一、从废弃物中回收有价金属(论文文献综述)
王林松,高志勇,杨越,韩海生,王丽,孙伟[1](2021)在《铜渣综合回收利用研究进展》文中指出铜渣是火法炼铜的副产物,中国90%以上的铜是通过火法冶炼生产的,随着科学技术进步和人们生活需要,我国铜产量呈逐年上升的趋势。铜渣中含有大量可回收的有价金属,且铜渣本身也是一种优异的无机材料。综合回收铜渣中有价金属可以减少资源不足带来的压力,对余渣进行资源化利用既能减少环境污染,又能生产出有经济价值的产品。本文分析和讨论了火法贫化、湿法浸出、选矿富集和联合工艺等手段回收铜渣中有价金属的原理、现状和优缺点,总结了铜渣作为硅酸盐无机材料的在建筑材料和功能材料中的应用,并对铜渣未来的金属回收与资源化利用发展方向进行了展望。
王振银[2](2021)在《微生物-氯盐联合浸出锌氧压渣中锌铅银的研究》文中进行了进一步梳理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。
侯学军,章小明,程文博,王馨,王春霞,徐盛明,黄国勇[3](2021)在《废钒钛基SCR催化剂的处置方法研究进展》文中研究指明当前中国燃煤发电量仍占总发电量很大比重,燃煤电厂会产生大量的氮氧化物,其会对人体和环境造成危害。因此,处理好燃煤电厂产生的氮氧化物十分重要。选择性催化还原(SCR)技术是控制氮氧化物排放的重要手段。而作为该技术的核心,大量的钒钛基SCR催化剂被应用到燃煤电厂氮氧化物的处理工艺中,对废弃的SCR催化剂进行妥善处理也成为了急需解决的问题。本文对相应背景下的文献进行了系统整理,介绍了催化剂再生处理工艺以及有价金属回收技术的最新研究,分析了与再生处理工艺以及有价金属回收技术优化相关的挑战,提出了有关如何开发高效催化剂再生处理工艺以及有价金属回收技术的建议,以推动该方向的进一步研究。
彭浩[4](2021)在《电路板还原熔炼综合回收有价金属实验研究》文中提出随着电子产品使用及更新速率的提高,电子垃圾的品种和数量急剧升高。电子垃圾具有量大、危害大、有价金属含量高等特点,既属于危险固废也是典型的“城市矿山”。电路板作为电子产品的核心部件,有色金属含量占到30%以上是优质的“有色金属二次资源”。基于国家环境保护及危险固废管理等规定,研究环保、安全、经济高效的处置技术是电路板回收行业的迫切要求。本文以废旧电路板为研究对象,提出了一种以FeO-SiO2-Al2O3-CaO渣体系为基础的废旧电路板火法还原熔炼工艺,通过相关文献及冶金原理,首先对工艺的可行性和基于减少渣中金属损失及控制性能角度出发,对渣成分及结构调控进行了理论分析。在此基础上,进行了相关试验,重点考察了熔剂添加量、熔炼时间、熔炼温度、炉渣组成成分对金属回收率的影响,确定了基于FeO-SiO2-Al2O3-CaO渣型熔炼情况下的最佳熔炼工艺条件和熔炼渣型。其次通过冶金计算掌握了生产工艺及热利用情况;通过工业生产实践,了解了电路板回收工艺流程,探索元素迁移规律,初步分析了工业生产中的环境保护措施。主要研究成果如下:(1)提出了一种适合冶炼电路板的FeO-SiO2-Al2O3-CaO渣型,通过热力学软件Fact Sage模拟该渣系液相区相图及计算炉渣组成对渣系粘度的影响。结果表明:该渣系合适的熔炼温度为1400℃,炉渣组成中铁硅比应控制在0.8-1.1,炉渣中氧化铝含量低于15 wt%,炉渣中氧化钙含量控制在8 wt%。(2)针对FeO-SiO2-Al2O3-CaO渣体系为基础的废旧电路板还原熔炼工艺,从减少渣中金属损失及控制性能角度,对渣成分及结构进行调控试验,结果表明:在熔剂添加量为原料的30%、熔炼温度1450℃、熔炼时间75 min、FeO/SiO2=1、渣中CaO含量为8%的条件下,电路板中Cu、Sn的回收率可达91.98%和86.30%,贵金属Au、Ag、Pt在合金相中含量可达67.41 g/t、1020.74 g/t、54.75 g/t,证实了以该渣系为基础还原熔炼废旧电路板的工艺是可行的。(3)通过冶金计算掌握了生产工艺及热利用情况;通过工业生产实践了解了电路板回收工艺流程和工业生产中的环境保护措施,后探索其中的元素迁移规律,并提出产物无害化处理、综合利用的方法或途径。(4)本研究部分成果已经在陕西金国环保公司工业处理电路板生产中应用,结果表明:工艺流程短、综合利用及环境保护水平高、经济效益良好,可以在危废处理行业推广应用。
李商略[5](2021)在《废LED器件中有价金属的资源潜力分析与回收技术研究》文中认为近年来,发光二极管(Light Emitting Diode,简称LED)在我国得到快速普及与广泛应用,随着其使用寿命的结束未来必将产生大量的LED进入废物流。废LED含极具资源化价值的稀贵金属同时还含有多种有毒有害重金属,若处理处置不当易造成资源浪费,同时还会对生态环境与人类健康产生威胁。本文围绕废LED所含有价金属的资源潜力及其资源化回收技术开展研究,通过建立模型并结合实验数据对我国废LED器件的产生量、资源潜力进行预测评估;采用“热处理-研磨-筛分”技术对LED器件中的有价金属进行分离与富集预处理,并对经预处理所得稀贵金属富集体采用“氧化焙烧-混合酸浸出”法进行稀贵金属回收,通过单因素实验优化反应条件实现贵金属Au、Ag的高效浸出。我国废LED器件中有价金属的资源潜力分析结果显示,在未来消费呈保守、一般、乐观三种不同情景模式下,至2025年我国LED的年报废量将达到41846亿只-60285亿只,废LED的年产生量将达107万t-154万t,2003-2025年间的LED报废总量将达355万t-474万t。