一、氯化铵焙烧回收脱锰矿泥中的稀土及其动力学（论文文献综述）
雷杰[1]（2021）在《铝土矿尾矿泥浆沉降过程中的关键影响因素》文中提出矿产资源是工业生产的重要生产资料之一,随着科学技术的发展与全球工业化进程的不断加快,对矿产资源的需求也日益剧增。尾矿泥浆是矿山开采的洗矿过程中所产生的伴生物,具有黏粒多、颗粒细小等特点,包含有大量的黏土胶体,这导致了其难脱水沉降的工程特性,修建尾矿库进行堆存处理是目前采用较多的方式。但与日俱增的矿泥排放量和长期堆存的矿泥都将对生态环境带来巨大的负担,亟需加速尾矿泥浆的沉降固结速度,改变现有尾矿泥浆的处置方法。而解释尾矿泥浆在不同条件下沉降的关键影响因素及其在沉降过程中土水间的相互作用机理是解决上述问题的关键。本文对广西百色市平果铝矿泥开展不同初始含水率、环境温度和阳离子种类及浓度作用下的沉降试验,结合扫描电子显微镜、核磁共振分析仪和微型电泳仪等设备对其微观结构和组分变化进行研究,为新型絮凝剂的研发与尾矿的综合利用提供理论依据。得到的主要结果如下:（1）平果铝矿泥在不同含水率下具有不同的沉降类型,分别为沉积沉降与固结沉降。试验测得在初始含水率大于400%时,矿泥发生沉积沉降。当初始含水率小于400%时,矿泥发生固结沉降。随着含水率的减小,沉积沉降将逐渐转变为固结沉降。矿泥初始含水率的升高会导致絮凝速率的增加和絮凝时间的缩短,并且沉降稳定时间Tc与初始含水率和液限含水率的比值（w0/w L）呈高度相关的幂指数关系。（2）在不同环境温度下对矿泥进行自由沉降试验,发现温度的升高使得矿泥颗粒间布朗运动加快,缩短其絮凝时间。并且温度的升高导致黏土悬液的动力粘滞系数增大,阻碍絮团沉降,两者共同作用导致絮凝速率与时间变化不大。而温度的升高令介电常数减小,导致沉降稳定孔隙比减小。（3）矿泥中含有大量电荷易受p H改变的高岭石。在不同p H的矿泥沉降试验中,边缘电荷随p H的变化发生改变,导致絮凝速率、沉降稳定孔隙比和Zeta电位值等均在等电点两侧呈现不同的变化规律。（4）在氯化钠和氯化钙溶液中,离子浓度的升高,使得矿泥间斥力势能减弱,进而导致絮凝速率和沉降稳定孔隙比的减小。然而在氯化铁溶液中,离子浓度的升高,令颗粒间的库伦吸引力减小,原有的大孔隙边-面排列结构弱化,最终导致沉降稳定孔隙比与絮凝速率的减小。（5）阳离子的存在使得颗粒吸附水转为自由水,导致矿泥的核磁信号峰值对应的横向弛豫时间T2发生改变。在Fe Cl3溶液中,因水解产生部分Fe（OH）3胶体和多羟基聚合物,使得矿泥悬液的稳定性增强和絮凝体的密实度增大。
尹延纬[2]（2018）在《废弃荧光粉中回收稀土的电化学工艺研究》文中研究表明稀土元素因其特殊的性能而被广泛应用于发光材料、磁性材料、催化材料及抛光材料等领域,为绿色经济的转型发挥了重要作用。随着稀土荧光灯行业的不断发展,应用领域的不断拓展,我国稀土荧光粉的产量和销量是逐年增加,荧光粉中含有大量的稀土金属,这使得废弃荧光粉成为稀土元素回收利用的丰富的二次资源。它的回收不仅节约了稀土资源,而且有助于环境保护,对实现稀土资源的可持续发展,具有重要的现实意义。目前,从废弃稀土荧光粉中回收稀土的方法有浮选分离法、湿法冶金法、机械活化法、高温碱熔法、直接萃取法和超临界CO2萃取法,然而适合工业生产的只有湿法冶金中的酸浸法。由于三基色荧光粉中蓝粉和绿粉具有铝镁尖晶石结构,化学性质稳定,只采用单一的酸浸法很难把蓝粉和绿粉中的Ce和Tb浸出,消耗大量的酸,得到的稀土回收率也不高。在本文中,采用两步酸浸法破坏铝镁尖晶石结构,并对其动力学模型进行了研究,用电化学沉积回收酸浸液中的稀土元素。从而提出了两步酸浸-电化学沉积的完整工艺路线。研究结果有望进一步改善从废荧光粉中回收稀土工艺及为工业化生产提供相关理论依据。主要工作成果如下:1.为了提高废弃荧光粉中的Ce和Tb的浸出率,本文采用两步酸浸法。研究了助浸剂对蓝粉和绿粉的镁铝尖晶石结构的破坏作用,不同酸浸工艺参数对Ce和Tb浸出率的影响。结果表明:不同助浸剂对尖晶石结构破坏作用不同,质量比为1:0.8的柠檬酸钠作为助浸剂效果最优。酸浸工艺参数对Ce和Tb的浸出率具有重要影响作用,最优工艺:硝酸的浓度为2mol/L,浸出温度60℃,浸出时间为2h和反应转速300 rpm。在最优工艺和质量比为1:0.8的柠檬酸钠作为助浸剂的条件下,Ce和Tb浸出率分别达到了98.88%和97.12%。2.对添加助浸剂后的酸浸反应动力学进行研究,通过建立酸浸反应动力学模型和酸浸反应活化能计算,并采用阿伦尼乌斯方程计算酸浸反应活化能,得到了加入助浸剂的浸出过程受扩散控制。3.对电化学沉积工艺研究。研究表明,酸浸液中的稀土元素可以通过电化学沉积得方法回收得到。在沉积条件为:氨基乙酸做为络合剂,酸浸液pH等于3,电流密度为0.015 A/cm2,实验温度为室温的情况下。沉积物中的稀土氧化物纯度为99.13%,而且稀土元素的回收效率达到98.98%。归纳了电化学沉积机理。综上所述,本研究提供了一种环境友好,经济可行的新型工艺,将有助于稀土二次资源的合理回收。
姜银举,邓永春,王永强,辛文彬[3]（2017）在《镧化合物加碳氯化的实验研究》文中研究表明分别研究了铈磷灰石型La9.31(Si1.04O4)6O2和La2O3两种化合物氯气加碳的氯化过程。实验得到较佳的氯化条件为:La2O3在600℃氯化45 min,氯化率达95%;La9.31(Si1.04O4)6O2在825℃氯化90 min,氯化率达86%。La9.31(Si1.04O4)6O2的化学稳定性高于La2O3,致使La9.31(Si1.04O4)6O2的氯化难度加大。此外,X射线衍射分析发现,两种镧化合物均为分步氯化过程,LaOCl是中间产物;但La2O3氯化为LaOCl步骤的速度较La9.31(Si1.04O4)6O2快。
