一、无污染硫脲生产新工艺研制成功（论文文献综述）
张舒婷[1]（2020）在《脱硫废液主要盐的热解特性及其制得g-C3N4光催化性能研究》文中认为可见光响应的新型非金属有机半导体石墨相氮化碳g-C3N4是由类似于石墨烯状的π-共轭片层结构堆积而成,类石墨烯片状结构是由C和N两种元素交替键合而成。理想条件下,g-C3N4的室温带隙为2.7 e V左右,能有效吸收可见光,具有稳定性好、廉价、易合成等特点,是物理化学性质优良的光催化材料。上升管余热热解处理脱硫废液研究中发现,脱硫废液主要盐硫氰酸铵（NH4SCN）、硫代硫酸铵（（NH4）2S2O3）、以及硫酸铵（（NH4）2SO4）在混合热解中有g-C3N4生成。但是,关于上述各盐在还原性气氛下的热解行为不明确,煤气主要成分（如H2、CH4以及CO等）对以硫氰酸铵制备g-C3N4的生成影响也未见报道,混盐在热解生成g-C3N4过程中的相互作用不确定,针对这些问题开展了本文研究,研究得到的主要结果和结论如下:1.脱硫废液主要盐的热解特性研究（1）NH4SCN在惰性气氛（Ar）和还原性（H2）气氛热解过程中,NH4SCN依次在90-105°C以及114-127°C发生两次晶型转变,先后是由单斜晶体向正交晶体转变,以及由正交晶体向正方晶相转变。热解温度升至135-167°C（Ar）和144-167°C（H2）时,伴随NH4SCN的升华以及潮解水分的脱除,NH4SCN熔融电离并分解,生成异硫氰酸HNCS以及NH3,部分HNCS和NH3重新结合生成硫脲SC（NH2）2,该阶段失重约2.97%（Ar）和3.2%（H2）。在167-350°C（Ar）和167-265°C（H2）范围内,胍盐（H2N（C=NH）NH2）生成并分解聚合,对应失重84.53%（Ar）和87.52%（H2）。胍盐是由NH4SCN与HNCS作用、SC（NH2）2与HNCS反应以及SC（NH2）2与NH3作用生成,同时产生的还有H2S、CS2等;胍盐在约230°C时分解生成氨基氰NH2CN,并快速聚合生成双氰胺以及三聚氰胺等聚合物,伴随产生大量NH3和CS2。上述聚合物在350°C以上继续脱氨缩聚,生成高度聚合的石墨相氮化碳（g-C3N4）;600°C以上,g-C3N4分解。NH4SCN在H2中的热解进程较快,表现在热解终温较低以及气相产物生成温度区间较低,是H2高的热导率以及在高温下可能形成的活性氢对热解反应的有效促进作用的结果。（2）（NH4）2S2O3在Ar气氛下的热解依次发生在128-252°C,252-315°C和315-400°C,失重分别为57.55%,18.37%和22.25%,累计98.17%。H2气氛下各阶段发生在139-243°C,243-306°C和306-394°C,对应失重分别为56.91%,18.05%和24.19%,累计98.41%。（NH4）2S2O3分解第一阶段气相产物主要包括NH3,SO2,H2O和H2S等,中间产物有氨基磺酸（SO3NH3）。（NH4）2S2O3第二阶段的热解气相产物主要为NH3,第三阶段的主要气相产物为SO2等。（3）（NH4）2SO4在Ar气氛下的热解发生于234-313°C,313-360°C和360-459°C,各阶段依次在291°C,342°C和434°C处失重最快,三阶段分别对应9.60%,9.47%和79.43%失重,总失重98.49%。热解气氛为H2时,热解三阶段依次发生在238-313°C,313-352°C以及352-451°C,分别对应在289°C,338°C以及429°C处失重最快,依次失重10.42%,7.54%以及80.43%,总失重98.39%。（NH4）2SO4分解第一阶段为脱水脱氨反应,产物为氨基磺酸氨（NH4SO3NH2）以及硫酸氢三铵（（NH4）3H（SO4）2）。NH4SO3NH2以及（NH4）3H（SO4）2随后在第二阶段发生部分分解,分解产物主要是NH3、SO2、H2O,同时可能有N2、O2以及SO3。（NH4）2SO4脱氨生成NH4HSO4也发生在该阶段。热解第三阶段对应于NH4HSO4的脱水及分解。（4）混合盐在Ar气氛下的热解,主要发生在85-150°C,150-273°C以及273-392°C三个阶段。各阶段失重为11.11%,69.28%以及17.47%,累计失重97.87%,升温至600°C,失重达99.23%。热解气氛为H2时,混合盐的热解主要发生在83-149°C,149-289°C以及289-400°C,分别失重11.98%,72.92%以及14.04%,累积失重98.94%。升温至506°C,总失重为99.99%。混盐在两种气氛下的热失重特性具有明显相似性。第一阶段失重来源主要为（NH4）2S2O3的分解以及NH4SCN异构化过程中中间产物的损失。第二阶段主要发生NH4SCN与（NH4）2S2O3的共热解,NH4SCN的热解基本完成,该阶段内（NH4）2SO4熔融但几乎不分解。第三阶段对应于（NH4）2S2O3中间产物的分解与（NH4）2SO4的脱氨脱水反应的耦合。400°C以上的热解主要归因于NH4HSO4的生成及脱水分解。2.热聚合制备条件对g-C3N4光催化降解罗丹明B性能的影响（1）硫氰酸铵（AT）、硫脲（T）、双氰胺（D）,以及三聚氰胺（M）四种前驱体制备的g-C3N4具有相似的片状堆积结构。各样品比表面积分别为65.66 m2·g-1,54.74 m2·g-1,23.94 m2·g-1和24.50 m2·g-1。AT与T产物具有强于D和M产物的光吸收能力,更强的氧化还原能力,更强的光生载流子分离和转移能力。D和M所得g-C3N4在光催化Rh B降解过程中表现出相似的Rh B吸附特性以及光催化Rh B降解能力。AT产物的降解Rh B反应动力学常数k是M所得样品k值的4倍,是大的比表面积,光生载流子的强氧化还原性以及强光生载流子迁移能力协同作用的结果。（2）以AT为前驱体制备g-C3N4时,随着热聚合温度由450°C提高到550°C,热解气相产物对样品的扩孔效应越明显,所得样品层间距减小,材料结晶度提高,三嗪内N=C-N形式C占比递减,石墨碳C-C占比递增,N-（C）3形式N占比递减,C=N-C占比递增。材料在高温H2作用下,发生石墨化,形成碳空缺,同时桥接N原子向C=N-C转变,三嗪结构向七嗪结构转变。随着热解温度的提高,所得催化剂的吸附特性逐渐增强,光催化降解性能也逐渐增强。（3）以AT为前驱体在H2气氛下制备可见光催化剂g-C3N4时,随聚合恒温时间由1 h延长至5 h,得到的石墨相氮化碳层间距不断缩小,结晶度增加,在H2的腐蚀作用下,无定型C占比增加,而N=C-N占比减小,C缺陷生成。随着热聚合恒温时间延长,所得产物比表面积由24.05 m2·g-1增大至65.88 m2·g-1,催化剂表现出逐渐增强的吸附能力以及光催化降解Rh B能力。（4）AT在不同气氛所得产物中,材料结构内氢键作用使得H2和CH4气氛所得产物的层间距小于Ar以及CO气氛所得产物的层间距。H2气氛更有利于桥接N向C=N-C转变,以及环内C缺陷的形成。