一、红土矿的超声生物浸出（论文文献综述）
付元鹏[1]（2021）在《微波辅助废旧锂电池电极材料有价金属提取与重组基础研究》文中指出锂离子电池作为一种高效、环保的电能储存载体,在大规模储能装置、手机等消费电子及动力电池等领域广泛应用。随着近年来我国新能源汽车产业蓬勃发展,动力电池需求和产量不断攀升。由于锂离子电池的有限生命周期及电子产品更新换代的加剧,造成了服役后的废旧电池数量的急剧增加。废旧锂离子电池中富含锂和钴等战略金属,极具回收价值,同时电池中电解液及重金属等有害物质对环境产生潜在威胁,对其资源化回收具有重要的资源和环保意义。近年来为鼓励废旧锂离子电池回收行业发展,国家多部委相继出台政策,逐步推动废旧锂离子电池回收利用进入规范化、产业化阶段。在废旧锂离子电池资源化回收过程中,电极材料的高效冶炼是实现有价组分回收再利用的关键环节。本研究以废旧三元锂离子电池电极材料有价金属高效回收利用为目标,针对传统冶炼提纯工艺流程复杂,且物料外部加热方式造成浸出反应受阻,传热和传质困难等问题,基于表面和微观性质研究深入剖析了三元电极材料难以解离和冶炼回收机理,提出了微波辅助电极材料碳热还原和浸出协同手段,构建了基于还原焙烧、化学浸提及正极材料原位再生的有价金属提取与转化的技术体系,阐明了资源化回收过程中物相的耗散行为和转移机制,重点研究了微波辅助电极材料有价金属协同回收及控制过程关键科学问题,主要取得了以下研究成果:首先,基于表面和微观性质研究明晰了废旧三元锂离子电池电极材料的资源属性,揭示了电极材料解离和浸出困难的内在原因;废旧正极材料活性物质Li Ni0.5Co0.2Mn0.3O2中高价态过渡金属元素在电极材料中结构稳定、化学键断裂困难,且有机粘结剂PVDF的表面包覆造成电极材料难以解离和冶炼回收,利用微波对物料加热的整体性和均匀性优势,及其对极性分子的激活、极化效应,强化电极材料还原焙烧及浸出过程中金属离子迁移和转化效率。揭示了电极材料在微波场中的升温行为和调控机理,微波功率和单位物料质量是影响电极材料在微波场中受热行为的主要因素,升温速率的提升可使负极材料石墨产生局部高温,有效促进其对金属元素的还原能力。通过组贡献法求得了Li Ni0.5Co0.2Mn0.3O2的基础热力学数据,基于热力学计算从理论层面阐明了电极材料还原焙烧反应过程的方向和限度,Li Ni0.5Co0.2Mn0.3O2与石墨的还原焙烧反应在温度达到755°C后理论上可行,反应向着金属氧化物或单质生成的方向进行。其次,从动态层面揭示了还原焙烧过程中电极材料物相耗散行为和转移机制,阐明了过渡金属的还原路径及晶体结构的演化机理,探明了关键因素对电极材料还原焙烧行为的影响规律。基于热失重行为和定性分析探明了电极材料碳热还原过程中物相变化的3个阶段,依次为120°C前电解质和有机溶剂脱除阶段,400-600°C粘结剂PVDF分解阶段,700°C以上正极材料与石墨碳热还原反应阶段;借助原位物相分析技术揭示了固相反应过程相变规律,还原焙烧过程中,正极材料随温度升高晶体结构有序度不断降低,阳离子混排程度不断提高,层状结构变差,当温度达到800°C时Li Ni0.5Co0.2Mn0.3O2物相完全消失,逐渐生成过渡金属氧化物和单质和Li2CO3;与此同时,过渡金属Ni、Co和Mn价态逐渐降低至+2价或单质价态;由于粘结剂PVDF的脱除,电极材料颗粒团聚现象减弱,颗粒间解离度显着提高。微波辅助还原焙烧参数对电极材料过渡金属还原和有机质解离最佳条件为:恒温温度900°C,恒温时间25 min,负极材料掺入量10%,此时Ni、Co、Mn的还原率分别达到94.86%、92.45%和88.76%。