一、用氨浸一次液生产ADM工艺探索(论文文献综述)
景晓东[1](2015)在《“热裂化—过热水蒸汽直接加热裂解”两步法回收废聚烯烃的研究》文中研究指明本文以扩大乙烯裂解原料范围和回收废聚烯烃为目的,采用过热水蒸汽直接加热裂解技术替代传统的管式炉蒸汽裂解,将间接加热改为直接加热,对非传统裂解原料进行高温裂解制取小分子烯烃。本文首次将聚烯烃单体回收的两步法与石油烃的过热水蒸汽直接加热裂解有机结合起来,形成新的“热裂化-过热水蒸汽直接加热裂解”两步法工艺技术方案。据此将乙烯裂解原料扩大到重油、原油甚至废聚合物。具体设计、建立了两套聚烯烃热裂化实验装置和四套过热水蒸汽直接加热裂解石油烃/聚烯烃裂化液实验装置。并利用这些装置分别研究了聚烯烃的热裂化、聚烯烃共裂化、聚烯烃/烃共裂化、过热水蒸汽直接加热裂解石油烃/聚烯烃裂化液等内容。研究中重点关注实验条件对裂化产物的影响、共裂化过程中不同组分的相互作用、热裂化的动力学、高温裂解反应器对裂解效果的影响等,并提出相应的裂化或裂解机理模型。新技术具有节能、环保、低碳排放、废物资源化等特点。本文的研究对该项技术的应用推广具有很重要的意义。主要研究内容和结果如下。(1)提出通过聚烯烃的热裂化制取乙烯裂解原料的实验方法。实验结果表明,当裂化温度和停留时间适当组合时,可以实现低粘度的液体产物的高产率,且液体产物中主要含有烷烃,烯烃和芳香烃含量很少,适合用作乙烯裂解原料。(2)研究了聚烯烃共裂化过程中PE与PP之间存在的相互作用及其机理。LDPE/PP共裂化实验中,PP含量大于30 wt%时,PP的作用开始显着。30/70 LDPE/PP共裂化时出现协同效应,即相比于单独裂化,共裂化产生了更多的挥发性气体产物。PP与LDPE之间的相互影响不仅与PP比例有关,亦与停留时间相关。PP在LDPE/PP中的含量与烷烃气体的产率相关,这说明PP与LDPE的相互影响主要决定烷烃的分布。相对于单独裂化,LDPE/PP共裂化时,甲烷、乙烷及丙烷等烷烃获得较高的产率。LDPE/PP共裂化相互影响的机理与LDPE及其裂化产物与PP及其裂化产物之间的氢转移有关。氢转移不仅发生在液相,也发生在气相。本实验条件大大加强了分子间的氢转移:PP及其裂化产物的异构特征使得C-C键断裂具有更大的可能性,从而生成更多的自由基,而LDPE及其裂化产物则具有更多的仲碳氢,使得分子间发生氢转移具有更大的可能性。这两个因素的结合共同增强了分子间的氢转移发生,进而增强了两种物料之间的相互作用。实验还表明,PP与PE之问的相互作用,不仅与温度、停留时间相关,而且与相互的状态相关,外力搅拌有利于传热增强,更有利于相互作用的增强。(3)聚烯烃与液态烃或石蜡的共裂化可以获得较好的裂化效果。异构烷烃能促进HDPE裂化并使得HDPE产生更多的挥发性气体产物。这种促进作用很可能与异构烷烃与HDPE的长链烃之间的自由基分子间氢转移有关。将挥发性气体产物进一步划分为石蜡/油和气体产物,HDPE与HDPE/PP热裂化产物(HPCP3)、重柴油(HGO)共裂化时,不同混合比例表现出不同的影响效果。当HDPE与烃的质量比为2:1时,既能促进油和石蜡的生成,又不会导致生成更多的气体。(4)实验验证了过热水蒸汽直接加热裂解石油烃/聚烯烃裂解液原理上可行,具有很好的裂解效果。过热水蒸汽直接加热裂解中,水蒸汽既提供裂解所需热量,又起到稀释作用。对无水蒸汽参与的间接加热裂解、水蒸汽仅起稀释作用的间接加热裂解、和水蒸汽直接加热裂解进行对比实验显示,在同等条件下,直接加热裂解获得了更高的小分子烯烃产率、更高的乙烯/甲烷摩尔含量比和更好的实验连续性。实验还证实,碳数更集中的物料裂解效果优于碳数分布广的物料,因此对聚烯烃裂化液进行馏分分割再裂解是较好的选择。(5)高温裂解的实验条件与裂解反应器的结构密切相关。通过改善反应器结构以增强物料混合效果、提高裂解温度和缩短停留时间,可以明显改善石油烃的裂解效果。以轻柴油(LGO)为裂解原料时,首先,通过提高反应温度、缩短停留时间,裂解气中乙烯的摩尔含量从38.67%增加到42.95%,乙烯/甲烷摩尔含量比从2.45增加到2.72。其次,当改变原料入口面积,提高原料预热温度时,裂解气中乙烯的摩尔含量增加到45.36%,乙烯与甲烷摩尔含量比增加到3.14,同时乙烯与H2的摩尔含量比增加至3.27。这些结果说明反应器结构的改善不仅可以提高乙烯产率,而且可以提高烯烃的选择性,避免过多甲烷、H2等的产生。本实验的裂解结果高于传统管式炉的裂解结果(乙烯占31.86%)。此外,通过改善反应器进料结构以增强原料与过热水蒸汽的混合效果,所得液体产物也由棕色带黑色沉淀物转变为浅黄色液体,这说明混合效果的改善可以使得裂解过程中主要发生断链反应,环化、脱氢、聚合等二次反应显着减少。同时,根据对裂解产物的详细分析建立了高温裂解机理模型。
林传权[2](2011)在《胃乃安新制剂提取分离工艺研究及抗胃黏膜损伤机制初探》文中提出背景、目的与意义胃乃安胶囊是国家中药保护品种、广东省名牌产品,源自广东省名老中医梁乃津的经验方,由黄芪、三七、红参、人工牛黄、珍珠层粉组成,治疗胃及十二指肠慢性溃疡、慢性胃炎等消化道黏膜损伤性疾病临床效果良好,经济效益和社会效益显着。原制备工艺黄芪水煎,三七、红参粉碎,使到临床单次服用量大(1号胶囊,每次4粒),不利于患者服用,此外,制剂的药效学和作用机制等基础研究工作有待深入,为了进一步适应新形势下消费者对中成药产品提出的更高要求,以及产品的现代先进生产技术更新和升级,有对胃乃安胶囊进行二次开发的现实必要性。鉴于珍珠层粉、人工牛黄为粉末状,不宜直接提取,本论文将胃乃安胶囊主要组成药物黄芪、三七、红参作为一个研究整体,研究提取分离新工艺,及其新工艺制剂(即胃乃安新制剂)抗胃黏膜损伤的多胺、自由基作用机制,为胃乃安胶囊二次开发提供新的提取分离工艺方案及其药理学科学依据。本论文以保持原处方不变前提下(即黄芪、三七、红参,按756:76:25原处方比例组成,简称“三药”,下同)进行“三药”提取、分离工艺优化及新制剂的抗胃黏膜损伤机制探讨为研究内容,药效导向下,综合评价化学成分收率(紫外分光光度法和高效液相色谱测定皂苷、黄酮、多糖类)、干膏得率和总固体去除率进行提取溶媒筛选、提取工艺优化、优化三种分离工艺(醇沉、树脂吸附、膜分离)参数、优选一种分离工艺、中试研究综合评价提取分离工艺,以提升工艺科技含量、降低临床服用量;在此基础上,观察胃乃安新制剂抗胃黏膜损伤的药效作用及对多胺、自由基的作用机制,探明新制剂的作用机制,以更科学地指导新制剂的临床应用。方法1.以盐酸乙醇急性胃溃疡模型考察“三药”水煎提取和70%乙醇提取,筛选提取溶媒。2.以化学成分收率、干膏得率为指标,对提取时间、溶媒比单因素分析后,采用三因素三水平的正交实验筛选提取时间、溶媒比、提取次数三因素的最佳水平;进一步对提取次数优化考察,确定工艺参数;盐酸乙醇急性胃溃疡模型和冰乙酸致慢性胃溃疡模型比较新提取工艺制剂(新提取工艺模拟胃乃安液)与胃乃安胶囊的药效,考察工艺的有效性。