在一般情景下,2003年-2025年我国报废LED中的总金属资源潜量将达88万t,其中Cu的蕴含量最多,达61万t,占潜在资源总量的69%,稀贵金属Ga、Au、Ag的蕴含量依次为1011 t、275 t、163 t;总金属资源价值可达1083亿元,其中Au的经济价值最高,达804亿元,占总价值的74%,其次为Cu其经济价值为230亿元,稀贵金属Ga、Ag的经济价值分别为14亿元、6亿元。经“热处理-研磨-筛分”预处理可以实现废LED器件中有价金属的高效分离与富集,焙烧条件下,以10℃/min的升温速率加热至450℃后停止加热并自然冷却至室温,经研磨筛分后LED中所含Ga、Au、Ag、Ca、Al等金属主要富集于d<600μm的小粒级物料中,其浓度含量依次为2299 mg/kg、13655 mg/kg、2188 mg/kg、44744 mg/kg、44632 mg/kg,较初始原料富集了约11.1倍、12倍、15.9倍、10.4倍、4.8倍;金属Cu、Fe、Ni、Zn、Pb等主要富集于d>600μm的大粒级物料中,其浓度含量依次为1056926 mg/kg、26300mg/kg、3123 mg/kg、1309 mg/kg、1635 mg/kg,较初始原料富集约1.9倍、2.1倍、1.7倍、1.4倍,Pb未得到富集。稀贵金属资源化回收研究结果显示,“氧化焙烧-混合酸浸出”可以实现贵金属Au、Ag的高效浸出,Ga的回收效率较低。通过单因素实验探索得到最佳回收条件为:氧化焙烧温度为700℃,HCl+CH3COOH浓度为3.75 mol/L+1.25 mol/L,浸出温度80℃,固液比10 g/L,浸出时间4 h,Fe Cl3的添加量为50%时,金属Au、Ag的浸出率分别为99.3%和91.5%,Ga为20.8%;通过浸出动力学分析可知,本研究体系中Au的浸出过程主要为化学反应控制,可通过提高反应温度、酸浓度和添加氧化剂等条件促进Au的浸出。
许萃敏[6](2021)在《基于铁矾渣的铁基功能材料制备及应用的实验研究》文中提出铁矾渣是铜、锌、钴、镍、锰等有色金属在湿法冶炼过程中铁钒法沉铁所产生的废渣,主要由黄钠铁矾(Na Fe3(SO4)2(OH)6)组成,共存微量铜、铅、锌等重金属元素。长期露天堆放不仅占用场地,而且极易引起重金属迁移致使土壤、河流等环境污染问题。因此,铁矾渣的综合利用是环境污染领域研究的重要课题。本文以锌矿冶炼的铁矾渣为研究对象,以铁矾渣中铁为基体元素,通过在空气、H2S气氛中以及与黄铁矿共煅烧,制备铁基功能材料。利用X射线粉末衍射(XRD)、场发射扫描电镜(FE-SEM)等手段,对铁矾渣煅烧产物的相变规律、微结构和形貌特征进行分析。在H2S气氛中煅烧以及与黄铁矿共煅烧过程中,分别考察了温度、气速、时间对单斜磁黄铁矿产率的影响。通过静态实验考察硫化产物对处理重金属废水性能及其重金属的浸出风险进行评价。研究结果如下:(1)空气气氛下,当煅烧温度低于300℃时,铁矾渣的物相几乎无变化,主要为黄钠铁矾和铁酸锌;400℃时,黄钠铁矾转化为Mikassaite,伴随少量赤铁矿产生;500℃时,黄钠铁矾完全分解为Mikassaite;煅烧温度高于600℃,仅有赤铁矿。从室温到800 ℃,铁矾渣的物相及矿物组合为:黄钠铁矾+铁酸锌→Fe2(SO4)3(Mikassaite)+赤铁矿→赤铁矿,对应的颜色演化规律为:黄色系-棕色系-红色系,不同温度煅烧获得产物可用于制备颜料、涂漆。(2)H2S气氛下,从室温到700℃,铁矾渣的物相及矿物组合演化规律为:黄钠铁矾→赤铁矿/磁铁矿→黄铁矿→黄铁矿+单斜磁黄铁矿→单斜磁黄铁矿+六方磁黄铁矿→六方黄铁矿。550-600℃温度段,反应1 h-2 h可得到纯相的单斜磁黄铁矿(M-Po),其具有比表面积大、化学反应活性高,用于重金属废水的处理效果优异,对Zn、Pb的去除容量分别为25 mg/g、100 mg/g。(3)铁矾渣和黄铁矿共煅烧过程中,铁矾渣的矿物组成演化规律为:黄钠铁矾→Mikassaite+赤铁矿→单斜磁黄铁矿+赤铁矿/磁铁矿→六方磁黄铁矿。铁矾渣600℃下反应1 h后,铁矾渣煅烧产物中六方磁黄铁矿的含量较高,该磁黄铁矿对锌离子回收量为17.68 mg/g,浸出温度为25℃、溶液p H低于6的条件下,产物中Zn的浸出浓度低于2 mg/L,达到污水综合排放的一级标准。
查国正[7](2021)在《粗硒氧化调控-真空挥发提纯新技术的研究》文中研究表明世界90%的硒产自铜电解阳极泥,铜阳极泥经综合处理产出杂质种类多、赋存状态复杂的粗硒。如何清洁高效提纯硒,成为行业关注的焦点。采用传统氧化挥发法等手段提纯硒,存在流程长、精硒直收率低、污染严重等缺点。论文以铜阳极泥湿法提硒过程产出的硒渣为研究对象,根据元素的赋存及热力学特性,提出了氧化调控-真空挥发提纯硒新思路,实现硒渣的清洁高效提纯,同时富集银、金等贵金属,为粗硒的综合利用新技术提供参考。论文围绕“氧化调控-真空挥发”的思路,开展了粗硒中杂质赋存特性、杂质氧化调控、硒的真空挥发特性以及真空挥发提纯硒等的理论及实验研究,并进行了扩大化实验。研究获得的主要结论如下:采用SEM-EDS、XPS、EPMA等手段研究了硒渣中元素的赋存特性,开展了杂质饱和蒸气压、分离系数及真空下的热稳定性等热力学研究,阐明真空高温蒸发过程中杂质挥发特性。结果表明:粗硒的主要物相为单质硒,碲、铜、铅等杂质以单质碲、TeO2、PbTe、Cu2Se、PbSe形式赋存。