再次,探明了微波辅助电极材料浸出特性与强化机理,研发了正极材料中金属离子溶出的优化条件。利用Box Behnken响应面法分析了关键操作因素对电极材料浸出效果的影响规律,建立了Li、Ni、Co、Mn浸出率与独立变量之间的二次模型Y=β0+β1X1+β2X2+β3X3+β12X1X2+β13X1X3+β23X2X3+β11 X12+β22X22+β33 X32;通过对浸出模型最优值的预测和验证,得到微波辅助电极材料浸出最佳工艺条件为:微波功率640 W、搅拌转速500 rpm、反应时间35 min;在此条件下,Ni、Co、Mn和Li的浸出率为97.84%、98.01%、98.16%和98.29%。从浸出过程的动力学基本原理出发,基于固液非均相反应体系特性和能量平衡关系,建立了该过程的动态数学模型1-(1-（3）-1/3-1/3 ln(1-（3）=,利用实验分析和辨识手段确定了模型参数,并以实际浸出数据和残余物的微观性质表征对模型的有效性和泛化性进行了验证;基于模型参数和Arrhenius方程确定了金属元素浸出表观活化能Ea,阐明了电极材料浸出过程受化学反应和扩散混合控制;揭示了微波对电极材料极性分子的激活作用,促使活化分子数提高,有效碰撞次数增加,反应活化能被降低,在此作用下改善了固液反应动力学条件,电极材料酸浸行为被有效促进。最后,在充分掌握电极材料还原焙烧和浸出提效和机制基础上,以浸出液为对象通过溶胶-凝胶法实现了Li Ni1/3Co1/3Mn1/3O2三元材料的再生;研究表明,再生材料具有良好的层状α-NaFeO2结构和R（?）m空间群,且材料内部晶格条纹清晰有序,晶格发育完整。再生材料的首周放电容量达到157.5 m Ahg-1,库伦效率为74.6%,经160周循环周期后可逆容量仍保持为137.2 mAhg-1,容量保持率高达87.1%,循环过程中的库伦效率都在99%以上;经多次充放电后放电平台电压仍保持在3.7 V左右。与商品化锂离子电池相比,本研究合成的电极材料电化学性能达到产品指标,具有工业推广前景。通过还原焙烧、浸出及再生循环工艺所制备的三元电极材料表现出优异的电化学性能,本工艺具有较高的理论实用价值。论文共包含89幅图,23个表,182篇参考文献。
苏博文[2]（2021）在《铜冶炼渣中二氧化硅的分离及制备白炭黑研究》文中研究说明铜冶炼渣产量巨大,因目前综合利用的效率较低且增值空间不大,只能露天堆存于自然环境中,对土壤、水及大气环境产生污染,也给人类的生存带来巨大的潜在危险,寻求高效综合利用铜冶炼渣的处理方法迫在眉睫。本文以云南某铜冶炼厂的水淬铜渣氧压酸浸后得到的酸浸渣作为研究对象,提出了酸浸渣常压碱性浸出工艺。探究了碱性浸出过程中二氧化硅富集回收的最佳工艺条件,并采用响应曲面法对酸浸渣常压碱性浸出工艺进行优化,探究了二氧化硅的转化行为;阐述了二氧化硅在常压碱性条件下的浸出动力学;并以浸出液为原料制备出白炭黑产品。在浸出温度为130℃、氢氧化钠浓度为20 wt%、超声强度为315 W、搅拌速率为500rpm、液固比6 m L/g、浸出时间为60 min和添加2.5 g硝酸钠的条件下,二氧化硅的浸出率为94.5 wt%。引入超声,可使二氧化硅的浸出率提升7.8 wt%。浸出渣的成分及物相分析表明,浸出渣的主要矿物相为赤铁矿,同时还含有少量的Ca O。经过一定的处理,可作为优质的炼铁原料用于炼铁作业。响应曲面法优化酸浸渣常压碱性浸出工艺,模型的可信度高,拟合偏差小,具有较好的预测结果。优化后的最佳实验参数为:浸出温度为150℃、氢氧化钠浓度为25 wt%,液固比为6.73 m L/g,此条件下二氧化硅的浸出率大于99 wt%,相比于未优化工艺结果得到了明显改善。