一、碳酸钠溶液浸取低品位钼焙烧矿反应动力学研究（论文文献综述）
孙双双[1]（2021）在《铜冶炼废渣的脱硅脱锌工艺研究》文中指出据统计我国每年产生的铜冶炼废渣（以下简称铜渣）量在150万t以上,铜渣不仅占用土地,也对环境造成污染。最初人们利用铜渣作工业材料,造成大量含铁矿物的损失,其后铜渣炼铁渐渐受到人们的关注。铜渣中的硅和锌对于铜渣炼铁来说是有害的元素,目前对于铜渣的脱硅、脱锌方法主要为物理法和化学法。物理法即为矿石浮选法和矿石磁选法,铜渣脱硅、锌的效果较差,铁品位达不到炼铁的要求,目前对于铜渣的脱硅、脱锌的有效方法很少。在对一些矿石提铁时,需要解决环境污染、工艺繁琐、资源浪费的问题。本文采用钠化焙烧工艺进行铜渣脱硅,氯化焙烧工艺进行铜渣脱锌,以提高铜渣的铁品位。首先,采用NaOH、Na2CO3和Na2SO4为钠化剂,考察不同钠化剂对铜渣钠化焙烧脱硅的效果,结果表明NaOH作为钠化剂时铜渣脱硅的效果最好。以NaOH为钠化剂,采用正交实验法考察了焙烧温度、焙烧时间、渣碱比等因素对铜渣钠化焙烧脱硅的影响,得出焙烧温度、焙烧时间、渣碱比的影响顺序为:焙烧温度>渣碱比>焙烧时间。通过焙烧温度、焙烧时间、渣碱比、铜渣粒度等单因素试验考察,获得了钠化焙烧脱硅的适宜工艺条件,同时考虑了硅的回收利用和氢氧化钠的循环利用。研究结果表明:焙烧温度为650℃,渣碱比为1:1.75,焙烧时间180min,铜渣脱硅率为95%;铜渣粒度细,脱硅效果较好。在钠化焙烧铜渣的过程中,Na+逐步进行分解铁橄榄石（Fe2SiO4）,铁橄榄石转化为铁酸钠（NaFe2O3,NaFeO2）,硅以不同模数的硅酸钠（Na2O?nSiO2）可溶性盐形式存在,可水洗脱除。将水洗脱硅液进行碳化反应,可将硅和钠分别以SiO2和碳酸钠的形式回收利用。其次,在进行铜渣脱锌之前,分别考察了（NH4）2SO4和NH4Cl是否会造成铁损失。采用（NH4）2SO4进行铜渣焙烧除锌时,铜渣中铁会生成硫酸铁,导致铁的损失较大;采用NH4Cl作为氯化剂进行铜渣氯化焙烧除锌时,焙烧产物中未见有氯化铁生成,不会造成铁损失;因此,选择氯化铵作为铜渣的脱锌剂。分别对铜渣和脱硅铜渣的氯化焙烧脱锌进行了研究,考察了焙烧温度、焙烧时间、渣铵比、水浸温度因素对脱锌的影响;结果表明:在焙烧温度430℃,焙烧时间90min,渣铵质量比1:0.5的条件下,40℃水浸,脱硅铜渣的氯化焙烧脱锌率为92.0%;在焙烧温度370℃,焙烧时间90min,渣铵比1:0.6的条件下,室温水浸,铜渣的氯化焙烧脱锌率为57.31%。铜渣脱硅后再进行氯化焙烧脱锌的效果较好,脱硅后再进行脱锌的铜渣中铁最终以三氧化二铁的形式存在。
吴浩[2]（2021）在《含砷难浸金矿碱性加压自浸金机理及工艺研究》文中研究说明含砷难处理金矿常需采用焙烧氧化、微生物氧化、化学氧化、加压氧化等手段进行预处理,直接进行氰化浸金很难达到理想的浸出效果。在碱性氧气氛围溶液中,含金硫化矿中黄铁矿、砷黄铁矿可被氧化生成具有浸金效应的产物-硫代硫酸盐。因此,在硫化矿碱性加压氧化预处理释放包裹金的同时,利用硫化矿氧化产生的硫代硫酸盐实现金矿溶解具有重要的研究意义。本文以含砷难处理浮选金精矿为研究对象,利用加压氧化过程中硫化矿的氧化产物完成自浸金过程,开展了碱性加压自浸金机理及工艺研究。结果表明在碱性加压条件下黄铁矿可被氧气氧化生成硫酸根、硫代硫酸根及亚硫酸根。生成的氧化渣主要为氧化铁、氧化亚铁、水合铁氧化物及氢氧化铁胶体。铁以二价和三价两种价态氧化物形式存在于矿物表面,形成絮状或海绵状钝化层。通过加入碳酸钠可提高黄铁矿氧化过程中铁的溶解度,去除黄铁矿表面铁氧化物钝化层,形成可溶性碳酸铁络合物,增加黄铁矿新鲜面暴露面积,从而促进黄铁矿氧化。同时,碳酸钠作为pH缓冲剂,调节自浸金体系的pH值,减缓硫代硫酸根氧化分解,有效提高硫代硫酸根的生成量与黄铁矿的氧化率。碱性条件下,常规氧化剂氧气易于将砷黄铁矿氧化为硫代硫酸盐、一硫代砷酸盐、砷酸盐及中间产物亚硫酸盐、亚砷酸盐。生成的氧化渣主要为未反应的砷黄铁矿以及氧化铁、氧化亚铁、水合铁氧化物针铁矿等铁氧化物,并含有少量结晶程度差的无定形氢氧化铁胶体。通过硫代硫酸盐无铜、铵溶金电化学研究发现,硫代硫酸盐溶金体系中若存在黄铁矿,可形成腐蚀电偶效应,发生潜在的电流相互作用。在温度热能的影响下,半导体黄铁矿会产生温差电动势电子-空穴对（热电效应）。电荷电子-空穴对的定向移动有助于金氧化过程中的电子转移,使氧气在低电位黄铁矿表面更有效被还原,提高金的溶解速率。黄铁矿的存在促使金电极腐蚀电位负移,腐蚀电流密度增大,增强了阳极金电极的腐蚀。同时,对比发现在碱性一硫代砷酸盐溶液中金的溶解速率远大于硫代硫酸盐溶液。浸出24 h,一硫代砷酸盐溶液中金溶解量为16 mg/L,而硫代硫酸盐溶液中金溶解量为6.3 mg/L,砷黄铁矿氧化产物一硫代砷酸盐可对金进行有效浸出溶解。优化含砷难浸金矿碱性加压自浸金工艺,在搅拌强度600 rpm,氧气压力0.5 MPa,NaOH用量0.6 M,液固质量比5:1,CMC用量0.1 g/L,浸金温度35℃,碳酸钠用量0.3 M条件下浸出18 h,金的浸出率可达90%以上。碱性加压氧化自浸金工艺具有环境友好、无烟气污染等特点。将预处理、浸出两个阶段合二为一,浸出流程短。利用硫化物自身氧化产物浸金,无需外加浸出剂,可有效降低成本。为含砷难处理金矿资源回收利用提供了一种新的技术方案。
陈书锐[3]（2020）在《钛白废酸浸出低品位含钒钢渣提钒工艺研究》文中提出含钒钢渣作为钒钛磁铁矿提钒炼钢产生的一种工业废弃物的同时又是重要的含钒二次资源,必须进行回收利用。钛白废酸作为钛白粉生产过程中产生的一种液体废弃物,因其含有20%左右的硫酸,也是一种重要的二次资源。本文采用以废治废的方法,利用钛白废酸浸出含钒钢渣回收其中的有价金属钒。主要研究了钛白废酸浸出含钒钢渣实验过程中的钠化焙烧、废酸浸出和浸出液净化三个部分。首先对钛白废酸浸出含钒钢渣实验过程中涉及的到动力学和热力学机理进行简要的研究,后续在理论研究的基础上通过实验研究予以佐证。得出以下结论:（1）利用钛白废酸浸出含钒钢渣工艺可行,从含钒钢渣到反萃液中钒的收率可达到68.08%。（2）含钒钢渣钠化焙烧优化参数为:含钒钢渣粒径160目,焙烧温度950℃,钠盐与含钒钢渣比=15:100;钛白废酸浸出含钒钢渣优化参数为:液固比5:1、浸出温度50℃、浸出时间120min、焙烧后物料粒径100目～120目;含钒浸出液净化优化参数为N235含量60%、体积比VO:VA=1:3、萃取时间6min。（3）采用未经处理的钛白废酸直接浸出含钒钢渣,在优化参数下钒的浸出率可达86.18%。得到的浸出渣主要成分为CaSO4·2H2O和CaSO4·0.5H2O,后续经过处理可用作建筑材料。（4）含钒浸出液的净化采用N235+TBP+磺化煤油的萃取体系,在优化工艺参数下钒的收率83.15%。然后选用0.8mol/L的碳酸钠溶液作为反萃剂,钒的反萃收率可以达到95%以上。
杨权成[4]（2020）在《煤矸石提取氧化铝及其制备功能材料研究》文中提出煤矸石是煤炭开采和加工过程中产生的副产品,常被视为一种工业固体废弃物。我国能源结构以煤炭为主,导致煤矸石排放量巨大,由于无法完全消纳,煤矸石累计堆存量已超过50亿吨,造成了严重的环境污染问题。目前,煤矸石规模化利用技术主要集中在制砖、发电、铺路、回填等低附加值领域。我国相当部分地区的煤矸石富含多种有用矿物和有价元素。为实现煤矸石中有价元素和有用矿物的高值化利用,本文基于课题组在亚熔盐法处理低品位矿物和制备矿物基功能材料方面的研究积累,提出煤矸石亚熔盐法提取氧化铝及其制备功能材料的研究思路。基于此,本文首先开展了煤矸石亚熔盐法提取Al2O3过程的热力学研究、浸出工艺和物相转化规律研究。在此基础上,为实现提铝尾渣高值化利用,进行了提铝尾渣制备介孔硅酸钙的工艺和机理研究。之后,利用煤矸石中富含的有用矿物组分膨润土和煤系高岭土构造了纳米光催化功能材料,并研究了其用于光催化氧化As（Ⅲ）的反应效果和作用机理。论文取得的主要研究进展如下:（1）系统研究了煤矸石在NaOH亚熔盐介质中的反应热力学特性。结果表明,在研究的温度范围内,煤矸石中的常见物相高岭石、石英、赤铁矿、金红石等均能够发生分解转化为相应的钠盐。当反应体系中加入Ca（OH）2时,煤矸石中主要含硅物相在NaOH亚熔盐介质中倾向转变为更稳定的NaCaHSiO4相,这有利于氧化铝的回收。（2）通过正交实验,考察了浸出温度、钙硅比、NaOH浓度、碱矿比对氧化铝浸出率的影响。结果表明浸出温度对提取氧化铝具有显着性影响,经单因素实验,最终确定了煤矸石亚熔盐法提取氧化铝的优化工艺条件:NaOH浓度47.5%、碱矿比6、浸出温度260℃、CaO/SiO2质量比为1.2:1、搅拌转速650rpm、反应时间120min。在此条件下浸出液中Al2O3浓度显着提高,浸出液苛性比可降至12.50左右。得到的提铝尾渣中Al2O3含量和铝硅比分别降至1.64%和0.04,提铝尾渣主要物相为NaCaHSiO4。（3）通过XRD、SEM等分析手段,对煤矸石提铝过程的物相转化规律进行了研究。研究发现浸出温度、钙硅比、NaOH浓度、碱矿比等因素都会对提铝过程的物相变化产生影响。当反应条件不足时,尾渣中可能存在的含铝物相有Na8(Al6Si6O24)（OH）2（H2O）2,1.2Na2O·0.8CaO·Al2O3·2SiO2·H2O和Ca2Al2SiO6（OH）2,这是导致煤矸石提铝过程中氧化铝损失的主要原因。通过反应条件调控,可有效避免其生成,以利于更多地回收煤矸石中的氧化铝。（4）基于物相调控思路,提出了提铝尾渣水热法制备介孔硅酸钙的方法。考察了水热温度、NaOH浓度、液固比、反应时间等因素对提铝尾渣向介孔硅酸钙转化的影响规律,并对反应过程进行了动力学分析。结果表明,在水热温度190℃,NaOH浓度30g/L,液固比8,反应时间300min的条件下,提铝尾渣能较好地转化为介孔硅酸钙。计算得到的反应活化能为23.11k J/mol,提铝尾渣向介孔硅酸钙转化的反应过程是以界面化学反应控制为主,兼有扩散控制的混合控制。（5）对制得的介孔硅酸钙材料进行了系统分析,研究了介孔硅酸钙对亚甲基蓝的吸附效果以及吸附动力学和热力学规律。结果表明,提铝尾渣水热转化后得到了以介孔为主的多孔性材料,孔径主要分布在2-20nm之间。与提铝尾渣相比,介孔硅酸钙的比表面积和孔体积都有显着增长。介孔硅酸钙对亚甲基蓝的吸附过程符合准二级吸附动力学模型。吸附热力学分析表明,吸附焓变ΔH为56.45k J/mol,表明介孔硅酸钙对亚甲基蓝的吸附以化学吸附为主。（6）以煤矸石中富含的矿物组分膨润土和煤系高岭土为载体,采用水热法和热聚合法构造了Bi2WO6/膨润土（BWO/BENT）和g-C3N4/煤系高岭土（g-C3N4/CK）复合光催化功能材料,并研究了其用于光催化氧化As（Ⅲ）的反应效果和作用机理。结果表明,BWO/BENT和g-C3N4/CK复合材料均表现出比复合前更强的光催化氧化As（Ⅲ）的能力。通过XRD、SEM、TEM、UV-Vis DRS等手段对制得的复合材料进行了分析表征,研究发现与纯BWO和g-C3N4相比,BWO/BENT和g-C3N4/CK复合材料禁带宽度有所减小、团聚程度减轻、光生电子-空穴分离效果得到改善,增强了材料的光响应能力。