3.盐酸乙醇急性胃溃疡模型导向下,以化学成分收率、总固体去除率为指标分别优化醇沉、膜分离、树脂吸附工艺参数,放大实验水平并在多种药效模型及工艺经济成本估算结果下平行筛选三种分离工艺。4.以化学成分收率、总固体去除率、膜通量为指标,进行两批次的中试研究考察提取、分离工艺稳定性,以干固物减少率为指标考察提取分离工艺比原工艺的优越性,并以盐酸乙醇急性胃溃疡、消炎痛致急性胃溃疡和NaOH致急性胃损伤为模型进行胃乃安新制剂的药效实验,考察提取分离工艺的有效性。5.选用“三药”的第二批中试研究浸膏按原处方配比加入珍珠层粉、人工牛黄配制胃乃安新制剂,以碘乙酰胺致慢性胃炎、水浸束缚致应激性胃溃疡为模型,在肉眼大体观察、病理镜下、透射电镜三种水平从宏观到微观对胃乃安新制剂抗胃黏膜损伤的药效作用进行评价,检测胃组织多胺、自由基水平,分析多胺与自由基的相关性,以揭示多胺、自由基在胃黏膜损伤发病的作用与意义。结果1.“三药”混合水提液溃疡抑制率(44.28%)高于“三药”醇提液(33.86%)。2.以6、8、10倍溶媒比水平和1.5h、2h、2.5h提取时间水平保证化学成分收率较高;正交实验结果表明提取次数的差异具有统计学意义,选取6倍溶媒比、1.5h、3次提取为较优方案;提取次数优化考察表明,第三次提取综合评分权重为15.72%;比较混合提取和单提再混合的药效,混合提取液溃疡抑制率(36.92%)高于单提再混合液(30.70%);新提取工艺用时比原工艺减少2h;新提取工艺制剂对盐酸乙醇急性胃溃疡模型溃疡抑制率(76.77%)高于胃乃安胶囊(65.19%),对慢性胃溃疡模型溃疡抑制率(84.22%)、溃疡愈合率(66.67%)高于胃乃安胶囊(44.03%、44.44%)。3.以生药量0.857g/mL原液进行50%醇沉,上清液化学成分收率、总固体去除率较高,溃疡抑制率达80.74%;膜分离优化方案为”三药”水煎合提的药液过400目筛后直接过200nm的陶瓷膜在频率(41.45HZ)、2.0bar压力(即进膜压力2.5bar,出膜压力1.5bar)、膜通量(65 gcm2-h)、料液温度(25-50℃)下进行透析;膜分离的化学成分收率、总固体去除率和药效结果综合评分(61.75)高于醇沉(58.15);膜分离工艺经济成本评分(24.13)与醇沉(25.20)接近,高于树脂吸附(13.14)。4.两批次中试研究的膜通量变化趋势一致性好,干膏得率接近(23.44%、23.19%),化学成分收率整体水平平行性好,干固物减少率较近(28.01%、26.74%);第二批中试胃乃安新制剂盐酸乙醇急性胃溃疡的溃疡抑制率(82.42%)、消炎痛致急性胃溃疡的溃疡抑制率(81.72%)、NaOH致急性胃损伤的损伤抑制率(75.17%),均高于胃乃安胶囊的抑制率。5.肉眼大体观察、病理镜下评价胃乃安新制剂对慢性胃炎、应激性胃溃疡的损伤评分明显减少(P<0.05与模型组比),透射电镜下,新制剂高剂量逆转胃黏膜超微结构的改变;新制剂高剂量组SOD活性提升(P<0.05与模型组比),降低MDA含量(P<0.05与模型组比),胃组织多胺含量明显升高(P<0.05与模型组比),均呈剂量依赖性关系;慢性胃炎模型SOD与腐胺、精脒的相关性较大(P<0.05),而MDA与腐胺、精脒、精胺无相关性;应激性胃溃疡多胺与MDA、SOD无相关性。结论1.确立了胃乃安新制剂“三药”(黄芪、三七、红参)提取分离工艺,与原工艺比较,新提取分离工艺的稳定性良好,节能省时,临床服用量降低,疗效增强,开发价值较大,结果具有实际指导意义,适于胃乃安生产使用。2.胃乃安新制剂抗胃黏膜损伤效果好,创新性地展示了促进多胺合成、降低自由基水平可能是其保护胃黏膜作用机制之一;慢性胃炎模型多胺可能通过提高SOD活性清除MDA,而应激性胃溃疡模型的自由基与多胺相关性不大,提示不同模型的病理机制不同,自由基、多胺发挥作用的途径可能不同。3.本研究是在保持原处方不变前提下,从实验室筛选到中试研究再到作用机制初步探明,研究较为合理、系统化,方法学上具备一定创新性,研究结果具备现实指导意义,为新制剂临床应用提供可靠的科学依据,并为名优中成药二次开发提供一种新的思路与方法。
曹占芳[3](2010)在《辉钼矿湿法冶金新工艺及其机理研究》文中提出针对现有辉钼矿焙烧工艺污染严重,且难以实现钼及伴生金属高效经济回收的弊端,进行了辉钼矿常温常压湿法浸出和浸出液中钼、铼的分离富集及其机理的研究,为发展环境友好的钼湿法冶金新工艺提供理论基础。基于含氧氯酸盐在溶液中具有高的电极电位,表现出很强氧化能力的特性,对氯酸钠和次氯酸钠氧化分解辉钼矿、黄铜矿等进行热力学计算。结果表明,氯酸钠、次氯酸钠氧化分解辉钼矿、黄铜矿等过程的△G°值均为负值,且绝对值较大,说明氯酸纳、次氯酸钠都能应用于对辉钼矿的氧化分解。研究了氯酸钠氧化分解辉钼矿的行为与规律,发明了一种使用电解氯化钠盐水生成的氯酸钠电解液为氧化剂、在酸性水溶液条件下高效氧化分解辉钼矿精矿的新方法。以氯酸钠为氧化剂,在C(NaCl)=0.71 mol/L,C(H2SO4)=73.3 g/L,NaClO3/MoS2=3.6(mol/mol),L/S=30,T=70℃,搅拌速率为400 r/min, t=6 h的条件下,钼的浸出率为98.62%,铼的浸出率为99.52%,铜的浸出率为99.77%,铁的浸出率为99.28%,实现了多种硫化矿物的全分解。在对氯酸钠氧化分解辉钼矿研究的基础上,将电化学合成的氯酸钠电解液,不经净化、结晶等操作,调整酸度后直接用来浸出辉钼矿。优化确定采用的氯酸钠电解合成工艺条件为:槽电压3.0V,电流密度653.2 A/m2,搅拌速度100 r/min,Na2Cr2O7浓度3 g/L, pH=6.7,温度75℃,电解时间35h,此时电解液含氯酸钠290.90g/L,含次氯酸钠7.08g/L,钼、铼浸出率分别为98.51%和99.56%。采用氯酸钠电解液湿法氧化分解辉钼矿的方法具有氧化剂生产成本低、使用安全等优点。浸出动力学研究表明浸出过程符合收缩核模型,表观活化能Ea=104.6 kJ/mol,过程受化学反应控制。研究并揭示了辉钼矿的电氧化分解过程与机理,发明了一种应用碳酸盐-酸式碳酸盐缓冲体系的辉钼矿选择性电氧化浸出方法,实现了辉钼矿与黄铜矿等金属硫化矿物的选择性浸出,显着提高了电流效率。电氧化分解辉钼矿研究表明,pH=9时,辉钼矿分解速率最快,将碳酸盐-酸式碳酸盐缓冲体系应用到辉钼矿电氧化浸出过程中,在槽电压3.5V电流密度653.2 A/m2,液固比25:1,搅拌速度400 r/min,氯化钠浓度4mol/L,碳酸钠6g/L,碳酸氢铵5g/L,缓冲体系pH=8.5-9.5,室温的条件下,电解240min时钼浸出率可达99.35%,铼浸出率为99.79%,电流效率为62.75%,而非缓冲体系电氧化工艺达到同样钼浸出率时电流效率仅为40.44%。