酸浸渣中二氧化硅的碱浸过程符合JMA模型,其浸出过程的特征参数n为0.0879,反应的表观活化能E=10.42 k J/mol,反应过程的频率因子A=42.6,其动力学方程为-ln（1-Xt）=42.6exp[-10420/（RT）]t0.0879,碱浸过程属于扩散控制。以浸出液为原料,硫酸溶液为酸源,通过调节反应温度、终点p H,制备出白炭黑产品,并确定了效果良好的制备条件:在搅拌速率为200 rpm的状态下,将浸出液在水浴锅中加热至85℃,加入6 g氯化钠,然后保温一段时间;将已经配好的硫酸溶液滴到浸出液中至p H=3,反应1小时后室温陈化2小时,再用无水乙醇以及蒸馏水洗涤沉淀、过滤、干燥后制得白炭黑产品。所制白炭黑产品的吸油值为2.2 m L/g,比表面积达到295.588m2/g,符合白炭黑国家A级标准。
吴炜进[3]（2020）在《金属离子胁迫对电子废弃物生物浸出过程的影响机制研究》文中提出随着信息科学技术的高速发展和电子工业市场的不断扩大,电子类产品更新换代的年限不断缩短,被淘汰的电器、电子产品数量也在大幅增长。因此,回收处理这些电子废弃物已成为亟待解决的问题。其中,尤以废旧锂离子电池（Waste lithium-ion batteries,WLIBs）和废旧电路板（Printed Circuit Boards,PCB）的回收最受关注。生物浸出技术因其具有成本低、条件温和、绿色环保等优点而被认为是最有前途的电子废弃物回收技术。然而,“料浆浓度限制”现象严重制约了该技术的发展,因此研究导致“料浆浓度限制”的根本原因并突破其限制就成为推动该技术产业化的关键。本文采用以Leptospirillumferriphilum和Sulfobacillsu thermosulfidooxidans等为主的嗜酸微生物混合菌群（Acidophilic mixed consortium,AMC）,以废旧电路板和废旧锂离子电池正极活性材料为研究对象,研究其生物浸出过程中的“料浆浓度限制”现象、机理及其调控策略,得到了以下研究结果:（1）电路板毒性对AMC活性的影响是导致废旧电路板生物浸出过程中“料浆浓度限制”的主要原因。使用细菌培养上清液可以直接从电路板中提取出铜,AMC的作用主要体现在氧化Fe2+生成具有强氧化性的Fe3+方面。将AMC培养过程与电路板浸出过程进行分离可以避免电路板毒性对AMC活性的影响,为此构建了生物氧化-浸出-分离的分阶段循环生物浸出工艺过程,可以显着提高废旧电路板生物浸出效率。最终,在9天时间里处理了 100 g/L的废旧电路板,铜处理效率达0.301 g Cu/L/h,效果显着。（2）针对废旧锂离子电池的生物浸出过程,开发了一条从废旧锂离子电池的拆解、正极活性材料的分离和预处理、生物浸出、金属离子分离到最终产品制备的完整工艺路线,能够有效地实现废旧锂离子电池中有价金属的分离与回收。此外,分别对废旧磷酸铁锂电池和废旧三元材料电池的生物浸出过程开展了实验研究,实现了 4.0%（w.v-1）磷酸铁锂正极活性材料中95.3%的Li+回收率和3.0%（w.v-1）三元材料电池正极活性材料中92.8%Li+和85.6%Co2+的回收率。然而,随着料浆浓度的进一步提高,有价金属的回收率却逐渐降低,这表明废旧锂离子电池的生物浸出过程也同样存在“料浆浓度限制”现象。（3）通过研究废旧锂离子电池的生物浸出机理可以为深入理解“料浆浓度限制”现象奠定一定的理论基础。对LiCoO2生物浸出过程的研究结果表明,Li+的浸出主要是通过酸溶的作用,而Co2+的浸出则是Fe2+还原和酸溶共同作用的结果。