吴强[5]（2020）在《复杂钴硫精矿氧化焙烧分离钴硫新工艺及机理研究》文中进行了进一步梳理钴作为攀西钒钛磁铁矿伴生有价金属资源,具有重要的综合回收价值。国内外相关学者开展了大量的研究工作,但由于钴品位较低,嵌布粒度细,矿物组成复杂等因素,导致钴资源的综合利用率仍然较低。目前,钒钛磁铁矿中的伴生有价金属钴在铁、钛分选过程采用浮选富集得到含钴0.60%左右的钴硫混合精矿,由于载钴矿物与黄铁矿共生关系紧密,采用物理方法进一步分离较为困难。为此,本论文针对攀西地区的复杂钴硫精矿,采用焙烧和浮选相结合的选冶联合分选工艺开展分离钴研究,对促进钒钛磁铁矿伴生有价金属钴资源的综合利用具有重要的实际意义。首先,对钴硫精矿工艺矿物学开展了大量的研究,结果表明:钴硫精矿含钴0.67%,大部分钴以类质同相及包裹体形式存在于黄铁矿及含镍黄铁矿中少部分以氧化钴、硫化钴和硅酸盐矿物中赋存;主要金属矿物为黄铁矿、镍黄铁矿、磁黄铁矿、钛铁矿、少量硫化钴;主要脉石矿物则为滑石、绿泥石、石英、橄榄石、蛇纹石等。其次,采用氧化焙烧方法对钴硫精矿开展氧化焙烧过程中的矿物物相演变规律及对钴、硫品位的影响,研究结果表明:焙烧温度为400℃-600℃时,脱硫率超过了80%;焙烧温度为700℃-900℃时,硫含量进一步的减小,脱硫速率减缓,900℃时基本脱硫完全。当温度超过600℃时,氧化焙烧矿中有磁黄铁矿,磁铁矿,赤铁矿的生成,滑石在温度升高的过程中逐渐分解消失,并形成镁铁尖晶石,少量铬、镁、以晶格取代的形式,进入到尖晶石的晶格中形成含锌尖晶石,镁铁尖晶石,部分钴镁元素以晶格取代到铬铁矿中,形成钴镁铬铁矿、钴铬铁矿;当温度为900℃时,黄铁矿及赤黄铁矿（FeS2）大量转变为赤铁矿及磁赤铁矿（Fe2O3）,但之中依然存在部分磁铁矿（Fe3O4）。钴硫精矿经过氧化焙烧后,钴从硫化钴矿物转变为以氧化钴矿物为主的新钴矿物物相,为后钴的进一步分离创造了有利条件。最后,采用硫化浮选工艺对氧化焙烧矿进行了大量的钴分离试验研究,结果表明:在焙烧温度为900℃、焙烧时间120 min、硫化钠2500 g/t、硫化时间15 min,戊基黄药用量为250 g/t的氧化焙烧—硫化浮选工艺条件下,获得了钴品位为18.2%,钴回收率83.4%的钴精矿产品。
胡佳琪[6]（2017）在《添加剂及杂质对碳酸锂结晶的影响》文中研究表明碳酸锂是一种非常重要的锂盐,其用途广泛,在电池、玻璃、陶瓷、润滑剂、能源、医药等重要的工业领域都是不可或缺的原料。随着清洁能源的出现,碳酸锂的作用显得尤为重要,目前,国内对于碳酸锂制备方法已经有了比较成熟的研究,但是在实际生产过程中仍然存在产品容易结块、易粘壁导致管道堵塞,产品的分散性和流动性不好等很多问题,而以上存在的问题和碳酸锂的形貌息息相关。本文了研究表面活性剂、大分子聚合物、以及表面活性剂/大分子聚合物混合体系、无机杂质离子对碳酸锂的调控作用,利用XRD、SEM、激光粒度分析仪、FBRM、SEM-EDS等种测试手段对产品的形貌、粒数及粒度分布、颗粒变化趋势进行表征,从而分析杂质及添加剂在碳酸锂结晶过程中的作用机理。得到的主要结论如下:1.阳离子表面活性剂十六烷基三甲基溴化铵（CTMAB）能缓解碳酸锂细晶的聚结,促进晶体生长,使晶体的粒径增大;非离子表面活性剂聚甘油脂肪酸酯（PGFE）可以改变晶体形貌,诱导生成不规则块状颗粒,使碳酸锂细晶的聚结数量增加,降低含湿量,增大粒径。2.将阳离子表面活性剂CTMAB和聚丙烯酸钠（SPAA）、聚丙烯酰胺（PAM）和SPAA组成混合添加剂加入氯化锂和碳酸钠反应体系的水溶液中,不仅调控晶体形貌呈花瓣状球形、降低了含湿量,增大了粒径,而且所得碳酸锂产品流动性有了显着的改善,流动性非常好。3.单独探究了大分子聚合物SPAA、PAM、聚乙烯吡咯烷酮（PVP）、聚乙二醇（PEG）对碳酸锂结晶的调控作用。结果表明,大分子聚合物对产品形貌有显着影响。大分子聚合物SPAA的添加浓度不同,晶习各不相同,添加合适浓度的SPAA能明显改善粘壁现象,降低含湿量,增大颗粒粒径,提高产品的均一性,获得流动性极好且表面光滑的球形碳酸锂;改变大分子聚合物PAM的添加浓度,所得晶体形貌也不同,添加合适浓度的PAM能使晶体粒径变大,降低含湿量,得到流动性好且生长密实的球形碳酸锂颗粒。添加一定浓度的PVP时,能减少碳酸锂细晶的聚结数量,与未加添加剂相比,晶体由柱状变为片状。PEG对颗粒形貌影响不大。4.添加大分子聚合物后得到产品的XRD谱图和碳酸锂标准谱图是相匹配的,但是晶面取向发生变化,可能是添加剂附着在晶体表面或与晶体表面发生交互作用影响了晶面取向。5.杂质离子（主要为Na+）的存在能影响晶体形貌,使晶体由针状变为片状,杂质离子和大分子SPAA共同作用时产品粒径较大分子SPAA单独作用时的粒径小,说明杂质离子与添加剂之间有相互作用,减弱了大分子SPAA对晶体的生长的促进作用。
邵鸿媚[7]（2017）在《氧化锌矿清洁高附加值综合利用及反应过程分析》文中认为氧化锌矿是锌的次生矿,成分复杂,主要的含锌矿相为硅酸锌（Zn2SiO4）、异极矿[Zn4（Si2O7）（OH）2·H2O]、水锌矿[3Zn（OH）2·2ZnCO3]和菱锌矿（ZnCO3）等。随着硫化锌矿资源的日渐枯竭,氧化锌矿的开发利用显得尤为迫切。本工作以清洁、高效、综合利用氧化锌矿为原则,提出了氧化锌矿资源清洁、高效综合利用的新思路。本工作的研究内容主要从以下几个方面展开:采用硫酸铵焙烧氧化锌矿提锌,实现锌与铅、硅的分离,焙烧尾气硫酸吸收;硫酸锌溶液净化后制备Zn产品,硫酸铵溶液蒸浓结晶后循环利用;碳酸氢铵-盐酸转化法提取铅和锶后采用NaOH熔融焙烧硅渣制取Na2SiO3,经溶出与铁分离;尾渣磁选回收铁。分步碳分Na2SiO3溶液制备SiO2沉淀和碳酸钠溶液;采用活性氢氧化钙乳液苛化碳酸钠/硅酸钠溶液得到NaOH溶液和CaCO3/CaSi03沉淀,NaOH溶液蒸浓结晶返回焙烧硅渣,循环利用。整个流程综合提取利用氧化锌矿中的有价组分,制备ZnO、Fe2O3、SiO2、CaCO3、CaSiO3等产品,水和反应介质硫酸铵、NaOH循环利用。研究得到了以下结论。（1）硫酸铵低温焙烧氧化锌矿的优化反应条件为:铵矿比1.4:1、反应温度475℃、反应时间60min。影响氧化锌矿中锌提取率的因素主次顺序是物料配比、反应温度和反应时间。1#、2#和3#氧化锌矿中锌的提取率均达到98%。焙烧中ZnCO3/ZnO与（NH4）2SO4优先反应,生成硫酸锌铵。氧化铁与硫酸铵反应生成（NH4）3Fe（SO4）3,继续升温生成NH4Fe（SO4）2。J400℃以上,硅酸锌与硫酸铵及分解产物反应生成硫酸锌铵,CaCO3和PbO/PbCO3转化为CaSO4和PbSO4,（NH4）2Zn（SO4）2分解生成ZnSO4。ZnSO4和（NH4）2Zn（SO4）2均可溶于水,经水溶实现Zn与Si、Pb的分离。（2）硫酸铵焙烧氧化锌矿的TG-DTA曲线上在60℃、200℃、290℃和400℃处有四个明显的吸热峰:第一个吸热峰是水分脱除峰;第二个吸热峰为硫酸铵的分解反应;第三个吸热峰主要为碳酸锌和硫酸铵的分解反应,锌和铁的化合物与硫酸铵的反应。第四个吸热峰主要为硫酸锌铵分解为硫酸锌以及碳酸钙和碳酸铅向硫酸盐的转化。第三个和第四个吸热峰的反应速率方程为:dα/dt = Aexp（-E/RT）（1-α）n = 4.89×104 exp（-103980/RT）（1-α）0.9676 dt/dt = A exp（-E/RT）（1-α）n = 3.58 × 1 04 exp（-109070/RT）（1-α）0.9166（3）造矾反应温度、反应时间、反应终点溶液pH值和铁离子初始浓度均对除铁率有明显影响,在初始Fe3+浓度9.45g.L-1条件下,合适的造矾条件为:反应温度95℃、反应时间3.5h、反应终点溶液pH值3.0。造矾结束后溶液中铁离子浓度低于0.3g·L-1。黄铵铁矾晶体为分散性良好、外形规则的花簇状颗粒,由多个小颗粒构成。反应温度对沉铝率影响明显,而反应时间无明显影响,合适的沉铝条件为反应温度80℃、反应时间10min、终点pH值5.4-5.6。黄铵铁矾水解的适宜条件为:水解温度90℃、水解时间30min、水解pH值12、液固比4:1,水解率约为91%,水解产物焙烧得到高纯Fe2O3产品,为规则的花簇状颗粒。铝酸钠溶液碳分的合适条件为碳分温度75℃、碳分终点溶液pH值9,碳分氢氧化铝为结构松散的纤维状聚合体,纯度较高。（4）沉淀法得到的ZnO粉体均为六角纤锌矿结构,粒度分布均匀。