Ar气氛产物片层结构比较大同时存在环内氮空位,缺陷位的存在对能带结构会有明显的影响。Ar,CO和CH4气氛所得产物的带隙基本相同,均约为2.70 e V,小于H2气氛所得产物带隙2.98 e V。CH4使更多桥接氮转变为NHx,产生末端碳以及末端氨基,引起片层结构碎片化,不利于光生载流子传输。CO气氛产物环内结构相对完整,片层结构较大。H2气氛所得产物的动力学常数是CH4及CO气氛产物的3.8倍,是Ar气氛所得产物的2.38倍,是H2气氛所得产物优异的比表面积、缺陷态以及宽带隙引起的增强的氧化还原能力作用结果。3.脱硫废液混盐共热解制备g-C3N4及其光催化性能研究（1）ATS和AS分别加入到g-C3N4前驱体硫氰酸铵（AT）中后,硫代硫酸铵（ATS）以及硫酸铵（AS）热解气相产物的释放可有效促进g-C3N4孔结构的生成与扩大。三盐共热解产物CN-MIX的比表面积为CN-AT的4.42倍。ATS或AS的单独添加以及共同添加利于多孔纳米网络结构的生成,可有效促进样品对光的吸收,增大的比表面积可为反应提供更多的活性位点,增强光催化活性。（2）与CN-AT相比,CN-ATAS、CN-ATATS以及CN-MIX中N-C=N形式C占比显着增高,连接-H或-NHx的C原子占比则减小,桥接N原子占比逐渐减小,g-C3N4骨架C=N-C sp2-杂化氮占比逐渐增大,AS和ATS的添加有利于七嗪环结构之间的相互连接,并导致三嗪间N空位的产生。样品光吸收边缘相较CN-AT蓝移,带隙增大,价带和导带位置更负,即还原性增强氧化性减弱。（3）CN-AT、CN-ATAS、CN-ATATS、CN-MIX对Rh B的吸附效果均约5%左右,光照时间4 h后催化Rh B降解率分别为58.27%、78.22%、71.23%以及96.49%,以CN-MIX表现最佳,是增强的比表面积,结构缺陷与光生电子的强还原性的协同作用所致。CN-MIX在光催化Rh B降解过程中起主要作用的是空穴和超氧自由基·O2￣,而载流子的迁移和分离与光催化活性的增强没有直接关系。
丁磊[2]（2020）在《稀土镁合金表面制备Ni-B-RE沉积层的研究》文中提出本文研究了用NaBH4做还原剂,NiCl2为主盐,探究前处理方法以及添加剂（氯化铅、镧、钇）对稀土镁合金表面制备Ni-B沉积层质量的影响;NiCO3·2Ni（OH）2·4H2O为主盐,探究前处理方法以及络合剂乙二胺浓度对Ni-B沉积层质量的影响;Ni（CH3COO）2为主盐探究前处理方法、反应温度、反应时间、Na OH浓度、还原剂浓度、添加剂（硫脲、酒石酸钾钠、碘酸钾）对Ni-B沉积层质量或厚度影响;以及稀土元素La、Y、Sm、Gd、Ce、Pr浓度对Ni-B-RE沉积层厚度、导电性、硬度的影响。研究了用DMAB做还原剂,反应温度和反应时间对Ni-B沉积层厚度、导电性、硬度的影响;稀土元素La、Sm、Y、Dy、Pr、Er浓度对Ni-B-RE沉积层厚度、导电性、硬度的影响;以及Dy浓度对Ni-B-Dy沉积层耐腐蚀性的影响。分别用SEM、EDX进行表征,得到结论如下:（1）选用NaBH4做还原剂,Ni（CH3COO）2为主盐,采用直接碱洗的前处理方法,反应温度为80℃,反应时间为60 min,Na OH浓度60 g/L,NaBH4浓度为0.8 g/L时,制备的沉积层质量为0.0865 g,厚度为18.1μm,电阻率为2.65×10-6Ω·m,硬度为946 HV。EDX结果表明,该沉积层中Ni、B元素含量分别为91.83%、8.17%,说明该沉积层为Ni-B层。SEM结果表明,Ni-B沉积层颗粒呈胞状均匀排列但稍不致密。（2）制备条件同（1）,当溶液中La浓度为0.05 g/L时,制备的沉积层厚度为1.632μm,电阻率为2.07×10-6Ω·m,硬度为1586 HV;EDX结果表明,该沉积层中Ni、B和La含量分别为93.59%、3.34%和3.07%,制备的沉积层为Ni-B-La层;SEM结果表明,Ni-B-La沉积层颗粒呈胞状紧密排列,具有明显的结节。（3）选用DMAB为还原剂,采用直接碱洗作为前处理方法,反应温度为25℃,反应时间25min,Ni（CH3COO）2浓度20 g/L,DMAB浓度3 g/L,溶液p H为6.4时,制备的沉积层厚度达到135μm,电阻率为5.413×10-6Ω·m,硬度为869 HV;当溶液中Dy浓度为0.05g/L时,制备的沉积层厚度达到236μm,电阻率为5.0×10-8Ω·m,硬度为2285 HV;EDX结果表明,不加入Dy制备的沉积层中Ni、B元素含量分别为94.70%、6.26%,制备的沉积层为Ni-B层;当Dy浓度为0.05g/L时,制备的沉积层中Ni、B和Dy元素含量分别为91.65%、3.13%和5.22%,制备的沉积层为Ni-B-Dy层;SEM结果表明,Ni-B沉积层颗粒呈胞状紧密排列但是大小不均匀;Ni-B-Dy沉积层颗粒呈胞状紧密排列,具有明显的结节;动电位极化曲线结果表明当Dy浓度为0.05g/L时,Ni-B-Dy沉积层自腐蚀电位为-0.157V,稀土镁合金基体自腐蚀电位为-1.599V,Ni-B-Dy沉积层自腐蚀电位相对于基体有正移1.442V,沉积层耐腐蚀性相对于基体有所提高。
黄毅[3]（2019）在《MOFs衍生催化剂的制备及其氢气析出性能与氧气析出性能》文中研究指明具有燃烧热值高,无污染等优点的可持续二次能源——氢能,被认为是最有可能替代化石燃料的新能源。目前,电解水制氢技术因其原料来源极其丰富,产物无污染,效率高等优势被广泛关注,然而由于电解池两极的极化问题阻碍了其发展。因此,研制出廉价、高活性、高稳定性的氢气析出（HER）与氧气析出（OER）双功能催化剂至关重要。近年来,具有结构优势的金属有机骨架（MOFs）以及具有催化潜力的过渡金属Mo、Ni、Co被广泛研究。本文以ZIF-8为C源、N源,磷钼酸为Mo源,采用液相自组装法以及一步煅烧法合成了 MoxC/CC-M系列催化剂。讨论了 Mo加入量M与煅烧温度对HER活性的影响。当Mo加入量为12 mmol,煅烧温度为850℃时,MoxC/CC-12-850在1 M KOH中具有最优的HER活性。在10 mA/cm2电流密度处的过电位η10仅为161 mV,Tafel斜率为71 mV/dec。通过XRD与SEM表征发现,MoxC/CC-12-850是以β-Mo2C为主要活性组分的催化剂,形貌为带有些许絮状的微小纳米条,整体形貌呈珊瑚状。为了制备同时具有HER与OER催化活性的双功能催化剂,又以ZIF-8为C源、N源,硝酸镍为Ni源,制备了 NiM/CNT系列催化剂。着重讨论了 Ni加入量M与煅烧温度对催化剂HER与OER活性的影响。在1 M KOH中,当Ni加入量为12 mmol,煅烧温度为850℃时,Ni12/CNT-850具有最优的HER与OER催化活性。其HER过电位η10为328mV,Tafel斜率为 102 mV/dec,OER 过电位η10为523 mV,Tafel 斜率为 205 mV/dec。Ni12/CNT是以Ni为主要催化成分的碳纳米管材料。为进一步制备活性更优的催化剂,探究双金属元素的协同作用。以ZIF-67为Co源、C源、N源,磷钼酸为Mo源,制备了 CoxMoxCx/CC-M系列催化剂。重点讨论了 Mo加入量M与煅烧温度对HER与OER性能的影响。当Mo加入量为12 mmol,煅烧温度为750℃时,CoxMoxCx/CC-12-750 具有最优的 HER 与 OER 性能。在 1 M KOH 中,HER过电位η10仅为180 mV,Tafel斜率为114 mV/dec,OER过电位η10仅为 375 mV,Tafel 斜率为 60 mV/dec。CoxMoxCx/CC-12-750 是以 β-Mo2C与Mo3Co3C为主要活性组分的碳材料,整体呈珊瑚块状。β-Mo2C与Mo3Co3C的协同作用增强了催化剂HER与OER活性。