通过缓冲体系的应用,使钼精矿中钼、铼选择性高效氧化浸出,而黄铜矿基本不浸出,浸出渣中铜含量为10.84%,回收率达到97.93%。缓冲体系中电氧化工艺是一种更为高效环保的辉钼矿选择性电氧化分解工艺。该工艺特别适用于德兴铜矿高铜钼精矿的的湿法分解。通过对电氧化过程阳极氧化、氧化剂变化规律的研究,建立了电氧化浸出过程的动力学模型,揭示了缓冲体系中电氧化分解辉钼矿的浸出机理。结果表明,辉钼矿在阳极上不能直接被氧化,NaCl介质中析氯反应起了主导作用,辉钼矿的氧化浸出主要是借助于阳极析出的氯气转化生成的氧化剂,氧化剂主要成分是NaClO。浸出动力学研究表明,pH=9的碳酸盐-酸式碳酸盐缓冲体系中,辉钼矿的浸出表观活化能Ea=8.56 kJ/mol,过程受固膜扩散控制。采用溶剂萃取技术对辉钼矿浸出液中的Mo(Ⅵ)、Re(Ⅶ)进行了萃取与反萃研究,建立了萃取反应模型方程,揭示了萃取剂N235对钼、铼金属离子的萃取机理。在优化的萃取条件下,氯酸钠电解液浸出辉钼矿溶液经3级萃取后,Mo(Ⅵ)、Re(Ⅶ)的萃取率分别达到99.84%和95.19%;采用17%的氨水为反萃剂,在优化的反萃条件下,3级反萃后Mo(Ⅵ)、Re(Ⅶ)的反萃率分别达到99.90%和99.73%。在优化的萃取条件下,电氧化分解辉钼矿浸出液经3级萃取后,Mo(Ⅵ)、Re(Ⅶ)的萃取率分别达到99.77%和94.73%;采用17%的氨水为反萃剂,在优化的反萃条件下,3级反萃后Mo(Ⅵ)、Re(Ⅶ)的反萃率分别达到99.89%和99.54%。等摩尔法实验和红外光谱分析表明,N235萃取Mo(Ⅵ)、Re(Ⅶ)离子时,叔胺基与溶液中的离子发生了配位反应,分别以(R3NH2)[(MoO2)2(SO4)3]和R3NH.ReO4形式进行萃取。采用D201树脂对反萃液中的Mo(Ⅵ)、Re(Ⅶ)吸附分离性能进行了考察,建立了树脂吸附动力学和热力学模型,揭示了阴离子交换树脂对Mo(Ⅵ)、Re(Ⅶ)的吸附机理。静态吸附实验表明,D201树脂对Mo(Ⅵ)、Re(Ⅶ)的吸附容量都随吸附时间和金属离子初始浓度的增加而增大。静态分离实验表明,树脂对溶液中的Re(Ⅶ)具有良好的吸附选择性,溶液中Mo(Ⅵ)初始浓度越大分离因子越高。对氯酸钠浸出体系反萃液,在吸附温度30℃,pH=8,吸附时间1h条件下,Re(Ⅶ)、Mo(Ⅵ)吸附率分别为92.41%、3.19%,分离因子为190.49;对电氧化浸出体系反萃液,在吸附温度30℃,pH=8,吸附时间1h条件下,Re(Ⅶ)、Mo(Ⅵ)吸附率分别为92.18%、3.46%,分离因子为169.56。实验数据符合Boyd液膜扩散方程,树脂对Mo(Ⅵ)、Re(Ⅶ)的吸附过程属于液膜扩散控制过程。吸附过程为单分子层吸附,符合Langmuir和Freundlich等温吸附模型,根据拟合结果计算得到的D201树脂对Mo(Ⅵ)、Re(Ⅶ)的饱和吸附容量分别为4.2633 mmol/g、4.2355 mmol/g。全流程技术经济分析表明,与传统焙烧工艺相比,缓冲体系电氧化浸出工艺是一种高效环保的辉钼矿湿法分解工艺。对于德兴铜矿的辉钼精矿,钼回收率达到99.04%,铼回收率达到85.84%,铜回收率超过97%,年净增经济效益2000多万元,减排SO22681t/年,具有明显的经济效益和环境效益。
戴艳萍[4](2010)在《氧化铜矿的化学处理研究》文中研究表明我国铜矿资源的特点是贫矿多,富矿少,氧化铜矿约占我国铜矿总储量的四分之一。但不少氧化铜矿由于氧化率高、含泥量大而未得到合理的开发和利用。因此,研究氧化铜矿的开发和利用方法,具有较为重要的理论价值和实际意义。本论文矿样采自云南某铜矿,原矿含铜1.70%,氧化率为80.12%,结合率为24.56%,该铜矿石成分复杂,铜矿物嵌布粒度极细,属于泥化严重,结合铜含量和硅含量很高的高氧化率矿物。浮选探索试验中进行了直接用氧化铜矿捕收剂浮选和硫化浮选,结果表明本矿样不宜采用浮选法进行回收。采用常温常压搅拌酸浸—萃取—电积法处理该氧化铜矿,在磨矿细度-0.074mm占84%、液固比4:1、硫酸浓度2 mol/L、搅拌强度300r/min的条件下浸出5h,铜浸出率可达85%,浸渣中铜品位为0.28%左右,浸液中铜离子浓度为2.50g/L左右,取得了较好的浸出指标。对浸液进行萃取试验,在萃取剂浓度为15%、萃取时间为90s、萃取相比为1:3(O/A)时铜萃取率能达到96.27%。对负载有机相用硫酸进行反萃试验,当反萃剂硫酸浓度为2mol/L,反萃时间为120s,反萃相比为3:1(O/A)时铜反萃率可达99.60%。对反萃所得富铜液进行电积试验,选用镀铜电极为阴极材料,铅锑合金电极为阳极材料,保持极距为6cm,在电积电流密度为200A/m2,电积温度为50℃,电积时间为1h的条件下,得出质量符合要求的阴极铜。在浸出过程中,温度对浸出速率有很大影响,随着温度的升高,浸出速率增大,浸出达到平衡所需的时间缩短,在浸出未达到平衡之前,浸出率与浸出时间之间成直线关系。氧化铜矿的酸浸属于无固态产物层的浸出反应,其动力学模型可以用收缩核模型来描述,浸出过程受化学反应控制,表观活化能为50.591 kJ/mo1。
李良[5](2004)在《真空法回收利用废干电池的研究》文中研究指明废干电池含有多种重金属,直接丢弃不但污染环境,对资源也是极大浪费。对其进行处理,消除其对环境的危害性并回收有价物质,是多年来不少国内外研究者努力的目标。作者以废干电池中数量最大的锌锰电池为研究对象,在前人研究成果的基础上,提出了采用真空法直接回收废电池中汞和锌的新工艺。该工艺的主要原理:基于组成废干电池的各组分在同一温度下具有不同的蒸汽压,在真空中通过蒸发和冷凝,使其分别在不同的温度下相互分离,从而实现综合回收与利用。整个工艺分两步进行,第一步:在300℃左右真空蒸发易挥发的汞并冷凝回收;第二步:加入氧化钙使氯化锌转化成氧化锌,并在800~900℃真空还原氧化锌,产生的锌与电池中原末反应的锌一起被蒸出并冷凝回收,从而实现电池中的三种锌(Zn,ZnCl2,ZnO)均以金属锌形式回收。主要研究内容: 首先采用双硫腙-苯分光光度法检测了几种废锌锰电池,结果表明:废干电池中汞大部分集中在锌皮和锌粉,但是其它部位也含少量的汞。而且随着腐蚀程度加重,电池中的汞发生迁移,锌负极所含汞向膜、浆层纸及电芯迁移,所以废电池须集中处理,以便彻底消除汞的污染。其次研究了真空法脱汞的可行性及规律性,探讨温度、系统残压、蒸馏时间和破碎形式对脱汞的影响。结果表明:含汞10-2%-10-3%的酸性锌锰干电池,在300℃和系统残压为35~500Pa的条件卜,真空处理3h,残渣含汞量可至1ppm以下。在温度300℃,系统残压35~620Pa的条件下,真空处理4h后,汞含量为0.5%-1%的碱性锌锰干电池,其残渣汞量可降至10-6的水平。此外,升温、降压、延时及破碎均有利于汞的脱除。在整个工艺过程中,汞实现了真空封闭回收,克服了其他处理工艺普遍存在的汞的二次污染问题,从而消除了废锌锰干电池中的汞对环境的危害。 从热力学角度分析了氧化钙将ZnCl2转化成ZnO以及ZnO的碳真空还原的可行性,据此提出了废干电池锌的回收路线。经过试验证明:向废电池加入其质量1/5的CaO可较完全地将ZnCl2转化为ZnO;而后加热剑800~900℃,在一定压强范围内可真空还原ZnO,所得的金属锌和电池原有金属锌在高温下挥发冷凝回收。此法回收率高,渣的锌含量可低至0.06%,而且实现三种状态的锌都以锌金属回收。试验还证明升温、降压和延时均有利于真空回收锌。
