理 |
| 4.3 浸出条件实验 |
| 4.3.1 铵盐种类的影响 |
| 4.3.2 矿石粒度的影响 |
| 4.3.3 搅拌速度的影响 |
| 4.3.4 [NH_3]与[NH_3]_T摩尔比的影响 |
| 4.3.5 温度的影响 |
| 4.3.6 总氨浓度的影响 |
| 4.3.7 固液比的影响 |
| 4.4 浸出过程的动力学研究 |
| 4.4.1 收缩核模型 |
| 4.4.2 Elovich方程 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 硅锌矿在氨-铵盐-水溶液体系浸出机理研究 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 晶体结构及结晶度对浸出过程的影响 |
| 5.2.1 异极矿煅烧获得的硅锌矿 |
| 5.2.2 化学纯硅酸锌煅烧获得的硅锌矿 |
| 5.3 浸出条件实验 |
| 5.3.1 铵盐种类的影响 |
| 5.3.2 矿石粒度的影响 |
| 5.3.3 搅拌速度的影响 |
| 5.3.4 [NH_3]与[NH_3]_T摩尔比的影响 |
| 5.3.5 总氨浓度的影响 |
| 5.3.6 反应温度的影响 |
| 5.3.7 固液比的影响 |
| 5.3.8 溶液中初始SiO_2浓度的影响 |
| 5.3.9 强化浸出过程 |
| 5.4 浸出过程的动力学研究 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 结论与创新 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.1.1 Zn_2SiO_4-NH_3-(NH_4)_2SO_4-H_2O体系的热力学 |
| 6.1.2 异极矿在氨-铵盐-水体系的浸出机理 |
| 6.1.3 硅锌矿在氨-铵盐-水体系的浸出机理 |
| 6.2 主要创新点 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读博士学位期间主要研究成果及获得奖励 |
（9）锌加压氧化浸出渣中闪锌矿与单质硫的浮选分离技术研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 锌资源概述 |
| 1.2 我国冶炼锌工艺 |
| 1.2.1 火法炼锌 |
| 1.2.2 湿法炼锌 |
| 1.2.3 常规湿法炼锌工艺中浸出渣的产生 |
| 1.2.4 湿法炼锌渣的处理 |
| 1.3 浮选技术在处理湿法炼锌渣中的应用 |
| 1.3.1 银的回收 |
| 1.3.2 锌的回收 |
| 1.3.3 单质硫的回收 |
| 1.4 闪锌矿的浮选工艺研究现状 |
| 1.4.1 闪锌矿的可浮性与浮选电化学调控研究 |
| 1.4.2 闪锌矿的捕收剂 |
| 1.4.3 闪锌矿的活化 |
| 1.4.4 闪锌矿的抑制 |
| 1.5 硫磺的浮选研究现状 |
| 1.6 本文的研究内容和意义 |
| 1.6.1 研究内容 |
| 1.6.2 研究意义 |
| 第二章 矿样、药剂、仪器设备及研究方法 |
| 2.1 矿样 |
| 2.1.1 单矿物试样 |
| 2.1.2 浸出渣样 |
| 2.2 药剂 |
| 2.3 仪器设备 |
| 2.4 试验方法 |
| 2.4.1 浮选试验 |
| 2.4.2 浮选矿浆电位的测量 |
| 2.4.3 红外光谱测试 |
| 第三章 浸出渣的工艺矿物学特性 |
| 3.1 浸出渣的物相组成及化学成分分析 |
| 3.2 浸出渣中主要元素的赋存状态 |
| 3.3 浸出渣的物相特征及嵌布关系 |
| 3.4 小结 |
| 第四章 闪锌矿与单质硫单矿物及混合矿浮选研究 |
| 4.1 矿物基本浮选行为 |
| 4.1.1 pH对矿物可浮性的影响 |
| 4.1.2 小结 |
| 4.2 抑制剂对矿物可浮性影响 |
| 4.2.1 巯基乙酸对矿物可浮性的影响 |
| 4.2.2 硫化钠对矿物可浮性的影响 |
| 4.2.3 古尔胶对矿物可浮性的影响 |
| 4.2.4 CMC对矿物可浮性的影响 |
| 4.2.5 小结 |
| 4.3 混合矿浮选分离试验 |
| 4.3.1 起泡剂对混合矿浮选分离的影响 |
| 4.3.2 混合矿锌硫质量比对浮选的影响 |
| 4.3.4 小结 |
| 第五章 浸出渣中闪锌矿与单质硫的浮选分离研究 |
| 5.1 浸出渣的浮选工艺选择 |
| 5.1.1 pH对锌硫分离的影响 |
| 5.1.2 磨矿细度对浮选分离的影响 |
| 5.1.3 抑硫浮锌抑制剂试验 |
| 5.1.4 小结 |
| 5.2 抑锌浮硫条件试验 |
| 5.2.1 硫化钠抑制剂用量试验 |
| 5.2.2 巯基乙酸抑制剂用量试验 |
| 5.2.3 分散剂用量试验 |
| 5.2.4 精选次数对锌硫分离的影响 |
| 5.2.5 小结 |
| 5.3 全流程开路试验及闭路试验 |
| 第六章 硫化钠和巯基乙酸对闪锌矿的抑制机理研究 |
| 6.1 硫化钠抑制闪锌矿浮选的作用机理 |