黎振源[4]（2017）在《碱焙烧—两步酸浸法从废旧稀土荧光粉回收稀土工艺及机理的研究》文中研究说明我国稀土荧光粉的产量不断增加,而稀土矿储存量迅速下降。因此,从废旧荧光粉中回收稀土元素具有重大意义。本文针对废旧荧光粉回收稀土存在浸出率低、杂质铝含量高、酸碱消耗量大以及稀土浸出过程缺乏热力学、动力学研究等问题,采取碱焙烧-两步酸浸法工艺,对焙烧过程进行物相机理分析,对浸出过程进行了热力学、动力学研究。具体工作如下:首先对一次酸浸过程进行热力学分析,结合热力学分析对浸出影响因素进行研究,当盐酸浓度为3 mol·L-1,浸出温度为80℃,浸出时间为60 min,搅拌速度为360 r·min-1,液固比控制为4:1,一次酸浸的浸出率最高。通过分析绿粉与氢氧化钠、蓝粉与氢氧化钠的差热-热重图,确定两个焙烧反应的起始温度与终点温度。通过对焙烧产物物相分析,当氢氧化钠与稀土荧光粉中的Na2O、Al2O3按苛性比n（Na2O）:n（Al2O3）=2:1,焙烧温度850℃,焙烧时间2h,荧光粉中的Ce、Eu、Tb等稀土元素均会形成单一氧化物,即Tb4O7、CeO2、Eu2O3,非稀土元素Al转变为NaAlO2,Mg变成MgO,Ba形成BaCO3。此条件下,稀土碱焙烧效果最好。通过绘制Al-H2O系E-pH图,确定偏铝酸钠水解最低pH值,并研究在水浸过程中各因素对铝脱出率的影响。研究表明:当Na2O与Al2O3苛性比n（Na2O）:n（Al2O3）为2:1,水浸液固比为3:1,水浸温度为25℃时,偏铝酸钠浸出率最高,达到98.56%。对二次酸浸过程进行热力学分析,绘制Ce-Tb-H2O系E-pH图,可知CeO2与TbO2不能直接被盐酸浸出,需要添加额外的还原剂,H2O2作为还原剂对浸出率效果比NaNO2、Na2SO3和Na2S好。通过二次酸浸进行动力学分析,二次酸浸反应适用于动力学方程1-（1-η）1/3=kt,浸出过程受界面化学反应控制,反应表观活化能Ea为6.645 kJ·mol-1,表观级数为0.2035。
时文中,徐启杰,左春山,褚意新[5]（2017）在《NH4Cl焙烧氯化Pr2O3及其动力学研究》文中进行了进一步梳理研究了NH4Cl（s）焙烧氯化Pr2O3（s）制备PrCl3（s）的热力学可行性、反应过程、适宜条件和动力学.结果表明:NH4Cl（s）焙烧氯化Pr2O3（s）制备PrCl3（s）在热力学上是可行的;氯化反应的过程为NH4Cl（s）先与Pr2O3（s）生成2NH4Cl·PrCl3（s）,然后NH4Cl·PrCl3（s）渐渐分解为PrCl3（s）;氯化反应的起始温度为457.35 K,497 K时反应进行完全;T≥643 K时PrCl3（s）开始水解为Pr OCl（s）;氯化焙烧温度理论上应控制在T≤643 K.制备PrCl3（s）的适宜条件为n（NH4Cl）∶n（Pr2O3）=12∶1、T=（623±10）K和t=40 min,氯化率为100%;氯化反应动力学符合Bagdasarrym模型,反应进度遵从Erofeev方程,氯化反应的表观活化能48.246 k J·mol-1,频率因子A0为2.28×103,反应过程限制环节是界面化学反应控制.
李全超[6]（2016）在《氯化铵和碳酸钙混合焙烧工艺的应用研究》文中进行了进一步梳理氯化铵焙烧法广泛应用于冶金、无水氯化物制造等方面,具有流程短、效率高、反应条件比较温和的优点。本课题采用氯化铵和碳酸钙混合焙烧,研究了氯化焙烧的工艺条件,通过单因素实验考察了焙烧温度、物料配比、焙烧时间以及物料装载厚度的影响,并用XRD对无水氯化钙进行了表征。结果得到焙烧的最佳工艺条件为:焙烧温度450℃、焙烧时间60 min、氯化铵与碳酸钙物料配比n（NH4Cl）:n（CaCO3）=3:1、物料装载厚度大于1 cm。此条件下碳酸钙的转化率为95.8%、焙烧产物氯化钙的质量分数为94.96%。用工业级原料焙烧时,选用1200目工业重钙与工业氯化铵焙烧120 min,碳酸钙的转化率为95.19%,无水氯化钙的质量分数为94.83%,所得无水氯化钙除不溶物外符合工业无水氯化钙Ⅰ级标准。对于氯化铵和碳酸钙混合焙烧工艺的应用,提出了氯化铵和碳酸钙混合焙烧制纯碱的工艺,并通过实验得到碳酸氢钠,对得到的碳酸氢钠进行了XRD表征。将提出的新制碱工艺与传统的氨碱法、联碱法进行了综合比较,新工艺具有环保和能耗方面的优势。对于氯化铵和碳酸钙混合焙烧工艺的应用,又提出氯化铵和碳酸钙混合焙烧结合钢铁酸洗废液回收利用的工艺,用钢铁酸洗废液合成中间产物FeCO3。探讨了碳酸亚铁合成条件,为了得到大粒径、易过滤洗涤、含杂质少的碳酸亚铁,采用的合成条件为:两种物料同时加料,控制合成pH为6.0、温度70℃。所得碳酸亚铁过滤性能良好、所含杂质少、铁的回收率较高。
潘俊良[7]（2015）在《氯化焙烧法制备4N8标准级高纯石英试验研究》文中研究说明高纯石英尤其是SiO2纯度4N8及以上的高端产品是石英玻璃、电光源行业重要的原料。高纯石英高端产品的制备技术被美国、德国等所垄断,并限制技术和产品出口。所以,如何探索出一条可行的高纯石英高端产品制备技术是一项有重要意义的工作。氯化焙烧技术在提取稀土、分离贵贱金属、去除某些金属元素方面已经有过很多研究,但是在制备高纯石英方面却少有报道。本论文根据相关原理,利用自制设备进行实验。以四川等地区的石英矿样品为研究对象,通过NH4Cl固态氯化焙烧法实验,研究其提纯效果;通过Cl2气态氯化焙烧法工艺实验,研究其优化工艺条件;通过Cl2气态氯化焙烧法与酸浸顺序实验,以及不同产地的石英矿样品的应用实验,研究出制备4N8高纯石英的可行技术。在对石英样品JL01进行NH4Cl固态氯化焙烧法实验后,杂质总含量为22.4ug/g,比普通加工法后的50.6ug/g减少,说明此法对于JL01样品的提纯是可行的。