这些杂质与硒的饱和蒸气压接近,Se-Te分离系数相对较小,PbTe、Cu2Se和PbSe在真空下难分解为单质,因此直接采用真空蒸馏提纯硒难度大。通过热力学计算绘制了298K和373K下Se-H2O、Te-H2O、Se-Cu-H2O、Se-Pb-H2O和Te-Pb-H2O体系的电位E-pH图,探讨了杂质在湿法体系中的热力学行为及氧化调控杂质的可行性。结果表明:在酸性体系中,提高氧化还原电位可使单质碲、PbTe、Cu2Se、PbSe氧化调控为难挥发的TeO2、PbSeO3和CuSeO3,而单质硒物相不变。以过氧化氢为氧化剂,开展了氧化调控的实验研究。在过氧化氢与硒渣的液固比为0.15:1的条件下进行杂质氧化调控后,单质硒的化学状态均未发生改变,硒的直收率为90.01%;13.6%碲、6.4%铜和0.9%铅以离子形式进入溶液,其余碲铜铅被氧化为高价氧化态,形成聚集体分散在硒基体中,实现了易挥发的单质碲、PbTe、PbSe、Cu2Se向难挥发的TeO2、CuSeO3和PbSeO3的定向转变。采用真空差重法测定了硒在250℃、300℃、350℃、400℃、450℃和2.3~1500Pa条件下的蒸发速率,获得了不同蒸馏条件下硒的挥发规律:系统压力一定时,硒蒸发速率的对数与温度的倒数存在线性关系;蒸馏温度一定时,硒蒸发速率随系统压强的变化出现最大区、加速区以及缓慢区,蒸发速率与压强存在Logistics非线性关系。同时获得了250~450℃条件下硒的临界压强分别为5.34Pa、12.96 Pa、14.20Pa、33.49Pa和37.06 Pa,临界压强与温度的关系为lgcrit=-4751.3/T+2.6341,当系统压强低于临界压强后,硒以最大蒸发速率挥发。硒最大蒸发速率随蒸馏温度的升高而增大,其关系为lgωe·m=-9385.6/+3.5887。实验最大蒸发速率始终小于理论最大蒸发速率,凝聚系数α介于0.003~0.1之间。针对杂质氧化调控后的粗硒开展了真空蒸馏提纯实验,系统研究了不同蒸馏条件对提纯效果的影响。60g级小型真空蒸馏提纯实验研究表明:各影响因素对物料挥发率的影响由大到小依次为:蒸馏温度>蒸馏压力>蒸馏时间>高径比,各影响因素对挥发物中杂质碲铜铅总含量的影响不显着。在蒸馏温度260℃、蒸馏时间50min、系统压强10Pa、物料高径0.67的条件下,物料的挥发率为92.8%,挥发物中含2.72ppm碲,0.83ppm铜和5.18ppm铅,不同物料提纯后纯度均大于99.98%。0.7kg的公斤级实验结果表明,在460℃、60min、10Pa的蒸馏温度条件下,物料挥发率为89.0%,获得纯度为99.98%的精硒,精硒的直收率为97.44%。残留物中硒、碲、铜和铅的含量分别为19.5%、3.35%、3.29%和10.63%,其主要物相为Na2SO4、PbSeO3和CuSeO3。残留物中银和金分别由原料中的0.27%和103g/t提升至2.42%和937g/t,分别富集了8.96倍和9.0倍;银的回收率为99.7%,金的回收率为99.8%。对一次蒸馏挥发物进行二次真空蒸馏,可获得纯度为99.995%的精硒。通过开展氧化调控-真空挥发放大实验,获得纯度为99.993%的精硒,并产出滤液、冷凝水、熔渣和富银金渣四种副产物。精硒的综合直收率为83.80%,银金的回收率均大于99.4%,生产每吨精硒能耗估算约为1700k W·h。经工艺对比分析,本工艺具有流程短、精硒直收率高、成本低的特点。基于生命周期评价的可持续性评估结果表明:本工艺对环境的影响始终比氧化还原法小,是更具可持续、更清洁的生产工艺。综上,本研究开发的粗硒氧化调控-真空挥发提纯新技术解决了高碲粗硒真空分离硒碲的难题,可由含硒约70%的硒渣提纯制备纯度大于99.99%高品质精硒,同时富集碲、银、金等高附加值金属,实现了粗硒清洁高效提纯,具有很大的工艺应用前景。
温江先[8](2021)在《微生物法从废弃线路板中提取金、铜的研究》文中研究指明近年来,由于电子废弃物的巨大产量以及潜在的生态威胁和二次金属资源价值,其处理与处置技术成为国际研究的热点。其中生物法冶金因其工艺环保和低成本的特性,受到较多的关注。本文基于生物法冶金机理,通过两步法浸取废弃线路板中的金属,利用黑曲霉菌首先提取其中的铜、锌等贱金属,之后利用巨大芽孢杆菌提取废弃线路板中的金等贵金属。本文重点通过培养基pH值的改变和菌种干重的变化来探究黑曲霉菌的生长特点和产生有机酸的特点,然后利用黑曲霉菌产生的有机酸浸出废弃线路板中的铜。本试验根据菌种被活化和培养后的生长状态绘制其生长曲线,并且通过改变培养基内菌液、粉末、蔗糖的加入量以及温度和pH值,对黑曲霉菌的浸铜效率进行探究。当粉末加入量为0.1 g,pH值为5,菌种数量为1.33×1012,蔗糖加入量为90 g/L时,黑曲霉菌对废弃线路板中铜的提取率可以维持在90.0%左右,最高可以达到96.4%。本文根据巨大芽孢杆菌的生长曲线,通过对粉末和菌液加入量,pH值的调节,利用巨大芽孢杆菌对经过预处理的粉末中金的浸出效率进行探究。巨大芽孢杆菌在粉末加入量为0.1 g,菌种数量为1.05×1010,pH为9时能够最高达到38.0%的浸金效率。本文对设备耗电和试剂消耗以及回收金、铜的价值进行成本效益分析后得出,利用微生物两步法浸出1 t废弃线路板可以得到1292元的利润。在整个试验过程中仅利用微生物两步法浸出废弃线路板中的金和铜,并未使用其它浸出剂,相对于其他冶金方法,既减少了试剂的消耗,同时也避免了污染物的产生,成本也较低,属于环境友好型技术,具有一定的应用前景。