AMC既能通过生物氧化清除黄铁矿和LiCoO2表面的硫提高Li+和Co2+的回收率,同时又能利用其氧化硫产生的硫酸促进Li+和Co2+的浸出。此外,AMC生成的胞外聚合物（Extracellular Polymeric Substances,EPS）也有利于提高Li+和Co2+的回收率。最终,经过72 h的生物浸出后,Li+和Co2+的回收率分别达到100%和 99.3%（1.5%（w·v-1）LiCoC2 的添加量）。（4）在LiCoO2生物浸出过程中也存在“料浆浓度限制”现象,在较高LiCoO2料浆浓度条件下,不断溶出的Li+和Co2+降低AMC的氧化活性,抑制AMC的菌体生长,破坏AMC的生物被膜,引起Li+和Co2+回收率的明显下降。Li++Co2+胁迫作用对AMC氧化活性的抑制是导致LiCoO2生物浸出过程中存在“料浆浓度限制”现象的原因。Li++Co2+胁迫作用导致溶液渗透压升高,诱导AMC产生大量的活性氧自由基（ROS）,从而抑制AMC的氧化活性。通过添加渗透压调节剂甘氨酸（Gly）能够提高AMC的铁氧化活性,但是无法提升LiCoO2的料浆浓度。通过外源添加谷胱甘肽（GSH）能够降低AMC胞内的ROS含量,并减少胞内脂质过氧化程度。生物被膜的激光共聚焦显微镜（Confocal Laser Scanning Microscope,CLSM）和扫描电子显微镜（Scanning Electron Microscope,SEM）检测结果表明,添加外源GSH能够增加生物被膜中的活菌数量,增强AMC对Li+和Co2+的耐受程度,缓解Li+和Co2+对AMC的抑制作用。最终,通过添加外源GSH策略,生物浸出LiCoCO2的料浆浓度由文献报道的1.0%（w·v-1）提升至5.0%（w·v-1）,且该条件下Li+和Co2+回收率分别为98.1%和96.3%,效果显着。（5）鉴于ROS在“料浆浓度限制”现象中所发挥的作用,本文进一步研究了 LiCoO2生物浸出过程中AMC胞内生成过高ROS的原因。结果显示,Li++Co2+抑制AMC的抗氧化活性是导致AMC胞内ROS含量大量累积的原因。Li+、Co2+和Li++Co2+都能够引起AMC胞内抗氧化系统的紊乱,降低AMC的总抗氧化活性,但方式各有不同。Li+通过抑制过氧化氢酶（CAT）的活性降低AMC对过氧化氢的清除能力;Co2+通过抑制超氧化物歧化酶（SOD）的活性降低AMC对超氧阴离子的清除能力;而Li++Co2+则能够同时抑制上述两种酶的活性。Li+和Co2+对AMC胞内GSH含量和多酚类物质含量的影响都不大。通过宏转录组数据证实,AMC不仅具有与SOD酶（Fe/Mn-SOD和Cu/Zn-SOD）相关编码基因,同时也具有CAT酶（katE）和谷胱甘肽过氧化物酶（GSH-Px）的编码基因。（6）建立了 Li++Co2+胁迫作用下诱导产生的胞内氧化应激反应与“料浆浓度限制”之间的关系。在较高LiCoO2料浆浓度条件下,Li++Co2+胁迫通过抑制AMC胞内抗氧化酶SOD和CAT的酶活,降低AMC的总抗氧化活性,导致AMC胞内累积了过量的ROS,并引发氧化应激反应。因而过量的ROS抑制了 AMC的氧化活性,破坏了生物被膜的结构与功能,最终导致LiCoO2生物浸出过程中的“料浆浓度限制”现象的发生。