在催化剂存在的条件下,煤还原硫酸钠的合适反应条件为:硫酸钠和煤摩尔配比1:8、反应温度700℃、反应时间4h,此时硫酸钠的转化率约80%;CO还原硫酸钠的合适反应条件为:反应温度675℃、反应时间2h、物料厚度≤4cm,此时硫酸钠的转化率接近95%;H2还原硫酸钠的合适反应条件为:反应温度610℃、反应时间1.5h、物料厚度≤4cm,此时硫酸钠的转化率约95%。（5）水热法所得不同形貌ZnO粉体均为六角纤锌矿结构。OH-/Zn2+摩尔配比、反应温度、反应时间均对ZnO粉体的微观形貌有显着影响。OH-/Zn2+摩尔配比和反应温度的增加,促使ZnO粉体由片状花簇向六棱针状和棒状花簇转变。但当温度过高或OH-/Zn2+摩尔配比过大,棒状花簇过分生长破坏花状结构。制备花状结构ZnO粉体的适宜反应条件为OH-/Zn2+摩尔配比5、反应温度150℃、反应时间8h。片状、棒状、花状结构ZnO粉体的生长过程主要包括:Zn2+生成Zn（OH）42-、Zn（OH）42-脱水、形成ZnO晶核、生成不同形貌的ZnO晶体等过程。（6）碱熔融焙烧提锌渣的合适反应条件为:反应温度500℃、恒温时间90min,渣碱摩尔配比因物料成分不同略有变化。焙烧中SiO2与NaOH反应先生成Na2SiO3,升温Na2SiO3变成Na4SiO4;部分Na4SiO4生成Na2CaSiO4。含铅物相与NaOH反应生成Na4PbO4,Na4PbO4升温得到Na6PbO5,部分Na4PbO4反应生成不溶性的Ca2PbO4。Na4SiO4溶于水,Na2CaSiO4难溶,而Ca2PbO4不溶于水,因而影响了硅和铅的提取率。（7）在80℃、CO2气体流速0.5L·min-1、搅拌速率400r·min-1条件下合适的碳分终点pH值为8.5,二氧化硅沉淀率达96%,二氧化硅为非晶态的球形颗粒,热稳定性良好,在1100℃开始晶型转变。指标符合符合行业标准HG/T3061-2009。在搅拌速率400r·min-1、活性氢氧化钙乳液168g·L-1条件下苛化的合适反应条件为:物料配比Ca（OH）2:Na2CO31.2:1、碳酸钠浓度40-100g·L-1、苛化温度90℃、苛化时间45min,该条件下苛化率约95%。苛化产品指标优于沉淀碳酸钙行业标准一等品指标。活性氢氧化钙乳液苛化硅酸钠溶液,以十二烷基硫酸钠和十六烷基三甲基溴化铵为分散剂可以得到均匀规则的CaSiO3纤维晶须。以十二烷基硫酸钠为分散剂,制备纤维状CaSiO3晶须的合适反应条件为:NaSiO3:Ca（OH）2摩尔配比1:1、反应温度220℃、反应时间9h、质量百分含量10%的十二烷基硫酸钠溶液用量8-12mL、硅酸钠溶液浓度0.05mol·L-1。
杨治仁[8]（2017）在《从包头弱磁尾矿中回收稀土的研究》文中研究说明本论文针对目前包头弱磁尾矿中稀土资源不能有效回收从而造成大量稀土资源浪费的问题进行了详细的研究,由此提出了“浮选-钙化焙烧-浮选”的绿色环保的选冶联合新工艺流程。首先通过对尾矿选矿工艺学的研究得出用浮选法能够有效回收尾矿中稀土的结论,然后通过对尾矿中脉石矿物的选矿工艺学特性以及稀土元素的结构化学理论和地球化学上对元素的分类理论入手,选择具有代表性的羟肟酸类捕收剂（H205）为稀土矿物捕收剂,并对稀土矿的浮选机理做了系统研究。随后对弱磁尾矿中的稀土矿物做了浮选工艺研究,得到了稀土含量在50%（以REO计）以上的标准稀土精矿。再从浮选得到的稀土精矿入手,对所得精矿的钙化焙烧分解机理和分解工艺做了简单的研究。最后对焙烧生成的三种人造矿物的浮选分离做了大量的理论研究。运用矿相解离分析仪（MLA）、光学显微镜、矿相显微镜、扫描电子显微镜（SEM）、X射线衍射分析（XRD）、激光粒度测试、X射线荧光分析等现代分析测试技术,系统研究了包头弱磁尾矿的选矿工艺学特征。结果表明:弱磁尾矿中可供回收的主要元素是RE、Fe、Ca、Ba、F、P、Nb、Sc、Th等。尾矿中主要回收利用的目标元素RE（以REO计）品位达到了 9.60%,可以作为重要的回收稀土的矿物原料。尾矿中主要矿相组成为独居石、氟碳铈矿、萤石、赤铁矿、重晶石、磷灰石、钠闪石、钠辉石、白云石、方解石、石英等。该矿粒度小于74μm占90%以上,无需磨矿工艺,符合选矿工艺学上对粒度的要求。该矿中稀土矿物、萤石等主要矿物大部分都以单体解离的形式存在,稀土的单体解离度为87.28%。最后对弱磁尾矿中主要矿物的选矿学特性分析得出:用浮选药剂调节稀土矿物与萤石、重晶石、钠闪石和钠辉石等脉石矿物的可浮性,可将弱磁尾矿中的稀土矿物浮选出来。根据稀土元素的结构化学理论和地球化学上对元素的分类理论,分析得出稀土矿物是亲氧元素类的矿物,而含有配位氧元素的有机化合物是稀土矿物最良好的捕收剂,因此选择具有代表性的羟肟酸类捕收剂（H205）对稀土矿的浮选机理做了系统研究。研究结果表明,H205对稀土矿物具有良好的捕收性能,在pH=8～9的范围内均具有较好的可浮性,在pH约为9附近时稀土矿物的可浮性最佳。通过浮选溶液化学分析、动电位分析和红外光谱分析技术等得出,H205解离出来的羟肟酸阴离子会和矿物表面的稀土离子发生化学吸附反应,生成稳定的5原子环络合物,从而使稀土矿物疏水上浮。以性能更强的P8（此捕收剂中起捕收稀土作用的药剂主要是H205）为浮选稀土矿的捕收剂,以水玻璃为调整剂,松醇油为起泡剂,进行了稀土粗选条件实验。最后得到浮选的最佳条件是:矿浆浓度为30%、捕收剂用量为2.4kg/t、抑制剂用量为5.6kg/t、浮选温度为65℃、pH为8-9、起泡剂用量为0.36kg/t、浮选机通气量为200 L/h、抑制剂搅拌时间为6分钟、捕收剂搅拌时间为3分钟、起泡剂搅拌时间为3分钟、浮选刮泡时间为5分钟。在粗选条件实验的基础上,采用一次粗选、三次精选、一次扫选的开路实验和闭路流程实验,最终得到REO品位为50.3%,回收率为78.6%的合格稀土精矿和品位为2.8%,回收率为21.4%的稀土尾矿。采用热分析技术（TG-DTA）和XRD分析方法研究了 Ca（OH）2-NaOH焙烧分解浮选稀土精矿的反应过程。结果表明:添加Ca（OH）2-NaOH后,稀土精矿的分解过程分为两个阶段,第一阶段在350～500℃区间主要是氟碳铈矿的分解,稀土生成氧化物,氟以氟化钙的形式固定于焙烧产物中;第二阶段在500～650℃区间主要是Ca（OH）2、CaF2、NaOH分解独居石,生成稀土氧化物及氟磷酸钙。对Ca（OH）2加入量、NaOH加入量、焙烧温度和焙烧时间四个因素对稀土精矿分解的影响进行了研究,获得了优化工艺条件为:焙烧温度为630℃,氢氧化钙加入量为30%,氢氧化钠加入量为20%和焙烧时间30min。此条件下,稀土精矿的分解率达到97.7%。对浮选精矿钙化焙烧后的人造矿物进行了 XRD,SEM-EDS和激光粒度分析。结果表明,钙化焙烧浮选精矿主要生成稀土氧化物,氟化钙和氟磷酸钙等三种人造矿物,焙烧后的人造矿物粒度相比焙烧前的精矿基本上没有变化。用浮选药剂调节稀土氧化物与氟化钙、氟磷酸钙等的可浮性,有可能将焙烧精矿中的这三种人造矿物分选出来。浮选精矿钙化焙烧分解生成了 REO（稀土氧化物）、CaF2（人造萤石）和Ca5F（P04）3（人造氟磷灰石）等三种主要人造矿物。为了便于研究,并为这三种人造矿物的浮选分离提供科学的理论依据,本文模拟合成了这三种人造单矿物,然后通过大量的浮选试验,分别研究了三种人造矿物在两种捕收剂油酸钠和苯乙烯膦酸（SPA,其化学式为C8H7PO（OH）2）浮选体系下的可浮性,并考查了无机调整剂水玻璃、磷酸三钠和焦磷酸钠,有机小分子调整剂乳酸、酒石酸和柠檬酸及有机高分子化合物玉米淀粉、羧甲基淀粉钠和叔氨基阳离子醚化淀粉等调整剂对三种人造矿物可浮性的影响。试验结果表明,三种人造矿物在油酸钠为捕收剂时都有相似的可浮性,在pH=8～9时的可浮性最佳,其回收率都在90%以上。而在SPA浮选体系中,在整个浮选pH范围内,CaF2和Ca5F（P04）3基本不上浮,其最大回收率只有20%,但REO在pH=5左右时具有良好的可浮性,其回收率可以达到90%以上。在本文选择的具有代表性的三类抑制剂中,只有焦磷酸钠和柠檬酸对这三种人造矿物有较强的抑制作用。在单矿物浮选条件实验的基础上,对模拟焙烧混合矿物进行了浮选分离实验,其结果与单矿物浮选规律基本一致。通过浮选溶液化学、表面动电位测试、红外光谱以及X射线光电子能谱（XPS）分析等现代分析测试技术对捕收剂、有机抑制剂和无机抑制剂等作用后的三种人造矿物的浮选机理进行了研究。结果表明:在油酸钠浮选体系中,油酸钠的捕收作用主要是通过在人造矿物表面形成油酸盐沉淀而使矿物疏水易浮的,人造矿物与油酸钠发生了化学吸附。在SPA浮选体系中,当2.0<pH<7.0时,C8H7PO（OH）（O-）占优势,而此时REO表面带正电荷,会和SPA离子发生静电的物理吸附作用。pH>7.0时,C8H7PO32-占优势,而此时REO表面带负电荷,由于要克服它们之间的静电排斥作用,而导致REO与SPA离子不会发生吸附作用。在抑制剂体系中,焦磷酸钠在溶液中与人造矿物表面的金属离子发生化学吸附而形成亲永的螯合物导致矿物受到抑制。柠檬酸在溶液中与人造矿物表面的金属离子发生化学吸附而形成亲水的螯合物导致矿物受到抑制。