史风梅[6](2004)在《废镍镉电池中镉的回收及资源化研究》文中研究表明中国是一个电池生产和出口的大国,其中镍镉电池的生产也不例外。当这些电池成为废电池而处置不当时会带来一系列环境和社会问题。废镍镉电池中的镉进入环境后,会造成植物的生长发育滞缓,在生物体内会引起残留或富集,最终通过食物链等进入人体,危及人类健康。 废旧镍镉电池中含有大量的有价值金属和物质。据估计,全球每年镍镉电池的生产量为60000吨,因此而消耗掉7000吨以上的镉。在国内,仅2000年,在废镍镉电池中约含有360多吨的镉。所以从资源回收利用及保护环境出发,对废镍镉电池进行资源化研究是非常有意义的。 废旧镍镉电池的处理工艺可以分为湿法冶金和火法冶金。本文采用湿法冶金的方法对如何处理废镍镉电池作了有益地尝试。本文首先对废镍镉电池的活性物质的成分进行了测试和分析,确定在废镍镉电池活性物质中主要的元素是镉和镍,废镍镉电池的资源回收主要是镉同其它金属元素的分离。 然后,通过采用不同的溶剂:盐酸、硫酸和氨水对焙烧后的废镍镉电池的活性物质进行浸取实验,然后对废镍镉电池中的镉在一定浓度的氨水中的浸取特性进行了研究。 最后,在氨浸实验的基础上,创造性地提出采用氨-氯化铵平衡体系浸取废旧镍镉电池中的镉,有效的实现了镉的回收利用,降低了处理成本。得出的结论主要有: (1)在氨水溶液和氨-氯化铵缓冲溶液中,镉与其它元素的分离效果较理想,引入磁选工序,可减轻设备的工作负荷,增加废镍镉电池的处理效率。与原有氨浸工艺相比,缩短了工艺流程,节省能源;避免了火法冶金处理废镍镉电池过程中由于高温产生的镉蒸汽污染以及镉及其它有害物质进入炉渣而造成的二次污染;弥补了采用金属置换法时产品纯度不高以及其他萃取剂昂贵的不足。 (2)氨浸实验中影响镉浸取的因素主要有:浸取液浓度、浸取温度和镍镉电池的焙烧条件。镉浸取率为98.8%,回收产物氢氧化镉的纯度98%以上,镉元素的回收率可以达到95.9%。采用氨-氯化铵缓冲溶液浸取时,氨水的浓度、氯化铵的浓度和浸取液的体积对镉的浸取率影响比较大,镉浸取率为中文摘要 98.6%,回收产物cds的纯度98.2%。浸取液中的福几乎被完全回收,浸取 产物的产量提高,而浸取液的用量大幅度降低,为原来的1/6。并且浸取液 中氨的浓度降低,用量少,有效地降低了氨挥发导致的风险。
杨小寒[7](2004)在《废弃植物纤维水解的研究》文中研究说明本文以资源综合利用为目的,对植物纤维废弃物中的玉米秸秆、玉米芯及纺织厂残棉的水解进行了研究,水解方式包括浓硫酸水解、稀硫酸水解、纤维素酶水解;并对水解液的乳酸发酵利用进行了初步探索。 本文研究了纤维材料的浓硫酸水解,考察温度、硫酸浓度(50%~80%)、原料粒度、底物浓度对水解的影响。通过实验发现,影响玉米秸秆浓硫酸水解的主要影响因素是硫酸浓度和水解温度,底物浓度和颗粒尺寸对水解速度及还原糖产率影响较小。对于玉米秸秆,水解速率随温度提高而提高,随硫酸浓度提高而提高,但是浓硫酸浓度超过70%、温度超过60℃时,单糖降解速率大于纤维的水解速率。此外,研究了玉米秸秆浓硫酸水解的动力学,建立了动力学模型,该模型能较好的关联实验数据。浓硫酸水解的优点是常温常压下操作,糖产率高,缺点是酸消耗量大,并且硫酸回收困难,容易造成环境污染。因此,考虑研究纤维材料的稀硫酸水解。 国内利用稀硫酸处理玉米芯的研究较少,本文在常压条件下研究了纤维材料的稀硫酸水解,考察温度、硫酸浓度(0.5%~3%)、原料粒度、固液比对水解的影响。研究表明,水解速率随温度提高而提高,水解速率随硫酸浓度提高而提高,当硫酸浓度是1%时,不但水解速率快,而且纤维水解得率高,但硫酸浓度超过2%时,反应后期单糖开始降解。将玉米秸秆和残棉在相同条件下进行反应,发现,玉米芯的水解效率及还原糖含量都较高,其次为玉米秸秆。通过实验研究,不但得到最佳水解条件,而且所得水解效率及水解液中还原糖的浓度都较高。稀硫酸水解的优点是水解速率大,可不回收酸,缺点是葡萄糖含量低,后续发酵利用较困难,水解温度高。所以,考虑研究酶水解。 目前,大多数酶水解研究都采用Trichoderma reesi和Trichoderma viride,这些酶还处在实验研究阶段,反应速率也较慢。本实验采用Cellusoft L和Suhong Cellish L进行纤维素酶水解研究,这两种纤维素酶均为纺织王业中用于棉麻织物抛光的制剂,在本实验中将其用于废弃纤维材料的生物降解,属首创,还未见相关报道,并且取得良好效果,该酶水解速率较高,24小时已基本达到平衡值。本实验采用的两种酶已应用于纺东华大学硕士学位论文织品的工业化生产,一旦纤维素酶水解条件成熟,可立即大规模投入生产,从而节省纤维素酶研发的时间和费用。 酶水解的主要影响因素为温度、Pfl值、微量元素及底物浓度,以酶解得率为主要指标设计了四因素三水平的正交实验。并研究了时间对酶解的影响,对不同纤维素酶及不同材料的酶解也进行了初步研究。通过本实验得出:玉米秸秆降解到48h时反应可以停止;温度和pH对酶解效率的影响明显;微量的金属离子MnZ‘、FeZ十能促进酶的降解,而过多的金属离子则不利于纤维素的降解。在相同条件下研究了残棉和玉米芯的转化,玉米芯的转化率较高。酶水解优点是糖产率较高,反应条件温和,降解少,糖质量好,缺点是酶成本高,水解速率小。 最后,采用米根霉对水解液的乳酸发酵进行初步研究。稀酸水解液中木糖含量超过90%,米根霉利用木糖较慢,第三天开始产酸。米根霉对酶水解液的适应时间也较长。
秦永刚[8](2002)在《用氨浸一次液生产ADM工艺探索》文中指出通过试验研究 ,提出了生产ADM的新工艺 ,并且得出了该工艺生产ADM所需氨浸一次液的有关含杂范围 ,确定出母液循环次数 ,确保生产的ADM符合标准。
二、用氨浸一次液生产ADM工艺探索(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、用氨浸一次液生产ADM工艺探索(论文提纲范文)
(1)“热裂化—过热水蒸汽直接加热裂解”两步法回收废聚烯烃的研究(论文提纲范文)
摘要 |
abstract |
1 文献综述 |
1.1 裂解原料重质化对传统蒸汽裂解技术的挑战 |
1.2 直接加热裂解技术进展 |
1.2.1 热载体的分类 |
1.2.2 热载气体直接加热石油烃裂解:裂解装置 |
1.2.2.1 热载气体的种类 |
1.2.2.2 强化物料混合的途径 |
1.2.2.3 裂解反应温度控制 |
