一、生铁中Mn,Si,P,As的测定及溶样方法改进（论文文献综述）
谢岁[1]（2021）在《碱煮钨渣碳热还原热力学及机制》文中进行了进一步梳理钨精矿经碱煮浸出工艺处理后,产生了大量碱煮钨渣,已被列入国家危废名录。但我国碱煮钨渣特性差异大,常规方法无法对其进行无害化处理及资源化。火法处理碱煮钨渣具有流程短、合金价值高、可实现减量化等特点,但难以控制合金成分,需要进一步研究。针对碱煮钨渣碳热还原工艺,利用Fact Sage热力学模拟软件,分析了碱煮钨渣碳热还原过程中各组分与碳反应的先后顺序,明晰了合金生成、CO浓度、脉石成分对碱煮钨渣主成分碳热还原的影响,并对碱煮钨渣碳热还原过程中形成的CaO-SiO2-Al2O3-MnO四元渣系进行了研究。并以碱煮黑钨渣为研究对象,预测了碱煮黑钨渣碳热还原过程中的平衡条件及温度、还原剂用量对碳热还原的影响,得到了最佳还原条件,并通过碳热还原实验进行验证。碱煮钨渣中金属生成顺序为Bi>Pb>W>Fe>Na>Nb>Mn。WO3、Fe2O3、Nb2O5、MnO2被C还原进入合金,CaO、SiO2、Al2O3不与C反应而进入炉渣,Bi2O3、PbO、Na2O被C还原为Bi、Pb、Na并挥发进入烟尘。合金生成促进了氧化锰的还原,对氧化铁还原的影响较小,在1300℃以下时,氧化铁、氧化锰可全部被还原并与碳形成Fe-Mn-C合金。但当还原剂碳足量时,形成的合金始终为高碳合金。降低CO浓度可增大氧化锰的还原率,促进液态合金的生成,但当CO在气相中的占比小于0.3时,不利于液态合金的生成。提高SiO2含量可抑制MnO的还原,但SiO2含量大于50%时,SiO2对MnO还原的影响保持不变,而Al2O3可促进MnO与炉渣形成更难还原的物质,进一步抑制MnO的还原。CaO可促进炉渣离解出游离的MnO,提高CaO含量可促进MnO的还原,但过高的CaO含量会使CaO与MnO结合形成固溶体,从而抑制MnO的还原。炉渣中Al2O3/SiO2比例为0.3时,碳热还原过程中炉渣的熔化性温度均维持在1400℃以下。MnO在低温下优先与C（s）反应生成碳化物,在高温下优先与C（s）及合金中的[C]反应生成Mn,从而合金中的碳含量的变化趋势为先上升后下降。温度的升高及还原剂用量的降低有助于降低合金中的碳含量,提高铌合金化率,而钨合金化率受合金碳含量影响较小;在还原剂用量为14%16%、温度为15001600℃的条件下,钨、铁、铌合金化率大于90%,锰合金化率可达到50%以上,铋、铅可在烟尘中回收。
郭红巧[2]（2021）在《电感耦合等离子体串联质谱测定高温合金中痕量锗砷磷硫》文中提出高温合金因其优良的热强性和高比强度,在航空、航天、发动机等领域得到了广泛应用。硫、磷、砷等有害杂质元素对合金性能影响严重,准确分析其含量对于确保高温合金的性能,具有十分重要的意义。但是高温合金中硫、磷、锗、砷等痕量元素的定量分析过程中,由于溶样造成的损耗和不确定度性,以及测定过程中存在的严重干扰,使得这些痕量元素的准确定量成为高温合金痕量元素分析面临的较为严峻的挑战。本文采用电感耦合等离子体串联质谱对高温合金中锗、砷、硫、磷四种痕量元素的测定方法进行了研究。针对锗的氯化物易挥发的问题,实验采用6m L王水-1 m L氢氟酸微波消解;针对硫与非氧化性酸反应容易生成H2S挥发损失的问题,实验利用王水的氧化性确保样品中硫的稳定转化。为得到最佳的测量灵敏度,对仪器工作参数进行合理优化。对O2流速进行优化后,选择最佳O2流速为0.375m L/min。RF功率1550 W,采样深度8.0 mm,稀释气流速0.15 m L/min。对分析时可能存在的干扰进行了系统的考察,确定了分析同位素,选择103Rh内标进行校正;在He碰撞模式下消除锗测定时的质谱干扰,在MS/MS模式下,利用质量转移消除砷、硫、磷测定时的质谱干扰。方法验证结果表明,各元素校准曲线线性相关系数不小于0.9997,线性关系良好,高温合金中痕量元素锗、砷、硫、磷的方法检出限分别为0.013、0.011、0.075、0.086μg/g,定量限分别为0.41、0.32、0.23、0.26μg/g;空白加标回收试验表明,回收率在96%～109%之间。采用所建立的方法测定高温合金标准物质及实际样品中痕量锗、砷、硫、磷,结果表明:分析周期快速稳定、灵敏度高、检出限低,具有很高的准确度和精密度,较好地解决了高温合金痕量元素分析难题。在此基础上,根据JJF 1059.1-2012《测量不确定度评定与表示》和测量不确定度GUM法的评定步骤的要求,以硫元素的测定为例,建立了不确定度评定的数学模型和相对完整合理的评估方案。对不确定度的来源进行解析并量化计算各主要不确定度分量,如测量重复性、样品的称量、标准溶液的配制、校准曲线的拟合、样品空白变动性、样品溶液的定容等,对高温合金中锗、砷、硫、磷四个痕量元素在三个不同含量水平的测量结果进行了量化评定。针对各不确定度分量的量值及其贡献比例,提出了有益于提高检测精密度的改进措施,达到了减小测量结果不确定度的目的。
杨创[3]（2020）在《贵州铜仁中低品位锰矿选矿研究》文中研究表明锰矿是我国十分紧缺的战略关键矿产,锰及其化合物应用于国民经济的各个领域。随着富矿资源逐渐枯竭,中低品位锰矿成为主要利用对象,电解锰过程中,低品位菱锰矿的电解会产生大量电解锰渣,且锰金属杂质含量高,因此采用经济有效的选矿方法提高锰品位是关键,探索合适的锰矿选别工艺是实现低品位锰矿石合理开发利用的重要途径。本文针对贵州某地低品位菱锰矿,通过X射线衍射、X射线荧光光谱和光学显微镜分析等测试方法,研究了锰矿石的矿物组成、锰物相分布、主要矿物嵌布特征以及矿物解离特征。在矿石性质研究基础上,采用磁选和浮选进行了提锰研究,优化出合理选矿工艺参数。运用分子模拟,浮选溶液化学和红外光谱分析对十二胺和菱锰矿的作用机理进行了分析。得出以下结论:（1）矿石性质研究表明,块状、条带状和显微结核状为该菱锰矿的主要结构和构造;主要有用矿物为菱锰矿和锰方解石,主要脉石矿物为石英和绿泥石。细粒菱锰矿多与锰方解石、石英和黏土矿物等胶结共生。Mn含量为10.70%,Mn/Fe和P/Mn比值分别为5.38和0.013,该锰矿为高磷高硅低铁贫锰矿。锰矿石各粒级中Mn均匀分布,矿石泥化现象较严重。（2）选矿试验研究表明,在磨矿细度为-0.075 mm占67.44%,矿浆浓度为10%,磁场强度为640 k A/m时,经一次强磁选可获得Mn含量为16.73%,回收率为64.17%的磁选精矿。通过强磁选-焙烧可将精矿Mn品位提高至18.72%,但回收率降至49.84%。磁选和磁选-焙烧精矿均达到三级菱锰矿标准。在磨矿细度为-0.075 mm含量为88.58%,调整剂碳酸钠含量为3000 g/t,捕收剂GJBW含量为1500 g/t,抑制剂六偏磷酸钠含量为2500 g/t时,采用正浮选工艺可获得Mn品位和回收率分别为12.61%和65.78%的锰精矿。在磨矿细度为-0.075 mm含量为88.58%,调整剂碳酸钠含量为1000 g/t,捕收剂十二胺含量为600 g/t,抑制剂糊精含量为1000 g/t时,采用反浮选工艺可获得Mn品位和回收率分别为12.84%和76.31%的锰精矿。与磁选-正浮选工艺相比,磁选-反浮选效果明显,取较优条件下磁选获得的锰精矿进行反浮选,在再磨细度为-0.075 mm占87.25%,矿浆p H为7.9,捕收剂十二胺、抑制剂糊精和HEDP用量分别为800 g/t、1000 g/t和200 g/t条件下,最终可获得Mn品位为18.44%,回收率59.06%的锰精矿。达到了二级锰矿的应用标准（锰矿品位高于18%）。综合考虑选择磁选-反浮选工艺作为参考方式进行选锰。（3）通过对锰矿石选矿机理分析可知:磁选过程中,主要是利用菱锰矿具有弱磁性的物理性质,从而区分出部分脉石矿物和黏土矿物。用十二胺进行反浮选时,RNH3+和（RNH3+）22+以及RNH3+·RNH（2aq）为捕收菱锰矿的有用组分,十二胺在菱锰矿表面发生了物理吸附;用分子模拟对菱锰矿进行电子结构优化和吸附动力学模拟,表明十二胺和抑制剂HEDP与菱锰矿的相互作用大于H2O分子与菱锰矿的相互作用。十二胺和抑制剂HEDP对菱锰矿的作用可以克服菱锰矿（101面）H2O分子从而吸附在菱锰矿矿物表面。
朱晨浩[4]（2020）在《黄陵煤中磷元素赋存状态及脱除方法研究》文中指出黄陵矿区是黄陇煤田五个主力矿区之一,清洁高效利用区内资源是实现资源效益最大化和低碳经济的关键。黄陵矿区煤中磷元素异常,制约区内煤炭资源的应用领域,准确认识该元素在煤中的赋存规律并对其进行定向脱除,是实现区内煤炭资源作为化工原料的必然要求。本文以黄陵矿区一号矿煤样中磷元素为研究对象,系统研究了黄陵煤中磷元素的赋存状态,通过浮选来深入的探讨磷元素的脱除方法,并寻找最佳的浮选条件以及脱除率。通过对黄陵煤样的煤质特征分析,黄陵煤样属于低中灰煤、中等挥发分煤、中等固定碳煤、低硫煤等特点。采用磷钼蓝分光光度法GB/T 5059-2007对三个煤样中磷元素进行分析,黄陵煤中三个煤样磷含量高于0.1%,均属于高磷煤。通过XRD分析、SEM-EDS分析并结合筛分浮沉试验、相关性分析、逐级化学萃取以及煤中磷与氟的关系研究黄陵煤中磷的赋存状态。筛分试验表明,煤样的灰分一般随煤样粒度的减小而减小;硫分一般随煤样粒度的变化不规律;磷含量随着煤样粒度的减小而逐渐减小。推测磷含量与灰分的相关性很高,磷含量与硫分的相关性不高。浮沉试验表明,伴随着煤样密度级的逐渐增加,煤样中各个密度级产物中的灰分含量也逐渐增加,密度级大于1.8 g/cm3煤样的灰分含量高于密度级小于1.3 g/cm3的部分,说明煤样中大部分矿物存在于密度级大于1.8 g/cm3的分段中;煤样中硫分伴随着密度级的增加也逐渐进行增加,三种煤样中低密度级硫分明显低于高密度级硫分,说明无机硫含量高于有机硫含量;煤样中磷含量也伴随着密度级的增加而逐渐增加,三个煤样在大于1.8 g/cm3密度级产物中的磷元素含量最高。相关性分析表明磷含量与灰分的相关性很强,说明磷元素的无机亲和性较强,磷元素在煤中是以无机物存在的,磷含量与硫分不相关,说明磷元素的赋存形式中没有含硫矿物质。逐级化学萃取表明三个煤样中以无机形式赋存的磷占主要比例,均达到85%以上。通过XRD和SEM-EDS确定煤样中的磷以氟磷灰石的形式存在,最后研究煤中磷和氟的关系,进一步确定煤样中的磷以氟磷灰石的形式存在。对黄陵煤样进行了浮选试验,主要研究磷元素脱除的影响条件和脱除率,研究浮选时间、浮选浓度、捕收剂和起泡剂用量等多种因素对煤中磷脱除的影响,经过分析得到了最佳的浮选条件:浮选时间为3 min,浮选浓度为80 g/L,新型捕收剂KH（改性脂肪酸）用量为140 g/t,起泡剂仲辛醇用量为100 g/t,煤样中磷的平均脱除率为68.8%。