改变NH4Cl用量进行实验后,样品的提纯效果变化不明显,其中:Al元素、碱金属元素、碱土金属元素的含量变化不明显,过渡金属元素的含量降低。改变焙烧温度进行实验后,样品的提纯效果先上升后下降,其中:Al元素含量下降,碱金属元素和碱土金属元素含量先下降后上升,过渡金属元素含量变化不大。在对石英样品SY01进行Cl2气态氯化焙烧法实验后,杂质总含量为24.6ug/g,比普通加工法后的29.4ug/g减少,说明此法对于SY01样品的提纯是可行的。在进行Cl2气态氯化焙烧法工艺实验后,得到气体流速为600ml/min,焙烧温度为900℃,恒温时间为60min的优化工艺参数。经过优化工艺实验后的样品中杂质含量为23.3ug/g,比普通加工法后的29.4ug/g减少,效果明显。其中:对于Al元素、碱土金属元素、过渡金属元素效果较好,而对于碱金属元素则几乎没有效果。在对石英样品SY01通过氯化焙烧-酸浸顺序实验后,结果是先酸浸再氯化焙烧、先酸浸再氯化焙烧再酸浸的实验顺序对于样品的提纯效果比较好。在对编号为SX01、SM01、YAS01、W03、DZJ04共5个脉石英样品样品进行应用实验后,结果是SX01、SM01、YAS01的提纯效果较好,达到4N8高纯石英的标准,适合于进行进一步的探索。其中:SX01样品实验后的纯度非常接近于5N标准。
杨大锦[8]（2015）在《2014年云南冶金年评》文中指出据有关云南的冶金资料,概述了2014年云南冶金的生产、科研及技术开发状况。
孙明帅,王富民,蔡旺锋,张旭斌,贾志方[9]（2014）在《氯化铵应用研究进展》文中进行了进一步梳理在中国,氯化铵主要用作氮肥,附加值很低,严重制约了联碱企业的经济效益,而且存在氯资源浪费、长期施用易造成土壤板结等问题。文章分析了中国在氯化铵应用中的不合理状况,介绍了国内外氯化铵应用工艺研究现状,对以氯化铵为原料制取氨气、氯化氢、氯气、氯代烃等其他化工产品的工艺进行了分析比较,表明以氯化铵为原料制备氨气、氯化氢或氯气的工艺虽然在特定领域有着一定的应用,但并不适合从整体上解决中国数量庞大的氯化铵出路问题。提出了氯化铵参与乙炔氢氯化和乙烯氧氯化合成氯乙烯的工艺路线,能够充分利用氯化铵中的氯资源并产出高附加值的氯乙烯产品,对解决中国氯化铵不合理利用现状具有重要的参考和指导意义。
杨金林[10]（2012）在《铁帽矿石的锌铁分离与回收研究》文中指出铁帽是各种金属硫化物矿床在经受比较彻底的氧化、风化淋蚀作用之后,形成以铁、锰等为主的氧化物、次生硫酸盐、各种矾类及粘土质混合物的堆积体,广泛分布于硫化矿床上部或附近。铁帽矿石富含铁及其他有价金属元素,属于特殊类型的氧化矿石,具有重要的潜在开发价值。为开发利用铁帽矿石资源,本论文以广西某大型硫化矿锌矿床铁帽矿石为研究对象,围绕矿石锌铁分离和综合回收问题,借助XRD、SEM.EDS.AAS.ICP等现代仪器分析方法,运用元素地球化学、冶金原理、实验设计、热力学、动力学等理论,研究了铁帽矿石的矿物学性质,通过采用常规选矿、常规碱浸出、机械活化浸出、硫酸浸出、常规焙烧以及深度还原焙烧等工艺和技术处理矿石,系统研究了铁帽矿石的选冶加工特性、产品特征以及过程中因素影响规律和过程机理。研究结果表明：（1）铁帽矿石的主要矿物来源和性质与大多数氧化矿石不同,是导致铁帽矿石难选难冶的根本原因。所研究铁帽矿石中的铁主要赋存在菱铁矿和褐铁矿两种矿物中,其中菱铁矿为硫化矿床早期形成时沉积原生菱铁矿；褐铁矿为铁帽形成过程中硫化矿床的黄铁矿氧化和风化淋蚀的产物。铁帽中的锌主要赋存在菱铁矿、褐铁矿与菱锌矿三种矿物中,其中,在原生沉积菱铁矿形成过程,锌以类质同象方式进入菱铁矿中；在黄铁矿氧化和风化淋蚀为褐铁矿过程中,褐铁矿吸附拦截迁移中的硫酸锌,导致铁帽中大量的锌以吸附态形式赋存在褐铁矿中。（2）由于研究铁帽矿石中独立锌矿物少,锌主要以类质同象形式存在于菱铁矿中和以被吸附状态存在于褐铁矿中,因此,采用常规选矿方法处理该铁帽矿石,不仅粗精矿的品位指标与铁帽矿石原矿接近,而且回收率低,证实了该铁帽矿石为难选氧化矿石,物理选矿无法实现锌铁的有效分离。（3）由于研究铁帽矿石中的锌主要以类质同象形式存在于菱铁矿中和以被吸附状态存在于褐铁矿中,少量锌存在于菱锌矿中,而这三种矿物在碱性溶液的溶解特性不同,菱锌矿易溶,菱铁矿和褐铁矿难溶,因此,碱性浸出的实质是菱锌矿被溶解破坏释放锌,褐铁矿所吸附的锌被解吸进入溶液,菱铁矿不溶解性和褐铁矿中锌解吸的非自发性和非彻底性是导致铁帽矿石常规碱浸出工艺提锌难的根本原因。采用碱性浸出方法处理该铁帽矿石,单次浸出的锌浸出率低,均低于50%,采用多次碱浸和机械活化碱浸可适当提高锌的浸出率,最高达63%。（4）由于硫酸易于溶解破坏菱锌矿和从褐铁矿中解吸吸附锌,并且在较高浓度和较长作用时间条件下可破坏菱铁矿,因此,采用硫酸浸出比碱性浸出更容易浸出铁帽矿石中的锌,锌浸出率可达到90%以上,但铁也进入溶液,铁浸出率大于50%,将导致后续溶液锌铁分离难度大。（5）由于研究铁帽矿石中的锌铁紧密复杂共生,在常规焙烧过程中容易生成稳定难溶和无磁性的铁酸锌,因此,采用常规焙烧预处理该铁帽矿石,致使焙烧产品的碱性浸锌或磁选选铁效果均不理想。（6）由于在高温、强还原气氛中铁矿物容易较彻底地转化为易于磁选回收的金属铁颗粒,而矿石中的锌被转化为低熔点的金属锌,再挥发转化为氧化锌进入气相,因此,深度还原—磁选工艺是处理锌铁以类质同象和吸附关系共存的该类型铁帽矿石最适宜的工艺,可实现锌铁的高效分离和综合回收。采用深度还原预处理该铁帽矿石时,金属化率达到92%以上,锌挥发率达到97%以上,对深度还原产品进行磁选分离,所得铁精矿铁品位与铁回收率均在90%以上（7）采用响应面法分析浸出试验数据,易于确定各因素的影响主次及交叉作用规律,并获得形式简洁和预测可靠性高的二次回归方程。