刘璞[9](2021)在《废钼—钴催化剂中钼的回收方法研究》文中指出当代循环经济和绿色环保的发展理念日益深入人心,在国家大政方针的指导下,从废钼-钴催化剂中回收钼已成为了科学研究热点。废催化剂一般经过酸浸、碱浸等工艺溶解浸出后,需要进一步在浸出液中吸附分离回收高纯度的钼。现有的回收工艺流程长,能耗大,对钼的选择性低、废液处理困难、不符合未来工业化绿色发展理念。因此,开发出一种绿色、廉价和高效的溶解浸出和吸附分离技术是今后废催化剂中钼回收再利用的研究重点。基于当前废钼-钴催化剂中钼的回收工艺分为溶解浸出和吸附分离两个工序,本论文研究内容分为两部分,一是将传统的钠化焙烧水浸法与真空技术相结合,得到了一种从废钼-钴催化剂高效浸出钼的新方法;二是针对传统分离富集钼方法中存在的环境污染和选择性较低的问题,选用绿色无污染的海藻酸钠作为原材料,通过改性修饰,合成两种不同性能的吸附剂,用于高效回收分离钼。主要研究成果如下:1.以废钼-钴催化剂为研究对象,结合真空技术以及传统的钠化焙烧-水浸法,设计了一种新型的浸出工艺,即钠化真空焙烧-水浸法。对钠化焙烧过程中相关反应进行热力学分析,优化了焙烧时间、焙烧温度、碳酸钠(Na2CO3)用量、浸出温度、浸出时间、搅拌速度、液固比等工艺条件。结果表明,当焙烧时间为30min,焙烧温度200oC,碳酸钠用量在20%,浸出时间为20min,浸出温度为90oC,搅拌速度为300 rpm/min,液固比为5:1时,钠化真空焙烧-水浸法中Mo的浸出率达到了90.2%,且Al等元素浸出率很低甚至接近于0。此外,通过对比同一条件下真空与非真空焙烧产物的形貌表征,真空钠化焙烧能够将大部分氧化钼转变为钼酸钠。该方法能够有效浸出Mo,与传统钠化焙烧方法相比,具有能耗低,工艺流程短,浸出组分相对简单,便于后续处理等优点。2.针对传统海藻酸钠复合材料难以同时兼备高机械强度与良好的解吸性能,从复合材料的的结构设计出发,以海藻酸钠(SA)和N,N-二乙基丙烯酰胺(DEA)为原料,N,N-二乙基丙烯酰胺(NMBA)为交联剂,过硫酸铵(APS)为引发剂,聚合得到了一种全新的交联PDEA/SA聚合物(PDEA/SA)。PDEA/SA对Mo(VI)的吸附动力学和热力学数据表明,PDEA/SA的吸附过程符合准二级和准一级动力学模型以及Langmuir模型。此外,优化了工艺条件,如NMBA添加量、APS添加量、SA用量和聚合时间,得出的最佳工艺条件为:NMBA、APS、SA与DEA的质量比分别为:0.6、0.004、1.5,最佳反应时间为90min。当待吸附Mo(VI)溶液p H=3时,最大吸附容量为102.2mg/g。在酸性条件下,PDEA/SA对Mo(VI)的吸附与Al(III),Fe(III),Co(II)有着良好的分离效果,而当其他金属离子在溶液中呈现与Mo(VI)相似价态时,该吸附剂分离效果不太理想。通过研究PDEA/SA的解吸性能,以1%NH3H2O溶液为解吸剂,解吸温度为25oC时,解吸效果最佳且解吸在120min内达到平衡。经过5次吸附/解吸循环后,仍可以保持原始吸附容量的61.7%,解吸率仅有微弱的下降,从90.3%下降到88.6%。3.为提高海藻酸钠复合材料的选择性,结合离子印迹技术,以SA和聚乙烯亚胺(PEI)为原材料,碳酸钙(Ca CO3)为致孔剂,戊二醛,氯化钙(Ca Cl2)分别为PEI和SA的交联剂,利用Mo O42-与PEI的自组装作用进行表面印迹,合成了一种多孔型表面印迹PEI/SA聚合物(PDA@IIP-PEI/SA)。其吸附动力学和热力学数据表明吸附剂存在两种结合位点(高亲和性和低亲和性位点),吸附过程符合零级动力学模型以及Langmuir模型。此外,优化了吸附剂制备各个阶段过程中的反应条件,当吸附溶液p H=5时,最佳工艺条件下制备的PDA@IIP-PEI/SA对Mo(VI)的最大吸附量达到90.2mg/g,且在混合溶液中均与Al(III),Fe(III),Co(II),Cr(VI),V(V)有着良好的分离效果。吸附饱和的PDA@IIP-PEI/SA微球以15%HCl溶液为解吸剂时,解吸率达到94.65%且解吸在160min达到平衡。经过7次吸附/解吸循环后,仍可以保持原始吸附容量的75.62%,解吸率无明显变化,稳定在93%左右。
杜涛,衷水平,钟文,吴星琳[10](2021)在《从锌浸出渣中回收银的技术研究进展》文中指出综述了从锌浸出渣中回收银的工艺与研究现状,简述了各方法的原理以及银的最新回收技术。浸出渣中银的赋存状态、银含量高低、物料处理的难易程度不同,锌浸出渣中银回收的方法也不同,主要包括:浮选法、浸出法、火法、选冶联合法及溶剂冶金与微生物浸出等新兴技术。浮选法因低成本、工艺简单的优势广泛应用于选矿行业;浸出法是先利用氰化物、氯盐、硫代硫酸盐等药剂,将锌浸出渣中的金、银等贵金属溶解,再通过离子交换、锌粉置换或活性炭吸附等方法回收;由于浸出渣中银大多被铁钒包裹,难以直接浮选或直接浸出回收浸出渣中的银,需转变银的赋存状态,对浸出渣进行预处理,主要有酸性焙烧、还原焙烧、酸性浸出、碱性转化等方法。火法的原理是利用浸出渣中金属的沸点差异进行有价金属的分离,火法成本高,污染严重,不利于环保,难以适应经济可持续发展趋势。溶剂冶金是指利用有机溶剂、离子液体、共晶溶剂(DESs)、无机溶剂等非水溶剂从锌渣中提取有价金属的过程;微生物浸出是利用微生物及其代谢产物溶浸矿石中有价金属的绿色环保技术;溶剂冶金与微生物浸出虽有着巨大的经济与社会效益,但此类技术仍不太成熟,应加大其研究力度。单一的冶金或选矿方法虽然各有优势,但存在成本高、作业环境差,不利于环保、金属回收率不理想等问题,指出在现有的技术条件下,改进设备和优化工艺更为实际,例如,提高设备热利用效率、抗腐蚀能力、自动化程度等;对银赋存状态十分复杂的浸出渣,优化选冶联合法的工艺是一种行之可效的方法。此外,加大溶剂冶金与微生物浸出方面的研究,训化适宜于浸出渣有价金属回收的专属菌种,与化学浸出和浮选组成联合流程,以期能高效、低成本、绿色环保地达到较好的回收效果。