宋言[4]（2019）在《高硫含砷难处理金矿的细菌氧化及强化浸出机理研究》文中指出黄金是一种战略金属,具有重要的商业价值和金融属性。我国是世界第一黄金生产与消费大国,黄金增储对我国具有重要的战略意义。经过多年开采,高品位金矿逐渐枯竭,低品位难处理金矿已经成为我国黄金生产的主要资源。其中,高硫含砷难处理金矿具有储量大、处理难等资源特点及问题。本论文针对上述问题,以高硫含砷难处理金矿为研究对象,开展了高硫含砷难处理金矿细菌氧化机理和微波/微波-超声活化强化细菌浸出机理的研究。通过本研究完善了高硫含砷难处理金矿的细菌氧化机理,拓展了高硫含砷难处理金矿细菌强化浸出手段及理论体系,缩短了细菌氧化周期,提高了细菌氧化效率。该研究对我国高硫含砷难处理金矿的细菌氧化生产工艺的工业应用具有重要的理论指导意义,获得研究结果如下:（1）高硫含砷难处理金矿单槽细菌氧化预处理-氰化试验研究表明,通过控制分批加矿量及细菌氧化体系pH,可以提高细菌对矿浆体系的适应性,缩短迟滞期,进而缩短细菌氧化周期,有效提高细菌氧化效率。采用分批加矿量为15 g及控制细菌氧化体系pH在1.25～1.29之间的加矿制度,细菌氧化周期缩短约16%,硫、铁和砷的平均溶解速率分别达到55.4 mg·L-1·h-1、53.0 mg·L-1·h-1和3.4 mg·L-1·h-1。氰化试验研究表明,金和银的回收率分别与硫和铁的氧化率呈线性增长的关系;（2）高硫含砷难处理金矿细菌连续氧化预处理-氰化试验研究表明,游离细菌浓度和吸附细菌浓度随矿浆浓度的增加而减少。由于细菌在氧化过程中主要起催化作用,因此,催化剂浓度（游离菌浓度和吸附菌浓度）的降低对高矿浆浓度条件下高硫含砷难处理金矿的细菌连续氧化预处理造成不利的影响;为定量分析高硫含砷难处理金矿的细菌连续氧化效率,本研究提出了平均体积溶解速率和平均质量溶解速率两个参数。铁、硫和砷的平均体积溶解速率随实际矿浆浓度的增加而增加,而铁、硫和砷的平均质量溶解速率随实际矿浆浓度的增加而减小。相比于平均体积溶解速率,平均质量溶解速率能够更加直观地反映出高矿浆浓度对细菌连续氧化过程的不利影响;（3）通过分析不同加矿制度条件下高硫含砷难处理金矿的细菌氧化预处理过程,提出了高硫含砷难处理金矿中黄铁矿的两种反应机理模型:1)FeS2→S80→S2O32-→SO42-;2)FeS2→S80→SO42-。不同浓度下高硫含砷难处理金矿细菌连续氧化过程的动力学分析结果表明,高硫含砷难处理金矿细菌连续氧化过程中铁反应速率的控制方式为化学反应控制,硫和砷反应速率的控制方式皆为内扩散控制;（4）高硫含砷难处理金矿的微波/微波-超声活化强化细菌浸出试验研究表明,通过微波/微波-超声活化可有效缩短高硫含砷难处理金矿的细菌氧化周期,提高细菌氧化效率。通过优化,微波/微波-超声活化的最优条件如下:反应器直径为74 mm、溶液pH为7.00（超纯水）、微波活化时间为300 s、微波功率为349 W、目标温度为75℃、矿浆浓度为10%（w/v）、超声功率为1000 W。与原矿相比,采用优化条件可使细菌氧化周期缩短30%～40%,砷、铁和硫的平均溶解速率分别提高1.5～2.1倍;（5）研究了不同条件下微波活化体系升温特性曲线和温度场分布。研究发现在微波活化过程中,溶液pH对微波活化体系升温速率影响不显着。微波活化体系升温速率随微波功率的增加、反应器直径及矿浆浓度的减小而增大。活化体系温度并不均匀,形成了高温、中温和低温三个不同的温度区域;（6）活化前后高硫含砷难处理金矿矿物特性分析研究表明,微波/微波-超声活化促进了矿物颗粒中晶体晶粒尺寸的减小和显微应变的增加,有利于矿物颗粒粒径的减小和比表面积的增大,促进了矿物颗粒表面元素铁和硫的氧化,提高了矿物颗粒表面的亲水性,增加了矿物颗粒的表面自由能。经微波/微波-超声活化后,矿物颗粒表面出现显微裂纹,变得凹凸不平,甚至发生剥离现象,产生严重破坏;（7）根据高硫含砷难处理金矿的矿物颗粒物相组成的不同,提出了复杂物相（两种及两种以上）组成的矿物颗粒的微波/微波-超声活化强化细菌浸出机理模型和单一物相（黄铁矿）构成的矿物颗粒的微波/微波-超声活化强化细菌浸出机理模型。
鲁妍[5]（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》文中研究指明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。
李家毓,周兴龙,雷力[6]（2009）在《黄金选冶技术的发展》文中研究表明简要介绍了我国黄金选冶技术及装备现状,重点从重选、浮选、化选、生物选矿技术等方面做了分析和总结。
杨剧文,王二军[7]（2007）在《黄金选冶技术进展》文中指出从重选、浮选、氰化及非氰化无毒提金法等方面简述了黄金的选别技术以及浸出金后的提金工艺及其发展,特别介绍了难处理金矿的预处理技术。
张东方[8]（2007）在《银锰矿中银锰分离与银回收环境友好新工艺研究》文中认为自上世纪末我国湖南、湖北、安徽、江西、河北、内蒙古、广西等相继地发现一批含银锰矿床,这些矿床中锰的含量在10%～30%之间,银的品位低的在150 g/t左右,高的达1000 g/t以上。银锰矿在我国是一种重要的银矿石,但由于选冶技术问题,我国的这类矿石尚未得到有效的开发和利用。本文综述了国内外对银锰矿处理的研究及进展。根据热力学分析和探索性比较试验,在传统的工艺基础上提出铁屑还原酸浸出-重选脱泥-硫脲浸银的新工艺。新工艺实现了银锰矿的清洁浸出,是一种环境友好的湿法浸出方法,也是对不同品位含锰硅复杂氧化矿处理技术的一种创新。对蔗糖还原浸锰、双氧水还原浸锰和铁屑还原浸锰进行了探索性比较试验,通过单因素试验分别分析了还原剂用量、酸的用量、液固比、银锰矿的粒度、反应温度和反应时间对锰浸出率的影响,并且探索了单因素试验条件下三种还原浸锰工艺的最佳浸出条件。通过试验比较,并综合实际情况,本研究最终选择了铁屑还原浸锰工艺进行银锰分离试验。热力学的计算为铁屑浸锰工艺的可行性提供理论依据,计算出了浸出反应的标准吉布斯自由能及其工艺正反应的平衡常数,从热力学上论正了此反应能进行得很彻底。进行铁屑还原浸出银锰矿的试验研究和机理分析。