在碱性浸出中,各因素影响的主次顺序是：浸出时间>浸出剂浓度>浸出温度,浸出时间和浸出剂浓度两因素的交互作用影响明显大于其他两因素组合的交互作用影响。在硫酸浸出中,各因素影响的主次顺序是：硫酸浓度>浸出时间>浸出温度,与硫酸浓度配合的两因素组合交互作用影响大小接近,且明显大于无硫酸浓度参与的其他两因素组合的交互作用影响。（8）铁帽矿石的浸出过程动力学可以用收缩未反应芯扩散控制模型描述,模型参数与反应条件密切相关,且浸出过程的活化能较低,均小于30kJ／mol。其中,碱性浸出动力学宜采用分段收缩未反应芯扩散控制模型描述,且10～120min时段的活化能低于120～360min时段的活化能。根据模型拟合结果和活化能的分段特征,可以推断在碱性浸出中,菱锌矿溶解反应活化能低,属于快反应过程,而褐铁矿中锌的解吸脱附活化能高,属于慢反应过程,因此,碱性浸出的关键是褐铁矿中锌的解吸脱附。硫酸浸出动力学可采用整段收缩未反应芯扩散控制模型描述,且锌浸出的活化能低于铁浸出的活化能。根据模型拟合结果和活化能的特征,可以推断在硫酸浸出中,菱锌矿与菱铁矿的溶解反应活化能低,属于快反应过程,而褐铁矿中锌的解吸脱附与褐铁矿溶解的活化能高,属于慢反应过程,因此,硫酸浸出过程中锌浸出的关键仍然是褐铁矿中锌的解吸脱附。总之,本论文结合地质学、选矿学、冶金学等学科理论,通过试验研究和现代分析测试相结合的方法,揭示了铁帽形成机制与其矿石矿物形成和主要元素赋存状态的内在关系,探清了采用常规选冶技术处理该类型矿石存在的问题以及难于选冶分离和回收的原因,指出了该类型矿石矿物分离和综合利用的新方向。论文研究成果具有重要的学术价值,对铁帽矿石的实际开发利用具有重要的指导意义。
二、氯化铵焙烧回收脱锰矿泥中的稀土及其动力学（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、氯化铵焙烧回收脱锰矿泥中的稀土及其动力学（论文提纲范文）
（1）铝土矿尾矿泥浆沉降过程中的关键影响因素（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 研究背景及意义 |
| 1.2 国内外研究现状与存在问题 |
| 1.2.1 黏土悬液沉降机理研究 |
| 1.2.2 矿泥脱水方式 |
| 1.2.3 絮凝剂研发 |
| 1.2.4 絮凝剂作用机理及影响因素 |
| 1.2.5 矿泥综合利用 |
| 1.3 目前存在问题 |
| 1.4 研究内容与技术路线 |
| 1.4.1 研究内容 |
| 1.4.2 技术路线 |
| 第2章 试验材料及试验仪器 |
| 2.1 试验材料 |
| 2.1.1 矿泥试样制备及基本性质 |
| 2.1.2 试验溶液制备 |
| 2.2 试验仪器 |
| 2.2.1 中晨JS94H型微电泳仪 |
| 2.2.2 核磁共振分析仪 |
| 2.2.3 真空冷冻干燥机 |
| 2.2.4 扫描电子显微镜 |
| 第3章 初始含水率和环境温度对矿泥沉降的影响 |
| 3.1 初始含水率对矿泥沉降的影响 |
| 3.1.1 试验方案 |
| 3.1.2 试验结果与分析 |
| 3.2 环境温度对矿泥沉降的影响 |
| 3.2.1 试验方案 |
| 3.2.2 试验结果与分析 |
| 3.3 本章小结 |
| 第4章 不同pH对矿泥沉降的影响 |
| 4.1 试验方案 |
| 4.1.1 自由沉降试验 |
| 4.1.2 矿泥悬液Zeta电位测试 |
| 4.1.3 核磁共振测试 |
| 4.1.4 电镜扫描测试 |
| 4.2 试验结果 |
| 4.3 分析与讨论 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 不同阳离子及浓度对矿泥沉降的影响 |
| 5.1 试验方案 |
| 5.2 试验结果 |
| 5.3 分析与讨论 |
| 5.3.1 胶体稳定性理论 |
| 5.3.2 数据分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 展望 |
| 参考文献 |
| 个人简历及申请学位期间的科研成果 |
| 致谢 |
（2）废弃荧光粉中回收稀土的电化学工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 废弃稀土荧光粉回收处理的意义 |
| 1.2 废弃荧光粉的组成 |
| 1.3 国内外稀土的回收工艺 |
| 1.3.1 浮选分离法 |
| 1.3.2 湿法冶金法 |
| 1.3.3 碱熔 |
| 1.3.4 机械活化法 |
| 1.4 稀土动力学研究 |
| 1.5 电化学沉积稀土工艺 |
| 1.6 本课题的研究意义和研究内容 |
| 1.6.1 课题的提出和研究意义 |
| 1.6.2 课题的创新点 |
| 1.6.3 研究内容 |
| 第2章 实验及表征方法 |
| 2.1 实验试剂及仪器 |
| 2.1.1 实验试剂及设备 |
| 2.2 实验过程 |
| 2.3 样品的测试与表征 |
| 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 扫描电镜分析(SEM) |
| 2.3.4 电感耦合等离子体原子发射光谱法(ICP-AES) |
| 第3章 两步酸浸法浸出稀土的研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 实验方法 |
| 3.3 废弃荧光粉的组分分析 |
| 3.4 第一步酸浸工艺对浸出组分的影响 |
| 3.4.1 第一步酸浸工艺对浸出率的影响 |
| 3.4.2 浸出渣的组分分析 |