二、从废弃物中回收有价金属(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、从废弃物中回收有价金属(论文提纲范文)
(1)铜渣综合回收利用研究进展(论文提纲范文)
1 铜渣中有价金属的回收 |
1.1 火法贫化 |
1.2 湿法浸出 |
1.3 选矿富集 |
1.4 联合工艺 |
2 铜渣的其他资源化利用 |
2.1 建筑材料 |
2.2 功能材料 |
3 结语 |
(2)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 |
(3)废钒钛基SCR催化剂的处置方法研究进展(论文提纲范文)
1 钒钛基SCR催化剂 |
2 钒钛基SCR催化剂失活机理 |
2.1 化学中毒 |
2.2 高温烧结与活性组分挥发 |
2.3 孔道堵塞 |
2.4 磨蚀 |
3 废钒钛基SCR催化剂的再生处理方法 |
3.1 酸洗再生工艺 |
3.2 碱洗再生工艺 |
3.3 聚醚洗再生工艺 |
3.4 水蒸气洗再生工艺 |
4 废钒钛基SCR催化剂有价金属的回收 |
4.1 酸浸主导工艺 |
4.2 碱浸主导工艺 |
4.3 碱性焙烧主导工艺 |
5 结语 |
(4)电路板还原熔炼综合回收有价金属实验研究(论文提纲范文)
摘要 |
abstract |
1.绪论 |
1.1 电子废弃物 |
1.1.1 电子废弃物的来源 |
1.1.2 电子废弃物的特点 |
1.2 电子废弃物的处理现状 |
1.2.1 电路板的种类及组成 |
1.2.2 废旧电路板的结构 |
1.2.3 废旧电路板的资源特点及危害 |
1.2.4 废旧电路板的处理技术 |
1.3 火法熔池熔炼工艺 |
1.3.1 熔池熔炼技术简介及特点 |
1.3.2 研究现状 |
1.3.3 熔池熔炼工艺的优势 |
1.4 本课题的研究目的及内容 |
1.4.1 研究目的 |
1.4.2 研究内容 |
1.4.3 技术路线图 |
2.试验原料及方法 |
2.1 试验原料 |
2.1.1 废旧电路板 |
2.1.2 熔剂 |
2.1.3 还原剂 |
2.1.4 试验设备 |
2.2 试验方法 |
2.2.1 原料预处理 |
2.2.2 试验方法 |
2.3 检测方法及表征 |
2.3.1 分析检测方法: |
2.3.2 结果表征 |
3.还原熔炼的理论分析 |
3.1 还原熔炼渣型的选择 |
3.1.1 渣型选择的基本要求 |
3.1.2 CaO-SiO_2-Al_2O_3渣型 |
3.1.3 FeO-SiO_2-Al_2O_3渣型 |
3.1.4 FeO-SiO_2-CaO渣型 |
3.1.5 FeO-SiO_2-Al_2O_3-CaO渣型的提出 |
3.2 还原熔炼理论分析 |
3.2.1 温度对FeO-SiO_2-Al_2O_3-CaO渣型液相区的影响分析 |
3.2.2 炉渣组成对FeO-SiO_2-Al_2O_3-CaO渣型粘度的影响分析 |
3.3 本章小结 |
4.还原熔炼试验 |
4.1 试验设计 |
4.2 原料预处理 |
4.2.1 预处理步骤 |
4.2.2 失重率的测定 |
4.3 还原熔炼 |
4.4 试验结果与讨论 |
4.4.1 熔剂添加量对金属回收率的影响 |
4.4.2 熔炼时间对金属回收率的影响 |
4.4.3 熔炼温度对金属回收率的影响 |
4.4.4 炉渣组成对金属回收率的影响 |
4.5 最佳工艺条件试验 |
4.6 本章小结 |
5.环境保护分析 |
5.1 还原熔炼冶金计算 |
5.1.1 物料平衡计算 |
5.1.2 热量平衡计算 |
5.2 工艺流程 |
5.3 元素走向及熔炼产物分析 |
5.3.1 熔锡废水 |
5.3.2 二燃灰 |
5.3.3 布袋灰 |
5.3.4 酸性废液 |
5.3.5 熔炼产物 |
5.4 环境保护措施 |
5.4.1 烟气及烟尘治理 |
5.4.2 熔炼渣 |
5.5 本章小结 |
6.结论与问题 |
6.1 结论 |
6.2 问题 |
参考文献 |
附录 攻读硕士期间的研究成果 |
致谢 |
(5)废LED器件中有价金属的资源潜力分析与回收技术研究(论文提纲范文)
摘要 |
abstract |
第一章 绪论 |
1.1 研究背景及意义 |
1.1.1 研究背景 |
1.1.2 研究目的及意义 |
1.2 废LED资源化技术研究现状 |
1.2.1 稀有金属Ga的回收 |
1.2.2 贵金属Au、Ag回收 |
1.2.3 稀土元素回收 |
1.3 研究内容与创新点 |
1.3.1 研究内容 |
1.3.2 技术路线图 |
1.3.3 主要创新点 |
第二章 我国废LED器件中有价金属的资源潜力分析 |
2.1 相关模型与关键参数 |
2.1.1 消费量模型 |
2.1.2 报废量模型 |
2.1.3 废LED加权综合模型 |
2.1.4 资源潜量分析模型 |