动力学试验研究表明,锰的浸出率受矿粉粒度、酸矿比和铁矿比的影响较大,铁屑还原浸出银锰矿的反应受扩散控制,并导出不完全动力学方程为:通过对热力学、动力学的研究,确定了工艺所需的大致条件,但仍需设计正交试验来证实其最佳工艺条件。铁屑还原浸出锰的最佳工艺条件为银锰矿粒度0.088 mm～0.074 mm、酸矿比0.6:1、铁矿比为1:12、液固比为3:1、浸出时间45 min和浸出温度室温,此时锰浸出率可达96.67%,而浸锰渣中的银的回收率为95.48%,十分好地实现银锰的分离,为后续工序的研究提供必要的条件。对铁屑还原浸出分离银锰矿后的浸锰渣进行了重选脱泥-硫脲浸银-锌置换的工艺研究。利用螺旋溜槽对浸锰渣进行重选脱泥,浸锰渣中银的品位由473.23 g/t提高到了1113.10 g/t ,银的回收率达到98.32%;硫脲浸银法的最佳浸出条件为液固比12:1,硫脲浓度12 g/L,[Fe3+] 0.012 mol/L,pH 1.5～2.0,温度40℃～60℃,浸出时间120 min,此时银的浸出率达到96.54%;锌置换银过程的最佳工艺条件为:锌粉加入量2 g/L,置换时间15 min,搅拌速度180 r/min,此时银的转换率为97.73%。铁屑还原酸浸出-重选脱泥-硫脲浸银的新工艺最终银回收率为88.57%,具有还原剂易得、运行成本低的优点,是一种高效的环境友好新工艺。
季桂娟[9]（2007）在《3YL替代氰化浸金清洁生产新工艺的研究》文中研究说明在人口日益增长、经济日益繁荣的今天,资源与环境问题越来越受到人们的重视,因此,提高资源的综合利用率,减少环境污染,是资源开发的核心问题。本文针对高碳、高硫型中、低品位多金属难处理金精矿进行多金属综合回收的清洁生产新工艺的开发研究。以浸金为主线,研究确定了可以替代传统氰化浸金法（氰化物剧毒,废水中的氰化物,即使是络合状态,在酸性条件下,亦会成为氰化物气体逸出而危害人体健康,造成环境污染。）的3YL浸金工艺,以及与之相匹配的处理高碳、高硫、高银金矿的预处理工艺、预处理烟气吸收酸性废水的治理方法和多金属分离回收及金银的提纯工艺。该浸金工艺所用3YL浸金剂,是我们自行研制的,已申报专利。该试剂无毒无害,金银的浸出率高,同时可以实现多金属的回收,减少重金属的排放,是一种资源化的清洁生产新工艺。本课题所研究的工艺均已通过了中试阶段,部分工艺已经在某金矿投产试运营,并取得了较好的效果。
胡春融,杨凤,杨廻春[10]（2006）在《黄金选冶技术现状及发展趋势》文中研究指明近年来,黄金选冶技术发展十分迅速,在常规矿石和难处理矿石选冶技术领域均实现了重大突破。文中详细论述了破碎磨矿、重选、浮选、氰化、金银精炼等工艺技术的改进与发展;同时论述了焙烧氧化、热压氧化、生物氧化和化学氧化等难选冶矿石预处理技术的现状及发展趋势。
二、无污染硫脲生产新工艺研制成功（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、无污染硫脲生产新工艺研制成功（论文提纲范文）
（1）脱硫废液主要盐的热解特性及其制得g-C3N4光催化性能研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 脱硫废液的生成及处理现状 |
| 1.1.1 脱硫废液的产生及特性 |
| 1.1.2 脱硫废液的危害及处理方法 |
| 1.2 脱硫废液主要盐的热解研究现状 |
| 1.2.1 硫氰酸铵热解研究现状 |
| 1.2.2 硫代硫酸铵的热解研究现状 |
| 1.2.3 硫酸铵的热解研究现状 |
| 1.3 光催化技术概述 |
| 1.3.1 能源领域中光催化技术研究进展 |
| 1.3.2 环境领域中光催化技术研究进展 |
| 1.3.3 半导体光催化剂在光催化技术中的应用 |
| 1.3.4 光催化反应中电荷转移过程和机理 |
| 1.4 g-C_3N_4光催化材料 |
| 1.4.1 g-C_3N_4的结构及制备 |
| 1.4.2 g-C_3N_4的改性 |
| 1.5 选题意义和研究内容 |
| 第二章 实验材料、装置及分析测试方法 |
| 2.1 实验材料及仪器设备 |
| 2.2 脱硫废液主要盐的热解 |
| 2.3 可见光催化剂g-C_3N_4的制备 |
| 2.3.1 不同热解条件下制备g-C_3N_4 |
| 2.3.2 脱硫废液主要盐共热解制备g-C_3N_4及其热处理 |
| 2.4 可见光催化剂g-C_3N_4的性能评价 |
| 2.4.1 罗丹明B的标准工作曲线 |
| 2.4.2 蓝光驱动g-C_3N_4光催化RhB降解性能评价 |
| 2.4.3 可见光驱动g-C_3N_4光催化RhB降解性能评价 |
| 2.4.4 自由基捕获实验 |
| 2.4.5 循环实验 |
| 2.5 热解产物以及催化剂的表征方法 |
| 2.5.1 热重-红外联用(TG-DSC-FTIR) |
| 2.5.2 傅里叶变换红外光谱(FTIR) |
| 2.5.3 X射线衍射仪(XRD) |
| 2.5.4 场发射扫描电镜(SEM) |
| 2.5.5 氮气吸附脱附(BET) |
| 2.5.6 有机元素分析仪(OEA) |
| 2.5.7 X射线光电子能谱(XPS) |
| 2.5.8 紫外-可见漫反射吸收光谱(UV-vis DRS) |
| 2.5.9 荧光发射光谱(PL) |
| 第三章 硫氰酸铵的热解特性 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 实验部分 |
| 3.2.1 实验原材料及仪器设备 |
| 3.2.2 实验方案 |
| 3.2.3 材料表征 |
| 3.3 结果与讨论 |
| 3.3.1 TG-DSC结果分析 |
| 3.3.2 TG-FTIR结果分析 |
| 3.3.3 Ar气氛下热解固态残留物的红外分析 |
| 3.3.4 H_2气氛下热解固态残留物的红外分析 |
| 3.4 本章结论 |
| 第四章 硫代硫酸铵的热解特性 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 实验部分 |
| 4.2.1 实验原材料及仪器 |
| 4.2.2 实验方案 |
| 4.2.3 材料表征 |
| 4.3 结果与讨论 |
| 4.3.1 TG-DSC结果分析 |
| 4.3.2 TG-FTIR结果分析 |
| 4.3.3 固相残留物FTIR分析 |
| 4.3.4 固相残留物XRD分析 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 硫酸铵的热解特性 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 实验部分 |
| 5.2.1 实验原材料及仪器 |
| 5.2.2 实验方案 |
| 5.2.3 材料表征 |
| 5.3 结果与讨论 |
| 5.3.1 TG-DSC结果分析 |
| 5.3.2 TG-FTIR结果分析 |