1.2.2.4 多级裂解 |
1.2.2.5 抑制结焦技术 |
1.2.3 热载气体直接加热石油烃裂解:裂解工艺流程 |
1.3 废聚烯烃塑料回收技术进展 |
1.3.1 废聚烯烃的液化回收:热裂化 |
1.3.1.1 裂化反应条件对产物的影响 |
1.3.1.2 热裂化动力学与热裂化机理 |
1.3.1.3 共裂化(Co-cracking) |
1.3.2 废聚烯烃的液化回收:催化裂化 |
1.3.3 废聚烯烃的单体回收 |
1.4 本文研究的目的和主要内容 |
2 聚烯烃热裂化制取液态裂解原料 |
2.1 实验方案 |
2.1.1 实验材料 |
2.1.2 实验装置 |
2.1.3 实验步骤和实验方案 |
2.1.4 分析与计算 |
2.2 结果与讨论 |
2.2.1 液体产物和气体产物产率 |
2.2.2 气体产物分析 |
2.2.3 液体产物分析 |
2.2.3.1 模拟蒸馏分析 |
2.2.3.2 GC-MS分析 |
2.2.3.3 核磁氢谱分析 |
2.2.3.4 红外光谱分析 |
2.2.3.5 BMCI分析 |
2.2.4 聚烯烃热裂化:裂化机理讨论 |
2.3 本章小结 |
3 聚乙烯与聚丙烯的共裂化 |
3.1 实验方案 |
3.1.0 实验材料 |
3.1.1 实验装置 |
3.1.2 实验步骤和实验方案 |
3.1.3 分析方法 |
3.1.4 产率计算 |
3.1.4.1 反应釜产物产率 |
3.1.4.2 管式炉产物产率 |
3.1.5 理论压力计算 |
3.1.6 残渣(Residue)分析 |
3.2 HDPE/PP、HDPE/LDPE/PP共裂化分析 |
3.2.1 HDPE/PP共裂化 |
3.2.2 HDPE/LDPE/PP共裂化 |
3.3 LDPE/PP共裂化的产物及相互作用机理分析 |
3.3.1 产率分析 |
3.3.2 气体产物分析 |
3.3.3 液体产物分析 |
3.3.3.1 核磁氢谱分析 |
3.3.3.2 红外光谱分析 |
3.3.3.3 GC-MS分析 |
3.3.3.4 元素分析 |
3.3.3.5 残渣(Residue)分析 |
3.3.4 LDPE/PP相互影响机理分析 |
3.4 PE/PP分段共裂化结果分析 |
3.4.1 G和H系列热裂化分析 |
3.4.2 聚烯烃/聚烯烃热裂化产物的热重分析 |
3.4.2.1 聚烯烃以及P~*的热重分析 |
3.4.2.2 (HDPE/PP)~*及LPPE~*/PP~*的热重分析 |
3.4.2.3 P#(HDPE/PP)#的热重分析 |
3.4.3 动力学分析 |
3.5 本章小结 |
4 聚烯烃与液态烃或蜡的共裂化 |
4.1 实验方案 |
4.1.1 实验材料 |
4.1.2 实验计划 |
4.1.3 实验装置、条件和步骤 |
4.1.4 分析和计算 |
4.1.4.1 产物分析 |
4.1.4.2 产率计算 |
4.1.4.3 热重分析 |
4.2 结果与讨论 |
4.2.1 J系列实验管式炉裂化 |
4.2.2 K系列管式炉裂化结果 |
4.2.3 SEM分析 |
4.2.4 热重分析 |
4.2.4.1 P~*/S热重分析 |
4.2.4.2 P#热重分析 |
4.2.4.3 动力学分析 |
4.2.5 红外光谱分析 |
4.2.6 核磁氢谱分析 |
4.3 聚烯烃与液态烃或蜡共裂化机理探讨 |
4.4 本章小结 |
5 过热水蒸汽直接加热裂解石油烃/聚烯烃裂化液 |
5.1 实验方案 |
5.1.1 实验材料 |
5.1.2 实验装置 |
5.1.3 实验步骤和实验系列 |
5.1.4 分析方法 |
5.2 实验结果与讨论 |
5.2.1 气体产物分析 |
5.2.1.1 GW-1装置裂解结果分析 |
5.2.1.2 GW-2装置裂解结果分析 |
5.2.1.3 GW-3装置裂解结果分析 |
5.2.1.4 GW-4装置裂解结果分析 |
5.2.2 液体产物分析 |
5.2.2.1 液体产物特性 |
5.2.2.2 核磁氢谱分析 |
5.2.2.3 红外光谱分析 |
5.2.2.4 GC-MS分析 |
5.2.3 裂解机理分析 |
5.3 本章小结 |
6 结论与展望 |
6.1 结论 |
6.2 创新点 |
6.3 展望 |
符号表 |
缩略语表 |
参考文献 |
附录A 热载气体直接加热石油烃裂解装置和工艺流程 |
附录B 废聚烯烃热裂化液化回收反应器及其热裂化特性 |
附录C 实验方案 |
个人简历及发表文章目录 |
致谢 |
(2)胃乃安新制剂提取分离工艺研究及抗胃黏膜损伤机制初探(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
引言 |
第一部分 研究背景 |
第一章 胃乃安二次开发相关研究进展 |
第一节 名优中成药二次开发研究概况 |
第二节 提取分离技术在中药领域的应用现状与进展 |
第三节 膜分离技术及其在中药制剂提取分离中的应用 |
第二章 胃乃安胶囊治疗胃黏膜损伤性疾病相关药理药效研究 |
第一节 胃乃安胶囊的药理药效研究概况 |
第二节 胃黏膜防御机制和损伤发生机制的研究进展 |
第三节 清除自由基对胃黏膜损伤修复的促进作用 |
第四节 多胺保护胃黏膜及清除自由基的作用 |
第五节 胃乃安胶囊主要药材对胃黏膜损伤及自由基、多胺的作用 |
工作目的 |
第二部分 研究内容 |
第一章 "三药"提取工艺优化研究 |
第一节 药物提取溶媒的筛选研究 |
第二节 药物水提取溶媒比和提取时间条件研究 |
第三节 正交实验优化提取工艺方案 |
第四节 进一步优化提取次数的实验研究 |
第五节 "三药"混合提取与单味药提取再混合的药效学比较 |
第六节 优化提取工艺与原工艺的化学成分收率和干膏得率比较 |
第七节 优化提取工艺与胃乃安原提取工艺的药效学比较 |
第二章 "三药"药液分离纯化工艺研究 |
第一节 水提醇沉工艺考察 |
实验一 不同"三药"药液浓度对醇沉工艺的影响 |
实验二 不同醇沉浓度对醇沉工艺的影响 |
第二节 膜分离纯化"三药"药液的工艺研究 |
实验一 不同截留分子量超滤膜的筛选实验 |
实验二 不同进料药液浓度对膜分离的影响 |
实验三 陶瓷膜孔径筛选及有机膜超滤效果考察 |
实验四 陶瓷膜操作压力水平的实验考察 |
实验五 膜分离温度考察 |
第三节 三个分离纯化工艺平行筛选研究 |
第四节 三个分离纯化工艺的经济和劳动力成本比较 |
第三章 "三药"药液提取分离中试研究 |
第一节 "三药"提取及膜分离研究 |
第二节 中试研究供试品的药效学观察 |
实验一 中试供试品对盐酸乙醇急性胃溃疡的药效观察 |
实验二 中试研究供试品对消炎痛致急性胃溃疡的药效观察 |
实验三 中试研究供试品对NaOH致胃黏膜损伤的药效观察 |
第四章 胃乃安新制剂对胃黏膜损伤保护作用及多胺-自由基机理研究 |
第一节 胃乃安新制剂对胃黏膜损伤的药效作用研究 |