| 3.4.3 浸出渣的能谱分析 |
| 3.5 第二步酸浸工艺的研究 |
| 3.5.1 助浸剂对Ce和Tb浸出率影响 |
| 3.5.2 酸浓度对Ce和Tb浸出率的影响 |
| 3.5.3 浸出温度对Ce和Tb浸出率的影响 |
| 3.5.4 浸出时间对Ce和Tb的浸出率的影响 |
| 3.5.5 浸出转速对Ce和Tb的浸出率的影响 |
| 3.6 本章小结 |
| 第4章 稀土浸出的动力学分析 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 酸浸出实验 |
| 4.3 稀土浸出的动力学研究 |
| 4.3.1 第一步酸浸动力学分析 |
| 4.3.2 第二步酸浸动力学分析 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 电化学沉积工艺的研究 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 实验过程 |
| 5.3 结果与讨论 |
| 5.3.1 络合剂对稀土沉积电位的影响 |
| 5.3.2 酸浸溶液pH对纯度的影响 |
| 5.3.3 电流密度对稀土的回收率和纯度的影响 |
| 5.3.4 沉积时间对稀土回收率的影响 |
| 5.3.5 稀土产物的XRD和XRF分析 |
| 5.3.6 稀土沉积物的SEM分析 |
| 5.3.7 电化学沉积机理 |
| 5.4 本章小结 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录A 攻读学位期间待发表的学术论文 |
（3）镧化合物加碳氯化的实验研究（论文提纲范文）
| 1实验部分 |
| 1.1原料及设备 |
| 1.2实验过程 |
| 2结果与讨论 |
| 3结论 |
（4）碱焙烧—两步酸浸法从废旧稀土荧光粉回收稀土工艺及机理的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 稀土资源概述 |
| 1.2 废旧稀土荧光粉概述 |
| 1.3 废旧稀土荧光粉的化学组成 |
| 1.4 国内外废旧稀土荧光粉回收的研究 |
| 1.4.1 物理分离法 |
| 1.4.2 化学分离法 |
| 1.4.3 苛性钠溶出氧化铝研究现状 |
| 1.4.4 E-pH图在稀土冶金中的运用 |
| 1.4.5 关于液固反应的冶金动力学研究 |
| 1.5 课题研究内容、目标以及创新点 |
| 1.5.1 课题研究内容 |
| 1.5.2 课题研究目标 |
| 1.5.3 课题创新点 |
| 第二章 实验研究方法 |
| 2.1 实验原料及试剂 |
| 2.1.1 实验原料 |
| 2.1.2 实验试剂 |
| 2.2 实验装置及设备 |
| 2.2.1 实验装置 |
| 2.2.2 实验设备 |
| 2.3 实验方法 |
| 2.4 实验分析方法 |
| 2.4.1 主要试剂的配制 |
| 2.4.2 稀土浓度的测定 |
| 2.4.3 铝浓度的测定 |
| 2.4.4 扫描电镜分析 |
| 2.4.5 差热/热重分析 |
| 第三章 废旧稀土荧光粉一次酸浸实验研究 |
| 3.1 前言 |
| 3.2 一次酸浸热力学分析 |
| 3.2.1 一次酸浸反应热力学分析 |
| 3.2.2 Y-Eu-H_2O系E-pH图 |
| 3.3 盐酸浓度对稀土浸出率的影响 |
| 3.4 浸出温度对稀土浸出率的影响 |
| 3.5 浸出时间对稀土浸出率的影响 |
| 3.6 搅拌速度对稀土浸出率的影响 |
| 3.7 一次酸浸后物相分析 |
| 3.8 小结 |
| 第四章 废旧稀土荧光粉一次酸浸渣焙烧实验 |
| 4.0 前言 |
| 4.1 不同种类稀土荧光粉与苛性钠焙烧的差热-热重分析 |
| 4.1.1 绿粉苛性钠焙烧的差热-热重分析 |
| 4.1.2 蓝粉苛性钠焙烧的差热-热重分析 |
| 4.2 焙烧温度对焙烧反应行为的影响 |
| 4.2.1 焙烧温度对绿粉焙烧反应行为的影响 |
| 4.2.2 焙烧温度对蓝粉焙烧反应行为的影响 |
| 4.2.3 焙烧温度对一次酸浸渣焙烧产物稀土浸出率的影响 |
| 4.3 氢氧化钠添加量对焙烧反应行为的影响 |
| 4.4 焙烧时间对焙烧反应行为的影响 |
| 4.5 小结 |
| 第五章 废旧稀土荧光粉焙烧产物水浸实验 |
| 5.1 前言 |
| 5.2 水浸除铝热力学分析 |
| 5.3 苛性比值对偏铝酸钠浸出率的影响 |
| 5.4 液固比对偏铝酸钠浸出率的影响 |
| 5.5 水浸温度比对铝的脱除影响 |
| 5.6 小结 |
| 第六章 稀土废粉水浸渣酸浸行为及理论研究 |
| 6.1 不添加助浸剂稀土氧化物热力学分析 |
| 6.1.1 Eu_2O_3与HCl反应的热力学分析 |
| 6.1.2 Tb_4O_7与HCl反应的热力学分析 |
| 6.1.3 CeO_2与HCl反应的热力学分析 |
| 6.2 Tb-Ce-H_2O系E-pH图的绘制 |
| 6.3 不同助浸剂对水浸渣酸浸的影响 |
| 6.3.1 添加H_2O_2对水浸渣稀土浸出率的影响 |
| 6.3.2 添加NaNO_2对水浸渣稀土浸出率的影响 |
| 6.3.3 添加Na_2SO_3对水浸渣稀土浸出率的影响 |
| 6.3.4 添加Na_2S对水浸渣稀土浸出率的影响 |
| 6.4 盐酸浓度对水浸渣稀土浸出率的影响 |
| 6.5 液固比对水浸渣稀土浸出率的影响 |
| 6.6 搅拌速度对水浸渣稀土浸出率的影响 |
| 6.7 浸出温度对水浸渣稀土浸出率的影响 |
| 6.8 浸出时间对水浸渣稀土浸出率的影响 |
| 6.9 二次酸浸控制性步骤 |