| 5.3.3 固相残留物FTIR & XRD分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 脱硫废液混合盐的热解特性 |
| 6.1 引言 |
| 6.2 实验部分 |
| 6.2.1 实验原材料及仪器 |
| 6.2.2 实验方案 |
| 6.2.3 材料表征 |
| 6.3 结果与讨论 |
| 6.3.1 TG-DSC结果分析 |
| 6.3.2 TG-FTIR结果分析 |
| 6.3.3 固相残留物FTIR分析 |
| 6.4 本章结论 |
| 第七章 制备条件对g-C_3N_4光催化性能的影响 |
| 7.1 引言 |
| 7.2 实验部分 |
| 7.2.1 实验原材料及仪器设备 |
| 7.2.2 光催化剂g-C_3N_4的制备 |
| 7.2.3 光催化性能评价 |
| 7.2.4 自由基捕获实验 |
| 7.2.5 循环实验 |
| 7.2.6 光催化剂的表征 |
| 7.3 结果与讨论 |
| 7.3.1 前驱体种类对g-C_3N_4光催化性能的影响 |
| 7.3.2 热解终温对g-C_3N_4光催化性能的的影响 |
| 7.3.3 热解恒温时间对g-C_3N_4光催化性能的的影响 |
| 7.3.4 热解气氛对g-C_3N_4光催化性能的的影响 |
| 7.3.5 自由基捕获实验 |
| 7.3.6 循环实验 |
| 7.4 本章小结 |
| 第八章 脱硫废液混盐共热解制备g-C_3N_4及其光催化性能研究 |
| 8.1 引言 |
| 8.2 实验部分 |
| 8.2.1 实验原材料及仪器设备 |
| 8.2.2 光催化剂g-C_3N_4的制备 |
| 8.2.3 光催化性能评价 |
| 8.2.4 自由基捕获实验 |
| 8.2.5 光催化剂的表征 |
| 8.3 结果与讨论 |
| 8.3.1 材料形貌结构分析 |
| 8.3.2 材料物相分析 |
| 8.3.3 材料元素分布及组成 |
| 8.3.4 材料光学特性分析 |
| 8.3.5 光催化性能评价 |
| 8.3.6 自由基捕获实验 |
| 8.3.7 循环实验 |
| 8.4 本章小结 |
| 第九章 结论与展望 |
| 9.1 结论 |
| 9.2 创新点 |
| 9.3 展望及建议 |
| 参考文献 |
| 攻读学位期间取得的科研成果 |
| 致谢 |
（2）稀土镁合金表面制备Ni-B-RE沉积层的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 镁及镁合金 |
| 1.2.1 一般镁合金的特点 |
| 1.2.2 稀土镁合金的特点 |
| 1.3 镁合金表面处理工艺 |
| 1.3.1 镁合金前处理工艺 |
| 1.4 化学沉积在镁合金表面处理中的应用 |
| 1.4.1 化学沉积定义 |
| 1.4.2 化学沉积研究现状 |
| 1.4.3 化学沉积层的特点 |
| 1.4.4 化学沉积 Ni-B 沉积层的机理 |
| 1.4.5 化学沉积 Ni-B 合金沉积层工艺的研究现状 |
| 1.4.6 镁合金表面化学沉积镍 |
| 1.5 课题来源 |
| 1.6 研究内容 |
| 第2章 实验部分 |
| 2.1 实验材料及试剂 |
| 2.1.1 实验材料 |
| 2.1.2 实验试剂 |
| 2.2 实验设备与装置 |
| 2.2.1 实验设备表 |
| 2.2.2 实验装置 |
| 2.3 工艺过程 |
| 2.4 溶液配制 |
| 2.4.1 碱洗溶液配置 |
| 2.4.2 一步酸洗活化溶液配制 |
| 2.4.3 酸洗溶液配制 |
| 2.4.4 活化溶液配制 |
| 2.4.5 硫脲溶液的配制 |
| 2.4.6 醋酸铅溶液的配制 |
| 2.4.7 酒石酸钾钠溶液的配制 |
| 2.4.8 碘酸钾溶液的配制 |
| 2.4.9 稀土溶液配制 |
| 2.4.10 化学溶液的配置 |
| 2.5 前处理 |
| 2.5.1 碱洗工艺条件 |
| 2.5.2 酸洗活化工艺条件 |
| 2.5.3 先酸洗后活化工艺条件 |
| 2.6 化学沉积 |
| 2.6.1 化学沉积工艺条件 |
| 2.6.2 乙二胺浓度的选择 |
| 2.6.3 反应温度的选择 |
| 2.6.4 NaOH 浓度的选择 |
| 2.6.5 反应时间的选择 |
| 2.6.6 还原剂硼氢化钠浓度选择 |
| 2.6.7 添加剂硫脲浓度选择 |
| 2.6.8 添加剂酒石酸钾钠浓度选择 |
| 2.6.9 添加剂碘酸钾浓度选择 |
| 2.6.10 稀土元素种类和反应时间选择 |
| 2.7 表征 |
| 2.7.1 动电位极化曲线的分析 |
| 2.7.2 EDX分析 |
| 2.7.3 SEM分析 |
| 2.7.4 沉积层硬度测定 |
| 2.7.5 化学沉积层电阻率测定 |
| 第3章 采用NaBH_4作为还原剂制备沉积层 |
| 3.1 NiCl_2作为主盐制备沉积层 |
| 3.1.1 NiCl_2-NaBH_4 制备沉积层前处理工艺探究 |
| 3.1.2 NiCl_2- NaBH_4 化学沉积添加剂种类选择 |
| 3.2 NiCO_3·2Ni(OH)_2·4H_2O作为主盐制备沉积层 |
| 3.2.1 NiCO_3·2Ni(OH)_2·4H_2O- NaBH_4 制备沉积层前处理工艺探究 |
| 3.2.2 络合剂乙二胺浓度对NiCO_3·2Ni(OH)_2·4H_2O- NaBH_4制备沉积层影响 |
| 3.3 Ni(CH_3COO)_2 作为主盐制备沉积层 |
| 3.3.1 Ni(CH_3COO)_2 作为主盐制备沉积层前处理工艺探究 |
| 3.3.2 反应温度对Ni(CH_3COO)_2作为主盐制备沉积层的影响 |
| 3.3.3 反应时间对Ni(CH_3COO)_2作为主盐制备沉积层的影响 |
| 3.3.4 Na OH浓度对Ni(CH_3COO)_2作为主盐制备沉积层的影响 |
| 3.3.5 硼氢化钠浓度的对Ni(CH_3COO)_2作为主盐制备沉积层的影响 |
| 3.3.6 添加剂硫脲不同浓度对Ni(CH_3COO)_2作为主盐制备沉积层的影响 |
| 3.3.7 添加剂酒石酸钾钠不同浓度对Ni(CH_3COO)_2作为主盐制备沉积层的影响 |
| 3.3.8 添加剂碘酸钾不同浓度对 Ni(CH_3COO)_2 作为主盐制备沉积层的影响 |
| 3.3.9 添加稀土元素制备沉积层 |
| 3.4 表征 |
| 3.4.1 EDX分析 |
| 3.4.2 SEM分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 第4章 采用 DMAB 作为还原剂制备 Ni-B 沉积层 |
| 4.1 Ni(CH_3COO)_2 作为主盐制备Ni-B 沉积层 |
| 4.1.1 前处理工艺的选择对制备Ni-B 沉积层性能的影响 |
| 4.1.2 反应温度的选择对制备Ni-B 沉积层性能的影响 |