李瑞[9]（2016）在《氯化焙烧—水浸—碳化法处理低品位菱锰矿的工艺研究》文中研究指明我国锰矿主要以贫矿为主,锰的平均品位大约只有20%。随着我国锰系产业的快速发展,现代化生产过程对锰品位的需求逐步提高,然而符合要求的中、高品位的锰矿资源比较少,不能满足工业需求。因此,采用适宜的工艺处理低品位锰矿制备出满足工业要求的高品位锰产品具有重要的意义。直接酸浸法和预焙烧浸出法是处理低品位菱锰矿的常用方法。其中预焙烧浸出法以氯化焙烧-水浸-碳化工艺为主,该工艺的主要原理如下:菱锰矿在氯化焙烧工艺环节中转化为以氯化锰为主的可溶性焙砂,含锰焙砂通过水浸处理使其中的氯化锰溶解到水溶液并与杂质分离,最后采用碳化剂对含锰水浸液进行碳化处理得到碳酸锰精矿。菱锰矿氯化焙烧-水浸-碳化工艺与传统的直接酸浸工艺相比主要优势如下:1)浸出过程采用水浸处理可以避免大量使用HCl或H2SO4,从而减少因直接排放含酸废水对环境造成的污染;2)该工艺焙烧环节产生的尾气以及碳化环节得到的滤液均可循环利用,从而减少原料的消耗。因此,对低品位菱锰矿采用氯化焙烧-水浸-碳化工艺进行研究可为促进绿色富锰工艺新技术的应用提供技术依据,具有重要的意义。针对四川万源某地区菱锰矿成分复杂、锰含量低的特点,本文采用氯化焙烧-水浸-碳化法对其进行工艺研究,系统地探究了氯化焙烧环节、水浸环节以及碳化环节中各工艺参数对锰回收率的影响规律。结果表明:采用该工艺对菱锰矿进行处理,可以使菱锰矿的锰品位从17.83%提高到41.78%,得到的碳酸锰精矿粉达到了化工行业标准。具体研究内容及结论如下:（1）对原矿进行了X-射线荧光分析和X-射线衍射分析,结果表明:该地区菱锰矿属于典型的低品位菱锰矿,主要物相为MnCO3、CaMg（CO3）2、SiO2和少量FeCO3。（2）对菱锰矿氯化焙烧过程进行了热力学计算及分析,结果表明采用氯化铵作为添加剂对菱锰矿进行焙烧处理是可行的。NH4Cl和MnCO3的开始分解温度分别为623K和621K。从热力学的角度分析,温度控制在623K786K更有利于MnCl2的生成,同时有利于减少氯化铁、氯化镁、氯化钙等杂质生成。（3）采用氯化铵为添加剂,对菱锰矿氯化焙烧过程进行了实验研究,考察了氯化铵用量、焙烧温度及时间对焙砂质量（以焙砂水浸后的锰浸出率为指标）的影响规律。在相同的水浸条件下,确立了氯化焙烧工艺过程的优化条件:焙烧温度为459℃,氯化铵用量与菱锰矿粉质量比值为1.59,焙烧时间为83min时,将含锰焙砂通过水浸处理,锰的浸出率可以达到93.8%。（4）在菱锰矿氯化焙烧过程的优化条件下,对含锰焙砂进行了水浸实验研究,探讨了液固比、水浸温度及时间对锰浸出率的影响规律。结果表明:液固比为4:1,水浸温度为50℃,水浸时间为30min时,对锰的浸出比较适宜。（5）对含锰水浸液通过加入碳酸氢铵溶液的方式进行了碳化实验研究,分析了碳化过程中各工艺参数对锰品位的影响规律。实验结果表明:NH4HCO3水溶液的加入浓度为1mol/L,[NH4HCO3]:[Mn2+]（摩尔比）为2.2:1,水浸液pH值为7.0,反应时间为80min,反应温度为30℃时,制取的碳酸锰精矿锰品位可以提高到41.78%。（6）对氯化焙烧-水浸-碳化工艺过程中浸出渣、滤液和尾气的利用进行了探讨,除浸出渣排放外,滤液和尾气均可再次回收,整个工艺过程可以实现资源的循环利用。
闫小满[10]（2015）在《高钙钒渣氧化焙烧-碳酸钠浸出提钒的研究》文中认为钒是一种重要的战略资源,广泛应用于钢铁工业、航空工业、化工工业等领域。在中国,钒钛磁铁矿是目前提钒的主要矿物资源。钒钛磁铁矿提钒采用高炉还原-转炉氧化-钒渣焙烧浸出的生产工艺流程。因传统的钠化焙烧提钒工艺的限制,转炉提钒的过程中不能加入氧化钙造渣剂进行脱磷,导致后续半钢炼钢脱磷负荷较重。近年来,钙化焙烧清洁提钒新技术的发展使得转炉提钒过程中加入碱性造渣剂成为可能。本文以转炉提钒过程中加入氧化钙造渣剂生成的高钙钒渣为研究对象,采用直接焙烧-碳酸钠浸出的方法提钒,在实现钒元素浸出的同时抑制磷元素的浸出,有助于推动转炉提钒过程加入氧化钙造渣剂实现同时提钒脱磷工艺的实践。对钒渣直接焙烧过程进行研究,考察了焙烧过程中钒渣物相的变化、适宜的焙烧条件和焙烧动力学。研究结果表明:①钒渣主要有钒铁尖晶石、橄榄石相、辉石相和氧化铁组成,钒元素主要存在于钒铁尖晶石相中。钒渣经过焙烧后主要物相有Fe2O3和Fe2TiO5,此外还有Ca（VO3）2和Ca2V2O7生成。钒渣的焙烧温度从300℃到600℃时,钒渣的表面形貌基本不变,焙烧温度在800℃以上钒的富集相形成,而焙烧温度升高至1000℃时,钒渣烧结。②焙烧温度和焙烧时间对钒转浸率有很大的影响。经实验研究,适宜的焙烧温度为950℃,焙烧时间为2.5 h。焙烧温度过低或焙烧时间过短,钒渣氧化不充分,而焙烧温度过高或焙烧时间过长,钒渣烧结。③钒渣焙烧过程为气-固反应,动力学模型符合收缩未反应核模型。在0-30 min时钒的氧化较快,而在30-90 min时钒的氧化变慢。在0-30 min时,化学反应为限制性环节,钒渣焙烧氧化的表观活化能为59.53 kJ/mol;在30-90 min时,混合扩散制为限制性环节,钒渣焙烧氧化的表观活化能为18.96 kJ/mol。采用碳酸钠溶液作为浸出剂,对钒渣熟料浸出过程进行了研究,考察了适宜的浸出条件、浸出过程中钒渣的物相变化、杂质元素浸出行为以及浸出动力学。研究结果表明:①将950℃下焙烧2.5 h的200目的钒渣熟料用160 g/L的Na2CO3溶液在95℃下浸出2 h,液固比为10:1 m L/g,钒的浸出率达到最大值94.13%。而磷的浸出率仅为10.41%。②从钒渣熟料和浸出残渣的物相结构图、表面形貌图和浸出残渣的组成成分可知:钒渣熟料用碳酸钠熟料浸出后,钒酸钙和碳酸钠反应生成的钒酸钠全部进入到了滤液中,钙离子和碳酸根离子结合生成的碳酸钙都留在残渣中,而磷元素绝大部分留在了残渣中。③焙烧温度从300℃升高到600℃时,磷的浸出率变化不大,焙烧温度从600℃升高时,磷的浸出率略有所增加,焙烧温度为1000℃时,磷的浸出率为10.23%。碳酸钠的浓度对磷的浸出率影响不大,因为碳酸钙的溶度积远远大于磷酸钙的溶度积,导致碳酸钠和磷酸钙反应相对较弱。④钒渣熟料浸出动力学符合未反应收缩核模型,钒渣浸出时,0-30 min,钒的浸出率急速增加,而30-120 min时,钒的浸出率增长较缓慢。在0-30 min时,化学反应为限制性环节,活化能为67.74 kJ/mol,30-120 min时,扩散为限制性环节,活化能为8.58 kJ/mol。
二、碳酸钠溶液浸取低品位钼焙烧矿反应动力学研究（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、碳酸钠溶液浸取低品位钼焙烧矿反应动力学研究（论文提纲范文）
（1）铜冶炼废渣的脱硅脱锌工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 引言 |
| 1 文献综述 |
| 1.1 铜渣的研究背景 |
| 1.1.1 铁资源的现状 |
| 1.1.2 铜渣的组成及其利用 |
| 1.1.3 硅、锌对铜渣再次利用的影响 |
| 1.1.4 铜渣处理的国内外研究现状 |
| 1.2 矿物湿法脱硅、脱锌 |
| 1.2.1 湿法浸硅 |
| 1.2.2 湿法浸锌 |
| 1.3 矿物焙烧法脱硅、脱锌 |
| 1.3.1 铜渣焙烧法回收铁 |
| 1.3.2 焙烧法脱硅 |
| 1.3.3 焙烧法脱锌 |
| 1.4 矿物物理法脱硅、锌 |
| 1.5 本论文研究的意义和内容 |
| 2 铜渣钠化焙烧脱硅工艺 |
| 2.1 实验试剂与仪器 |
| 2.2 实验计算及表征方法 |
| 2.3 原料表征、钠化剂选择及工艺流程 |
| 2.3.1 原料表征 |
| 2.3.2 钠化剂选择 |
| 2.3.3 工艺流程 |
| 2.4 热力学计算 |
| 2.5 实验结果与讨论 |
| 2.5.1 正交实验 |
| 2.5.2 焙烧温度影响 |
| 2.5.3 焙烧渣碱比影响 |
| 2.5.4 焙烧时间影响 |
| 2.5.5 铜渣粒度影响 |
| 2.5.6 铜渣钠化焙烧水浸液回收硅和钠 |
| 2.5.7 铜渣钠化焙烧脱硅机理 |
| 2.6 本章小结 |
| 3 铜渣氯化焙烧脱锌工艺 |
| 3.1 实验试剂与仪器 |
| 3.2 实验计算及表征 |
| 3.3 原料表征、铵盐选择及工艺流程 |
| 3.3.1 原料表征 |
| 3.3.2 铵盐选择 |
| 3.3.3 工艺流程 |
| 3.4 热力学计算 |
| 3.5 实验结果与讨论 |
| 3.5.1 焙烧时间的影响 |
| 3.5.2 焙烧温度的影响 |
| 3.5.3 渣铵比的影响 |
| 3.5.4 水浸温度的影响 |
| 3.6 本章小结 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 攻读硕士学位期间发表学术论文情况 |
| 致谢 |
（2）含砷难浸金矿碱性加压自浸金机理及工艺研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 含砷金矿资源概述 |
| 2.1.1 难处理金矿资源类型特征 |
| 2.1.2 金矿难处理的原因 |
| 2.1.3 含砷金矿中砷对金浸出的影响 |
| 2.2 含砷金矿回收工艺研究及应用 |
| 2.2.1 含砷金矿预处理技术 |
| 2.2.2 金矿浸出方法研究现状 |
| 2.3 硫代硫酸盐浸金研究现状 |
| 2.3.1 硫代硫酸盐基本性质 |
| 2.3.2 硫代硫酸盐浸金基本原理 |
| 2.3.3 硫代硫酸盐浸金工艺的研究进展 |
| 2.3.4 硫代硫酸盐浸金存在的问题 |
| 2.3.5 硫代硫酸盐在硫化矿氧化过程中的原位生成 |
| 2.4 小结 |
| 3 研究内容与研究方法 |
| 3.1 研究目标 |
| 3.2 技术路线 |
| 3.3 研究内容 |
| 3.4 试验原料 |
| 3.4.1 试验矿石 |
| 3.4.2 试验药剂及仪器 |
| 3.5 研究方法 |
| 4 黄铁矿加压碱性氧化过程及物质转化规律 |
| 4.1 黄铁矿氧化热力学特征 |
| 4.2 黄铁矿氧化电化学响应特征 |
| 4.3 黄铁矿氧化生成产物分析 |
| 4.4 黄铁矿氧化工艺条件研究 |