实验一 胃乃安新制剂对碘乙酰胺致慢性胃炎的药效作用 |
实验二 胃乃安新制剂对水浸束缚应激性胃溃疡的药效作用 |
第二节 胃黏膜损伤动物模型的胃组织自由基水平测定 |
第三节 胃黏膜损伤动物模型的胃组织多胺含量测定 |
第四节 小结 |
第五章 结语 |
参考文献 |
附录一 本论文涉及的缩略语 |
附录二 本论文涉及的计算公式 |
研究期间发表论文 |
致谢 |
(3)辉钼矿湿法冶金新工艺及其机理研究(论文提纲范文)
摘要 |
ABSTRACT |
第一章 绪论 |
1.1 引言 |
1.2 辉钼矿氧化分解工艺 |
1.2.1 焙烧分解工艺 |
1.2.2 硝酸氧化分解工艺 |
1.2.3 酸或碱介质中氧压煮工艺 |
1.2.4 次氯酸钠分解工艺 |
1.2.5 电氧化分解工艺 |
1.3 溶剂萃取技术 |
1.3.1 溶剂萃取过程 |
1.3.2 萃取剂 |
1.4 离子交换与吸附技术 |
1.4.1 离子交换过程 |
1.4.2 离子交换树脂 |
1.5 研究意义与研究内容 |
1.5.1 研究目的与意义 |
1.5.2 主要研究内容 |
第二章 实验原料与主要分析方法 |
2.1 辉钼矿精矿性质 |
2.2 主要分析方法 |
2.2.1 游离氯的分析 |
2.2.2 次氯酸钠的分析 |
2.2.3 氯酸钠的分析 |
2.2.4 钼的分析 |
2.2.5 铼的分析 |
第三章 氯酸钠与次氯酸钠氧化分解辉钼矿的理论分析 |
3.1 引言 |
3.2 氯及其主要化合物氧化特性 |
3.3 Mo-S-H_2O系的E-pH图 |
3.4 氯酸钠氧化分解辉钼矿热力学分析 |
3.4.1 氯酸钠氧化分解辉钼矿原理 |
3.4.2 氯酸钠氧化分解辉钼矿热力学计算 |
3.4.3 氯酸钠氧化分解黄铜矿热力学计算 |
3.4.4 氯酸钠氧化分解黄铁矿热力学计算 |
3.4.5 氯酸钠氧化分解ReS_2热力学计算 |
3.5 次氯酸钠氧化分解辉钼矿热力学分析 |
3.5.1 次氯酸钠氧化分解辉钼矿原理 |
3.5.2 次氯酸钠氧化分解辉钼矿热力学计算 |
3.5.3 次氯酸钠氧化分解黄铜矿热力学计算 |
3.5.4 次氯酸钠氧化分解黄铁矿热力学计算 |
3.5.5 次氯酸钠氧化分解ReS_2热力学计算 |
3.6 本章小结 |
第四章 氯酸钠的电解合成及其氧化分解辉钼矿 |
4.1 引言 |
4.2 实验部分 |
4.2.1 主要试剂与仪器 |
4.2.2 实验方法 |
4.3 氯酸钠氧化分解辉钼矿的研究 |
4.3.1 NaClO_3用量对辉钼矿浸出率的影响 |
4.3.2 NaCl用量对辉钼矿浸出率的影响 |
4.3.3 酸度对辉钼矿浸出率的影响 |
4.3.4 液固比对辉钼矿浸出率的影响 |
4.3.5 温度对辉钼矿浸出率的影响 |
4.3.6 浸出时间对辉钼矿浸出率的影响 |
4.3.7 辉钼精矿中Re、Cu、Fe的浸出 |
4.4 电解法合成氯酸钠及其氧化分解辉钼矿 |
4.4.1 氯酸钠的电解合成 |
4.4.2 氯酸钠电解液氧化分解辉钼矿研究 |
4.4.3 技术经济分析 |
4.5 氯酸钠体系氧化分解辉钼矿动力学 |
4.5.1 动力学模型 |
4.5.2 浸出动力学研究 |
4.6 本章小结 |
第五章 电氧化工艺氧化分解辉钼矿 |
5.1 引言 |
5.2 实验部分 |
5.2.1 主要试剂与仪器 |
5.2.2 实验方法 |
5.3 次氯酸钠氧化分解辉钼矿研究 |
5.4 电氧化反应器的设计 |
5.4.1 反应器槽体及电极选择 |
5.4.2 反应器结构的选择 |
5.4.3 反应器工作方式的选择 |
5.4.4 电极联结的选择 |
5.4.5 极间距 |
5.4.6 附加功能 |
5.4.7 电氧化反应器设计结果 |
5.5 电氧化分解辉钼矿的研究 |
5.5.1 电解时间的影响 |
5.5.2 电氧化过程pH的变化规律 |
5.5.3 电氧化过程中阴极产物 |
5.5.4 pH对电氧化浸出辉钼矿的影响 |
5.6 缓冲体系中电氧化分解辉钼矿的研究 |
5.6.1 CO_3~(2-)-HCO_3~-缓冲体系 |
5.6.2 缓冲体系的选择 |
5.6.3 槽电压的影响 |
5.6.4 氯化钠浓度的影响 |
5.6.5 液固比的影响 |
5.6.6 搅拌速度的影响 |
5.6.7 温度的影响 |
5.6.8 电流密度的影响 |
5.6.9 钼精矿中铼的电氧化浸出 |
5.6.10 黄铜矿和黄铁矿的电氧化浸出 |
5.6.11 黄铜矿对辉钼矿浸出的影响 |
5.7 技术经济分析 |
5.7.1 计算依据 |
5.7.2 成本概算 |
5.8 本章小结 |
第六章 电氧化工艺氧化分解辉钼矿的机理研究 |
6.1 引言 |
6.2 缓冲体系中电氧化分解辉钼矿反应机理 |
6.2.1 辉钼矿的阳极氧化研究 |
6.2.2 辉钼矿分解过程的氧化剂 |
6.2.3 电氧化浸出液结晶产物XRD与SEM分析 |
6.2.4 电氧化分解辉钼矿过程渣相XRD与SEM分析 |
6.3 电氧化浸出辉钼矿动力学研究 |
6.3.1 酸性条件下的浸出动力学 |
6.3.2 碱性条件下的浸出动力学 |
6.4 本章小结 |
第七章 辉钼矿浸出液中Mo(Ⅵ)、Re(Ⅶ)的萃取 |
7.1 引言 |
7.2 实验部分 |
7.2.1 主要仪器及试剂 |
7.2.2 实验方法 |
7.3 标准溶液中Mo(Ⅵ)、Re(Ⅶ)的萃取研究 |
7.3.1 萃取剂的选择 |
7.3.2 萃取有机相组成 |
7.3.3 萃取时间的影响 |
7.3.4 萃取相比的影响 |
7.3.5 萃取酸度的影响 |
7.3.6 萃取温度的影响 |
7.3.7 氯化钠浓度的影响 |
7.3.8 萃取级数的影响 |
7.4 标准溶液中Mo(Ⅵ)、Re(Ⅶ)的反萃研究 |
7.4.1 氨水浓度的影响 |
7.4.2 反萃相比的影响 |
7.4.3 反萃温度的影响 |
7.4.4 反萃时间的影响 |
7.4.5 反萃级数的影响 |
7.5 氯酸钠氧化分解辉钼矿浸出液中Mo(Ⅵ)、Re(Ⅶ)萃取及反萃 |
7.5.1 Mo(Ⅵ)、Re(Ⅶ)的萃取 |
7.5.2 Mo(Ⅶ)、Re(Ⅶ)的反萃 |
7.6 电氧化分解辉钼矿浸出液中Mo(Ⅵ)、Re(Ⅶ)的萃取及反萃 |
7.6.1 Mo(Ⅵ)、Re(Ⅶ)的萃取 |
7.6.2 Mo(Ⅵ)、Re(Ⅶ)的反萃 |
7.7 萃取机理的研究 |
7.7.1 反萃产物XRD与SEM分析 |
7.7.2 钼的萃取机理 |
7.7.3 铼的萃取机理 |
7.7.4 红外光谱分析 |
7.8 本章小结 |
第八章 D201树脂对Mo(Ⅵ)、Re(Ⅶ)的吸附分离性能 |
8.1 引言 |
8.2 实验部分 |
8.2.1 主要仪器与试剂 |
8.2.2 实验方法 |
8.3 D201树脂的静态吸附性能 |
8.3.1 树脂用量的影响 |
8.3.2 吸附时间的影响 |
8.3.3 溶液酸度的影响 |