| 4.1.3 反应时间的选择对制备Ni-B 沉积层性能的影响 |
| 4.2 添加稀土元素后制备沉积层 |
| 4.2.1 稀土镧浓度的选择 |
| 4.2.2 稀土钐浓度的选择 |
| 4.2.3 稀土钇浓度的选择 |
| 4.2.4 稀土镝浓度的选择 |
| 4.2.5 稀土镨浓度的选择 |
| 4.2.6 稀土铒浓度的选择 |
| 4.3 表征 |
| 4.3.1 动电位极化曲线的分析 |
| 4.3.2 化学沉积 Ni-B-Dy 沉积层 EDX 分析 |
| 4.3.3 SEM分析 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
（3）MOFs衍生催化剂的制备及其氢气析出性能与氧气析出性能（论文提纲范文）
| 学位论文数据集 |
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 前言 |
| 1.2 氢能 |
| 1.2.1 氢能的应用现状 |
| 1.2.2 目前主要的制氢技术 |
| 1.3 电催化析氢、析氧反应及其反应机理 |
| 1.3.1 析氢反应机理 |
| 1.3.2 析氧反应机理 |
| 1.4 电催化析氢阴极催化剂 |
| 1.4.1 贵金属 |
| 1.4.2 合金材料 |
| 1.4.3 过渡金属化合物 |
| 1.4.4 MOFs衍生催化剂 |
| 1.5 电催化析氧阳极催化剂 |
| 1.5.1 贵金属氧化物 |
| 1.5.2 过渡金属化合物 |
| 1.5.3 MOFs衍生催化剂 |
| 1.5.4 其他 |
| 1.6 课题的研究思路及主要内容 |
| 1.6.1 课题的研究思路及创新点 |
| 1.6.2 课题研究的主要内容 |
| 第二章 实验材料与实验方法 |
| 2.1 实验原料和化学试剂 |
| 2.2 实验仪器与设备 |
| 2.3 催化剂制备 |
| 2.3.1 ZIF-8与ZIF-67的制备 |
| 2.3.2 ZIF-8衍生Mo基催化剂 |
| 2.3.3 ZIF-8衍生Ni基催化剂 |
| 2.3.4 ZIF-67衍生CoMo基催化剂 |
| 2.4 催化剂结构表征 |
| 2.4.1 X射线衍射 |
| 2.4.2 扫描电子显微镜 |
| 2.5 电化学性能测试 |
| 2.5.1 工作电极制备 |
| 2.5.2 HER、OER各参数测试方法 |
| 2.5.3 过电位η、Tafel斜率与C_(dl)的计算 |
| 第三章 ZIF-8衍生Mo基催化剂的制备及其HER性能 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 实验部分 |
| 3.2.1 ZIF-8衍生Mo基催化剂的制备 |
| 3.2.2 ZIF-8衍生Mo基催化剂的表征与测试 |
| 3.3 结果与讨论 |
| 3.3.1 Mo加入量对Mo_xC/CC-M催化剂HER性能的影响 |
| 3.3.2 煅烧温度对Mo_xC/CC-12催化剂HER性能的影响 |
| 3.3.3 MoS_x系列催化剂的催化性能 |
| 3.3.4 Mo_xC/CC-12-850的HER稳定性 |
| 3.4 催化剂的结构表征与分析 |
| 3.4.1 XRD结果分析 |
| 3.4.2 SEM结果分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 ZIF-8衍生Ni基催化剂的制备及其HER/OER性能 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 实验部分 |
| 4.2.1 ZIF-8衍生Ni基催化剂的制备 |
| 4.2.2 ZIF-8衍生Ni基催化剂的表征与测试 |
| 4.3 结果与讨论 |
| 4.3.1 Ni加入量对Ni_M/CNT催化剂HER与OER性能的影响 |
| 4.3.2 煅烧温度对Ni_(12)/CNT催化剂HER与OER性能的影响 |
| 4.3.3 Ni_(12)/CNT-850催化剂HER与OER的稳定性 |
| 4.4 催化剂的结构表征与分析 |
| 4.4.1 XRD结果分析 |
| 4.4.2 SEM结果分析 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 ZIF-67衍生CoMo基催化剂的制备及其HER/OER性能 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 实验部分 |
| 5.2.1 ZIF-67衍生CoMo基催化剂的制备 |
| 5.2.2 ZIF-67衍生CoMo基催化剂的表征与测试 |
| 5.3 结果与讨论 |
| 5.3.1 Mo加入量对Co_xMo_xC_x/CC-M催化剂HER与OER性能的影响 |
| 5.3.2 煅烧温度对Co_xMo_xC_x/CC-12催化剂HER与OER性能的影响 |
| 5.3.3 硫化ZIF-67-Mo-12各系列催化剂的催化性能 |
| 5.3.4 Co_xMo_xC_x/CC-12-750催化剂HER与OER的稳定性 |
| 5.4 催化剂的结构表征与分析 |
| 5.4.1 XRD结果分析 |
| 5.4.2 SEM结果分析 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 结论与展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者及导师简介 |
| 附件 |
（4）高硫含砷难处理金矿的细菌氧化及强化浸出机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 黄金概述 |
| 1.1.1 黄金的物化特性 |
| 1.1.2 黄金的金融属性 |
| 1.1.3 黄金的应用 |
| 1.1.4 黄金的生产与消费 |
| 1.2 黄金生产工艺发展概述 |
| 1.2.1 人工手选 |
| 1.2.2 混汞法 |
| 1.2.3 氰化法 |
| 1.2.4 黄金生产新工艺 |
| 1.3 难处理金矿的分类及特点 |
| 1.4 难处理金矿的预处理工艺 |
| 1.5 难处理金矿的细菌氧化预处理工艺 |
| 1.5.1 生物湿法冶金技术 |
| 1.5.2 难处理金矿的细菌氧化预处理工艺的发展现状 |
| 1.5.3 浸矿微生物 |
| 1.5.4 细菌氧化机理 |
| 1.5.5 难处理金矿的细菌强化浸出 |
| 1.6 研究内容及意义 |
| 第2章 实验材料与研究方法 |
| 2.1 试验矿样 |
| 2.2 试验用菌与培养基 |
| 2.2.1 试验用菌 |
| 2.2.2 培养基 |
| 2.3 实验药剂 |
| 2.4 实验仪器与设备 |
| 2.5 试验研究方法 |
| 2.5.1 目的矿物的摇瓶细菌氧化预处理试验 |