刘一男[5]（2019）在《安徽庐枞盆地铁矿床成矿系统和成矿模式研究》文中进行了进一步梳理长江中下游成矿带位于扬子板块北缘,是我国最重要的陆内铜金铁多金属成矿带之一。庐枞盆地是成矿带内以陆相火山岩型和矽卡岩型铁矿床为特色的矿集区,区内地质勘查研究历史悠久,参与人员众多,成果积累丰富。2013年以来,庐枞盆地深部勘探得重大突破,在罗河铁矿床主矿体以下600米又发现了新的厚大铁矿体;龙桥铁矿床、大鲍庄铁硫矿床,马口铁矿床、杨山铁矿床和何家大岭铁矿床的生产勘探也揭露了新的成矿地质现象,这些找矿新发现和新突破是庐枞已有成矿模式所无法解释的,也经典“玢岩矿床”成矿模式存在较大差异,因此庐枞盆地铁矿床成矿系统和成矿模式亟待进一步深入研究。本次工作在前人研究的基础上,结合最新的勘查成果,通过野外地质调查、岩心编录以及室内岩相学工作,结合全岩地球化学、同位素地球化学（全岩、单矿物）、同位素年代学、高精度矿物原位微量元素以及同位素测试等多种分析测试手段,对庐枞盆地内龙桥、罗河,大鲍庄、马口、杨山和何家大岭等铁硫矿床开展系统研究,阐明盆地不同类型铁矿床的成矿作用过程,并将它们纳入同一成矿系统,建立庐枞盆地的成矿模式。通过与长江中下游成矿带铁矿床对比,开展成矿带内成铁岩浆岩成矿专属性,膏盐层与铁成矿作用关系以及矿床中磷的来源的方面研究,并探讨铁矿床成矿动力学背景以及成矿带铁铜矿床成矿作用的差异性。论文获得的主要认识和进展如下:前人研究将龙桥铁矿床归为沉积-热液改造型矿床,认为矿区内正长岩是矿床成矿母岩。本次工作在龙桥铁矿床中新发现了闪长岩侵入体,确定其岩性为辉长闪长岩,其成岩时代为133.5±0.8Ma,稍早于矿床中已知的正长岩体。矿床地质特征研究表明,辉长闪长岩与铁成矿作用关系密切,而正长岩为成矿期后破矿岩体。龙桥铁矿床中磁铁矿微量元素分析测试结果表明,靠近辉长闪长岩的磁铁矿具有较高的形成温度（Ti,V含量高）以及较低的水岩反应强度（Mg+Al+Si低）,随着远离辉长闪长岩体,磁铁矿形成温度降低,水岩反应作用增强,地层组分加入增多。本文提出龙桥铁矿床属于层控矽卡岩型铁矿床,其中部分铁质可能来源于岩浆流体与赋矿围岩中沉积菱铁矿的水岩反应作用,但主要铁质来源仍为闪长质岩浆。罗河铁矿床总资源量约10亿吨,是成矿带内最大的铁矿床,其火山岩中“二层矿”特征具有鲜明的成矿特色,其相关研究具有重要的找矿勘探价值。本次工作通过对罗河铁矿床系统矿床学研究,确定矿床深部新发现矿体和浅部矿体的赋矿围岩均为强烈蚀变的砖桥组火山岩（粗安岩-辉石粗安岩）,明确罗河铁矿床在成因上和深部隐伏闪长质岩浆活动有关。将罗河铁矿床的成矿作用划分为6个阶段,即碱性长石阶段（I）、透辉石-硬石膏-磁铁矿阶段（II）、绿泥石-绿帘石-碳酸盐阶段（III）、硬石膏-黄铁矿阶段（IV）、石英-硫化物阶段（V）以及碳酸盐-硫酸盐阶段（VI）。通过榍石年代学和地球化学研究,确定罗河铁矿床深部和浅部矿体中榍石的形成时代分别为130.0±0.8Ma和129.7±0.8Ma,形成时代相近。榍石微量元素特征指示成矿温度约700-800℃,成矿流体自深部向浅部氧逸度有所升高。两类榍石均具有岩浆榍石轻稀土富集的特征,Nd同位素特征均与赋矿围岩相似,表明深部和浅部矿体为同一成矿作用的产物。罗河铁矿床各阶段典型矿物SHRIMP原位S同位素特征表明,阶段II中黄铁矿的δ34S值为8.2-9.3‰;阶段III中黄铁矿的δ34S值为7.2-11.1‰,其中脉状黄铁矿（7.2-7.4‰）要低于浸染状黄铁矿（8.7-11.1‰）;阶段IV黄铁矿的δ34S值为6.2—10.6‰;阶段V中黄铁矿的δ34S值为-2.5—-4.6‰。阶段II硬石膏δ34S值为16.1-17.7‰;阶段IV硬石膏δ34S值为18.3-19.2‰。阶段II,III,IV黄铁矿硫同位素相对稳定,与之共生的硬石膏值也变化较小,而阶段V中黄铁矿硫同位素则呈现出了突然变低的趋势。上述硫同位素特征表明,成矿系统从深部膏盐层持续获得硫酸盐补给,早期硫同位素分馏仅仅受到歧化反应控制,而到了晚期硫酸盐的还原作用导致黄铁矿δ34S值有所升高。罗河铁矿床各阶段典型矿物SHRIMP原位C-O同位素特征表明,阶段II成矿流体δ18Ofluid明显高于岩浆水,δ18Ofluid值在流体演化过程中有两次迅速降低,表明成矿过程中有两次岩浆-热液脉动作用并伴随后期大气水的加入,分别对应阶段IIb和阶段IV硬石膏的大量沉淀;C碳酸盐C-O同位素二元图,大多测试样品δ13C值在-5‰～0‰且δ13C与δ18Ofluid并无相关性,表明矿床流体中的碳源主要来自三叠系沉积地层,氧同位素的降低表明了大气水的加入。罗河铁矿床至少经历了两期深部流体脉动作用,第二次热液脉动温度明显降低,持续时间较短,后期大气降水的大量加入是导致磁铁矿转变为黄铁矿硬石膏组合的关键因素。矿床磁铁矿微量元素具有矽卡岩和IOA型矿床的双重特征。综上所述,罗河铁矿床既不同于典型的矽卡岩型铁矿床,也与典型IOA矿床存在差异,在矿床浅部与斑岩型热液系统具有一定可比性,属于较为特殊的Fe-P-SO42-系统,这里我们暂时将其称之为“非典型”IOA矿床。大鲍庄硫铁矿床由赤铁矿体、黄铁矿体以及硬石膏矿体组成,均产于砖桥组凝灰质火山岩中,具有VMS型矿床的部分地质特征,但其成因一直存在较大争议。本次工作通过系统的矿床地质和黄铁矿SHRIMP原位S同位素和LA-ICP-MS分析,确定矿床中存在四类黄铁矿,不同类型黄铁矿δ34S具有较大的变化范围（-31.4‰～+10.5‰）。凝灰岩中的脉状黄铁矿（type I）δ34S为+9.9‰和+10.5‰;块状矿体中细粒环状或椭圆状黄铁矿（type II）δ34S为-9.2‰～-2.0‰;交代凝灰岩的黄铁矿（type III）δ34S为+3.1‰～+5.3‰;硬石膏胶结物中的自形大颗粒黄铁矿（type IV）δ34S为-29.7‰～-30.4‰;等粒状和板状硬石膏变化范围较窄,为+21.0‰～+21.7‰。Type I黄铁矿具有高Mn、Co、Ni、Zn,低As、Ti、Tl、Sb的特征;type II黄铁矿具有较高的Al、Ti、V、Cu、As、Sb、Te、Tl,而Mn、Zn和Se含量较低;type III黄铁矿具有较高的Mg,Al,V,Ti,且变化范围较大,具有较高的Se,以及较低的Cu,Te;Mn,Zn,As,Sb,Bi,Tl等微量元素含量也是介于type I和type II之间;type IV大多微量元素含量均低于其他三类黄铁矿。上述地质地球化学特征表明,深部初始高温流体含有大量地层硫的加入,type I黄铁矿显示出与罗河铁矿床相似的硫同位素特征;随后喷出的热液与湖水混合,形成沉积黄铁矿（type II）,温度不超过300℃;未喷出的流体交代围岩形成浸染状或脉状黄铁矿（type III）。热液活动末期流体活动减弱,温度迅速下降,形成少量type IV黄铁矿。与典型VMS型矿床不同,大鲍庄矿床的硫来自于深部同化而并非海水的混合,属于火山湖喷流沉积型矿床。前人研究认为马口铁矿床正长岩中产出典型的磷灰石-透辉石-磁铁矿“三组合”,属于与正长岩有关的玢岩型铁矿床。本次工作通过系统的矿床学和矿物学和年代学研究工作,确定马口铁矿床成矿母岩为闪长岩,成岩时代为131.2±3.3Ma,石英正长岩体为后期破矿岩体。马口铁矿床成矿母岩的厘定,进一步明确了庐枞盆地铁矿床的岩浆岩成矿专属性。马口铁矿床磁铁矿微量元素特征指示钠长石阶段热液性质接近岩浆水,黄铁矿硫同位素特征指示了矿床内的硫总体来自岩浆硫。在磁铁矿矿化过程中岩浆热液对三叠系地层的同化作用增强,随后从透辉石磁铁矿阶段到石英硫化物阶段,成矿流体中大气水的加入导致温度迅速下降。马口铁矿床的成矿物质来源、矿体特征、矿物组合以及磁铁矿沉淀机制与“梅山式”玢岩铁矿相似。通过对庐枞盆地内不同类型铁矿床中磁铁矿微量元素和同位素的系统对比研究,提出马口热液磁铁矿微量元素变化与典型IOA型矿床磁铁矿岩浆-热液模式相似,氧同位素接近正岩浆磁铁矿;龙桥矽卡岩型矿床磁铁矿微量元素变化趋势与Knipping et al（2015）提出Kiruna型铁矿床磁铁矿成分变化趋势完全不同,磁铁矿氧同位素明显高于岩浆水范围。罗河和杨山铁矿床磁铁矿微量元素变化趋势介于马口和龙桥之间,总体趋势指向IOCG,磁铁矿氧同位素值介于马口和龙桥之间,具有矽卡岩和IOA的双重（过渡）特征。