| 6.10 稀土氧化物浸出动力学研究 |
| 6.10.1 浸出温度对稀土浸出动力学的影响 |
| 6.10.2 盐酸浓度对稀土浸出动力学的影响 |
| 6.11 小结 |
| 第七章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间的研究成果 |
（5）NH4Cl焙烧氯化Pr2O3及其动力学研究（论文提纲范文）
| 1 试验部分 |
| 1.1 试验材料与仪器 |
| 1.2 试验方法 |
| 2 结果与讨论 |
| 2.1 NH4Cl(s)氯化Pr2O3(s)的热力学 |
| 2.2 NH4Cl(s)氯化Pr2O3(s)的反应过程 |
| 2.3 NH4Cl(s)氯化Pr2O3(s)的动力学曲线 |
| 2.4 NH4Cl(s)氯化Pr2O3(s)的适宜条件 |
| 2.5 NH4Cl(s)氯化Pr2O3(s)的动力学 |
| 3 结论 |
（6）氯化铵和碳酸钙混合焙烧工艺的应用研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 符号说明 |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 氯化铵概述 |
| 1.2 氯化铵的分解及应用 |
| 1.3 氯化铵焙烧法 |
| 1.4 氯化铵焙烧法在冶金中的应用 |
| 1.4.1 氯化铵焙烧法提取稀土 |
| 1.4.2 氯化铵焙烧法在碳酸型和氧化型矿物提取中的应用 |
| 1.4.3 氯化铵焙烧法在矿物富集和冶炼渣提取中的应用 |
| 1.5 氯化铵焙烧法制无水氯化物 |
| 1.6 氯化铵焙烧气体的应用 |
| 1.7 氯化钙概述 |
| 1.7.1 氯化钙的性质 |
| 1.7.2 氯化钙的应用 |
| 1.7.3 氯化钙的生产 |
| 1.8 研究课题简介 |
| 1.8.1 研究的目的与意义 |
| 1.8.2 本文的主要工作 |
| 1.8.3 本文主要创新点 |
| 第二章 实验材料与分析方法 |
| 2.1 实验材料 |
| 2.1.1 实验原料 |
| 2.1.2 实验设备与仪器 |
| 2.1.3 实验试剂 |
| 2.2 实验方法 |
| 2.2.1 实验分析方法 |
| 2.2.2 实验内容 |
| 第三章 氯化铵和碳酸钙混合焙烧制无水氯化钙的工艺研究 |
| 3.1 实验原理 |
| 3.2 实验方法与内容 |
| 3.3 结果与讨论 |
| 3.3.1 焙烧温度的影响 |
| 3.3.2 物料配比的影响 |
| 3.3.3 焙烧时间的影响 |
| 3.3.4 料层厚度的影响 |
| 3.3.5 碳酸钙粒径的影响 |
| 3.3.6 工业级原料实验 |
| 3.4 XRD分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 氯化铵和碳酸钙混合焙烧制纯碱工艺 |
| 4.1 氨碱法制纯碱 |
| 4.1.1 氨碱法原理 |
| 4.1.2 氨碱法优缺点 |
| 4.1.3 氨碱法所面临的环保形势与问题 |
| 4.2 联碱法制纯碱 |
| 4.2.1 联碱法原理 |
| 4.2.2 联碱法优缺点 |
| 4.2.3 联碱法废物处置问题 |
| 4.3 氯化铵和碳酸钙混合焙烧制纯碱工艺 |
| 4.3.1 新工艺简介 |
| 4.3.2 工艺实验 |
| 4.4 新工艺与氨碱法的比较 |
| 4.4.1 原料、产物比较 |
| 4.4.2 能耗比较 |
| 4.4.3 排放比较 |
| 4.5 新工艺与联碱法比较 |
| 4.6 三种制纯碱工艺的比较 |
| 4.7 本章小结 |
| 第五章 氯化焙烧结合钢铁酸洗废液的处理工艺研究 |
| 5.1 钢铁酸洗废液的来源及组成 |
| 5.2 钢铁酸洗废液制备氯化亚铁溶液 |
| 5.2.1 实验原理 |
| 5.2.3 实验方法 |
| 5.2.4 实验结果 |
| 5.3 氯化铵和碳酸钙混合焙烧气体的吸收 |
| 5.4 合成碳酸亚铁的条件探索 |
| 5.4.1 实验原理 |
| 5.4.2 实验方法 |
| 5.4.3 结果与讨论 |
| 5.5 氯化铵和碳酸钙混合焙烧结合钢铁酸洗废液处理工艺 |
| 5.6 焙烧气吸收液与氯化亚铁溶液反应 |
| 5.7 本章小结 |
| 第六章 结论与建议 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 建议与展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读硕士学位期间发表的论文情况 |
（7）氯化焙烧法制备4N8标准级高纯石英试验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 前言 |
| 1.1 石英 |
| 1.2 高纯石英 |
| 1.2.1 高纯石英的种类 |
| 1.2.2 4N8高端高纯石英 |
| 1.2.3 高纯石英的前景与应用 |
| 1.3 高纯石英的加工方法 |
| 1.3.1 高纯石英的物理加工法 |
| 1.3.2 高纯石英的化学加工法 |
| 1.4 国内外高纯石英加工技术现状 |
| 1.5 氯化焙烧 |
| 1.5.1 氯化焙烧原理 |
| 1.5.2 氯化焙烧工艺方法类型 |
| 1.5.3 氯化焙烧提纯技术研究现状 |
| 1.6 氯化焙烧提纯技术相关设备 |
| 1.6.1 三腔式石英砂提纯炉 |
| 1.6.2 小型管式炉 |
| 1.6.3 1500℃小型管式炉（BTF-1500C） |
| 1.7 立项依据及可行性分析 |
| 1.7.1 立项依据 |
| 1.7.2 可行性分析 |