| 2.5.2 目的矿物的单槽细菌氧化预处理试验 |
| 2.5.3 目的矿物的细菌连续氧化预处理试验 |
| 2.5.4 氰化实验 |
| 2.5.5 目的矿物的微波活化试验 |
| 2.5.6 目标矿物的微波-超声联合活化试验 |
| 2.6 试验检测分析方法 |
| 2.6.1 游离菌浓度 |
| 2.6.2 酸度及电位 |
| 2.6.3 亚铁及三价铁离子浓度 |
| 2.6.4 氰根离子浓度 |
| 2.6.5 X射线荧光光谱法 |
| 2.6.6 原子吸收光谱分析 |
| 2.6.7 电感耦合等离子体原子发射光谱法 |
| 2.6.8 X射线衍射分析 |
| 2.6.9 扫描电子显微镜分析 |
| 2.6.10 傅立叶红外光谱法 |
| 2.6.11 表面自由能的测定 |
| 第3章 难处理金矿单槽细菌氧化预处理-氰化试验研究 |
| 3.1 概述 |
| 3.2 实验方法 |
| 3.3 实验计算 |
| 3.4 结果与分析 |
| 3.4.1 高硫含砷难处理金矿的细菌氧化预处理 |
| 3.4.2 高硫含砷难处理金矿的氰化实验 |
| 3.5 本章小结 |
| 第4章 难处理金矿细菌连续氧化预处理-氰化试验研究 |
| 4.1 概述 |
| 4.2 不同矿浆浓度的高硫含砷难处理金矿的细菌连续氧化预处理 |
| 4.2.1 5%矿浆浓度的高硫含砷难处理金矿的细菌连续氧化预处理 |
| 4.2.2 10%矿浆浓度的高硫含砷难处理金矿的细菌连续氧化预处理 |
| 4.2.3 15%矿浆浓度的高硫含砷难处理金矿的细菌连续氧化预处理 |
| 4.3 细菌连续氧化预处理过程中细菌氧化效率的表达 |
| 4.3.1 平均体积溶解速率 |
| 4.3.2 平均质量溶解速率 |
| 4.4 高硫含砷难处理金矿的氰化实验 |
| 4.5 本章小结 |
| 第5章 高硫含砷难处理金矿细菌氧化机理研究 |
| 5.1 概述 |
| 5.2 高硫含砷难处理金矿中黄铁矿的细菌氧化机理 |
| 5.3 高硫含砷难处理金矿细菌连续氧化过程动力学研究 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 高硫含砷难处理金矿细菌强化浸出试验研究 |
| 6.1 概述 |
| 6.2 实验方法 |
| 6.2.1 微波活化强化高硫含砷难处理金矿细菌浸出过程研究 |
| 6.2.2 微波-超声波活化强化高硫含砷难处理金矿细菌浸出过程研究 |
| 6.3 微波活化强化高硫含砷难处理金矿细菌浸出过程研究 |
| 6.3.1 微波活化条件——反应器直径的影响 |
| 6.3.2 微波活化条件——溶液pH的影响 |
| 6.3.3 微波活化条件——微波活化时间的影响 |
| 6.3.4 中心复合试验设计 |
| 6.3.5 微波-超声活化强化高硫含砷难处理金矿细菌浸出过程研究 |
| 6.4 本章小结 |
| 第7章 高硫含砷难处理金矿细菌强化浸出机理研究 |
| 7.1 微波活化过程中体系升温特性曲线 |
| 7.1.1 不同溶液pH条件下微波活化体系的升温特性曲线 |
| 7.1.2 不同微波功率下微波活化体系的升温特性曲线 |
| 7.1.3 不同反应器直径条件下微波活化体系的升温特性曲线 |
| 7.1.4 不同矿浆浓度条件下微波活化体系的升温特性曲线 |
| 7.2 微波活化体系中的温度场分布 |
| 7.3 活化前后高硫含砷难处理金矿矿物特性分析 |
| 7.3.1 活化前后高硫含砷难处理金矿成分及物相分析 |
| 7.3.2 活化前后高硫含砷难处理金矿的粒度分析及比表面积 |
| 7.3.3 活化前后高硫含砷难处理金矿的傅立叶红外光谱分析 |
| 7.3.4 活化前后高硫含砷难处理金矿的表面自由能 |
| 7.3.5 活化前后高硫含砷难处理金矿的SEM-EDS分析 |
| 7.4 高硫含砷难处理金矿微波/微波-超声活化强化细菌浸出机理模型 |
| 7.5 本章小结 |
| 第8章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读博士期间成果目录 |
（5）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 |
（6）黄金选冶技术的发展（论文提纲范文）
| 1 前 言 |
| 2 重选提金及其设备 |
| 2.1 重选提金 |
| 2.2 重选设备 |
| 2.2.1 尼尔森选矿机 |
| 2.2.2 STL型全自动旋流黄金重选机 |
| 2.2.3 全自动旋流重选机 |
| 3 浮选提金及其使用的设备和药剂 |
| 3.1 浮选新设备 |
| 3.2 浮选药剂新进展 |
| 3.3 浮选工艺的发展 |
| 4 氰化提金工艺 |
| 5 非氰提金理论及技术 |
| 5.1 硫脲法 |
| 5.2 卤化法 |
| 5.3 硫代硫酸盐法 |
| 6 应用生物技术选别金 |
| 7 结 语 |
（7）黄金选冶技术进展（论文提纲范文）
| 1 黄金选矿 |
| 1.1 重选法 |
| 1.2 浮选法 |
| 2 氰化提金 |
| 2.1 氰化提金理论及技术发展 |
| 2.2 难浸金矿石预处理 |
| 2.3 浸出金的回收 |
| 2.3.1 活性炭吸附法 |
| 2.3.2 离子交换树脂法 |
| 3 非氰提金理论及技术 |
| 3.1 硫脲法 |
| 3.2 卤化法 |
| 3.3 硫代硫酸盐法 |
| 3.4 生物法 |
| 4 结 语 |
（8）银锰矿中银锰分离与银回收环境友好新工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 问题的提出及研究的背景 |
| 1.3 实验研究目的和内容 |
| 1.3.1 研究目的 |
| 1.3.2 研究内容 |
| 第二章 文献综述 |
| 2.1 国内外银锰分离的现状及进展 |
| 2.1.1 物理选矿法 |
| 2.1.2 化学选矿法 |
| 2.2 银浸出技术的研究现状 |
| 2.2.1 氰化法 |
| 2.2.2 硫脲浸出法 |
| 2.2.3 硫代硫酸盐法 |
| 2.2.4 卤化物法 |
| 2.2.5 硫氰酸盐法 |
| 2.2.6 多硫化物法 |
| 2.3 本章小结 |
| 第三章 实验材料与方法 |
| 3.1 实验材料与仪器设备 |
| 3.1.1 实验材料 |
| 3.1.2 试剂与仪器 |
| 3.2 实验方法及分析方法 |
| 3.2.1 实验方法及工艺流程 |
| 3.2.2 锰元素分析方法 |
| 3.2.3 银元素的测定方法 |
| 3.2.4 其它元素的分析方法 |
| 第四章 银锰分离实验结果与讨论 |
| 4.1 有机还原剂浸出银锰矿 |
| 4.1.1 方法原理及测定方法 |
| 4.1.2 实验结果及讨论 |
| 4.1.3 小结 |
| 4.2 无机还原剂浸出银锰矿 |
| 4.2.1 双氧水还原浸出银锰矿 |
| 4.2.2 铁屑还原浸出银锰矿 |
| 4.3 本章小结 |