| 6.1.1 硫化钠的溶液化学研究 |
| 6.1.2 硫化钠对矿浆电位的影响 |
| 6.2 巯基乙酸抑制闪锌矿浮选的作用机理 |
| 6.2.1 巯基乙酸的溶液化学研究 |
| 6.2.2 巯基乙酸对矿浆电位的影响 |
| 6.2.3 巯基乙酸与闪锌矿的红外光谱分析 |
| 6.3 小结 |
| 第七章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读硕士学位期间主要的研究成果 |
（10）低品位氧化锌矿元素硫水热硫化应用基础研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 目录 |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 氧化锌资源概况 |
| 1.2 氧化锌矿处理现状与进展 |
| 1.3 氧化锌矿的硫化浮选研究现状 |
| 1.3.1 硫化钠硫化氧化锌矿 |
| 1.3.2 元素硫硫化氧化锌矿 |
| 1.4 其它金属矿物的硫化处理 |
| 1.5 课题的提出及本文的研究内容 |
| 1.6 论文的创新点 |
| 第二章 低品位氧化锌矿的矿物学研究 |
| 2.1 碳酸盐类低品位氧化锌矿矿物学分析 |
| 2.1.1 矿石的化学成分 |
| 2.1.2 矿石中锌的化学物相分析 |
| 2.1.3 矿石的矿物组成 |
| 2.1.4 矿样中重要矿物的产出特征 |
| 2.2 硅酸盐类低品位氧化锌矿矿物学分析 |
| 2.2.1 矿石的化学成分 |
| 2.2.2 矿石中锌的化学物相分析 |
| 2.2.3 矿石的矿物组成 |
| 2.2.4 矿样中重要矿物的产出特征 |
| 2.3 本章小结 |
| 第三章 元素硫水热硫化氧化锌矿高温热力学分析 |
| 3.1 弱碱性体系中元素硫歧化反应机理 |
| 3.2 高温下S-H_2O系E-pH图 |
| 3.2.1 理论依据 |
| 3.2.2 热力学数据及方程 |
| 3.2.3 S-H_2O系E-pH图 |
| 3.3 氧化锌矿物水热硫化转化热力学分析 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 锌单矿物元素硫水热硫化动力学研究 |
| 4.1 实验部分 |
| 4.1.1 原料及试剂 |
| 4.1.2 实验设备及方法 |
| 4.2 动力学模型 |
| 4.3 实验结果与讨论 |
| 4.3.1 合成异极矿元素硫水热硫化动力学研究 |
| 4.3.2 纯菱锌矿元素硫水热硫化动力学研究 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 碳酸盐类低品位氧化锌矿元素硫水热硫化预处理-浮选实验 |
| 5.1 实验部分 |
| 5.1.1 实验原料及试剂 |
| 5.1.2 实验设备及方法 |
| 5.1.3 硫化产物分析 |
| 5.2 实验结果及讨论 |
| 5.2.1 水热硫化转化实验 |
| 5.2.2 硫化产物浮选实验 |
| 5.2.3 本章小结 |
| 第六章 硅酸盐类低品位氧化锌矿元素硫水热硫化预处理-浮选实验 |
| 6.1 实验部分 |
| 6.1.1 实验原料及试剂 |
| 6.1.2 实验设备及方法 |
| 6.1.3 硫化产物分析 |
| 6.2 实验结果及讨论 |
| 6.2.1 水热硫化转化实验 |
| 6.2.2 硫化产物浮选实验 |
| 6.2.3 本章小结 |
| 第七章 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录A 攻读博士学位期间主要科研成果 |
| 附录B 热力学数据 |
四、中低品位锌氧化矿原矿直接湿法炼锌工艺探讨（论文参考文献）
- [1]微生物-氯盐联合浸出锌氧压渣中锌铅银的研究[D]. 王振银. 北京有色金属研究总院, 2021
- [2]铅锌混合精矿氧压浸出液深度净化工艺研究[D]. 苏开萌. 昆明理工大学, 2021(01)
- [3]云南某低品位氧化铅锌矿选冶联合新工艺研究[J]. 徐瑾,章晓林,王其宏. 矿冶, 2018(05)
- [4]高钙低品位硫氧混合锌矿氧化焙烧矿相转变的研究[D]. 高小兵. 昆明理工大学, 2017(01)
- [5]低品位氧化锌矿提锌工艺方法研究[D]. 赵金忠. 西安建筑科技大学, 2014(03)
- [6]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)
- [7]氧化锌矿物在氨—铵盐—水体系中的浸出机理[D]. 刘智勇. 中南大学, 2012(03)
- [8]锌氧化矿湿法冶金技术的研究现状与展望[A]. 吕萍,杨建军. 2012年全国冶金物理化学学术会议专辑（下册）, 2012
- [9]锌加压氧化浸出渣中闪锌矿与单质硫的浮选分离技术研究[D]. 黄海威. 中南大学, 2012(02)
- [10]低品位氧化锌矿元素硫水热硫化应用基础研究[D]. 李存兄. 昆明理工大学, 2012(10)