2.1.5 金属含量分析方法 |
2.2 LED的报废量预测及其资源潜力分析 |
2.2.1 LED消费量与废弃量预测 |
2.2.2 LED中金属资源潜量及潜值分析 |
2.2.3 预测结果的不确定性分析 |
2.3 本章小结 |
第三章 废LED器件内有价金属的分离与富集 |
3.1 实验材料与方法 |
3.1.1 实验原料 |
3.1.2 实验试剂 |
3.1.3 实验仪器与设备 |
3.1.4 实验方法 |
3.1.5 分析与表征方法 |
3.2 LED器件中有机物的热稳定性分析 |
3.3 热解条件下金属的分离与富集规律研究 |
3.3.1 热解温度对有机物去除率的影响 |
3.3.2 反应时间对有机物去除率的影响 |
3.3.3 金属解离效果分析与表征 |
3.3.4 金属随物料粒径的分布规律 |
3.4 有氧焙烧条件下金属的分离与富集规律研究 |
3.4.1 焙烧温度对有机物去除率的影响 |
3.4.2 反应时间对有机物去除率的影响 |
3.4.3 金属解离效果分析与表征 |
3.4.4 金属随物料粒径的分布规律 |
3.5 两种热处理效果的对比分析 |
3.6 本章小结 |
第四章 稀贵金属的资源化回收研究 |
4.1 实验材料与方法 |
4.1.1 实验原料 |
4.1.2 实验试剂 |
4.1.3 实验仪器与设备 |
4.1.4 实验方法 |
4.1.5 分析与表征方法 |
4.2 焙烧温度对金属赋存形态及其浸出率的影响 |
4.3 混合酸浓度对金属浸出率的影响 |
4.4 酸配比对金属浸出率的影响 |
4.5 浸出温度对金属浸出率的影响 |
4.6 固液比对金属浸出率的影响 |
4.7 浸出时间对金属浸出率的影响 |
4.8 Fe Cl_3强化浸出的效果 |
4.8.1 浸出时间对浸出率的影响 |
4.8.2 Fe Cl_3添加量对浸出率的影响 |
4.9 Au浸出反应动力学分析 |
4.10 本章小结 |
第五章 结论与展望 |
5.1 主要结论 |
5.2 研究展望 |
参考文献 |
攻读硕士学位期间发表的论文及其它成果 |
致谢 |
(6)基于铁矾渣的铁基功能材料制备及应用的实验研究(论文提纲范文)
致谢 |
摘要 |
abstract |
第一章 绪论 |
1.1 铁矾渣的概述 |
1.1.1 锌湿法冶炼中铁矾渣的产生 |
1.1.2 铁矾渣的组成 |
1.2 铁矾渣的利用现状 |
1.2.1 回收有价金属 |
1.2.2 用作建筑材料 |
1.2.3 开发功能材料 |
1.3 铁基材料的应用现状 |
1.3.1 铁氧化物制备颜料 |
1.3.2 铁硫化物处理重金属废水 |
1.4 选题依据与研究内容 |
1.4.1 选题依据 |
1.4.2 研究内容 |
1.4.3 技术路线 |
1.4.4 论文主要工作量 |
第二章 实验材料及表征 |
2.1 实验原材料 |
2.1.1 铁矾渣组成 |
2.1.2 形貌特征 |
2.2 实验设备及试剂 |
2.3 样品表征 |
2.3.1 X射线荧光光谱分析(XRF) |
2.3.2 X射线衍射分析(XRD) |
2.3.3 场发射扫描电镜(SEM) |
2.3.4 氩气程序升温脱附(Ar-TPD) |
2.3.5 热重-差热联用分析(TG-DTG) |
2.3.6 X射线光电子能谱分析(XPS) |
2.3.7 磁化率分析 |
第三章 空气中煅烧铁矾渣产物演化及性能评价 |
3.1 实验方法 |
3.1.1 煅烧方法 |
3.1.2 性能评价方法 |
3.2 结果及讨论 |
3.2.1 物相组成 |
3.2.2 热学性质 |
3.2.3 形貌特征 |
3.2.4 磁化率 |
3.2.5 颜色变化 |
3.3 性能评价 |
3.3.1 重金属浸出 |
3.3.2 潜在应用 |
3.4 小结 |
第四章 硫化氢煅烧铁矾渣产物演化及性能评价 |
4.1 实验方法 |
4.1.1 煅烧方法 |
4.1.2 重金属去除实验 |
4.1.3 重金属浸出评价 |
4.2 结果及讨论 |
4.2.1 温度对产物影响 |
4.2.2 时间对产物影响 |
4.2.3 气速对产物影响 |
4.2.4 硫化饱和时间 |
4.2.5 XPS分析 |
4.2.6 形貌特征 |
4.3 硫化机理 |
4.4 性能评价 |
4.4.1 重金属浸出 |
4.4.2 重金属去除 |
4.5 本章小结 |
第五章 铁矾渣和黄铁矿共煅烧产物演化及性能评价 |
5.1 实验材料方法 |
5.1.1 共煅烧方法 |
5.1.2 重金属去除实验 |
5.1.3 重金属浸出评价 |
5.2 结果及讨论 |
5.2.1 配比的影响 |
5.2.2 温度的影响 |
5.2.3 反应时长的影响 |
5.2.4 氮气气速的影响 |
5.2.6 放置方式的影响 |
5.3 性能评价 |
5.3.1 重金属浸出 |
5.3.2 重金属去除 |
5.4 本章小结 |
第六章 结论与展望 |
6.1 结论 |
6.2 展望 |
参考文献 |
攻读硕士学位期间的学术活动及成果情况 |
(7)粗硒氧化调控-真空挥发提纯新技术的研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
第一章 绪论 |
1.1 硒的性质、应用及资源 |
1.1.1 硒的性质 |
1.1.2 硒的应用及需求 |
1.1.3 硒的资源及产量 |
1.2 国内外硒的提取现状 |
1.2.1 铜阳极泥中提取硒 |
1.2.2 工业酸泥中回收硒 |