本次研究结果表明庐枞盆地内一系列与岩浆热液有关的铁矿床属于同一成矿系统,成矿作用是一个持续变化的过程,矽卡岩型矿床强烈的水岩反应导致了磁铁矿成分变化趋势在Ti+V vs.Mn+Al图解上更偏向于横向变化。磁铁矿地球化学成分不可能受到严格的限制,与固定的界线相比,利用磁铁矿微量元素的演化趋势去判断矿床类型更为可靠。在对庐枞盆地成铁岩浆岩地球化学特征系统研究的基础上,通过区域对比,本次工作提出长江中下游成矿带铁矿床具有闪长岩质岩浆岩成矿专属性,130Ma左右形成闪长质侵入岩是矽卡岩型及玢岩型铁矿成矿的必要条件,而正长岩类侵入岩形成稍晚,在部分矿区穿切铁矿体,与铁成矿作用无直接关系。庐枞盆地、宁芜盆地和鄂东南地区的成铁岩浆岩的成岩时代和地球化学特征基本一致,岩浆源区为成分接近EMI型富集地幔的交代地幔,岩浆上升过程中受下地壳物质混染较少,更多保留了源区地幔的特征。庐枞盆地内不同类型铁矿床中磷灰石SHRIMP原位O同位素和微量元素特征表明,马口和龙桥铁矿床中辉长闪长岩内的岩浆磷灰石主要为富F、Cl磷灰石,马口热液磷灰石继承了岩浆磷灰石的地球化学特征,而罗河、泥河矿床热液磷灰石具有较高的SO3,指示了庐枞盆地铁成矿体系同化膏盐层具有选择性。岩浆可以大量同化石盐,但对于石膏的同化有限,石膏的加入主要是靠热液的溶解作用。这种同化机制的差异造成了庐枞盆地内岩体侵位深度不同的矿床其矿物组合以及磷灰石地球化学特征具有明显的差异。通过与宿松变质磷灰石特征对比,表明无论是岩体侵位还是热液成矿过程都没有同化已知的基底变质富磷地层。庐枞火山岩盆地中的大多数铁矿床成矿流体在深部与三叠系沉积地层发生了水岩反应,后沿断裂运移到火山岩中形成大量Na-Ca质蚀变,由于矽卡岩矿物发育、CO2逸度较高等因素导致磷灰石发育少于南美。蚀变特征、磁铁矿微量元素特征以及流体氧同位素指示盆地内铁矿床应属于矽卡岩-IOA的过渡部分,与岩浆-热液IOCG矿床中的早期Na-Ca质蚀变相似。以此为基础建立了庐枞盆地铁矿床的综合成矿模式,主要可分为产于三叠系沉积地层中的矽卡岩型铁矿床（龙桥）;产于岩体和火山岩接触带的IOA型铁矿床（马口）;产于巨厚火山岩中的矽卡岩-IOA型铁矿床（罗河、泥河、杨山）;产于中低温氧化条件下的赤铁矿矿床（大岭）以及产于砖桥旋回晚期凝灰岩中的喷流沉积型黄铁矿矿床（大鲍庄）。虽然各个矿床赋存部位有所差异,但均与闪长质岩浆有关,盆地内的铁成矿过程连续而且成因上具有相互联系,是与早白垩世岩浆热液在不同成矿环境和成矿条件的产物。在区域构造和地球物理资料综合分析的基础上,提出长江中下游成矿带为扬子板块和大别造山带之间的前陆盆地系统,庐枞盆地作在前陆系统中应属于地势较低的前缘带,可能为古板块的碰撞缝合部位,其成岩成矿作用受中国东部中生代燕山期地质动力学背景的制约。源区岩浆在152Ma开始活化,至135Ma后,由于古太平洋板块俯冲应力方向有所改变,区域伸展作用加强,构造活化作用导致局部缝合带活化,在135Ma-123Ma之间形成了一系列火山岩盆地及其中以铁为主的矿床。通过对成矿带内成铜岩浆岩和成铁岩浆岩的对比研究,初步提出“深部岩浆演化决定矿种,浅部地层性质决定矿床类型”,并建立了长江中下游成矿带源区构造“双活化”成矿模式。
李猛[6]（2018）在《钒渣无盐焙烧-温和铵浸清洁生产V2O5应用基础研究》文中认为钒为国家战略性金属资源,因其独特的力学、化学、电化学、催化和光学等特性而被广泛应用于钢铁、化工、航空航天、船舶、军工、新能源、电子技术和颜料等领域。钒渣是生产五氧化二钒的最主要的原料。目前,氧化钠化焙烧—水浸提钒是最主要的提钒技术,尽管技术成熟、应用广泛,但该工艺存在环境污染、资源综合利用率低和提钒尾渣难以利用等弊端。面对日益严峻的资源和环境压力,本论文提出了无盐氧化焙烧—低温铵化转型—浸钒/冷却结晶提钒的新思路,新技术不产生有毒有害窑气、无废水产生、尾渣易于综合利用,且产品纯度高,实现了钒渣中钒资源高效清洁提取。论文取得如下创新性进展:（1）对钒渣无盐焙烧过程反应机理进行了深入研究。钒渣物相分解规律为:当温度为500℃时,钒尖晶石转变为反尖晶石;温度为700℃时,铁橄榄石完全分解,反尖晶石氧化为四价钒酸盐;700～1000℃时中间价态四价钒酸盐进一步氧化为五价钒酸盐,确定了含钒物相氧化及定向迁移规律。当温度高于900℃时,铬铁尖晶石转化为三价铬固溶体（Fe0.6,Cr0.4）2O3。热力学计算表明,钒化合物的优先反应次序为钒铁尖晶石分解转化>四价钒酸盐生成>五价钒酸盐生成,无盐焙烧过程为放热反应。在无钠盐存在的情况下,钒渣中的铬不发生氧化,因此无盐氧化焙烧技术可实现钒的选择性氧化,避免高毒性Cr（VI）的生成。（2）系统研究了焙烧熟料在铵盐浸出体系中的热力学和表观动力学。浸出热力学表明,碳酸氢铵可将熟料中钒酸盐浸出,硅会以杂质形式进入浸出液,磷不易被浸出,浸出反应为放热反应。计算了 V-H2O、Si-H2O、P-H2O、Fe-H2O、Ca-H2O、Mg-H2O、Mn-H2O 的E-pH。研究了钒渣熟料在碳酸氢铵溶液中的浸出表观动力学,反应初期（t<30 min）和反应后期（t>30 min）分别受固膜扩散控制和表面化学反应控制,表观活化能分别为9.13和35.44 kJ/mol。通过单因素条件实验研究,获得了钒渣熟料浸出的最优反应条件:钒渣熟料粒度75～48 μm,碳酸氢铵质量浓度35%,浸出温度50℃,反应时间150 min,液固比为10:1。在此优化条件下,钒的浸出率可达85%,而磷、硅、钙、镁、锰等杂质元素的的浸出率低,实现了钒的选择性浸出。浸出尾渣物相变化研究表明,钒酸盐物相逐渐被分解并最终消失,而含铬物相没有被浸出。（3）系统研究了钒渣的氧化表观动力学。单因素条件实验表明,减小粒度、增大氧气分压、降低升温速率、适当延长保温时间可有效提高钒氧化率。获得了最优的焙烧条件为钒渣粒度100～75μm、空气气氛、升温速率为4℃/min、保温温度为900～950℃、保温时间15min,此条件下钒氧化率可达90%以上。钒渣氧化表观动力学研究表明,钒铁尖晶石氧化受0.69级化学反应控制,表观活化能为60.7 kJ/mol,指前因子为24.68 min-1。（4）系统研究了不同铵盐浸出剂对浸出过程的影响规律。以草酸铵为浸出剂的浸出表观动力学表明,浸出反应受内扩散控制,表观活化能为26.7 kJ/mol。通过考察不同表观动力学因素对钒浸出率的影响获得了钒渣熟料浸出的最优反应条件:钒渣熟料粒度75～48μm,草酸铵质量浓度13%,浸出温度70℃,反应时间120min,液固比10:1,在此最优条件下,钒的浸出率可达90.3%。对浸出尾渣进行物相分析表明,尾渣不含钒酸盐相,浸出产物二水合草酸镁的特征峰随着草酸铵浓度的增加逐渐增强。当选择磷酸三铵和磷酸氢二铵作为浸出剂时,浸出液为弱碱性,钒的浸出率均达到85%以上。当使用磷酸二氢铵作为浸出剂时,浸出液为酸性,与碳酸氢铵作为浸出剂相比,杂质Mn的浸出率大幅上升。经过综合分析,最终选择碳酸氢铵作为无盐焙烧—铵浸的浸出剂。（5）系统考察了高纯钒产品转化工艺路线,得到300 mL含钒浸出液的最佳除杂条件为:0.8 g氧化钙添加量,温度70℃,净化时间30 min,静置时间30 min。研究了偏钒酸铵结晶产品在室温～1000℃煅烧过程的分解机理。通过“低温铵化—高温浸出”对无盐焙烧—铵浸工艺流程进行了优化。对含钒浸出液依次进行除磷、除硅、冷却结晶、煅烧处理得到含氧化钒99.5%的高纯钒产品。
韩培伟[7]（2017）在《锰硅铁合金炉外精炼的基础研究》文中研究指明我国现有的锰硅铁合金产品存在磷、铝、钛和氧杂质含量偏高等质量问题,已不能满足部分品种钢和新钢种开发的技术要求。通过还原脱磷、吹氮脱铝脱钛等工艺对锰硅铁合金进行炉外精炼,可降低其磷、铝和钛等杂质含量。本课题主要针对锰硅铁合金炉外精炼过程中遇到的基础问题进行研究。首先,系统整理了锰基熔体热力学数据,将标准相互作用系数模型（UIPM）应用于Mn-Fe-Si-C-Ca-P熔体。模型能够计算锰基熔体中锰、硅、铁、碳、钙和磷的活度,碳和钙的溶解度,以及钙和磷的平衡等,还有助于理解锰铁合金和锰硅铁合金的生产过程。测定了Mn-Si-Fe三元熔体中氧的溶解度。用小样电解提取夹杂物的检测结果表明,高硅锰硅铁合金的夹杂物多为石英,普硅锰硅铁合金中的夹杂物多为石英和锰铁硅酸盐。根据理论分析,锰硅铁合金产品中的氧几乎全部以氧化物夹杂的形式存在,其总量可占锰硅铁合金质量的0.075-0.253%,主要来源于外来夹杂物。通过适当延长铁水包内镇静时间和向熔体内部吹氩等手段降低氧化夹杂物含量,理论上可将锰硅铁合金中的氧降低至50ppm以下。采用气体—金属熔体平衡法,测定了氮在Mn-Si-Fe-（C饱和）熔体中的溶解度和熔体中氮化铝和氮化钛的浓度积。氮的溶解度与氮分压的关系符合西华特定律,且其值大小随温度的降低和硅含量的增加而降低；在Mn60Si30Fe熔体中,氮化硅是饱和的。浓度积[%AI][%N]和[%Ti][%oN]值,以及三相平衡点处（熔体与氮气和氮化铝或氮化钛三相平衡）的铝或钛含量,均随温度的降低和硅含量的升高而降低。采用吹氮脱铝脱钛工艺,理论上可将Mn60Si30FeC饱和熔体中的铝和钛分别降低至0.002%和0.011%,基本能够满足90级硬线钢的生产工艺要求。无论是氩气还是空气气氛下,均可用CaO-CaF2渣对锰硅铁合金熔体进行界面还原脱磷,由合金熔体中的硅控制渣金界面处的氧势,可以满足还原脱磷的要求。还原脱磷率随合金中硅含量的增加和温度的降低而增加,CaO-CaF2渣对硅含量大于20%的锰硅铁合金才有明显脱磷效果。锰硅铁合金的还原脱磷有回磷现象产生,在生产实践中,选择合适的除渣时间是还原脱磷工艺的关键。渣中含Al2O3和Na2O组分不利于锰硅铁合金熔体的还原脱磷,石墨坩埚不宜用于还原脱磷。采用旋转柱体法测量了含SiC和Si3N4颗粒的CaO-MgO-Al2O3-SiO2熔体的粘度。无论是否含SiC或Si3N4颗粒,熔体粘度与温度的关系总是符合Arrhenius定律。固-液两相混合体系的粘度活化能取决于液相,而相对粘度几乎不受温度的影响。粘度和相对粘度随转速的降低和SiC（或S毛N4）体积分数的升高而升高。固体颗粒的体积分数相同时,熔体相对粘度受液态渣组分的影响。当液态渣CaO与SiO2含量的比值或MgO与Al2O3含量的比值较大时,相对粘度较低。