8.3.4 金属离子初始浓度的影响 |
8.3.5 吸附温度的影响 |
8.4 D201树脂的静态脱附性能 |
8.4.1 洗脱液的选择 |
8.4.2 洗脱液酸度的影响 |
8.4.3 洗脱剂浓度的影响 |
8.4.4 洗脱时间的影响 |
8.4.5 洗脱温度的影响 |
8.5 D201树脂的重复利用性能 |
8.6 D201树脂对Mo(Ⅵ)、Re(Ⅶ)的分离性能 |
8.6.1 静态分离 |
8.6.2 静态洗脱 |
8.6.3 动态吸附 |
8.6.4 动态洗脱 |
8.7 D201树脂对Mo(Ⅵ)、Re(Ⅶ)离子的吸附机理 |
8.7.1 吸附动力学模型 |
8.7.2 等温吸附机理 |
8.7.3 红外光谱分析 |
8.8 D201树脂对反萃液中Mo(Ⅵ)、Re(Ⅶ)的吸附分离性能 |
8.8.1 静态吸附 |
8.8.2 静态脱附 |
8.8.3 动态吸附 |
8.8.4 动态脱附 |
8.9 电氧化工艺全流程技术经济分析 |
8.9.1 拟采用流程 |
8.9.2 计算依据 |
8.9.3 成本与经济效益概算 |
8.9.4 环保效益 |
8.10 本章小结 |
第九章 结论 |
参考文献 |
致谢 |
攻读学位期间主要的研究成果 |
(4)氧化铜矿的化学处理研究(论文提纲范文)
摘要 |
ABSTRACT |
第一章 文献综述 |
1.1 铜矿资源分布及现状 |
1.1.1 国内外铜矿资源分布现状 |
1.1.2 国内外氧化铜矿的储量情况 |
1.2 氧化铜矿的主要矿物、可浮性及氧化铜矿的特点 |
1.2.1 氧化铜矿的主要矿物及其可浮性 |
1.2.2 氧化铜矿的特点 |
1.3 氧化铜矿的工艺特征及矿石性质 |
1.3.1 氧化铜矿的工艺特征 |
1.3.2 氧化铜矿的性质 |
1.4 氧化铜矿处理方法研究现状 |
1.4.1 化学选矿法 |
1.4.2 浮选法 |
1.4.3 浮选湿法冶金联合选矿法 |
1.4.4 其他选矿法 |
1.5 氧化铜矿处理新工艺 |
第二章 试样性质和研究方法 |
2.1 试样采取和加工制备 |
2.2 试样性质分析 |
2.2.1 试样多元素分析 |
2.2.2 试样化学物相分析 |
2.3 试验主要设备和试剂 |
2.3.1 主要仪器及设备 |
2.3.2 主要试剂 |
2.4 试验研究方法 |
2.4.1 浮选探索试验 |
2.4.2 浸出试验研究 |
2.4.3 浸出过程理论研究 |
第三章 浮选探索试验 |
3.1 原矿含泥量测定实验 |
3.2 磨矿曲线绘制 |
3.3 直接用氧化铜矿捕收剂的浮选探索试验 |
3.3.1 羟肟酸钠用量试验 |
3.3.2 水杨氧肟酸用量试验 |
3.4 硫化-浮选探索试验 |
3.5 本章小结 |
第四章 浸出—萃取—电积试验研究 |
4.1 原矿浸出试验研究 |
4.1.1 浸出剂用量条件试验 |
4.1.2 浸出时间条件试验 |
4.1.3 浸出矿浆液固比条件试验 |
4.1.4 浸出细度条件试验 |
4.1.5 搅拌强度条件试验 |
4.1.6 最佳条件验证实验 |
4.2 浸出液萃取工艺试验研究 |
4.2.1 萃取剂浓度对铜萃取率的影响 |
4.2.2 萃取时间对铜萃取率的影响 |
4.2.3 萃取相比对萃取率的影响 |
4.2.4 反萃剂硫酸浓度对反萃率的影响 |
4.2.5 反萃时间对反萃率的影响 |
4.3 浸出萃取液电积工艺试验研究 |
4.3.1 不同电流密度对电积的影响 |
4.3.2 不同温度对电积铜的影响 |
4.3.3 不同沉积时间对电积铜的影响 |
4.4 本章小结 |
第五章 浸出过程理论研究 |
5.1 浸出过程理论基础 |
5.1.1 浸出过程热力学 |
5.1.2 浸出过程动力学 |
5.2 浸出过程动力学研究 |
5.2.1 浸出温度对铜浸出速率的影响 |
5.2.2 浸出动力学研究 |
5.3 本章小结 |
第六章 结论 |
参考文献 |
致谢 |
个人简历及攻读硕士学位期间研究成果 |
(5)真空法回收利用废干电池的研究(论文提纲范文)
目录 |
摘要 |
Abstract(英文摘要) |
第一章 文献综述 |
1.1 锌锰电池的生产消费状况 |
1.2 锌锰电池的分类以及组成和结构 |
1.3 废干电池回收和处理的必要性和紧迫性 |
1.4 中国废干电池收集现状 |
1.5 国内外废干电池的处置和资源化技术的研究概况 |
1.6 关于我国废干电池处理技术的思考 |
1.7 本研究方法和技术的介绍 |
第二章 废锌锰电池中汞的分析 |
2.1 仪器与试剂 |
2.2 试验方法 |
2.3 工作曲线的绘制 |
2.4 结果与讨论 |
2.5 应用 |
2.6 样品分析结果 |
第三章 废锌锰干电池真空法脱汞的研究 |
3.1 废锌锰电池的汞 |
3.1.1 汞的性质 |
3.1.2 汞在锌锰电池中的作用 |
3.1.3 锌锰电池汞的加入形式及含量 |
3.1.4 废锌锰电池汞分布特点的实验研究 |
3.1.5 废干电池汞的分布对其处理技术开发的影响 |
3.2 废干电池真空冶金法脱汞的理论基础 |
3.3 锌锰电池真空脱汞的实验研究 |
3.3.1 试验研究方法与原料 |
3.3.2 蒸馏温度对真空脱汞的影响 |
3.3.3 系统残压对真空脱汞的影响 |
3.3.4 蒸馏时间对真空脱汞的影响 |
3.3.5 电池破坏形式对真空脱汞的影响 |
3.3.6 冷凝器中汞的回收 |
3.4 本章小结 |
第四章 废锌锰电池中锌的回收 |
4.1 废锌锰电池真空法收集锌的原理 |
4.1.1 废锌锰电池中的锌存在形态和回收方法的选择 |
4.1.2 真空法回收废干电池锌的热力学基础 |
4.1.3 氧化锌的真空还原机理 |
4.1.4 锌锰电池真空还原所需的还原剂量 |
4.2 实验研究方法 |
4.3 氯化锌在真空加热下的行为和它的转化 |
4.3.1 氯化锌的性质 |
4.3.2 温度对氯化锌真空蒸馏的影响 |
4.3.3 加入氧化钙的量对蒸馏氯化锌的量的影响 |
4.4 氧化锌的真空还原 |
4.4.1 加入氧化钙的量对电池回收锌量的影响 |
4.4.2 时间对锌回收量的影响 |
4.4.3 温度对锌还原回收量的影响 |
4.4.4 压强对锌还原回收量的影响 |
4.5 碱性电池锌回收 |
4.6 讨论与小结 |
总结 |
参考文献 |
攻读学位期间发表的学术论文 |
致谢 |
(6)废镍镉电池中镉的回收及资源化研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
目录 |
第一章 前言 |
1.1 课题来源、目的及意义 |
1.2 研究内容和方法 |
1.3 国内外研究现状 |
1.3.1 湿法冶金 |
1.3.2 火法冶金 |
第二章 镍镉电池 |
2.1 镍镉电池简介 |
2.2 镍镉电池的结构特点 |
2.3 镍镉电池的危害 |
2.3.1 镍镉电池所含元素的危害 |