| 1.8 研究目标和研究内容 |
| 1.8.1 研究目标 |
| 1.8.2 研究内容 |
| 1.9 完成的工作量 |
| 第2章 NH_4Cl固态氯化焙烧法制备高纯石英的实验研究 |
| 2.1 前言 |
| 2.2 实验 |
| 2.2.1 实验仪器 |
| 2.2.2 实验试剂 |
| 2.2.3 实验样品 |
| 2.2.4 样品的酸浸 |
| 2.2.5 NH_4Cl固态氯化焙烧法 |
| 2.2.6 实验步骤 |
| 2.2.7 实验样品的ICP检测 |
| 2.2.8 ICP检测结果的计算方法 |
| 2.3 结果与讨论 |
| 2.3.1 普通加工法与NH_4Cl固态氯化焙烧法实验的效果 |
| 2.3.2 NH_4Cl固态氯化焙烧法的应用实验的结果 |
| 2.4 本章小结 |
| 第3章 Cl_2气态氯化焙烧法制备高纯石英的工艺实验研究 |
| 3.1 前言 |
| 3.2 实验 |
| 3.2.1 实验试剂 |
| 3.2.2 实验样品 |
| 3.2.3 实验仪器和设备 |
| 3.2.4 实验步骤 |
| 3.3 结果与讨论 |
| 3.3.1 普通加工法与Cl_2气态氯化焙烧法的效果比较 |
| 3.3.2 气体流速与提纯效果的关系 |
| 3.3.3 焙烧温度与提纯效果的关系 |
| 3.3.4 恒温时间与提纯效果的关系 |
| 3.3.5 Cl_2气态氯化焙烧法在优化工艺参数下的提纯效果 |
| 3.4 本章小结 |
| 第4章 Cl_2气态氯化焙烧法制备 4N8高纯石英的应用实验研究 |
| 4.1 前言 |
| 4.2 实验 |
| 4.2.1 实验样品 |
| 4.2.2 实验试剂 |
| 4.2.3 实验仪器和设备 |
| 4.2.4 实验步骤 |
| 4.3 结果与讨论 |
| 4.3.1 氯化焙烧-酸浸顺序实验的效果 |
| 4.3.2 Cl_2气态氯化焙烧法制备 4N8高纯石英的应用实验 |
| 4.4 本章小结 |
| 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录：攻读硕士学位期间取得的学术成果 |
（8）2014年云南冶金年评（论文提纲范文）
| 1引言 |
| 2黑色金属冶金 |
| 2.1钢铁冶金 |
| 2.2铁合金冶金 |
| 2.3锰冶金 |
| 2.4铬冶金 |
| 3有色金属冶金 |
| 3.1铜镍钴冶金 |
| 3.2铅锌冶金 |
| 3.3锡冶金 |
| 3.4锑镉铋汞冶金 |
| 3.5轻金属冶金 |
| 3.6贵金属冶金 |
| 3.7稀有金属冶金 |
| 3.8半金属冶金 |
| 3.9稀土金属冶金 |
| 3.10资源综合利用、节能减排与冶金环保 |
| 3.11其他冶金相关过程 |
| 4结语 |
（10）铁帽矿石的锌铁分离与回收研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铁帽文献综述 |
| 1.1.1 铁帽的形成及特征 |
| 1.1.2 铁帽矿石的利用 |
| 1.2 难处理锌矿石选冶文献综述 |
| 1.2.1 氧化锌矿选矿 |
| 1.2.2 氧化锌矿火法处理 |
| 1.2.3 氧化锌矿湿法处理 |
| 1.2.4 氧化锌还原技术 |
| 1.3 难选铁矿石选矿文献综述 |
| 1.3.1 菱铁矿选矿技术 |
| 1.3.2 褐铁矿选矿技术 |
| 1.3.3 铁矿石焙烧和还原技术 |
| 1.4 研究课题简介 |
| 1.4.1 课题提出背景和研究意义 |
| 1.4.2 论文主要工作及研究成果 |
| 第二章 样品制备及其性质研究 |
| 2.1 样品来源与制备 |
| 2.2 样品性质研究 |
| 2.2.1 样品元素分析 |
| 2.2.2 XRD分析 |
| 2.3 研究铁帽矿石矿物中主要金属分布 |
| 2.4 本章小结 |
| 第三章 选矿试验研究 |
| 3.1 研究方法 |
| 3.1.1 试验仪器与设备 |
| 3.1.2 试验药剂 |
| 3.1.3 试验指标及计算方法 |
| 3.1.4 试验步骤 |
| 3.2 浮选试验研究 |
| 3.2.1 锌浮选试验研究 |
| 3.2.2 铁浮选试验研究 |
| 3.3 磁选试验研究 |
| 3.4 重选试验研究 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 碱性浸出研究 |
| 4.1 研究方法 |
| 4.1.1 试验仪器与设备 |
| 4.1.2 试验药剂 |
| 4.1.3 试验指标及计算方法 |
| 4.1.4 试验步骤 |
| 4.2 氨水浸出 |
| 4.2.1 氨水浓度的影响 |
| 4.2.2 搅拌速度的影响 |
| 4.2.3 液固比的影响 |
| 4.2.4 浸出温度的影响 |
| 4.2.5 浸出时间的影响 |
| 4.2.6 小结 |
| 4.3 氨水—氯化铵浸出 |
| 4.3.1 浸出剂浓度的影响 |
| 4.3.2 液固比的影响 |
| 4.3.3 浸出温度的影响 |
| 4.3.4 浸出时间的影响 |
| 4.3.5 小结 |
| 4.4 氨水—硫酸铵浸出 |
| 4.4.1 浸出剂浓度的影响 |
| 4.4.2 液固比的影响 |
| 4.4.3 浸出温度的影响 |
| 4.4.4 浸出时间的影响 |
| 4.4.5 小结 |
| 4.5 氨水—碳酸铵浸出 |
| 4.5.1 浸出剂浓度的影响 |
| 4.5.2 液固比的影响 |
| 4.5.3 浸出温度的影响 |
| 4.5.4 浸出时间的影响 |
| 4.5.5 小结 |
| 4.6 氢氧化钠浸出 |
| 4.6.1 氢氧化钠浓度的影响 |