李敏[8]（2016）在《固相萃取分离—电感耦合等离子体发射光谱法测定金属镍及其化合物中铬、镉、铋、铜和锰的研究》文中指出高浓度基体物质中微痕量杂质元素测定的一种重要手段就是电感耦合等离子体发射光谱法（ICP-AES）,但如何减免高浓度基体物质中基体对测定的干扰是ICP-AES在这一领域应用的关键技术问题。本文综述了国内外有关高浓度基体物质中微痕量杂质元素的测定方法和减免高浓度基体干扰的措施。在此基础上,结合金属镍及其化合物中铬、镉、铋、铜和锰这些杂质元素的ICP-AES测定,研究了镍基体对待测杂质元素的干扰属性及干扰程度。为减免镍基体对测定的干扰,研发了基于离子交换纤维的固相萃取分离镍待测杂质元素的系列方法。研究工作如下：1、研究表明,当共存镍的质量浓度大于铬的5800倍时,ICP-AES测定铬产生大于5%的负误差,该误差源自于镍基体对铬的光谱干扰及非光谱干扰,而且干扰程度随着镍质量浓度的增大而增大。将25.0 mL含Ni（Ⅱ）5.00×102μ/mL, NH4SCN 1.5 mol/L的pH=1的试液,以0.5 mL/min的流速通过3.00 g强碱性阴离子交换纤维柱（0=10 mm）,因Ni（Ⅱ）的硫氰酸根配阴离子能被该纤维柱吸附,铬在此条件下则不被吸附而收集在流出的待测液中,从而消除了镍基体对ICP-AES测定铬的干扰。铬的方法定量下限（10s）为2.0× 10-3μg/mL。用本法对实际样品以及合成样中的铬进行了测定,铬的标准加入回收率在91.0%-102%之间,RSD（%, n=6）≤3.3%。2、研究表明,当共存镍的质量浓度分别大于镉和铋的1500倍时,ICP-AES测定镉和铋均产生大于5%的负误差,该误差源自于镍基体对镉和铋的光谱干扰及非光谱干扰,而且干扰程度随着镍质量浓度的增大而增大。在含5.00×103 μg/mL Ni（Ⅱ）,0.2 mol/L HBr的试液中,Cd2+和Bi3+的溴配阴离子能够被强碱性阴离子交换纤维定量萃取吸附,因Ni2+不形成溴配阴离子,而留于试液中；萃取吸附15 min后,用pH=5的0.010mol/L Na2EDTA溶液对负载纤维上的Cd（Ⅱ）和Bi（Ⅲ）洗脱20min, Cd（Ⅱ）口Bi（Ⅲ）得到定量洗脱,而在洗脱液中镍的残留量远低于镉和铋的1500倍,不影响ICP-AES对镉和铋的准确测定。镉和铋的方法定量下限（10s）分别为2.0x 10-3μg/mL和1.3×10-μg/mL。用本法对实际样品以及合成样中的镉和铋进行了测定,镉的加标回收率在92.9%-96.0%之间,RSD（%,n=6）≤3.0%；铋的标准加入回收率在97.1%-103%之间,RSD（%,n=6）≤3.1%。3、研究表明,当共存镍的质量浓度大于铜的2000倍时,CP-AE S测定铜产生大于5%的负误差,该误差源自于镍基体对铜的光谱干扰及非光谱干扰,而且干扰程度随着镍质量浓度的增大而增大。在含5.00×102 μg/mL Ni（Ⅱ）,0.010 mol/L酒石酸氢钠,pH=7的试液中,Cu2+的酒石酸配阴离子和部分Ni2+的酒石酸配阴离子能够被强碱性阴离子交换纤维定量萃取吸附；萃取吸附30 min后,用去离子水对负载纤维上的Cu（Ⅱ）和Ni（Ⅱ）洗脱30 min,Cu（Ⅱ）得到定量洗脱,而Ni（Ⅱ）几乎不被洗脱,洗脱液中镍的残余量远低于铜的2000倍,不影响ICP-AES对铜的准确测定。铜的方法定量下限（10s）为4.2×10-3 μg/mL。用本法对实际样品以及合成样中的铜进行了测定,铜的标准加入回收率在93.7%-103%之间,RSD（%,n=6）<3.5%。4、研究表明,当共存镍的质量浓度大于锰的700倍时,I CP-AES测定锰产生大于5%的正误差,该误差主要源自于镍基体对锰的背景光谱干扰,而且干扰程度随着镍质量浓度的增大而增大。在含5.00×102μg/mLNi（II）, 0.010 mol/LNa2EDTA, pH=4的试液中,Mn2+能够被H型强酸性阳离子交换纤维定量萃取吸附,而Ni2+形成了EDTA的配阴离子,不被H型强酸性阳离子交换纤维萃取吸附,留在试液中；萃取吸附10 min后,用1.5 mol/L HNO3对负载纤维上的Mn（Ⅱ）洗脱10min, Mn（II）得到定量洗脱,洗脱液中镍的残余量远低于锰的700倍,不影响ICP-AES对锰的准确测定。锰的方法定量下限（10s）为4.3×10-4μg/mL,用本法对实际样品以及合成样中的锰进行了测定,锰的标准加入回收率在92.0%-103%之间,RSD（%,n=6）≤1.2%。
王雅洁[9]（2016）在《高炉生产配料过程多目标优化模型研究》文中指出高炉炼铁作为钢铁工业的上游工序,是钢铁工业CO2排放和能源消耗的主要环节,所以高炉炼铁是钢铁工业实现节能减排的主要潜力所在。本文针对高炉生产配料过程展开研究,建立了以吨铁成本和吨铁CO2排放量为目标函数的高炉生产配料过程多目标优化模型,提出了基于新环境Pareto支配选择策略的约束多目标分解进化算法,并用于高炉生产配料过程多目标优化模型的求解,得到最优的炉料配比,进而为高炉节能减排以及炉长操作提供指导。本文的研究内容具有理论意义和应用价值,主要内容描述如下:首先,本文建立了高炉生产配料过程多目标优化模型,以高炉冶炼过程的工艺机理为指导,在保证物料平衡、热平衡、铁水产量和质量、高炉冶炼要求的前提下,以主料资源（含铁炉料）和辅料资源（燃料、熔剂、鼓风等）作为决策变量,优化吨铁成本和吨铁CO2排放量,该模型首次采用一种新的基于排放因子的吨铁CO2排放量进行计算。然后,针对MOEA/D的改进算法MOEA/D-DE在处理约束多目标优化问题上的不足,本文提出了基于新环境Pareto支配选择策略的约束多目标分解进化算法MOEA/D-DE-EPDS,MOEA/D-DE-EPDS主要采用新环境Pareto支配选择策略进行约束处理操作,该策略能够充分利用优秀不可行解的信息,快速得到最优、均匀的Pareto前沿。为了验证改进算法的优化效果,利用常用的13个经典测试函数对其优化效果进行测试,并与两种经典的约束多目标进化算法进行比较,仿真实验验证了本文所提出的改进算法对于绝大多数测试函数都能表现出较好的优化效果,尤其适用于约束条件个数较多或复杂PS的约束多目标优化问题。最后,采用提出的MOEA/D-DE-EPDS算法对高炉生产配料多目标优化模型进行求解,得到高炉生产配料过程多目标优化模型的Pareto前沿和Pareto最优解。在上述基础上获取一组折中解作为最优的炉料配比,并与实际现场数据进行比较,来验证模型的正确性,进而为钢铁企业实现节能减排提供参考。
汪宙[10]（2016）在《转炉冶炼中高碳钢过程及终点控制研究》文中进行了进一步梳理随着中国制造2025的发展,钢铁行业的智能制造正在探讨之中,炼钢过程的智能化是未来钢铁工业实现智能制造的一个重要内容,而转炉炼钢终点的稳定与准确控制是智能炼钢需解决的问题之一。由于国内炼钢工艺发展不均衡,缺乏动态检测设备的转炉占有相当比例,因此针对此类转炉研发炼钢过程及终点控制技术,对于国内炼钢工艺控制水平的整体提升具有重要作用。本文针对缺乏动态检测设备的转炉冶炼中高碳钢终点钢水成分和温度命中率偏低、吹炼过程控制难度偏大的难题,通过开展80吨转炉炼钢吹氧和造渣优化控制模型研究、基于熔池混匀度的冶炼过程模型研究、冶炼后期钢水磷和锰含量预报模型研究、冶炼末期补吹模型研究,研发转炉冶炼中高碳钢过程及终点控制技术,以实现中高碳钢冶炼终点钢水成分和温度的准确控制。采用氧平衡理论模型与统计模型相结合的方法构建了转炉吹氧量综合预报模型,该模型对于氧耗量预报的平均相对误差小于1%。通过转炉水力学模拟实验研究了主要工艺参数对转炉熔池搅拌混匀效果影响的显着性。构建了转炉炼钢过程造渣料加入量模型,制定了转炉炼钢过程造渣料的加入制度。重新定义了“熔池混匀度”的概念,并结合经典转炉脱碳三阶段理论和熔池热平衡原理,建立了基于熔池混匀度的转炉（无副枪）冶炼过程模型。该模型应用于中高碳钢冶炼过程,碳含量预报误差在±0.04%范围且温度预报误差在±15℃范围内时的概率是72%。通过分析转炉冶炼过程钢水磷和锰元素的氧化反应机理,采用数据挖掘结合反应机理分析的方法构建了基于多层递阶回归分析的冶炼后期磷含量预报模型和基于遗传算法优化的BP神经网络冶炼后期锰含量预报模型。其中,与磷含量预报模型的预报误差在±0.004%范围内时,模型的命中率为73%；当锰含量预报模型的预报误差在±0.025%范围内时,模型的命中率为84%。针对转炉冶炼中高碳钢接近吹炼终点阶段钢水成分和温度的变化规律进行研究,构建了冶炼末期补吹模型。现场应用表明,补吹方案实施后终点钢水成分和温度均达到出钢要求,且模型用于预报终点钢水温度、碳、锰、磷和硫含量时,模型预报误差相应分布在±10℃、±0.02%、±0.02%、±0.003%和±0.004%范围。构建了中高碳钢冶炼过程及终点控制模型集,初步形成中高碳钢冶炼过程及终点控制技术,实现中高碳钢冶炼过程及终点的准确控制。