| 第五章 还原浸出机理 |
| 5.1 还原浸出过程的热力学 |
| 5.1.1 高价锰还原浸出过程的热力学 |
| 5.1.2 低价锰浸出过程的热力学 |
| 5.2 还原浸出过程动力学研究 |
| 5.2.1 浸出过程的历程 |
| 5.2.2 扩散控制动力学方程 |
| 5.2.3 浸出过程控制步骤的判别 |
| 5.3 工艺试验与讨论 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 浸锰渣中银的回收 |
| 6.1 浸锰渣的重选脱泥 |
| 6.2 浸锰渣硫脲浸出 |
| 6.2.1 实验方法及浸银原理 |
| 6.2.2 硫脲浸银的结果与讨论 |
| 6.2.3 经济分析 |
| 6.3 本章小结 |
| 结论与建议 |
| 结论 |
| 建议 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间发表的论文 |
（9）3YL替代氰化浸金清洁生产新工艺的研究（论文提纲范文）
| 内容提要 |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 课题背景 |
| 1.2 黄金生产带来的环境问题 |
| 1.2.1 氰化浸金对环境的危害 |
| 1.2.2 重金属对环境的危害 |
| 1.2.3 预处理烟气吸收酸性废水对环境的危害 |
| 1.2.4 小结 |
| 1.3 黄金生产带来的矿产资源问题 |
| 1.4 金精矿的分析及鉴定结果 |
| 1.4.1 金精矿的多元素分析 |
| 1.4.2 金精矿的矿物组成鉴定 |
| 1.4.3 金精矿的物相分析 |
| 1.4.4 小结 |
| 1.5 课题研究的主要内容、工艺路线、意义 |
| 1.5.1 课题研究的主要内容 |
| 1.5.2 工艺路线 |
| 1.5.3 课题研究的意义 |
| 本章小结 |
| 第2章 3YL 非氰浸金工艺的研究 |
| 2.1 3YL 浸金原理 |
| 2.2 实验方法 |
| 2.3 3YL 浸金工艺条件的选择 |
| 2.3.1 浸出剂3YL 用量的选择 |
| 2.3.2 氯化剂浓度的选择 |
| 2.3.3 固液比的选择 |
| 2.3.4 浸出液酸度的选择 |
| 2.3.5 浸出时间的选择 |
| 2.3.6 浸出温度的选择 |
| 2.3.7 3YL 浸金工艺的综合条件 |
| 2.3.8 3YL 浸金设备图 |
| 本章小结 |
| 第3章 非氰浸金预处理工艺的研究 |
| 3.1 DL-氯硫氧化预处理原理 |
| 3.2 实验方法 |
| 3.3 预处理工艺条件的选择 |
| 3.3.1 氯化剂用量与预处理温度之间的关系试验 |
| 3.3.2 氯化剂用量与预处理时间之间的关系试验 |
| 3.3.3 DL-氯硫氧化预处理综合条件 |
| 3.3.4 DL-氯硫氧化预处理设备图 |
| 本章小结 |
| 第4章 预处理烟气吸收酸性废水的治理 |
| 4.1 实验原理 |
| 4.1.1 膜蒸馏概念及特征 |
| 4.1.2 膜蒸馏基本原理 |
| 4.1.3 膜蒸馏分类 |
| 4.1.4 膜蒸馏过程的传质和传热机理 |
| 4.1.5 膜蒸馏的优点 |
| 4.1.6 影响膜蒸馏过程的因素 |
| 4.2 实验方法 |
| 4.2.1 水样预处理 |
| 4.2.2 结晶膜蒸馏实验 |
| 4.3 影响膜通量因素的选择 |
| 4.3.1 水样温度对膜通量的影响 |
| 4.3.2 水样流速对膜通量的影响 |
| 4.3.3 水样浓度对膜通量的影响 |
| 4.3.4 水样pH 值对膜通量的影响 |
| 4.4 结晶膜蒸馏时间对结晶量的影响 |
| 本章小结 |
| 第5章 污染重金属与金银的分组分离 |
| 5.1 水浸分组分离原理 |
| 5.2 实验方法 |
| 5.3 水浸分组分离的条件选择 |
| 5.3.1 固液比的选择 |
| 5.3.2 搅拌时间的选择 |
| 5.3.3 酸度的选择 |
| 5.3.4 温度的选择 |
| 5.3.5 水浸综合条件 |
| 本章小结 |
| 第6章 污染重金属铜、锌的分离与回收 |
| 6.1 铁的分离 |
| 6.1.1 P507 萃取法分离铁的原理 |
| 6.1.2 实验方法 |
| 6.1.3 P507 萃取铁的条件选择 |
| 6.2 C401 树脂吸附分离铜、锌 |
| 6.2.1 筛选树脂 |
| 6.2.2 静态吸附试验 |
| 6.2.3 静态脱附试验 |
| 6.2.4 动态吸附试验 |
| 6.2.5 动态脱附试验 |
| 6.2.6 树脂选择性吸附铜的最佳条件 |
| 6.2.7 萃取及树脂分离设备图 |
| 本章小结 |
| 第7章 金银的提纯 |
| 7.1 实验原理 |
| 7.2 实验方法 |
| 7.2.1 树脂处理 |
| 7.2.2 静态试验 |
| 7.2.3 动态试验 |
| 7.2.4 工艺流程 |
| 7.3 C410 树脂分离富集金银的条件选择 |
| 7.3.1 C410 树脂静态吸附和解吸金银的条件选择 |
| 7.3.2 动态吸附和解吸金银的条件选择 |
| 7.3.3 树脂的饱和吸附量 |
| 7.3.4 共存离子的影响 |
| 7.4 金、银的分离 |
| 7.4.1 硫酸除杂 |
| 7.4.2 硝酸溶银 |
| 7.4.3 王水溶金 |
| 7.4.4 金的回收 |
| 7.4.5 产品质量 |
| 本章小结 |
| 第8章 结论与建议 |
| 8.1 结论 |
| 8.2 建议 |
| 参考文献 |
| 攻博期间的主要学术成果 |
| 中文摘要 |
| Abstract |
| 致谢 |
四、无污染硫脲生产新工艺研制成功（论文参考文献）
- [1]脱硫废液主要盐的热解特性及其制得g-C3N4光催化性能研究[D]. 张舒婷. 太原理工大学, 2020(07)
- [2]稀土镁合金表面制备Ni-B-RE沉积层的研究[D]. 丁磊. 上海应用技术大学, 2020(02)
- [3]MOFs衍生催化剂的制备及其氢气析出性能与氧气析出性能[D]. 黄毅. 北京化工大学, 2019(06)
- [4]高硫含砷难处理金矿的细菌氧化及强化浸出机理研究[D]. 宋言. 东北大学, 2019(01)
- [5]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)
- [6]黄金选冶技术的发展[J]. 李家毓,周兴龙,雷力. 现代矿业, 2009(05)
- [7]黄金选冶技术进展[J]. 杨剧文,王二军. 矿产保护与利用, 2007(04)
- [8]银锰矿中银锰分离与银回收环境友好新工艺研究[D]. 张东方. 湘潭大学, 2007(04)
- [9]3YL替代氰化浸金清洁生产新工艺的研究[D]. 季桂娟. 吉林大学, 2007(05)
- [10]黄金选冶技术现状及发展趋势[J]. 胡春融,杨凤,杨廻春. 黄金, 2006(07)