| 4.4.1 粒度对黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 4.4.2 搅拌速率对黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 4.4.3 液固比对黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 4.4.4 氧压对黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 4.4.5 NaOH浓度对黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 4.4.6 温度对黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 4.5 碳酸钠添加对黄铁矿氧化反应过程优化 |
| 4.5.1 碳酸钠作用机制 |
| 4.5.2 碳酸钠作用试验研究 |
| 4.6 小结 |
| 5 砷黄铁矿加压碱性氧化过程及物质转化规律 |
| 5.1 砷黄铁矿氧化热力学特征 |
| 5.2 砷黄铁矿氧化电化学响应特征 |
| 5.3 砷黄铁矿氧化生成产物分析 |
| 5.4 砷黄铁矿氧化工艺条件研究 |
| 5.4.1 粒度对砷黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 5.4.2 搅拌转速对砷黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 5.4.3 液固比对砷黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 5.4.4 氧压对砷黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 5.4.5 NaOH浓度对砷黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 5.4.6 温度对砷黄铁矿氧化及生成产物的影响 |
| 5.5 砷黄铁矿氧化动力学 |
| 5.5.1 氧化动力学方法基础 |
| 5.5.2 砷黄铁矿氧化动力学参数确定 |
| 5.6 砷黄铁矿氧化机理 |
| 5.7 小结 |
| 6 碱性加压氧化产物溶金性能研究 |
| 6.1 硫代硫酸盐碱性加压无铜、铵条件下溶金性能 |
| 6.1.1 硫代硫酸盐氧化过程 |
| 6.1.2 硫代硫酸盐稳定性研究 |
| 6.1.3 硫代硫酸盐无铜、铵溶金电化学 |
| 6.1.4 硫代硫酸盐碱性加压无铜、铵溶金性能 |
| 6.1.5 硫代硫酸盐碱性加压无铜、铵溶金机理 |
| 6.2 一硫代砷酸盐碱性溶液溶金性能 |
| 6.2.1 金在一硫代砷酸盐溶液中电化学溶解行为 |
| 6.2.2 金在一硫代砷酸盐溶液中溶解试验 |
| 6.2.3 金在一硫代砷酸盐溶液中溶解机理 |
| 6.3 小结 |
| 7 含砷难处理金矿碱性加压氧化自浸金工艺研究 |
| 7.1 碱性加压氧化自浸金工艺 |
| 7.1.1 粒度对含砷金精矿自浸金效率的影响 |
| 7.1.2 液固比对含砷金精矿自浸金效率的影响 |
| 7.1.3 氧气压力对含砷金精矿自浸金效率的影响 |
| 7.1.4 添加剂对含砷金精矿自浸金效率的影响 |
| 7.1.5 温度对含砷金精矿自浸金效率的影响 |
| 7.1.6 碱浓度对含砷金精矿自浸金效率的影响 |
| 7.1.7 碳酸钠对含砷金精矿自浸金效率的影响 |
| 7.2 含砷难处理金矿氧化产物分析 |
| 7.3 小结 |
| 8 结论 |
| 8.1 主要结论 |
| 8.2 创新点 |
| 参考文献 |
| 作者简历及在学研究成果 |
| 学位论文数据集 |
（3）钛白废酸浸出低品位含钒钢渣提钒工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 钛白废酸资源特性概述 |
| 1.1.1 钛白废酸来源及特点 |
| 1.1.2 钛白废酸处理研究现状 |
| 1.2 含钒钢渣资源特性概述 |
| 1.2.1 含钒钢渣的来源 |
| 1.2.2 含钒钢渣的特点 |
| 1.2.3 含钒钢渣处理研究现状 |
| 1.3 本文研究的主要研究内容及意义 |
| 1.3.1 主要研究内容 |
| 1.3.2 研究意义 |
| 2 钛白废酸浸出含钒钢渣基础研究 |
| 2.1 含钒钢渣钠化焙烧机理 |
| 2.1.1 含钒钢渣钠化焙烧过程热力学研究 |
| 2.1.2 含钒钢渣钠化焙烧过程物料计算 |
| 2.2 钛白废酸浸出含钒钢渣机理 |
| 2.2.1 钛白废酸浸出含钒钢渣反应过程 |
| 2.2.2 钛白废酸浸出含钒钢渣热力学机理 |
| 2.2.3 酸浸过程中含钒钢渣的物相变化机理 |
| 2.3 含钒溶液萃取—反萃机理 |
| 2.3.1 钒在水溶液中的聚集状态 |
| 2.3.2 萃取剂的选择 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 实验部分 |
| 3.1 实验原料 |
| 3.2 实验仪器设备 |
| 3.3 研究路线 |
| 3.3.1 工艺流程 |
| 3.3.2 实验步骤 |
| 3.3.3 正交实验因素及水平的选择 |
| 3.4 表征方法 |
| 3.4.1 钒收率计算 |
| 3.4.2 成分分析 |
| 3.4.3 物相分析(XRD) |
| 3.4.4 热重分析(TG-DSC) |
| 3.4.5 粒度检测 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 钛白废酸浸出低品位含钒钢渣实验研究 |
| 4.1 含钒钢渣钠化焙烧单因素实验结果 |
| 4.1.1 焙烧温度对焙烧后物料质量变化的影响 |
| 4.1.2 钠盐与含钒钢渣比对焙烧后物料质量变化的影响 |
| 4.2 钠化焙烧含钒钢渣正交实验结果 |
| 4.2.1 含钒钢渣粒径对钒的浸出率的影响 |
| 4.2.2 焙烧温度对钒的浸出率的影响 |
| 4.2.3 钠盐与含钒钢渣比对钒的浸出率的影响 |
| 4.2.4 钠化焙烧含钒钢渣稳定试验 |
| 4.3 钛白废酸浸出焙烧后含钒钢渣单因素实验结果 |
| 4.3.1 焙烧后物料粒径对钒收率的影响 |
| 4.3.2 浸出温度对钒收率的影响 |
| 4.3.3 液固比对钒收率的影响 |
| 4.3.4 浸出时间对钒收率的影响 |
| 4.4 钛白废酸浸出含钒钢渣正交实验结果 |
| 4.4.1 液固比对钒收率的影响 |
| 4.4.2 焙烧后物料粒径对钒收率的影响 |
| 4.4.3 浸出时间对钒收率的影响 |
| 4.4.4 浸出温度对钒收率的影响 |
| 4.4.5 废酸浸出稳定实验 |
| 4.5 含钒浸出液的氧化 |
| 4.6 含钒溶液净化单因素实验结果 |
| 4.6.1 N235含量对钒收率的影响 |
| 4.6.2 有机相与水相体积比V_O:V_A对钒收率的影响 |
| 4.6.3 萃取时间对钒收率的影响 |
| 4.7 含钒溶液净化正交实验结果 |
| 4.7.1 N235含量对钒收率的影响 |
| 4.7.2 体积比V_O:V_A对钒收率的影响 |
| 4.7.3 萃取时间对钒收率的影响 |
| 4.7.4 稳定试验 |
| 4.8 钒的总收率 |
| 4.9 本章小结 |
| 5 结论及展望 |
| 5.1 结论 |
| 5.2 展望 |
| 参考文献 |
| 攻读硕士学位期间发表论文及科研成果 |
| 致谢 |
（4）煤矸石提取氧化铝及其制备功能材料研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.2 煤矸石概况 |
| 1.2.1 煤矸石的来源和分类 |
| 1.2.2 煤矸石的组成 |
| 1.2.3 煤矸石利用现状 |
| 1.2.4 综合评述 |
| 1.3 煤矸石提取氧化铝方面 |
| 1.3.1 氧化铝的提取方法 |
| 1.3.2 煤矸石提取氧化铝研究进展 |
| 1.3.3 现有提铝技术评述 |
| 1.4 煤矸石制备功能材料方面 |
| 1.4.1 煤矸石矿物组分 |
| 1.4.2 煤矸石及其矿物组分制备功能材料的研究现状 |
| 1.5 本论文研究目标及主要研究内容 |
| 1.5.1 研究目标 |
| 1.5.2 主要研究内容 |
| 2 亚熔盐法处理煤矸石热力学分析 |
| 2.1 引言 |
| 2.2 热力学分析方法 |
| 2.3 煤矸石中主要物相与NaOH、Ca(OH)_2反应的热力学分析 |
| 2.3.1 Al_2O_3·2SiO_2·2H_2O与 NaOH、Ca(OH)_2反应的热力学分析 |
| 2.3.2 SiO_2与NaOH、Ca(OH)_2反应的热力学分析 |
| 2.3.3 Fe_2O_3与NaOH、Ca(OH)_2反应的热力学分析 |
| 2.3.4 Ti O_2与NaOH、Ca(OH)_2反应的热力学分析 |
| 2.4 可能含铝副产物生成的热力学分析 |
| 2.4.1 Na_8(Al_6Si_6O_(24))(OH)_2(H_2O)_2生成的热力学分析 |
| 2.4.2 Ca_2Al_2SiO_6(OH)_2生成的热力学分析 |
| 2.4.3 1.2Na_2O·0.8CaO·Al_2O_3·2SiO_2·H_2O生成的热力学分析 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 煤矸石中氧化铝的浸出工艺研究 |
| 3.1 实验部分 |
| 3.1.1 实验试剂及设备 |
| 3.1.2 实验原料 |
| 3.1.3 实验装置 |
| 3.1.4 实验方法 |
| 3.1.5 分析方法 |
| 3.2 实验结果与讨论 |
| 3.2.1 煤矸石原料分析 |
| 3.2.2 煤矸石浸出正交实验 |
| 3.2.3 煤矸石浸出单因素实验 |
| 3.2.4 浸出动力学分析 |
| 3.3 本章小结 |
| 4 提铝尾渣制备介孔硅酸钙吸附材料研究 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 实验部分 |