二、生铁中Mn,Si,P,As的测定及溶样方法改进（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、生铁中Mn,Si,P,As的测定及溶样方法改进（论文提纲范文）
（1）碱煮钨渣碳热还原热力学及机制（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 钨资源现状 |
| 1.2 国内外钨冶金现状 |
| 1.3 碱煮钨渣的来源及组成 |
| 1.4 碱煮钨渣回收利用现状 |
| 1.4.1 酸法回收利用有价金属 |
| 1.4.2 碱法回收利用有价金属 |
| 1.4.3 选-冶联合法回收利用有价金属 |
| 1.4.4 碱煮钨渣制备材料 |
| 1.4.5 火法-湿法联合法回收利用有价金属 |
| 1.4.6 火法制备中间合金 |
| 1.5 研究目的及研究思路 |
| 1.5.1 碱煮钨渣处理工艺的优缺点 |
| 1.5.2 研究意义及主要研究内容 |
| 第二章 实验原料及研究方法 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.2 热力学模拟软件 |
| 2.3 实验设备 |
| 2.4 实验试剂 |
| 2.5 实验过程 |
| 2.6 实验产物的表征 |
| 2.6.1 化学成分分析 |
| 2.6.2 扫描电镜及能谱分析 |
| 第三章 碱煮钨渣碳热还原热力学分析 |
| 3.1 碱煮钨渣碳热还原各组分与碳反应的热力学计算 |
| 3.2 合金生成对碱煮钨渣主成分碳热还原的影响 |
| 3.3 CO在气相中的占比对碱煮钨渣主成分碳热还原的影响 |
| 3.4 脉石成分对碱煮钨渣主成分碳热还原的影响 |
| 3.5 CaO-SiO_2-Al_2O_3-MnO四元渣系的热力学计算 |
| 3.6 小结 |
| 第四章 还原过程中有价与有害元素的形态转变及物质流向 |
| 4.1 还原剂用量对金属生成的影响 |
| 4.2 温度对有价元素生成相组成的影响 |
| 4.2.1 温度对铁、锰生成相组成的影响 |
| 4.2.2 温度对钨、铌生成相组成的影响 |
| 4.2.3 温度对铋、铅生成相组成的影响 |
| 4.3 温度及还原剂用量对有价元素合金化的影响 |
| 4.3.1 温度及还原剂用量对铁、锰合金化的影响 |
| 4.3.2 温度及还原剂用量对钨、铌合金化的影响 |
| 4.4 碱煮黑钨渣碳热还原实验 |
| 4.5 小结 |
| 第五章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间的研究成果 |
（2）电感耦合等离子体串联质谱测定高温合金中痕量锗砷磷硫（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 课题背景 |
| 1.2 高温合金中元素分析方法研究进展 |
| 1.2.1 原子吸收光谱法 |
| 1.2.2 原子发射光谱法 |
| 1.2.3 分光光度法 |
| 1.2.4 原子荧光光谱法 |
| 1.2.5 电感耦合等离子体质谱法 |
| 1.3 研究现状与研究意义 |
| 1.3.1 研究现状 |
| 1.3.1.1 锗元素的研究现状 |
| 1.3.1.2 砷元素的研究现状 |
| 1.3.1.3 磷元素的研究现状 |
| 1.3.1.4 硫元素的研究现状 |
| 1.3.2 研究意义 |
| 1.4 研究方法 |
| 1.4.1 仪器的结构、原理及主要进展 |
| 1.4.1.1 电感耦合等离子体串联质谱的发展 |
| 1.4.1.2 电感耦合等离子体串联质谱的结构 |
| 1.4.1.3 电感耦合等离子体串联质谱的应用 |
| 1.4.2 方案设计和思路 |
| 1.4.3 课题目标和拟解决的问题 |
| 第二章 ICP-MS/MS测定高温合金中痕量锗砷 |
| 2.1 引言 |
| 2.2 实验部分 |
| 2.2.1 仪器及仪器参数 |
| 2.2.2 主要试剂 |
| 2.2.3 实验方法 |
| 2.3 ICP-MS/MS法测定高温合金中痕量砷锗 |
| 2.3.1 溶样体系 |
| 2.3.2 内标选择 |
| 2.3.3 分析同位素选择 |
| 2.3.4 质谱干扰分析及消除机理 |
| 2.3.5 单四极杆和MS/MS模式下Co对 As的干扰 |
| 2.3.6 O_2流速 |
| 2.3.7 校准曲线和检出限 |
| 2.3.8 加标回收率实验 |
| 2.3.9 方法验证与样品测定 |
| 2.4 小结 |
| 第三章 ICP-MS/MS测定高温合金中痕量磷硫 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 实验部分 |
| 3.2.1 仪器及仪器参数 |
| 3.2.2 主要试剂 |
| 3.2.3 实验方法 |
| 3.3 ICP-MS/MS法测定高温合金中痕量磷硫 |
| 3.3.1 溶样体系 |
| 3.3.2 分析同位素选择 |
| 3.3.3 反应模式的选择 |
| 3.3.4 质谱干扰及氧气模式干扰消除机理 |
| 3.3.5 O_2流速 |
| 3.3.6 校准曲线和检出限 |
| 3.3.7 加标回收率实验 |
| 3.3.8 方法验证与样品测定 |
| 3.4 小结 |
| 第四章 测量结果不确定的评定 |
| 4.1 ICP-MS/MS法测定高温合金中硫元素的不确定度评定 |
| 4.1.1 实验方法 |
| 4.1.2 数学模型的建立 |
| 4.1.3 不确定度的来源分析 |
| 4.1.4 不确定度评定 |
| 4.1.4.1 测量重复性的不确定度 |
| 4.1.4.2 样品溶液中硫的质量浓度引入的不确定度 |
| 4.1.4.3 样品空白变动性引入的不确定度 |
| 4.1.4.4 样品称取质量引入的不确定度 |
| 4.1.4.5 定容体积引入的不确定度 |
| 4.1.5 相对合成标准不确定度与扩展不确定度 |
| 4.2 ICP-MS/MS法测定高温合金中锗砷磷硫的不确定度评定 |
| 4.3 小结 |
| 第五章 结论与展望 |
| 5.1 结论 |
| 5.2 展望 |
| 参考文献 |
| 攻读硕士学位期间取得的学术成果 |
| 致谢 |
（3）贵州铜仁中低品位锰矿选矿研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 锰以及锰矿物的性质和用途 |
| 1.1.1 锰的性质以及用途 |
| 1.1.2 碳酸锰的性质以及用途 |
| 1.2 锰矿的资源现状 |
| 1.2.1 世界锰矿资源现状 |
| 1.2.2 我国锰矿资源现状 |
| 1.2.3 贵州省锰矿资源现状 |
| 1.3 锰矿石选矿研究现状 |
| 1.3.1 锰矿石洗矿研究现状 |
| 1.3.2 锰矿石重选研究现状 |
| 1.3.3 锰矿石磁选研究现状 |
| 1.3.4 锰矿石浮选研究现状 |
| 1.3.5 锰矿化学选矿研究现状 |
| 1.3.6 锰矿选矿机理研究现状 |
| 1.4 论文研究的意义与研究内容 |
| 1.4.1 论文的研究意义 |
| 1.4.2 论文研究的内容 |
| 第二章 试验材料、仪器与方法 |
| 2.1 试验材料的制备 |
| 2.2 试验试剂 |
| 2.3 试验仪器与设备 |
| 2.4 试验方法 |
| 2.4.1 原矿性质研究方法 |
| 2.4.2 选矿试验研究方法 |
| 2.4.3 锰含量测试方法 |
| 2.4.4 机理研究方法 |
| 第三章 矿石性质研究 |
| 3.1 矿石的结构和构造 |
| 3.2 矿石的化学组成 |
| 3.3 矿石的矿物组成 |
| 3.4 主要矿物的嵌布特征 |
| 3.5 矿物的粒度组成分析 |
| 3.6 小结 |
| 第四章 锰矿石选矿工艺研究 |
| 4.1 锰矿石湿式强磁选试验 |
| 4.1.1 磁场强度试验 |
| 4.1.2 磨矿细度试验 |
| 4.1.3 磁选-焙烧试验 |
| 4.2 锰矿石浮选试验 |
| 4.2.1 正浮选试验 |
| 4.2.2 反浮选试验 |
| 4.3 锰矿石磁-浮联合试验 |
| 4.3.1 磁选-正浮选试验 |
| 4.3.2 磁选-反浮选试验 |
| 4.4 小结 |
| 第五章 锰矿石选矿机理研究 |
| 5.1 锰矿石磁选机理 |
| 5.2 药剂作用机理 |
| 5.2.1 十二胺的溶液化学机理 |
| 5.2.2 十二胺与锰矿作用的红外光谱分析 |
| 5.2.3 药剂在菱锰矿表面(101)的吸附作用 |
| 5.3 小结 |
| 第六章 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（4）黄陵煤中磷元素赋存状态及脱除方法研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 1 绪论 |
| 1.1 选题背景及意义 |
| 1.2 研究历史与现状分析 |
| 1.2.1 煤中磷元素含量分布的研究现状 |
| 1.2.2 煤中磷元素赋存状态的研究现状 |
| 1.2.3 煤中磷元素脱除方法的研究现状 |
| 1.3 研究内容 |
| 1.4 研究方法和技术路线 |
| 2 实验部分 |
| 2.1 实验样品与试剂 |
| 2.2 仪器与设备 |
| 2.3 实验方法 |
| 2.3.1 煤中磷元素含量的测定 |
| 2.3.2 煤中微量元素逐级化学萃取 |