王旭滨[4]（2018）在《硅镁型红土镍矿常压酸浸—净化—中和沉镍实验研究》文中提出随着全球镍消费量的增加,依赖硫化镍矿生产金属镍已经不能满足现今全球经济快速发展的需求,而且硫化镍矿的储量近些年来急剧减少,未来我们势必要把目光投向储量更大的红土镍矿。本文以实现红土镍矿中的有价金属资源综合回收利用为目的,对含镍0.82%、铁9.67%的硅镁型红土镍矿进行了硫酸常压浸出、浸出液的除杂、净化液中和沉镍等实验研究,为硅镁型红土镍矿工业化应用提供理论依据。首先,开展了红土镍矿常压酸浸实验研究,考察了浸出时间、浸出温度、硫酸浓度、搅拌速度、液固比等因素对镍、铁浸出率的影响。结果表明:用硫酸作为浸出剂,在浸出时间9h、浸出温度85℃、硫酸浓度190g/L、搅拌速度260r/min、液固比6:1的最优条件下,镍、铁的浸出率分别达到94.7%、80.6%。其次,对浸出液进行黄钠铁矾法除铁实验研究,考察了除铁钠源的选择、除铁反应过程pH的控制区间、H2O2用量等因素对铁除去率和镍损失率的影响。结果表明:用量为4m L/L的双氧水对浸出液进行氧化预处理,选用Na2SO4作为除铁的钠源,溶液p H在1.6-2.2之间,反应时间1.5h,铁的去除率达到92.1%,镍的损失率为6.7%,滤液呈浅绿色、滤渣呈淡黄色,滤渣主相为黄钠铁矾[Na2Fe6（SO4）4（OH）12];除铁后滤液用氟化钠法除去溶液中的镁离子,在搅拌强度300r/min,溶液p H为5.5-6.0之间,氟化钠用量为25g/L的最优条件下,镁的去除率达到90.9%。除杂后净化液用中和水解法提镍,选用Na OH作为沉镍剂,在室温下,Na OH用量8g/L,产出淡绿色氢氧化镍,中和沉镍提取率达到95.1%。最后,为实现红土镍矿中有价金属Fe的综合回收利用,对黄钠铁矾渣进行了煅烧实验研究。结果表明:在720℃煅烧黄钠铁矾渣,煅烧时间2h,得到的煅烧产物为Fe2O3,可作为钢铁原料,煅烧过程中产生的SO3烟气可用于制备硫酸（SO3+H2O）,实现了红土镍矿中有价金属Ni、Fe的综合回收利用。
王宇鲲[5]（2018）在《镁质贫镍红土矿热分解行为的研究》文中研究说明镍因其特殊的物化性质而广泛应用于各类行业中。目前,高品位硫化镍矿日益枯竭致使镍资源开采重心逐渐向低品位资源丰富的氧化镍矿转移。我国云南地区红土镍矿具有硅镁含量高、镍品位低,且矿相复杂等特点,适合采用火法冶炼工艺进行生产利用。本论文主要研究该类镁质贫镍氧化矿在火法冶炼过程中矿石受热分解及煤基还原过程矿相转变规律与机制等相关问题,其研究结果为此类矿石的实际还原生产具有一定的指导意义。本文以云南省某地区镁质贫镍氧化矿为实验原料,首先采用化学分析、X射线衍射、扫描电子显微镜等分析方法,对原矿的成分、物相组成进行了详细研究。随后进行焙烧热分解实验,研究红土矿受热分解过程中的物相转变,并通过理论计算描述了矿石热分解过程结果表明,红土矿中主要成分是蛇纹石相[Mg3Si2O5（OH）4],升温至612℃后发生脱羟基反应,生成非晶态硅酸盐,有利于后续还原过程的进行;继续加热至817℃发生重结晶反应,生成致密橄榄石和顽辉石相以及少量的Si O2,不利于后续还原过程的进行,计算模拟结果与实验结果吻合。再通过理论计算,研究含镍蛇纹石还原过程中氧离子的脱离顺序,预测还原开始的时间段,并讨论了矿相结构在还原过程的变化以及对还原过程的影响。最后采用煤基直接还原熔炼镁质贫镍氧化矿生产镍铁合金,理论分析和试验表明,矿石熔炼温度高于1500℃。通过L9（33）正交试验结果表明,在熔炼温度1600℃,配碳比2.0,焙烧时间45min条件下,可产出镍铁含量84.23%,镍品位7.19%,回收率82%的球状镍铁合金。