| 4.2.1 实验试剂及设备 |
| 4.2.2 实验原料 |
| 4.2.3 实验装置 |
| 4.2.4 实验方法 |
| 4.2.5 分析方法 |
| 4.3 实验结果与讨论 |
| 4.3.1 正交实验分析 |
| 4.3.2 单因素实验分析 |
| 4.3.3 介孔硅酸钙对亚甲基蓝的吸附特性 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 煤矸石制备矿物功能材料研究 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 实验部分 |
| 5.2.1 实验原料 |
| 5.2.2 实验仪器 |
| 5.2.3 样品表征方法 |
| 5.2.4 光催化实验方法 |
| 5.2.5 砷浓度的分析方法 |
| 5.3 BWO/BENT复合材料制备及其光催化氧化As(Ⅲ) |
| 5.3.1 BWO/BENT复合材料的制备 |
| 5.3.2 BWO/BENT复合材料分析表征 |
| 5.3.3 BWO/BENT复合材料的光催化性能 |
| 5.3.4 机理分析 |
| 5.4 g-C_3N_4/CK复合材料制备及其光催化氧化As(Ⅲ) |
| 5.4.1 g-C_3N_4/CK复合材料的制备 |
| 5.4.2 g-C_3N_4/CK复合材料分析表征 |
| 5.4.3 g-C_3N_4/CK复合材料的光催化性能 |
| 5.4.4 机理分析 |
| 5.5 本章小结 |
| 6 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 论文主要创新点 |
| 6.3 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
（5）复杂钴硫精矿氧化焙烧分离钴硫新工艺及机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 文献综述 |
| 1.1.1 钴概述 |
| 1.1.2 钴的用途 |
| 1.1.3 世界钴资源 |
| 1.1.4 中国钴资源 |
| 1.1.5 中国钴矿床分布类型 |
| 1.1.6 中国钴资源消费情况 |
| 1.2 钴资源的选矿与加工技术 |
| 1.2.1 火法冶炼 |
| 1.2.2 湿法浸出工艺 |
| 1.3 现阶段选矿工艺情况 |
| 1.4 论文的提出及研究内容 |
| 1.4.1 论文的提出 |
| 1.4.2 研究内容 |
| 第2章 试验原料、设备和研究方法 |
| 2.1 试验原料制备 |
| 2.2 试验主要设备以及试验药剂 |
| 2.2.1 试验主要设备 |
| 2.2.2 试验药剂 |
| 2.3 氧化焙烧-硫化浮选分离钴试验工艺流程 |
| 第3章 钴硫精矿工艺矿物学研究 |
| 3.1 试样主要化学成分分析 |
| 3.2 试样主要矿物分析 |
| 3.3 试样的粒度分析 |
| 3.4 矿物组成与嵌布特征 |
| 3.5 本章小结 |
| 第4章 钴硫精矿氧化焙烧试验研究 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 氧化焙烧工艺条件对矿物物相转变的影响试验研究 |
| 4.2.1 焙烧时间的影响 |
| 4.2.3 焙烧温度的影响 |
| 4.3 氧化焙烧工艺条件对钴硫精矿脱硫的影响试验研究 |
| 4.4 焙烧助剂对钴硫精矿硫、钴含量影响试验研究 |
| 4.4.1 焙烧助剂脱硫效果研究 |
| 4.4.2 添加助剂对焙烧物相影响研究 |
| 4.5 氧化焙烧矿物分析与表征 |
| 4.5.1 氧化焙烧矿主要化学成分析 |
| 4.5.2 氧化焙烧矿扫描电镜(SEM)形貌分析 |
| 4.5.3 氧化焙烧扫描电镜—能谱(SEM-EDS)分析 |
| 4.6 本章小结 |
| 第5章 氧化焙烧矿硫化浮选分离钴试验研究 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 硫化时间对钴分离的影响试验 |
| 5.3 硫化钠用量对钴分离的影响试验 |
| 5.4 不同硫化剂用量对钴分离的影响试验 |
| 5.5 捕收剂种类及用量对钴分离的影响试验 |
| 5.5.1 不同种类黄药及用量的捕收效果对比 |
| 5.6 氧化焙烧矿硫化浮选分离钴全工艺流程试验 |
| 5.7 全工艺流程试验结果 |
| 5.8 本章小结 |
| 第6章 结论与创新点 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 创新点 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 攻读学位期间取得的研究成果 |
（6）添加剂及杂质对碳酸锂结晶的影响（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 1 前言 |
| 1.1 锂及碳酸锂概述 |
| 1.2 锂资源的分布 |
| 1.3 提锂工艺 |
| 1.3.1 矿石提锂工艺 |
| 1.3.2 盐湖提锂工艺 |
| 1.4 球形结晶技术 |
| 1.5 添加剂/杂质对结晶过程的影响 |
| 2 表面活性剂和混合添加剂对碳酸锂结晶的影响 |
| 2.1 引言 |
| 2.2 实验部分 |
| 2.2.1 主要试剂和仪器 |
| 2.2.2 实验过程 |
| 2.2.3 晶体的分析表征 |
| 2.3 结果与讨论 |
| 2.3.1 单独的阳离子表面活性剂CTMAB对碳酸锂的影响 |
| 2.3.2 单独的非离子表面活性剂PGFE对碳酸锂的影响 |
| 2.3.3 混合添加剂对碳酸锂的影响 |
| 2.4 小结 |
| 3 聚合物对碳酸锂结晶的影响 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 实验部分 |
| 3.2.1 主要试剂和仪器 |
| 3.2.2 碳酸锂晶体的制备 |
| 3.2.3 晶体的分析表征 |
| 3.3 实验结果与讨论 |
| 3.3.1 不同浓度SPAA对碳酸锂晶体的影响 |
| 3.3.2 不同浓度PAM对碳酸锂晶体的影响 |
| 3.3.3 PVP和PEG对碳酸锂晶体的影响 |
| 3.4 小结 |
| 4 杂质离子和SPAA对碳酸锂晶体的影响 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 实验部分 |
| 4.2.1 主要试剂和仪器 |
| 4.2.2 卤水成分检测 |
| 4.2.3 碳酸锂晶体的制备 |
| 4.2.4 晶体的分析表征 |
| 4.3 结果与讨论 |
| 4.3.1 杂质离子对碳酸锂晶体的影响 |
| 4.3.2 SPAA对卤水制备碳酸锂的影响 |
| 4.4 小结 |
| 5 结论 |
| 5.1 全文总结 |
| 5.2 论文的创新点 |
| 5.3 论文的不足之处 |
| 6 展望 |
| 7 参考文献 |
| 8 攻读硕士学位期间发表论文情况 |
| 9 致谢 |
（7）氧化锌矿清洁高附加值综合利用及反应过程分析（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 锌的性质及用途 |
| 1.2 锌的主要化合物的性质和用途 |
| 1.3 氧化锌矿资源 |
| 1.4 氧化锌矿开发利用现状 |
| 1.4.1 氧化锌矿选矿工艺 |
| 1.4.2 氧化锌矿的火法冶金 |
| 1.4.3 氧化锌矿的湿法处理 |
| 1.5 中低品位氧化锌矿清洁综合利用的研究背景及意义 |
| 1.6 氧化锌矿清洁综合利用的研究内容 |
| 第2章 硫酸铵低温焙烧氧化锌矿提锌及反应过程分析 |
| 2.1 引言 |
| 2.2 实验部分 |
| 2.2.1 实验原料分析 |
| 2.2.2 工艺流程的选择 |
| 2.2.3 实验试剂及仪器 |
| 2.2.4 实验步骤 |
| 2.2.5 样品表征 |
| 2.2.6 分析检测方法 |
| 2.2.6.1 溶出液中Zn~(2+)测定 |
| 2.2.6.2 浸出液中Fe~(3+)测定 |
| 2.3 结果和讨论 |
| 2.3.1 锌品位20.35°/。的1~#氧化锌矿 |
| 2.3.1.1 物料配比对锌提取率的影响 |
| 2.3.1.2 反应温度对锌提取率的影响 |
| 2.3.1.3 反应时间对锌和铁提取率的影响 |
| 2.3.1.4 正交试验优化 |
| 2.3.1.5 硫酸铵低温焙烧氧化锌矿溶出渣表征 |
| 2.3.1.6 硫酸铵焙烧氧化锌矿反应历程分析 |
| 2.3.2 锌品位7.05°/。的2~#氧化锌矿 |
| 2.3.2.1 物料配比对锌提取率的影响 |
| 2.3.2.2 反应温度对锌提取率的影响 |
| 2.3.2.3 反应时间对锌提取率的影响 |
| 2.3.2.4 正交试验优化 |
| 2.3.2.5 硫酸铵低温焙烧氧化锌矿溶出渣的表征 |
| 2.3.2.6 硫酸铵焙烧氧化锌矿反应历程分析 |
| 2.3.3 锌品位29.12%的3~#氧化锌矿 |
| 2.3.3.1 物料配比对锌和铁提取率的影响 |
| 2.3.3.2 反应温度对锌和铁提取率的影响 |
| 2.3.3.3 硫酸铵低温焙烧氧化锌矿溶出渣的表征 |
| 2.3.3.4 硫酸铵焙烧氧化锌矿反应历程分析 |
| 2.3.4 焙烧过程的拉曼光谱分析 |
| 2.4 本章小结 |
| 第3章 硫酸铵低温焙烧氧化锌矿提锌动力学 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 原理 |
| 3.3 实验 |
| 3.3.1 实验原料和仪器 |
| 3.3.2 实验步骤 |
| 3.4 结果和讨论 |