| 2.3.3 筛分浮沉试验 |
| 2.3.4 分布释放浮选试验 |
| 3 黄陵煤中磷元素赋存状态 |
| 3.1 煤质特性分析 |
| 3.2 含磷矿物组成 |
| 3.2.1 氟磷灰石的结构与成分特点 |
| 3.2.2 扫描电镜分析和EDS能谱分析 |
| 3.2.3 XRD分析 |
| 3.3 磷在不同粒度、密度级煤中的分布规律研究 |
| 3.3.1 筛分试验结果分析 |
| 3.3.3 浮沉试验结果分析 |
| 3.4 磷元素在矿物质中的赋存状态 |
| 3.4.1 相关性结果分析 |
| 3.4.2 逐级化学萃取结果分析 |
| 3.4.3 磷元素在无机矿物质中的赋存特征 |
| 3.5 煤中磷与氟的关系 |
| 3.5.1 试验结果分析 |
| 3.6 本章小结 |
| 4 浮选过程中磷元素的脱除 |
| 4.1 浮选时间对脱除煤中磷元素的影响 |
| 4.2 浮选浓度对脱除煤中磷元素的影响 |
| 4.3 捕收剂对浮选脱除煤中磷元素的影响 |
| 4.4 起泡剂对浮选脱除煤中磷元素的影响 |
| 4.5 磷元素在浮选中的脱除率 |
| 4.6 本章小结 |
| 5 结论与展望 |
| 5.1 结论 |
| 5.2 创新点 |
| 5.3 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（5）安徽庐枞盆地铁矿床成矿系统和成矿模式研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| abstract |
| 第一章 前言 |
| 1.1 选题依据及意义 |
| 1.2 研究现状及存在问题 |
| 1.2.1 研究现状 |
| 1.2.2 存在问题 |
| 1.3 研究内容以及技术路线 |
| 1.4 论文实物工作量 |
| 1.5 研究主要成果及创新点 |
| 第二章 区域地质概况 |
| 2.1 地层 |
| 2.2 构造 |
| 2.2.1 断裂构造 |
| 2.2.2 褶皱构造 |
| 2.2.3 火山机构 |
| 2.3 岩浆岩 |
| 2.4 区域地质演化 |
| 2.5 区域矿产 |
| 第三章 龙桥铁矿床 |
| 3.1 矿床地质特征 |
| 3.1.1 地层 |
| 3.1.2 构造 |
| 3.1.3 岩浆岩 |
| 3.1.4 矿体特征及矿石结构构造 |
| 3.1.5 围岩蚀变及成矿期次 |
| 3.2 辉长闪长岩岩石学和年代学特征 |
| 3.2.1 岩石学特征 |
| 3.2.2 定年结果 |
| 3.3 辉长闪长岩地球化学特征 |
| 3.3.1 全岩地球化学特征 |
| 3.3.2 Sr-Nd-Pb同位素特征 |
| 3.3.3 岩体磷灰石地球化学特征 |
| 3.4 磁铁矿地球化学特征 |
| 3.4.1 磁铁矿矿石全岩分析 |
| 3.4.2 磁铁矿原位微量元素特征 |
| 3.4.3 磁铁矿SHRIMP原位O同位素特征 |
| 3.5 矿床成因 |
| 3.6 关于矿床类型指示图解的启示 |
| 第四章 罗河铁矿床 |
| 4.1 矿床地质特征 |
| 4.2 成矿年龄 |
| 4.2.1 样品特征 |
| 4.2.2 榍石LA-ICP-MS定年结果 |
| 4.3 矿床地球化学特征 |
| 4.3.1 蚀变岩全岩地球化学特征 |
| 4.3.2 榍石主微量元素特征 |
| 4.3.3 榍石Nd同位素特征 |
| 4.3.4 磁铁矿原位微量元素特征 |
| 4.3.5 硬石膏及黄铁矿S同位素特征 |
| 4.3.6 矿床典型矿物SHRIMP原位C-O同位素特征 |
| 4.4 矿床成因 |
| 第五章 大鲍庄黄铁矿床 |
| 5.1 地质特征 |
| 5.2 矿床地球化学特征 |
| 5.2.1 黄铁矿S同位素特征 |
| 5.2.2 黄铁矿微量元素特征 |
| 5.3 矿床成因 |
| 第六章 马口铁矿床 |
| 6.1 马口铁矿床区域填图 |
| 6.2 矿化和矿物特征 |
| 6.3 马口成矿岩体年龄 |
| 6.4 矿床地球化学特征 |
| 6.4.1 矿床岩浆岩全岩分析 |
| 6.4.2 全岩Sr-Nd-Pb同位素特征 |
| 6.4.3 磁铁矿原位微量元素特征 |
| 6.4.4 钠长石、磁铁矿和磷灰石SHRIMP原位O同位素特征 |
| 6.4.5 黄铁矿SHRIMP原位S同位素特征 |
| 6.5 矿床成因 |
| 第七章 杨山铁矿床 |
| 7.1 杨山地质特征 |
| 7.2 矿床地球化学特征 |
| 7.2.1 磁铁矿原位微量元素特征 |
| 7.2.2 磁铁矿SHRIMP原位O同位素特征 |
| 7.3 矿床成因 |
| 7.4 磁铁矿出溶对微量元素测试的影响 |
| 第八章 何家大岭铁矿床 |
| 8.1 地质特征 |
| 8.1.1 地层 |
| 8.1.2 构造 |
| 8.1.3 岩浆岩 |
| 8.1.4 矿体特征 |
| 8.1.5 矿石特征 |
| 8.1.6 围岩蚀变 |
| 8.2 矿床地球化学特征 |
| 8.2.1 赤铁矿原位微量元素特征及指示意义 |
| 8.2.2 赤铁矿O同位素特征及指示意义 |
| 8.2.3 黄铁矿S同位素特征及指示意义 |
| 8.3 成矿作用和矿床成因 |
| 第九章 成矿作用和成矿模式 |
| 9.1 成矿物质来源 |
| 9.1.1 成矿岩浆岩专属性 |
| 9.1.2 矿床中的钠化蚀变岩与正长岩 |
| 9.1.3 泥河铁矿床赋矿围岩岩性 |
| 9.1.4 蚀变矿化物质来源 |
| 9.2 成矿流体特征和成矿作用过程 |
| 9.2.1 水岩反应对流体性质的影响 |
| 9.2.2 成矿过程 |
| 9.3 成矿模式 |
| 9.4 与铜矿化岩浆专属性的对比 |
| 9.5 地质动力学背景 |
| 9.5.1 前陆盆地系统 |
| 9.5.2 “双活化”作用对铁成矿作用的影响 |
| 9.5.3 长江中下游成矿带铁铜成矿特色的原因 |
| 第十章 主要结论及研究展望 |
| 10.1 主要结论 |
| 10.2 研究展望 |
| 参考文献 |
| 攻读博士学位期间学术活动及成果情况 |
| 附录1 样品制备及分析方法 |
（6）钒渣无盐焙烧-温和铵浸清洁生产V2O5应用基础研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.2 钒的性质及应用 |
| 1.3 钒资源分布 |
| 1.3.1 世界钒资源分布 |
| 1.3.2 我国钒资源分布 |
| 1.4 钒的生产与消费 |
| 1.4.1 钒的生产 |
| 1.4.2 钒的消费与市场 |
| 1.5 钒渣富集工艺 |
| 1.6 钒渣提取五氧化二钒工艺 |
| 1.6.1 氧化钠化焙烧提钒工艺 |
| 1.6.2 氧化钙化焙烧提钒工艺 |
| 1.6.3 直接酸浸/碱浸提钒 |
| 1.6.4 无盐焙烧—碱浸提钒 |
| 1.6.5 其他钒渣提钒工艺 |
| 1.7 钒渣清洁生产五氧化二钒研究思路 |
| 1.8 研究内容 |
| 第2章 钒渣无盐焙烧机理研究 |
| 2.1 前言 |
| 2.2 实验方法 |
| 2.2.1 分析仪器 |
| 2.2.2 实验药品 |
| 2.2.3 分析方法 |
| 2.3 钒渣工艺矿物学研究 |
| 2.3.1 化学组成 |
| 2.3.2 钒渣物相 |
| 2.3.4 钒渣形貌 |
| 2.4 无盐焙烧机理研究 |
| 2.4.1 实验步骤 |
| 2.4.2 结果与讨论 |
| 2.4.3 焙烧过程氧化机理 |
| 2.5 钒渣氧化过程热力学 |
| 2.6 本章小结 |
| 第3章 浸出剂的选择及浸出机理研究 |
| 3.1 前言 |
| 3.2 实验原料 |
| 3.3 实验方法 |
| 3.4 浸出剂的选择 |
| 3.5 铵浸热力学分析 |
| 3.5.1 铵浸热力学计算 |
| 3.5.2 E-pH图分析 |
| 3.6 碳酸氢铵浸出实验结果与讨论 |
| 3.6.1 钒渣熟料粒度的影响 |
| 3.6.2 铵盐浓度的影响 |
| 3.6.3 浸出温度的影响 |
| 3.6.4 杂质的浸出行为及浸出剂的选择性 |
| 3.6.5 浸出过程物相变化 |
| 3.6.6 浸出渣的形貌分析 |
| 3.6.7 浸出表观动力学 |
| 3.6.8 浸出反应表观活化能 |
| 3.7 浸出渣的能谱分析 |
| 3.8 本章小结 |
| 第4章 钒渣无盐焙烧表观动力学研究 |
| 4.1 前言 |
| 4.2 焙烧过程对钒氧化率的影响 |
| 4.2.1 实验方法 |
| 4.2.2 分析方法 |
| 4.2.3 结果与讨论 |
| 4.3 钒渣氧化过程表观动力学 |
| 4.3.1 实验设备与实验方法 |
| 4.3.2 表观动力学基础 |
| 4.3.3 非等温表观动力学 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 无盐焙烧熟料其他铵盐浸出实验研究 |
| 5.1 前言 |
| 5.2 实验原料 |
| 5.3 实验方法 |
| 5.4 分析方法 |
| 5.5 草酸铵浸出热力学计算 |
| 5.6 钒酸盐的合成及其在草酸铵溶液中的浸出规律 |
| 5.6.1 实验原料 |
| 5.6.2 实验方法 |
| 5.6.3 分析方法 |
| 5.6.4 结果与讨论 |
| 5.7 草酸铵浸出过程分析 |
| 5.7.1 结果与讨论 |
| 5.7.2 杂质浸出行为及浸出剂的选择性 |
| 5.7.3 浸出过程物相变化 |