1.2.3 其他硒资源中回收硒 |
1.3 硒的提纯现状 |
1.3.1 化学法提纯 |
1.3.2 物理法提纯 |
1.4 研究意义及背景 |
1.5 课题的主要研究内容 |
第二章 硒渣中元素赋存特性及热力学分析 |
2.1 硒渣中硒及杂质的赋存状态分析 |
2.1.1 原料 |
2.1.2 分析方法 |
2.1.3 分析结果与讨论 |
2.2 粗硒真空蒸馏热力学分析 |
2.2.1 饱和蒸气压 |
2.2.2 Se-Te二元体系分离系数 |
2.2.3 Cu_2Se、PbSe和PbTe的热稳定性 |
2.3 本章小结 |
第三章 杂质氧化调控过程的热力学及实验研究 |
3.1 调控过程热力学分析 |
3.1.1 E-pH图的绘制 |
3.1.2 Se-H_2O系E-pH图 |
3.1.3 Te-H_2O系E-pH图 |
3.1.4 Se-Cu-H_2O系E-pH图 |
3.1.5 Se-Pb-H_2O系E-pH图 |
3.1.6 Te-Pb-H_2O系E-pH图 |
3.2 杂质氧化调控实验研究 |
3.2.1 实验原料 |
3.2.2 实验装置 |
3.2.3 实验方法 |
3.2.4 结果与讨论 |
3.3 本章小结 |
第四章 硒的真空挥发特性实验研究 |
4.1 金属在真空状态下挥发规律 |
4.1.1 真空状态及其特点 |
4.1.2 硒在真空状态下蒸发过程 |
4.1.3 金属在真空状态下的挥发规律 |
4.1.4 金属的蒸发速率 |
4.2 硒在真空下的蒸发速率测定 |
4.2.1 实验原理 |
4.2.2 实验原料及设备 |
4.2.3 实验步骤 |
4.2.4 数据的处理 |
4.3 结果与讨论 |
4.3.1 硒蒸发速率测定结果 |
4.3.2 硒蒸发速率与温度的关系 |
4.3.3 硒蒸发速率与压强的关系 |
4.3.4 最大蒸发速率和凝聚系数 |
4.4 本章小结 |
第五章 真空挥发提纯硒实验研究 |
5.1 实验原料 |
5.2 实验方法与检测 |
5.2.1 实验方法 |
5.2.2 分析与检测 |
5.3 结果与讨论 |
5.3.1 小型实验研究 |
5.3.2 公斤级实验研究 |
5.4 本章小结 |
第六章 放大实验及技术对比 |
6.1 放大实验 |
6.1.1 实验原料及试剂 |
6.1.2 实验方法及设备 |
6.1.3 实验结果与讨论 |
6.2 技术对比 |
6.2.1 工艺对比 |
6.2.2 可持续性分析 |
6.3 本章小结 |
第七章 结论 |
7.1 结论 |
7.2 创新点 |
7.3 展望 |
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 攻读博士学位期间取得的学术成果 |
(8)微生物法从废弃线路板中提取金、铜的研究(论文提纲范文)
摘要 |
abstract |
前言 |
1 文献综述 |
1.1 电子废弃物概述 |
1.1.1 电子废弃物定义 |
1.1.2 电子废弃物的资源性 |
1.1.3 电子废弃物的危害性 |
1.1.4 电子废弃物现状和相关政策 |
1.1.4.1 电子废弃物管理的现状 |
1.1.4.2 国内电子废弃物的发展趋势 |
1.2 电子废弃物的处理方法及其优缺点 |
1.2.1 机械处理技术 |
1.2.2 火法冶金 |
1.2.3 化学法冶金 |
1.2.3.1 酸浸出 |
1.2.3.2 碱浸出 |
1.2.3.3 卤化物浸出 |
1.2.3.4 氰化物浸出 |
1.2.3.5 有机酸浸出 |
1.2.4 生物湿法冶金 |
1.2.4.1 氧化亚铁硫杆菌 |
1.2.4.2 黑曲霉菌等产酸微生物 |
1.2.4.3 巨大芽孢杆菌等产氰微生物 |
1.2.5 其他冶金技术 |
1.3 本课题研究目的及意义 |
1.4 试验方案 |
2 废弃线路板的预处理 |
2.1 废弃线路板的破碎与研磨 |
2.1.1 试验材料 |
2.1.2 试验方法和步骤 |
2.2 废弃线路板中金属含量的测定 |
2.2.1 试验材料 |
2.2.2 方法步骤及其计算 |
本章小结 |
3 黑曲霉菌的活化培养以及生长曲线的测定 |
3.1 黑曲霉菌的活化 |
3.2 黑曲霉菌的保藏 |
3.2.1 液体石蜡覆盖保藏法 |
3.2.2 甘油冻存管保存法 |
3.3 黑曲霉菌生长曲线的测定 |
3.4 利用平板计数法计算黑曲霉菌菌落数 |
本章小结 |
4 黑曲霉菌浸出废弃线路板中铜的研究 |
4.1 正交实验 |
4.2 单因素对黑曲霉菌浸出铜的影响 |
4.3 不同影响因素对黑曲霉菌浸出铜的影响 |
4.3.1 粉末加入量对黑曲霉浸铜的影响 |
4.3.2 pH值对黑曲霉浸铜的影响 |
4.3.3 温度对黑曲霉浸铜的影响 |
4.3.4 蔗糖加入量对黑曲霉浸铜的影响 |
4.3.5 菌种数量对黑曲霉浸铜的影响 |
4.4 在影响因素最佳水平下乙醇对黑曲霉浸铜的影响 |
本章小结 |
5 巨大芽孢杆菌浸出废弃线路板中金的研究 |
5.1 巨大芽孢杆菌的活化和保藏 |
5.2 巨大芽孢杆菌生长曲线和菌种数量的测定 |
5.3 pH值、菌液加入量、粉末加入量等因素对浸金效率的影响 |
5.3.1 粉末加入量对巨大芽孢杆菌浸金的影响 |
5.3.2 菌种数量对巨大芽孢杆菌浸金的影响 |
5.3.3 pH值对巨大芽孢杆菌浸金的影响 |
本章小结 |
6 经济效益分析 |
6.1 试验中的总成本 |
6.1.1 菌种和原材料的购买成本 |
6.1.2 设备能耗成本 |