| 3.4.1 不同升温速率下的差热曲线和失重曲线 |
| 3.4.2 Doyle-Ozawa法 |
| 3.4.3 Kissinger法 |
| 3.5 本章小结 |
| 第4章 硫酸锌溶液的净化和铁铝的回收 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 实验 |
| 4.2.1 实验原料及设备 |
| 4.2.2 实验步骤 |
| 4.2.3 样品表征 |
| 4.3 结果与讨论 |
| 4.3.1 黄铵铁矾法除铁 |
| 4.3.1.1 硫酸锌溶液造矾除铁 |
| 4.3.1.2 造矾过程分析 |
| 4.3.1.3 黄铵铁矾表征 |
| 4.3.2 水解沉铝 |
| 4.3.2.1 硫酸锌溶液沉铝 |
| 4.3.2.2 铝渣的表征 |
| 4.3.3 黄铵铁矾水解制备花簇状氧化铁 |
| 4.3.3.1 黄铵铁矾水解 |
| 4.3.3.2 花簇状氧化铁的表征 |
| 4.3.4 粗氢氧化铝碱溶碳分制备氢氧化铝 |
| 4.3.4.1 粗氢氧化铝碱溶 |
| 4.3.4.2 铝酸钠溶液碳分 |
| 4.3.4.3 氢氧化铝的表征 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 碱式碳酸锌与氧化锌的制备和硫酸钠还原制备硫化钠 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 实验 |
| 5.2.1 实验原料及设备 |
| 5.2.2 实验步骤 |
| 5.2.3 样品表征 |
| 5.3 结果与讨论 |
| 5.3.1 碳酸氢铵为沉淀剂制备碱式碳酸锌和氧化锌 |
| 5.3.1.1 氧化锌前驱体表征 |
| 5.3.1.2 氧化锌粉体的表征 |
| 5.3.2 碳酸铵为沉淀剂制备氧化锌粉体 |
| 5.3.2.1 氧化锌前驱体的表征及生长过程分析 |
| 5.3.2.2 氧化锌粉体的表征 |
| 5.3.3 碳酸钠为沉淀剂制备碱式碳酸锌和氧化锌 |
| 5.3.3.1 氧化锌前驱体表征 |
| 5.3.3.2 氧化锌的表征 |
| 5.3.4 硫化钠的制备 |
| 5.3.4.1 硫酸钠溶液的处理 |
| 5.3.4.2 硫酸钠还原制备硫化钠实验 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 花状氧化锌粉体的水热制备及生长机理 |
| 6.1 引言 |
| 6.2 实验 |
| 6.2.1 实验原料及设备 |
| 6.2.2 实验步骤 |
| 6.2.3 样品表征 |
| 6.3 结果与讨论 |
| 6.3.1 OH~-/Zn~(2+)摩尔配比对ZnO粉体物相结构和微观形貌的影响 |
| 6.3.2 反应温度对ZnO粉体物相结构和微观形貌的影响 |
| 6.3.3 反应时间对ZnO粉体物相结构和微观形貌的影响 |
| 6.3.4 花状氧化锌粉体的生长机理 |
| 6.3.5 以氨水为沉淀剂制备ZnO粉体 |
| 6.4 本章小结 |
| 第7章 碱熔融焙烧提锌渣提硅 |
| 7.1 引言 |
| 7.2 实验 |
| 7.2.1 实验原料和仪器 |
| 7.2.2 实验步骤 |
| 7.2.3 分析检测方法 |
| 7.2.3.1 碱性溶出液中二氧化硅和铅测定 |
| 7.2.4 样品表征 |
| 7.3 结果与讨论 |
| 7.3.1 锌品位29.12%的3~#氧化锌矿提锌渣 |
| 7.3.1.1 氧化锌矿提锌渣的表征 |
| 7.3.1.2 物料配比对硅提取率的影响 |
| 7.3.1.3 反应温度对硅提取率的影响 |
| 7.3.1.4 反应时间对硅提取率的影响 |
| 7.3.1.5 提硅渣的表征 |
| 7.3.1.6 氧化锌矿提锌渣与氢氧化钠反应历程分析 |
| 7.3.2 锋品位7.05%白勺2~#氧化锋矿提锋)查 |
| 7.3.2.1 氧化锌矿提锌渣的表征 |
| 7.3.2.2 物料配比对硅、铅提取率的影响 |
| 7.3.2.3 反应温度比对硅、铅提取率的影响 |
| 7.3.2.4 反应时间对硅、铅提取率的影响 |
| 7.3.2.5 正交实验优化 |
| 7.3.2.6 提硅渣的表征 |
| 7.3.2.7 氧化锌矿提锌渣与氢氧化钠反应历程分析 |
| 7.3.3 碱熔融焙烧氧化锌矿提锌渣反应过程分析 |
| 7.3.3.1 锌品位7.05%白勺2#氧化锌矿提锌辽碱溶融焙烧在线拉曼光谱 |
| 7.3.3.2 非晶态SiO_2与NaOH反应过程分析 |
| 7.3.3.3 PbO_2与NaOH反应过程分析 |
| 7.3.3.4 ZnO与NaOH反应过程分析 |
| 7.3.3.5 Zn_2SiO_4与NaOH反应过程分析 |
| 7.4 本章小结 |
| 第8章 二氧化硅粉体的碳分制备与苛化实验研究 |
| 8.1 引言 |
| 8.2 实验 |
| 8.2.1 实验原料和仪器 |
| 8.2.2 实验步骤 |
| 8.2.3 样品表征 |
| 8.3 结果与讨论 |
| 8.3.1 Na_2SiO_3溶液碳分 |
| 8.3.1.1 碳分净化除杂工艺 |
| 8.3.1.2 碳分终点溶液pH值 |
| 8.3.1.3 白炭黑产品的表征 |
| 8.3.1.4 硅酸钠溶液碳分过程分析 |
| 8.3.2 碳酸钠溶液的苛化 |
| 8.3.2.1 物料配比对苛化率的影响 |
| 8.3.2.2 碳酸钠浓度对苛化率的影响 |
| 8.3.2.3 苛化温度对苛化率的影响 |
| 8.3.2.4 苛化时间对苛化率的影响 |
| 8.3.2.5 碳酸钙的表征 |
| 8.3.3 硅酸钠溶液的苛化 |
| 8.3.3.1 物料配比对水热产物物相的影响 |
| 8.3.3.2 苛化温度对水热产物物相的影响 |
| 8.3.3.3 苛化时间对水热产物物相的影响 |
| 8.3.4 纤维状CaSiO_3粉体的制备 |
| 8.3.4.1 分散剂对CaSiO_3粉体微观形貌的影响 |
| 8.3.4.2 分散剂用量的对CaSiO_3粉体微观形貌的影响 |
| 8.3.4.3 反应温度对CaSiO_3粉体微观形貌的影响 |
| 8.3.4.4 反应时间对CaSiO_3粉体微观形貌的影响 |
| 8.3.4.5 物料配比对CaSiO_3粉体微观形貌的影响 |
| 8.4 本章小结 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 博士工作期间发表和待发表的论文 |
| 作者简历 |
（8）从包头弱磁尾矿中回收稀土的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 稀土元素及其性质 |
| 1.2 稀土元素的应用 |
| 1.3 稀土资源及其分布 |
| 1.4 稀土矿物 |
| 1.4.1 独居石 |
| 1.4.2 氟碳铈矿 |
| 1.5 稀土矿的分选 |
| 1.5.1 磁选方法 |
| 1.5.2 浮选方法 |
| 1.6 稀土精矿的处理 |
| 1.6.1 酸法 |
| 1.6.2 碱法 |
| 1.6.3 氯化法 |
| 1.6.4 钙化焙烧法 |
| 1.7 本论文的研究意义及内容 |
| 第2章 实验研究方法 |
| 2.1 设备与仪器 |
| 2.2 实验样品 |
| 2.3 实验试剂 |
| 2.4 研究方法 |
| 2.4.1 单矿物浮选实验 |
| 2.4.2 包头弱磁尾矿粗选实验 |
| 2.4.3 正交实验 |
| 2.4.4 包头弱磁尾矿的开路与闭路实验 |
| 2.4.5 X射线衍射分析 |
| 2.4.6 扫描电镜-能谱分析 |
| 2.4.7 MLA自动矿物分析 |
| 2.4.8 激光粒度分析 |
| 2.4.9 红外光谱分析 |
| 2.4.10 动电位测试 |
| 2.4.11 稀土精矿的矿钙化分解 |
| 2.4.12 热分析实验 |
| 2.4.13 X射线光电子能谱测试 |
| 第3章 包头弱磁尾矿的工艺矿物学研究 |
| 3.1 包头弱磁尾矿化学成分分析 |
| 3.2 包头弱磁尾矿的矿相 |
| 3.2.1 包头弱磁尾矿的XRD分析 |
| 3.2.2 包头弱磁尾矿中主要稀土矿物的SEM-EDS分析 |
| 3.2.3 包头弱磁尾矿的矿物组成及含量 |
| 3.3 包头弱磁尾矿粒度分析 |
| 3.4 包头弱磁尾矿的矿物解离度分析 |
| 3.5 包头弱磁尾矿中主要矿物的选矿特性分析 |
| 3.6 本章小结 |
| 第4章 包头弱磁尾矿中浮选稀土的研究 |
| 4.1 浮选药剂的选择 |
| 4.1.1 捕收剂的选择 |
| 4.1.2 抑制剂的选择 |
| 4.2 H205对稀土的捕收机理分析 |
| 4.2.1 单矿物浮选实验 |
| 4.2.2 浮选溶液化学分析 |
| 4.2.3 动电位分析 |
| 4.2.4 红外光谱分析 |
| 4.3 水玻璃的抑制作用分析 |
| 4.4 粗选条件的研究 |
| 4.4.1 捕收剂用量对稀土矿物浮选的影响 |
| 4.4.2 抑制剂用量对稀土矿物浮选的影响 |
| 4.4.3 浮选pH对稀土浮选的影响 |
| 4.4.4 浮选温度对稀土浮选的影响 |
| 4.4.5 起泡剂添加量对稀土浮选的影响 |
| 4.4.6 浮选机搅拌频率和通气量对稀土浮选的影响 |
| 4.4.7 搅拌时间对稀土浮选的影响 |
| 4.4.8 矿浆浓度对稀土浮选的影响 |
| 4.4.9 浮选时间对稀土矿物浮选的影响 |
| 4.4.10 尾矿粒度对稀土矿物浮选的影响 |
| 4.4.11 粗选正交实验 |
| 4.5 开路实验和闭路实验 |
| 4.5.1 开路实验 |
| 4.5.2 闭路实验 |
| 4.6 本章小结 |
| 第5章 浮选精矿的钙化焙烧分解研究 |
| 5.1 钙化焙烧分解机理研究 |
| 5.1.1 浮选稀土精矿的成分分析 |