| 5.7.4 浸出表观动力学 |
| 5.7.5 浸出反应的表观活化能 |
| 5.8 磷酸三铵和磷酸氢二铵浸出过程分析 |
| 5.8.1 结果与讨论 |
| 5.8.2 浸出过程物相变化 |
| 5.9 本章小结 |
| 第6章 含钒浸出液净化及清洁提钒工艺优化 |
| 6.1 含钒浸出液除杂理论基础 |
| 6.1.1 钒在浸出液中的存在状态 |
| 6.1.2 杂质离子在浸出液中的赋存状态 |
| 6.1.3 含钒浸出液的除杂工艺路线 |
| 6.2 实验原料 |
| 6.3 实验试剂及实验装置 |
| 6.4 实验步骤及内容 |
| 6.5 实验结果与讨论 |
| 6.5.1 含钒浸出液除杂对比实验 |
| 6.5.2 钙盐除杂条件实验结果 |
| 6.6 结晶及结晶产物表征 |
| 6.6.1 结晶过程 |
| 6.6.2 偏钒酸铵表征 |
| 6.6.3 五氧化二钒产品表征 |
| 6.7 无盐焙烧—铵浸提钒工艺优化 |
| 6.8 无盐焙烧—铵浸提钒工艺与现有钒渣提钒工艺比较 |
| 6.9 本章小结 |
| 第7章 结论与展望 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 论文主要创新点 |
| 7.3 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读博士学位期间成果目录 |
（7）锰硅铁合金炉外精炼的基础研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 锰系铁合金技术质量进步在现代钢铁材料发展中的作用 |
| 2.1.1 部分品种钢对锰系铁合金的质量要求 |
| 2.1.2 高锰TWIP钢对锰系铁合金的要求 |
| 2.2 锰基合金热力学研究现状 |
| 2.2.1 Mn-Fe系 |
| 2.2.2 Mn-Si系 |
| 2.2.3 Mn-C系 |
| 2.2.4 Mn-N系 |
| 2.2.5 Mn-P系 |
| 2.2.6 Mn-O系 |
| 2.2.7 Mn-Ca系 |
| 2.3 锰系铁合金中的有害元素与夹杂物 |
| 2.3.1 锰系铁合金中的磷和硫 |
| 2.3.2 锰系铁合金中的氮和氢 |
| 2.3.3 锰系铁合金中的铝和钛 |
| 2.3.4 锰系铁合金中的氧及其氧化物夹杂 |
| 2.3.5 锰系铁合金杂质对钢材质量的影响 |
| 2.4 锰系铁合金的脱磷问题研究 |
| 2.4.1 锰系铁合金的氧化脱磷 |
| 2.4.2 锰系铁合金的还原脱磷 |
| 2.5 主要研究内容 |
| 3 标准相互作用系数模型(UIPM)在Mn-Fe-Si-C-Ca-P系的应用 |
| 3.1 Mn-Fe-Si-C-Ca-P系的UIPM形式 |
| 3.2 Mn基合金熔体的UIPM参数拟合过程 |
| 3.2.1 Mn-Fe二元系中的lnγ_(Fe)~0、ε_(FeFe)和ε_(FeFeFe) |
| 3.2.2 Mn-Si二元系中的lnγ_(Si)~0、ε_(SiSi)和ε_(SiSiSi) |
| 3.2.3 Mn-C二元系中的lnγ_(C)~0、ε_(CC)和ε_(CCC) |
| 3.2.4 Mn-Fe-Si三元系中的ε_(FeSi)、ε_(FeFeSi)和ε_(FeSiSi) |
| 3.2.5 Mn-Fe-C三元系中的ε_(FeC)、ε_(FeFeC)和ε_(FeCC) |
| 3.2.6 Mn-Si-C三元系中的ε_(SiC)、ε_(SiSiC)和ε_(SiCC) |
| 3.2.7 Mn-i-Ca三元系中的lnγ_(Ca)~0、ε_(CaCa)、ε_(CaFe)、ε_(CaSi)和ε_(CaC) |
| 3.2.8 Mn-i-P三元系中的lnγ_P~0、ε_(PP)、ε_(PFe)、ε_(PSi)、ε_(PC)和ε_(PCa) |
| 3.2.9 Mn-Fe-Si-C四元系中的ε_(FeSiC) |
| 3.3 讨论 |
| 3.3.1 与其他UIPM在锰基熔体应用的对比 |
| 3.3.2 Mn-Fe-Si--C-Ca-P系UIPM参数的检验 |
| 3.4 Mn-Fe-Si-C-Ca-P系在锰硅铁合金还原脱磷中的应用 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 锰硅铁合金中氧的赋存形态及其成因 |
| 4.1 Mn-Si-Fe熔体中氧的溶解度的测定 |
| 4.1.1 实验方法 |
| 4.1.2 平衡时间的确定 |
| 4.1.3 Mn-Si-Fe熔体中氧的溶解度 |
| 4.2 小样电解提取锰硅铁合金中的夹杂物 |
| 4.2.1 实验方法 |
| 4.2.2 夹杂物的形貌和组成 |
| 4.3 硅含量对锰系铁合金夹杂物组成的影响 |
| 4.4 锰硅铁合金中氧化物夹杂的来源分析及其去除工艺建议 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 锰硅铁合金的还原脱磷 |
| 5.1 用CaO-CaF_2渣对锰硅铁合金还原脱磷的试验方法 |
| 5.1.1 空气气氛下的还原脱磷 |
| 5.1.2 氩气气氛下的还原脱磷 |
| 5.2 锰硅铁合金还原脱磷与硅含量的关系 |
| 5.3 渣系组分对锰硅铁合金还原脱磷的影响 |
| 5.4 锰硅铁合金在不同材质坩埚中的还原脱磷效果 |
| 5.5 关于渣金界面还原脱磷机理的讨论 |
| 5.6 本章小结 |
| 6 氮在Mn-Si-Fe(-C)熔体中的溶解度和熔体中氮化铝和氮化钛的浓度积 |
| 6.1 Mn-Si-Fe熔体中氮的溶解度及氮化物浓度积的实验 |
| 6.1.1 氮的溶解度测量方法 |
| 6.1.2 氮化铝浓度积的测量方法 |
| 6.1.3 氮化钛浓度积的测量方法 |
| 6.2 氮在Mn-Si-Fe熔体中的溶解度 |
| 6.2.1 氮在纯锰熔体中的溶解度 |
| 6.2.2 氮在Mn-Si-Fe熔体中的溶解度与氮分压和温度的关系 |
| 6.3 Mn-Si-Fe(-C)熔体中的氮化铝浓度积 |
| 6.3.1 Mn-Si-Fe熔体中的氮化铝浓度积 |
| 6.3.2 Mn-Si-Fe-C饱和熔体中的氮化铝浓度积 |
| 6.3.3 铝对氮在Mn-Si-Fe熔体中溶解度的影响 |
| 6.3.4 C对氮化铝浓度积的影响 |
| 6.3.5 Al_4C_3存在的可能性 |
| 6.4 Mn-Si-Fe-C熔体中的氮化钛浓度积 |
| 6.5 对吹氮脱铝脱钛工艺的建议 |
| 6.6 本章小结 |
| 7 SiC和Si_3N_4固体颗粒对CaO-MgO-Al_2O_3-SiO_2系熔渣粘度的影响 |
| 7.1 CaO-MgO-Al_2O_3-SiO_2-(SiC/Si_3N_4)系熔渣粘度的测量方法 |
| 7.2 SiC对CaO-MgO-Al_2O_3-SiO_2系熔渣粘度的影响 |
| 7.2.1 粘度随温度和转速的变化规律 |
| 7.2.2 相对粘度与温度的关系 |
| 7.2.3 转速、体积分数、基渣成分和颗粒粒径对相对粘度的影响 |
| 7.2.4 非均相体系中SiC颗粒的分布 |
| 7.3 CaO-MgO-Al_2O_3-SiO_2-Si-3N_4系熔渣的粘度 |
| 7.3.1 粘度和相对粘度与温度的关系 |
| 7.3.2 转速和Si_3N_4颗粒体积分数对粘度和相对粘度的影响 |
| 7.4 本章小结 |
| 8 结论 |
| 参考文献 |
| 作者简历及在学研究成果 |
| 学位论文数据集 |
（8）固相萃取分离—电感耦合等离子体发射光谱法测定金属镍及其化合物中铬、镉、铋、铜和锰的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 符号说明 |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 课题研究的背景及意义 |
| 1.2 高纯基体和高浓度复杂基体中微痕量杂质元素分析测定方法的研究进展 |
| 1.2.1 高纯基体和高浓度复杂基体中微痕量元素的测定方法 |
| 1.2.2 微痕量元素的分离富集方法 |
| 1.3 课题研究和解决的问题 |
| 第二章 离子交换纤维柱分离-ICP-AES测定金属镍及其化合物中的铬 |
| 2.1 引言 |
| 2.2 实验部分 |
| 2.2.1 仪器及其工作条件 |
| 2.2.2 主要试剂 |
| 2.2.3 试验方法 |
| 2.3 结果与讨论 |
| 2.3.1 镍对铬测定的影响 |
| 2.3.2 NH_4SCN浓度对吸附Ni(Ⅱ)的影响 |
| 2.3.3 pH值对吸附Ni(Ⅱ)和Cr(Ⅲ)的影响 |
| 2.3.4 纤维用量对吸附Ni(Ⅱ)的影响 |
| 2.3.5 Ni(Ⅱ)和Cr(Ⅲ)的流出曲线 |
| 2.3.6 方法检出限和定量下限 |
| 2.3.7 样品分析 |
| 2.4 结论 |
| 第三章 固相萃取-ICP-AES测定金属镍及其化合物中的镉和铋 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 实验部分 |
| 3.2.1 仪器及其工作条件 |
| 3.2.2 主要试剂 |
| 3.2.3 实验方法 |
| 3.3 结果与讨论 |
| 3.3.1 镍对镉、铋测定的影响 |
| 3.3.2 萃取吸附条件的选择 |
| 3.3.3 Ni(Ⅱ)的吸附情况 |
| 3.3.4 负载纤维洗脱前的洗涤 |