6.1.3 试剂和其他材料成本 |
6.2 回收金和铜的经济效益分析 |
本章小结 |
7 结论 |
参考文献 |
附录 |
致谢 |
攻读学位期间发表的学术论文目录 |
(9)废钼—钴催化剂中钼的回收方法研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
第1章 绪论 |
1.1 钼资源的性质及来源 |
1.1.1 钼的性质 |
1.1.2 钼的来源 |
1.2 废钼-钴催化剂性质及处理现状 |
1.2.1 钼-钴催化剂性质及失活原因 |
1.2.2 废钼-钴催化剂的处理现状 |
1.3 废钼-钴催化剂中钼的溶解浸出 |
1.3.1 酸浸法 |
1.3.2 碱浸法 |
1.4 废钼-钴催化剂浸出液中钼的吸附分离 |
1.4.1 传统的分离方法 |
1.4.2 新型分离方法 |
1.5 本论文的研究意义和研究内容 |
1.5.1 本论文的研究意义 |
1.5.2 本论文的研究内容 |
第2章 钠化真空焙烧-水浸法对废钼-钴催化剂中钼的浸出 |
2.1 引言 |
2.2 实验部分 |
2.2.1 实验原料及药品 |
2.2.2 实验仪器 |
2.2.3 实验方法 |
2.3 结果与讨论 |
2.3.1 焙烧反应中的Mo、Al元素转化的热力学分析 |
2.3.2 钠化真空焙烧后废催化剂形貌的表征 |
2.3.3 焙烧温度对钼浸出的影响 |
2.3.4 焙烧时间对钼浸出的影响 |
2.3.5 Na_2CO_3用量对钼浸出的影响 |
2.3.6 浸出温度对钼浸出的影响 |
2.3.7 浸出时间对钼浸出的影响 |
2.3.8 搅拌速度对钼浸出的影响 |
2.3.9 液固比对钼浸出的影响 |
2.3.10 浸出渣成分研究 |
2.4 本章小结 |
第3章 聚(N,N-二乙基丙烯酰胺)/海藻酸钠的制备及其吸附性能的研究 |
3.1 引言 |
3.2 实验部分 |
3.2.1 实验药品 |
3.2.2 实验仪器 |
3.2.3 钼的测定 |
3.2.4 PDEA/SA的制备 |
3.2.5 吸附剂的表征 |
3.2.6 吸附实验方法 |
3.2.7 吸附选择性实验方法 |
3.2.8 解吸以及重复性实验方法 |
3.3 实验结果与讨论 |
3.3.1 PDEA/SA结构表征 |
3.3.2 吸附动力学研究 |
3.3.3 吸附等温曲线研究 |
3.3.4 反应条件对吸附性能的影响 |
3.3.5 pH对 PDEA/SA吸附性能的影响 |
3.3.6 PDEA/SA对于Mo(VI)的吸附选择性 |
3.3.7 解吸动力学研究 |
3.3.8 重复使用性 |
3.4 本章小结 |
第4章 多孔型Mo(VI)印迹PEI/SA的制备及其吸附性能的研究 |
4.1 引言 |
4.2 实验部分 |
4.2.1 实验药品 |
4.2.2 实验仪器 |
4.2.3 钼的测定 |
4.2.4 多孔型Mo(VI)印迹PEI/SA的制备 |
4.2.5 吸附剂的表征 |
4.2.6 吸附实验方法 |
4.2.7 吸附选择性实验方法 |
4.2.8 解吸以及重复性实验方法 |
4.3 实验结果与讨论 |
4.3.1 PDA@IIP-PEI/SA结构表征以及形貌表征 |
4.3.2 吸附动力学研究 |
4.3.3 吸附等温曲线研究 |
4.3.4 反应条件对吸附性能的影响 |
4.3.5 pH对 PDA@IIP-PEI/SA吸附性能的影响 |
4.3.6 PDA@IIP-PEI/SA对 Mo(VI)的吸附选择性 |
4.3.7 解吸动力学研究 |
4.3.8 重复使用性 |
4.4 本章小结 |
结论及展望 |
参考文献 |
致谢 |
附录 A 攻读学位期间所发表的学术论文目录 |
(10)从锌浸出渣中回收银的技术研究进展(论文提纲范文)
1 直接浮选法 |
2 浸出法 |
2.1 氰化法 |
2.2 氯盐法 |
2.3 硫代硫酸盐法 |
3 火法工艺 |
4 选冶联合法 |
4.1 焙烧—浮选法 |
4.2 酸浸—浮选法 |
4.3 碱性转化—浮选法 |
5 溶剂冶金 |
6 微生物浸出 |
7 结论与展望 |
四、从废弃物中回收有价金属(论文参考文献)
- [1]铜渣综合回收利用研究进展[J]. 王林松,高志勇,杨越,韩海生,王丽,孙伟. 化工进展, 2021(10)
- [2]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
- [3]废钒钛基SCR催化剂的处置方法研究进展[J]. 侯学军,章小明,程文博,王馨,王春霞,徐盛明,黄国勇. 化工进展, 2021(10)
- [4]电路板还原熔炼综合回收有价金属实验研究[D]. 彭浩. 西安建筑科技大学, 2021(01)
- [5]废LED器件中有价金属的资源潜力分析与回收技术研究[D]. 李商略. 上海第二工业大学, 2021(08)
- [6]基于铁矾渣的铁基功能材料制备及应用的实验研究[D]. 许萃敏. 合肥工业大学, 2021(02)
- [7]粗硒氧化调控-真空挥发提纯新技术的研究[D]. 查国正. 昆明理工大学, 2021
- [8]微生物法从废弃线路板中提取金、铜的研究[D]. 温江先. 青岛科技大学, 2021(02)
- [9]废钼—钴催化剂中钼的回收方法研究[D]. 刘璞. 兰州理工大学, 2021(01)
- [10]从锌浸出渣中回收银的技术研究进展[J]. 杜涛,衷水平,钟文,吴星琳. 金属矿山, 2021(04)