| 5.1.2 Ca(OH)_2-NaOH的理论用量计算 |
| 5.1.3 浮选精矿的焙烧分解过程研究 |
| 5.2 钙化焙烧分解工艺条件研究 |
| 5.2.1 Ca(OH)_2加入量对精矿分解的影响 |
| 5.2.2 NaOH加入量对分解的影响 |
| 5.2.3 焙烧温度的影响 |
| 5.2.4 焙烧时间的影响 |
| 5.2.5 钙化焙烧分解正交实验 |
| 5.3 钙化焙烧后人造矿物选矿工艺学分析 |
| 5.3.1 焙烧矿的XRD分析 |
| 5.3.2 浮选精矿钙化焙烧后的扫描电镜-能谱分析 |
| 5.3.3 焙烧精矿的粒度分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 浮选药剂体系中三种人造矿物的浮选行为研究 |
| 6.1 三种人造单矿物的合成与基本可浮性的分析 |
| 6.1.1 三种单矿物的合成 |
| 6.1.2 三种人造矿物的基本可浮性分析 |
| 6.2 浮选分离三种人造矿物的药剂选择 |
| 6.2.1 捕收剂选择 |
| 6.2.2 抑制剂选择 |
| 6.3 油酸钠为捕收剂时三种人造矿物的可浮性 |
| 6.3.1 油酸钠用量实验 |
| 6.3.2 pH对三种人造矿物的可浮性的影响 |
| 6.3.3 无机抑制剂对三种人造矿物的可浮性的影响 |
| 6.3.4 有机小分子抑制剂对三种人造矿物的可浮性的影响 |
| 6.3.5 有机高分子抑制剂对三种人造矿物的可浮性的影响 |
| 6.4 苯乙烯膦酸为捕收剂时三种人造矿物的可浮性研究 |
| 6.4.1 苯乙烯膦酸用量实验 |
| 6.4.2 pH对三种人造矿物的可浮性的影响 |
| 6.4.3 无机抑制剂对人造矿物的可浮性的影响 |
| 6.4.4 有机小分子抑制剂对人造矿物的可浮性的影响 |
| 6.4.5 有机高分子抑制剂对人造矿物的可浮性的影响 |
| 6.5 混合矿物浮选验证实验 |
| 6.6 本章小结 |
| 第7章 三种人造矿物浮选机理研究 |
| 7.1 捕收剂作用机理 |
| 7.1.1 油酸钠作用机理分析 |
| 7.1.2 苯乙烯膦酸作用机理分析 |
| 7.2 抑制剂作用机理分析 |
| 7.2.1 无机抑制剂作用机理分析 |
| 7.2.2 有机抑制剂作用机理分析 |
| 7.3 本章小结 |
| 第8章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读博士期间参与的科研项目与发表的相关论文 |
（9）氯化焙烧—水浸—碳化法处理低品位菱锰矿的工艺研究（论文提纲范文）
| 中文摘要 |
| 英文摘要 |
| 1 绪论 |
| 1.1 国内外锰矿资源的现状 |
| 1.1.1 世界锰矿的分布状况 |
| 1.1.2 我国锰矿的分布状况 |
| 1.1.3 我国锰矿资源的特点 |
| 1.2 锰及碳酸锰的性质和用途 |
| 1.2.1 锰的性质及用途 |
| 1.2.2 碳酸锰的性质及用途 |
| 1.3 锰矿石的选矿方法研究 |
| 1.3.1 机械选矿 |
| 1.3.2 特殊选矿 |
| 1.4 碳酸锰矿浸出工艺研究现状 |
| 1.4.1 还原浸出法 |
| 1.4.2 直接酸浸法 |
| 1.4.3 电化学浸出法 |
| 1.4.4 细菌浸出法 |
| 1.4.5 预焙烧浸出法 |
| 1.5 本课题研究的目的和内容 |
| 1.5.1 本课题研究目的及意义 |
| 1.5.2 主要研究内容 |
| 2 实验材料与方法 |
| 2.1 实验材料 |
| 2.1.1 原矿性质分析 |
| 2.1.2 实验试剂 |
| 2.1.3 实验仪器及设备 |
| 2.2 实验方法及流程 |
| 2.2.1 菱锰矿的氯化焙烧实验 |
| 2.2.2 焙砂的水浸实验 |
| 2.2.3 水浸液的碳化实验 |
| 2.3 分析与检测 |
| 2.3.1 样品的分析 |
| 2.3.2 锰的测定方法 |
| 2.3.3 锰浸出率的计算 |
| 3 氯化焙烧过程热力学分析 |
| 3.1 热力学计算原理 |
| 3.2 热力学计算及分析 |
| 3.2.1 碳酸盐分解和金属氧化物氧化热力学分析 |
| 3.2.2 碳酸盐和金属氧化物氯化焙烧热力学分析 |
| 3.3 本章小结 |
| 4 菱锰矿氯化焙烧过程实验研究 |
| 4.1 焙烧的主要反应过程 |
| 4.2 菱锰矿氯化焙烧热分析 |
| 4.3 菱锰矿氯化焙烧工艺条件研究 |
| 4.3.1 焙烧温度的影响 |
| 4.3.2 焙烧时间的影响 |
| 4.3.3 氯化铵用量的影响 |
| 4.4 氯化焙烧过程优化实验研究 |
| 4.4.1 响应曲面法介绍 |
| 4.4.2 实验设计及数据处理 |
| 4.4.3 氯化铵用量与焙烧温度的交互影响 |
| 4.4.4 氯化铵用量与焙烧时间的交互影响 |
| 4.4.5 焙烧温度与焙烧时间的交互影响 |
| 4.4.6 优化条件的确定 |
| 4.4.7 优化条件验证实验 |
| 4.5 焙烧过程结块行为探讨 |
| 4.6 本章小结 |
| 5 焙砂的水浸实验研究 |
| 5.1 金属氯化物的溶解度理论分析 |
| 5.2 浸出过程对锰浸出率的影响 |
| 5.2.1 浸出温度对锰浸出率的影响 |
| 5.2.2 浸出时间对锰浸出率的影响 |
| 5.2.3 浸出液固比对锰浸出率的影响 |
| 5.3 氯化焙烧后浸出渣的物相分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 水浸液的碳化实验研究 |
| 6.1 碳化原理 |
| 6.1.1 碳酸锰沉淀的形成 |
| 6.1.2 碳酸锰沉淀条件的选择 |
| 6.2 碳化过程的影响因素 |
| 6.2.1 NH_4HCO_3加入浓度对锰品位及锰回收率的影响 |
| 6.2.2 NH_4HCO_3加入量对锰品位及锰回收率的影响 |
| 6.2.3 反应时间对锰品位及锰回收率的影响 |
| 6.2.4 水浸液pH值对锰品位及锰回收率的影响 |
| 6.2.5 反应温度对锰品位及锰回收率的影响 |
| 6.3 碳化产物的组成分析 |
| 6.4 菱锰矿氯化焙烧-水浸-碳化工艺中物质的循环利用 |
| 6.5 经济成本估算 |
| 6.6 本章小结 |
| 7 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
（10）高钙钒渣氧化焙烧-碳酸钠浸出提钒的研究（论文提纲范文）
| 中文摘要 |
| 英文摘要 |
| 1 绪论 |
| 1.1 钒的简介 |
| 1.1.1 钒的理化性质及用途 |
| 1.1.2 钒资源的分布 |
| 1.2 钒提取研究现状 |
| 1.2.1 国内外提钒研究现状 |
| 1.2.2 钒渣提钒研究现状 |
| 1.3 本课题研究的意义与研究内容 |
| 1.3.1 课题研究的目的及意义 |
| 1.3.2 研究内容 |
| 2 实验原料及实验方法 |
| 2.1 实验原料、实验仪器及实验试剂 |
| 2.1.1 实验原料 |
| 2.1.2 实验仪器 |
| 2.1.3 实验试剂 |
| 2.2 实验步骤及实验分析方法 |
| 2.2.1 实验步骤 |
| 2.2.2 实验分析方法 |
| 3 高钙钒渣直接焙烧过程研究 |
| 3.1 高钙钒渣焙烧过程中的物相变化 |
| 3.1.1 实验及分析方法 |
| 3.1.2 实验原料的表征 |
| 3.1.3 结果与讨论 |
| 3.2 焙烧过程对钒转浸率的影响 |
| 3.2.1 实验及分析方法 |
| 3.2.2 结果与讨论 |
| 3.3 钒渣焙烧动力学 |
| 3.3.1 动力学模型 |
| 3.3.2 实验方法 |
| 3.3.3 结果与讨论 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 焙烧钒渣碳酸钠浸出的研究 |
| 4.1 碳酸钠浸出机理的研究 |
| 4.2 浸出条件对钒浸出率的影响 |
| 4.2.1 实验方法及分析方法 |
| 4.2.2 结果与讨论 |
| 4.3 浸出物相变化及杂质浸出行为 |
| 4.4 钒渣熟料碳酸钠浸出动力学 |
| 4.4.1 实验方法 |
| 4.4.2 结果与讨论 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 结论与展望 |
| 5.1 结论 |
| 5.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录攻读学位期间取得的成果 |
四、碳酸钠溶液浸取低品位钼焙烧矿反应动力学研究（论文参考文献）
- [1]铜冶炼废渣的脱硅脱锌工艺研究[D]. 孙双双. 大连理工大学, 2021(01)
- [2]含砷难浸金矿碱性加压自浸金机理及工艺研究[D]. 吴浩. 北京科技大学, 2021(02)
- [3]钛白废酸浸出低品位含钒钢渣提钒工艺研究[D]. 陈书锐. 西华大学, 2020(01)
- [4]煤矸石提取氧化铝及其制备功能材料研究[D]. 杨权成. 中国矿业大学(北京), 2020(01)
- [5]复杂钴硫精矿氧化焙烧分离钴硫新工艺及机理研究[D]. 吴强. 西南科技大学, 2020(08)
- [6]添加剂及杂质对碳酸锂结晶的影响[D]. 胡佳琪. 天津科技大学, 2017(05)
- [7]氧化锌矿清洁高附加值综合利用及反应过程分析[D]. 邵鸿媚. 东北大学, 2017(06)
- [8]从包头弱磁尾矿中回收稀土的研究[D]. 杨治仁. 东北大学, 2017(01)
- [9]氯化焙烧—水浸—碳化法处理低品位菱锰矿的工艺研究[D]. 李瑞. 重庆大学, 2016(03)
- [10]高钙钒渣氧化焙烧-碳酸钠浸出提钒的研究[D]. 闫小满. 重庆大学, 2015(06)