| 4.6.2 液固比的影响 |
| 4.6.3 浸出温度的影响 |
| 4.6.4 浸出时间的影响 |
| 4.6.5 小结 |
| 4.7 多次浸出 |
| 4.7.1 氨水—硫酸铵多次浸出 |
| 4.7.2 氢氧化钠多次浸出 |
| 4.8 机械活化浸出 |
| 4.9 碱浸结果的响应面分析 |
| 4.9.1 响应面法概述 |
| 4.9.2 响应面分析 |
| 4.10 碱浸结果的动力学分析 |
| 4.10.1 浸出过程动力学概述 |
| 4.10.2 碱性浸出动力学建模及应用分析 |
| 4.11 本章小结 |
| 第五章 硫酸浸出研究 |
| 5.1 研究方法 |
| 5.1.1 试验仪器与设备 |
| 5.1.2 试验药剂 |
| 5.1.3 试验指标及计算方法 |
| 5.1.4 试验步骤 |
| 5.2 硫酸初始浓度的影响 |
| 5.3 液固比的影响 |
| 5.4 浸出温度的影响 |
| 5.5 浸出时间的影响 |
| 5.6 多次浸出 |
| 5.6.1 硫酸初始浓度为40 g／L时的多次浸出 |
| 5.6.2 硫酸初始浓度为60 g／L时的多次浸出 |
| 5.6.3 硫酸初始浓度为100 g／L时的多次浸出 |
| 5.6.4 硫酸初始浓度为200 g／L时的多次浸出 |
| 5.7 硫酸浸出结果的响应面分析 |
| 5.7.1 锌的浸出结果分析 |
| 5.7.2 铁的浸出结果分析 |
| 5.8 硫酸浸出的动力学分析 |
| 5.8.1 锌的浸出动力学分析 |
| 5.8.2 铁的浸出动力学分析 |
| 5.9 本章小结 |
| 第六章 常规焙烧研究 |
| 6.1 磁化焙烧和还原焙烧理论概述 |
| 6.1.1 磁化焙烧和还原焙烧过程中铁矿物的主要化学反应 |
| 6.1.2 C-O系燃烧反应热力学及其调节控制 |
| 6.1.3 铁物相转化过程及其影响因素 |
| 6.2 研究方法 |
| 6.2.1 试验仪器与设备 |
| 6.2.2 试验药剂 |
| 6.2.3 试验指标及计算方法 |
| 6.2.4 试验步骤 |
| 6.3 中性焙烧研究 |
| 6.3.1 中性焙烧—浸出研究 |
| 6.3.2 中性焙烧—磁选研究 |
| 6.4 常规还原焙烧研究 |
| 6.4.1 还原剂配比的影响 |
| 6.4.2 常规还原焙烧—浸出研究 |
| 6.4.3 常规还原焙烧—磁选研究 |
| 6.5 本章小结 |
| 第七章 深度还原研究 |
| 7.1 深度还原的理论基础概述 |
| 7.1.1 铁氧化物的还原热力学 |
| 7.1.2 铁氧化物还原和金属铁的生长机理 |
| 7.2 研究方法 |
| 7.2.1 试验仪器与设备 |
| 7.2.2 试验指标及计算方法 |
| 7.2.3 试验步骤 |
| 7.3 原矿深度还原研究 |
| 7.3.1 还原剂配比的影响 |
| 7.3.2 焙烧温度的影响 |
| 7.3.3 焙烧时间的影响 |
| 7.3.4 磨矿细度的影响 |
| 7.3.5 磁场强度的影响 |
| 7.4 碱性浸出渣深度还原研究 |
| 7.4.1 还原剂配比的影响 |
| 7.4.2 焙烧温度的影响 |
| 7.4.3 焙烧时间的影响 |
| 7.4.4 磨矿细度的影响 |
| 7.4.5 磁场强度的影响 |
| 7.5 深度还原产品分析 |
| 7.5.1 XRD分析 |
| 7.5.2 SEM与EDS分析 |
| 7.6 本章小结 |
| 第八章 锌铁元素的赋存状态研究 |
| 8.1 锌元素地球化学概述 |
| 8.1.1 锌的地球化学特征 |
| 8.1.2 内生作用中锌的地球化学 |
| 8.1.3 表生作用中锌的地球化学 |
| 8.1.4 变质作用中锌的地球化学 |
| 8.2 铁元素地球化学概述 |
| 8.2.1 铁的地球化学特征 |
| 8.2.2 内生作用中铁的地球化学 |
| 8.2.3 表生作用中铁的地球化学 |
| 8.2.4 变质作用中铁的地球化学 |
| 8.3 研究铁帽矿石中锌铁元素的赋存状态研究 |
| 8.3.1 矿区硫化矿床成因及矿床性质概述 |
| 8.3.2 研究铁帽矿石中主要矿物的元素来源及矿物性质 |
| 8.3.3 研究铁帽矿石中锌铁元素的赋存状态 |
| 8.4 本章小结 |
| 第九章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间发表论文情况 |
四、氯化铵焙烧回收脱锰矿泥中的稀土及其动力学（论文参考文献）
- [1]铝土矿尾矿泥浆沉降过程中的关键影响因素[D]. 雷杰. 桂林理工大学, 2021(01)
- [2]废弃荧光粉中回收稀土的电化学工艺研究[D]. 尹延纬. 兰州理工大学, 2018(02)
- [3]镧化合物加碳氯化的实验研究[J]. 姜银举,邓永春,王永强,辛文彬. 稀土, 2017(06)
- [4]碱焙烧—两步酸浸法从废旧稀土荧光粉回收稀土工艺及机理的研究[D]. 黎振源. 江西理工大学, 2017(01)
- [5]NH4Cl焙烧氯化Pr2O3及其动力学研究[J]. 时文中,徐启杰,左春山,褚意新. 化学研究, 2017(01)
- [6]氯化铵和碳酸钙混合焙烧工艺的应用研究[D]. 李全超. 广西大学, 2016(05)
- [7]氯化焙烧法制备4N8标准级高纯石英试验研究[D]. 潘俊良. 成都理工大学, 2015(05)
- [8]2014年云南冶金年评[J]. 杨大锦. 云南冶金, 2015(02)
- [9]氯化铵应用研究进展[J]. 孙明帅,王富民,蔡旺锋,张旭斌,贾志方. 化工进展, 2014(04)
- [10]铁帽矿石的锌铁分离与回收研究[D]. 杨金林. 广西大学, 2012(01)