2.3.2 电池危害环境及人体健康的途径 |
2.4 国内外废电池的管理现状 |
2.4.1 国外废电池处理回收概况 |
2.4.2 国内废电池处理回收现状 |
第三章 废镍镉电池成分测试 |
3.1 仪器与药品 |
3.2 实验方法 |
3.3 ICP测定废电池中的金属元素 |
3.3.1 实验原理 |
3.3.2 实验仪器及参数选择 |
3.3.3 分析过程仪器参数设定 |
3.3.4 待测元素谱线选择 |
3.3.5 标准溶液的配制 |
3.4 测定各元素浓度 |
3.5 实验数据及处理 |
3.6 小结 |
第四章 镍镉电池中镉在氨水中的浸取实验 |
4.1 仪器与药品 |
4.2 镉元素的浸取与回收实验 |
4.2.1 镉元素的浸取实验 |
4.2.2 镉元素的回收实验 |
4.3 实验结果与讨论 |
4.3.1 镉元素浸取实验结果与讨论 |
4.3.2 镉元素回收实验结果与讨论 |
4.4 实验机理 |
4.4.1 镉元素浸取实验的反应机理 |
4.4.2 镉元素回收实验的反应机理 |
4.5 正交实验 |
4.6 废镍镉电池中镉元素的氨浸回收工艺 |
4.7 小结 |
第五章 缓冲溶液中镉元素的浸取和回收实验 |
5.1 实验步骤 |
5.2 实验结果与分析 |
5.2.1 镉元素浸取结果 |
5.2.2 反应条件对镉元素浸取率的影响 |
5.2.3 硫化镉纯度测试结果与分析 |
5.3 镉元素浸取反应机理 |
5.4 正交实验设计 |
5.5 废镍镉电池的回收工艺 |
5.5.1 镉元素的回收 |
5.5.2 废镍镉电池的回收方案 |
5.6 小结 |
第六章 结论与建议 |
6.1 结论 |
6.2 建议 |
参考文献 |
攻读硕士学位期间发表的论文 |
(7)废弃植物纤维水解的研究(论文提纲范文)
第一章 植物纤维资源化现状与发展 |
1.1 世界植物纤维素的资源概况 |
1.2 我国植物纤维素的资源概况 |
1.3 植物纤维资源化的目的意义 |
1.4 植物纤维素物质水解产品现状及应用前景 |
1.4.1 饲料酵母和单细胞蛋白 |
1.4.2 酒精 |
1.4.3 糠醛 |
1.4.4 乳酸 |
第二章 植物纤维的预处理技术 |
2.1 植物纤维的化学组分 |
2.1.1 纤维素 |
2.1.2 木质素 |
2.1.3 半纤维素 |
2.2 植物纤维预处理技术研究进展 |
2.2.1 物理预处理技术 |
2.2.2 化学预处理技术 |
2.2.3 综合处理 |
2.2.4 生物处理 |
第三章 植物纤维水解机理及动力学 |
3.1 纤维素的酸水解降解 |
3.1.1 浓酸水解 |
3.1.2 稀酸水解 |
3.1.3 纤维素化学结构和物理结构对酸水解的影响 |
3.2 纤维素的酶水解 |
3.2.1 纤维素酶的组分及催化协同作用 |
3.2.2 影响纤维素酶催化效率的因素 |
3.2.3 影响纤维素酶催化速度的主要因素 |
3.2.4 纤维素酶水解机理 |
3.3 木质素的降解 |
3.3.1 木质素的化学降解 |
3.3.2 木质素的生物降解 |
3.4 半纤维素的降解 |
3.4.1 半纤维素的酸水解 |
3.4.2 半纤维素酶降解 |
3.5 水解动力学 |
第四章 浓硫酸水解 |
4.1 实验仪器设备与药品 |
4.1.1 主要实验设备 |
4.1.2 实验药品 |
4.2 试剂的配制 |
4.3 实验方法 |
4.3.1 水分测定 |
4.3.2 筛分 |
4.3.3 灰分测定方法 |
4.3.4 水解方法 |
4.3.5 还原糖的测定 |
4.4 结果及讨论 |
4.4.1 温度的影响 |
4.4.2 硫酸浓度的影响 |
4.4.3 粒度的影响 |
4.4.4 底物浓度的影响 |
4.4.5 水解时间的影响及水解动力学分析 |
4.5 小结 |
第五章 稀硫酸水解 |
5.1 实验仪器设备与药品 |
5.2 实验方法 |
5.2.1 筛分 |
5.2.2 水解方法 |
5.2.3 还原糖的测定 |
5.3 结果及讨论 |
5.3.1 温度的影响 |
5.3.2 硫酸浓度的影响 |
5.3.3 粒度的影响 |
5.3.4 底物浓度的影响 |
5.3.5 水解时间的影响及动力学分析 |
5.3.6 不同材料水解效果的比较 |
5.4 稀酸水解糖液成分分析 |
5.5 小结 |
第六章 酶水解 |
6.1 实验仪器设备与药品 |
6.1.1 主要实验设备 |
6.1.2 实验药品 |
6.2 试剂的配制 |
6.3 实验方法 |
6.3.1 筛分 |
6.3.2 纤维素酶 |
6.3.3 酶解方法 |
6.3.4 还原糖的测定 |
6.4 结果及讨论 |
6.4.1 时间对纤维素酶降解作用的影响 |
6.4.2 影响纤维素酶水解因素的正交实验 |
6.4.3 两种酶水解性能的比较 |
6.4.4 不同材料水解效果的比较 |
6.4.5 底物浓度对酶水解的影响 |
6.5 酶水解糖液成分分析 |
6.6 小结 |
第七章 水解液发酵制乳酸 |
7.1 材料 |
7.2 实验方法 |
7.3 分析方法 |
7.4 结果与讨论 |
7.4.1 玉米粉的L-乳酸发酵 |
7.4.2 玉米芯稀酸水解液的乳酸发酵 |
7.4.3 秸秆酶解液乳酸发酵 |
7.5 小结 |
第八章 结论 |
参考文献 |
(8)用氨浸一次液生产ADM工艺探索(论文提纲范文)
1 前 言 |
2 工艺路线的确定及分析 |
2.1 传统ADM生产工艺流程 |
2.2 改进后的ADM试验工艺流程 |
3 试验室的试验情况 |
3.1 氨 溶 |
3.2 蒸发结晶和烘干 |
3.3 试验结果及分析 |
3.3.1 工业钼酸铵含杂情况 |
3.3.2 试验氨浸一次液、氨溶液、ADM指标对比 |
3.3.3 氨浸一次液含杂对ADM产品质量的影响 |
(1) Cu含量的影响。 |
(2) Fe含量的影响。 |
3.4母液循环次数的确定 |
4技术经济分析 |
5结论 |
四、用氨浸一次液生产ADM工艺探索(论文参考文献)
- [1]“热裂化—过热水蒸汽直接加热裂解”两步法回收废聚烯烃的研究[D]. 景晓东. 中国科学院研究生院(过程工程研究所), 2015(06)
- [2]胃乃安新制剂提取分离工艺研究及抗胃黏膜损伤机制初探[D]. 林传权. 广州中医药大学, 2011(05)
- [3]辉钼矿湿法冶金新工艺及其机理研究[D]. 曹占芳. 中南大学, 2010(11)
- [4]氧化铜矿的化学处理研究[D]. 戴艳萍. 江西理工大学, 2010(08)
- [5]真空法回收利用废干电池的研究[D]. 李良. 中南大学, 2004(01)
- [6]废镍镉电池中镉的回收及资源化研究[D]. 史风梅. 青岛大学, 2004(04)
- [7]废弃植物纤维水解的研究[D]. 杨小寒. 东华大学, 2004(03)
- [8]用氨浸一次液生产ADM工艺探索[J]. 秦永刚. 中国钼业, 2002(06)