| 3.3.5 洗脱条件的选择 |
| 3.3.6 方法检出限和定量下限 |
| 3.3.7 样品分析 |
| 3.4 结论 |
| 第四章 固相萃取-ICP-AES测定金属镍及其化合物中的铜 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 实验部分 |
| 4.2.1 仪器及其工作条件 |
| 4.2.2 主要试剂 |
| 4.2.3 实验方法 |
| 4.3 结果与讨论 |
| 4.3.1 镍对铜测定的影响 |
| 4.3.2 萃取吸附条件的选择 |
| 4.3.3 Ni(Ⅱ)的吸附情况 |
| 4.3.4 洗脱条件的选择 |
| 4.3.5 Ni(Ⅱ)的洗脱情况 |
| 4.3.6 方法检出限和定量下限 |
| 4.3.7 样品分析 |
| 4.4 结论 |
| 第五章 固相萃取-ICP-AES测定金属镍及其化合物中的锰 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 实验部分 |
| 5.2.1 仪器及其工作条件 |
| 5.2.2 主要试剂 |
| 5.2.3 实验方法 |
| 5.3 结果与讨论 |
| 5.3.1 镍对锰测定的影响 |
| 5.3.2 萃取吸附条件的选择 |
| 5.3.3 Ni(Ⅱ)的吸附情况 |
| 5.3.4 洗脱条件的选择 |
| 5.3.5 方法检出限和定量下限 |
| 5.3.6 样品分析 |
| 5.4 结论 |
| 第六章 结论与展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读硕士学位期间发表的学术论文 |
（9）高炉生产配料过程多目标优化模型研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 课题背景及意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 高炉配料优化模型研究现状 |
| 1.2.2 多目标进化算法研究现状 |
| 1.2.3 约束处理方法研究现状 |
| 1.3 论文的主要研究内容和结构安排 |
| 第2章 高炉生产配料过程多目标优化模型的建立 |
| 2.1 引言 |
| 2.2 高炉冶炼过程的工艺机理 |
| 2.3 高炉生产配料过程多目标优化模型的建立 |
| 2.3.1 优化变量 |
| 2.3.2 目标函数 |
| 2.3.3 约束条件 |
| 2.4 本章小结 |
| 第3章 基于新环境Pareto支配选择策略的约束多目标分解进化算法提出 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 约束多目标优化问题 |
| 3.2.1 约束多目标优化问题的数学模型 |
| 3.2.2 Pareto解集的概念 |
| 3.3 MOEA/D算法理论 |
| 3.3.1 分解策略 |
| 3.3.2 权重向量生成方法 |
| 3.3.3 MOEA/D算法流程 |
| 3.3.4 MOEA/D算法特点 |
| 3.3.5 MOEA/D算法发展 |
| 3.4 基于新环境Pareto支配选择策略的约束多目标分解进化算法 |
| 3.4.1 新环境Pareto支配选择策略 |
| 3.4.2 MOEA/D-DE-EPDS算法流程 |
| 3.5 仿真实验及结果分析 |
| 3.5.1 性能测试指标 |
| 3.5.2 测试函数 |
| 3.5.3 参数设置 |
| 3.5.4 仿真研究 |
| 3.6 本章小结 |
| 第4章 基于MOEA/D-DE-EPDS算法的高炉多目标优化模型研究 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 基于MOEA/D-DE-EPDS的高炉生产配料多目标优化模型求解 |
| 4.2.1 数据分析 |
| 4.2.2 模型整体结构 |
| 4.2.3 参数设置 |
| 4.2.4 仿真结果及分析 |
| 4.3 本章小结 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 攻读硕士学位期间承担的科研任务与主要成果 |
| 致谢 |
（10）转炉冶炼中高碳钢过程及终点控制研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 转炉炼钢技术的发展历程 |
| 2.1.1 世界转炉炼钢技术的发展演变 |
| 2.1.2 我国转炉炼钢技术的发展历史 |
| 2.2 转炉吹炼过程的冶金特征 |
| 2.2.1 转炉吹炼过程化学反应的基本特点 |
| 2.2.2 转炉吹炼过程氧气射流与熔池的相互作用 |
| 2.3 转炉炼钢控制模型的研究现状 |
| 2.3.1 转炉炼钢静态控制模型 |
| 2.3.2 转炉炼钢动态控制模型 |
| 2.3.3 转炉炼钢全自动吹炼控制模型 |
| 2.4 论文结构与研究内容 |
| 3 转炉炼钢过程吹氧和造渣优化控制模型 |
| 3.1 转炉炼钢过程吹氧优化控制模型 |
| 3.1.1 转炉炼钢过程吹氧量预报模型的构建 |
| 3.1.2 转炉吹炼主要工艺参数对熔池搅拌混匀效果的影响 |
| 3.1.3 转炉炼钢过程吹氧枪位和氧流量的优化 |
| 3.2 转炉炼钢过程造渣优化控制模型 |
| 3.2.1 造渣料加入量模型 |
| 3.2.2 冷却剂加入量模型 |
| 3.3 本章小结 |
| 4 基于熔池混匀度的转炉(无副枪)冶炼过程模型 |
| 4.1 转炉冶炼过程脱碳模型 |
| 4.1.1 经典脱碳三阶段理论 |
| 4.1.2 转炉熔池混匀度 |
| 4.1.3 冶炼过程脱碳模型的建立 |
| 4.2 转炉冶炼过程温度变化模型 |
| 4.2.1 冶炼过程热效应分析 |
| 4.2.2 冶炼过程温度变化模型的建立 |
| 4.3 基于熔池混匀度的转炉(无副枪)冶炼过程模型的构建与验证 |
| 4.3.1 转炉(无副枪)冶炼过程模型的构建 |
| 4.3.2 转炉(无副枪)冶炼过程模型的验证 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 转炉冶炼后期钢水磷和锰含量预报模型 |
| 5.1 转炉冶炼后期钢水磷含量预报模型 |
| 5.1.1 炼钢过程脱磷的热力学分析 |
| 5.1.2 多层递阶回归分析方法简介 |
| 5.1.3 基于多层递阶回归分析的冶炼后期钢水磷含量预报模型 |
| 5.2 转炉冶炼后期钢水锰含量预报模型 |
| 5.2.1 基于多元线性回归分析的冶炼后期钢水锰含量预报模型 |
| 5.2.2 基于BP神经网络的冶炼后期钢水锰含量预报模型 |
| 5.2.3 基于遗传算法优化的BP神经网络冶炼后期锰含量预报模型 |
| 5.3 本章小结 |
| 6 转炉冶炼末期补吹模型 |
| 6.1 转炉补吹阶段钢水脱碳升温规律 |
| 6.1.1 补吹阶段钢水的脱碳规律 |
| 6.1.2 补吹阶段钢水的升温规律 |
| 6.2 转炉补吹阶段钢水锰、磷和硫含量变化规律 |
| 6.2.1 补吹阶段钢水锰含量的变化规律 |
| 6.2.2 补吹阶段钢水磷含量的变化规律 |
| 6.2.3 补吹阶段钢水硫含量的变化规律 |
| 6.3 转炉冶炼末期补吹模型的建立与应用 |
| 6.3.1 补吹模型的构建 |
| 6.3.2 补吹模型的应用 |
| 6.4 本章小结 |
| 7 转炉冶炼中高碳钢过程及终点控制技术 |
| 7.1 转炉冶炼中高碳过程及终点控制模型集的构建 |
| 7.1.1 模型集的架构 |
| 7.1.2 模型集的建立 |
| 7.2 转炉冶炼中高碳钢过程及终点控制技术的提出 |
| 7.2.1 技术的主要内容 |
| 7.2.2 技术的实施情况 |
| 7.3 转炉冶炼中高碳钢在线模拟与辅助控制系统的研发 |
| 7.3.1 系统的设计 |
| 7.3.2 系统的运行 |
| 7.4 本章小结 |
| 8 结论及展望 |
| 8.1 论文结论 |
| 8.2 论文创新点 |
| 8.3 展望 |
| 参考文献 |
| 附录A |
| 作者简历及在学研究成果 |
| 学位论文数据集 |
四、生铁中Mn,Si,P,As的测定及溶样方法改进（论文参考文献）
- [1]碱煮钨渣碳热还原热力学及机制[D]. 谢岁. 江西理工大学, 2021(01)
- [2]电感耦合等离子体串联质谱测定高温合金中痕量锗砷磷硫[D]. 郭红巧. 钢铁研究总院, 2021(01)
- [3]贵州铜仁中低品位锰矿选矿研究[D]. 杨创. 贵州大学, 2020
- [4]黄陵煤中磷元素赋存状态及脱除方法研究[D]. 朱晨浩. 西安科技大学, 2020(01)
- [5]安徽庐枞盆地铁矿床成矿系统和成矿模式研究[D]. 刘一男. 合肥工业大学, 2019
- [6]钒渣无盐焙烧-温和铵浸清洁生产V2O5应用基础研究[D]. 李猛. 东北大学, 2018
- [7]锰硅铁合金炉外精炼的基础研究[D]. 韩培伟. 北京科技大学, 2017(05)
- [8]固相萃取分离—电感耦合等离子体发射光谱法测定金属镍及其化合物中铬、镉、铋、铜和锰的研究[D]. 李敏. 广西大学, 2016(02)
- [9]高炉生产配料过程多目标优化模型研究[D]. 王雅洁. 燕山大学, 2016(02)
- [10]转炉冶炼中高碳钢过程及终点控制研究[D]. 汪宙. 北京科技大学, 2016(05)