马保中[6]（2017）在《镁质氧化镍矿煤基非熔融金属化还原工艺及基础理论研究》文中研究表明镍是一种重要的战略储备金属,主要用于生产不锈钢。2015年我国镍表观消费量达96万吨,对外依存度超过80%。我国本土镍矿资源主要为高碱性脉石型低品位硫化镍矿和氧化镍矿;统计数据显示我国企业掌控的海外镍资源80%以上为氧化镍矿。开发适合处理我国特色贫镍氧化矿及海外镍矿资源新技术对缓解我国巨大的镍需求意义重大。鉴于此,本论文发明了煤基非熔融金属化还原—球磨—磁选镍铁新技术。通过系统实验研究和理论分析,为实现氧化镍矿资源低成本、高值、综合利用提供可靠理论、数据支撑。论文在国家自然科学基金资助下开展了如下工作:.（1）借助 XRD、OM、SEM/EDS、EMPA、TG-DSC、ICP-AES、人工重砂和必要的化学物相分析方法,系统研究了氧化镍矿工艺矿物学,确定了氧化镍矿主要组成矿物及目标元素赋存状态。云南元江镁质氧化镍矿主要组成矿物为蛇纹石,其次是铁氧化物;镍、铁为目标元素;概况中,约87%的镍以类质同相或吸附方式赋存于蛇纹石为主的硅酸盐矿物,且呈均匀分布,无法通过筛析分离富集;铁则主要分布在铁氧化物。菲律宾某代表性褐铁型氧化镍矿主要组成矿物为铁氧化物/氢氧化物,其次是粘土和脉石矿物;镍、钴和铁为目标元素;概况中,超过90%的镍和铁及50%的钴集中于铁氧化物,其余钴则分布于硬锰矿和脉石集合体。化学组分与组成矿物粒级密切相关,通过筛析可实现铁、镍和钴的分别富集,但富集程度不高。（2）从热力学基础和元江氧化镍矿的结构、热力学及还原特性入手分析了氧化镍矿煤基非熔融态金属化还原的可行性,并在此基础上系统研究了元江氧化镍矿金属化还原及磁选分离/富集镍、铁。分析表明控制温度750～1250 ℃,可实现氧化镍矿非熔融态金属化还原。确定的最优工艺参数为:1200 ℃,60 min,煤量8%,促进剂CaF2量7%,磨矿时间8min（D97=34.32 μm）和磁场强度150mT,产出了镍、铁品位5.7%、70.8%的磁选精矿,镍、铁回收率分别为93.8%、84.8%。然而,不加促进剂金属化还原产出的精矿镍、铁品位仅为2.6%和62.6%,镍、铁回收率低至14.2%和32.5%,表明CaF2对镍、铁组元金属化还原促进作用显着。XRD分析显示精矿主要物相为镍铁合金,其次为镁橄榄石;尾矿主要物相为镁橄榄石。SEM/EDS分析表明加入CaF2后镍迁移较彻底,集中分布于新生镍铁合金相,少量镍铁合金零星嵌布于硅酸盐基底,造成镍、铁损失。（3）以氯化还原焙烧为切入点,通过热力学分析并结合光学显微镜观察探讨了镍铁合金生长基底,明确了金属化还原过程应是CO经矿物间微细孔道扩散到镍、铁化合物表面发生还原反应,并非类似氯化离析形成挥发性镍、铁化合物吸附到碳颗粒表面发生还原。对不同条件下还原产物形貌进行了系统研究后发现,无CaF2作用,部分镍、铁组元发生原位还原,合金颗粒大都在2μm,升高温度有利于金属态镍、铁向外迁移,但迁移、聚合程度不高;加入CaF2后,镍金属化程度提高,新生镍铁合金沿硅酸盐矿物边缘产出并首尾相连成带状,长度超过100 μm,且与硅酸盐矿相界面分明,有利于磁选分离。（4）研究了 CaF2加入前后镍、铁负载矿物不同反应条件下矿相转化行为及CaF2与矿物的相互作用,确定了煤基非熔融态金属化还原过程促进剂CaF2的作用机理。结果显示,CaF2诱发了含镍蛇纹石[（Mgx,Niy）3Si203（OH）4]化学键断裂,降低了镍氧化物解离温度;促使铁氧化物和处于不稳定态的镍氧化物[NiO]向硅酸盐矿物裂隙和边缘迁移;抑制会导致镍呈惰性的镍硅酸镁相（MgNiSi206）生成;促进充分接触的镍、铁氧化物反应生成更易还原的铁镍尖晶石（NiFe204）,完成镍、铁组元金属化还原前的有效聚集;促使无定形态镁橄榄石（Mg2Si04）提前产生并和Si02结合成结构较疏散的顽辉石（MgSi03）;促进接触不好的镍、铁氧化物自身还原为金属态并相互捕集/聚合成较大合金颗粒。通过氧化镍矿结晶水、铁镍比及Si02含量等矿物组分调控和优化实验证实了 CaF2作用下镁质氧化镍矿非熔融金属化还原机理的推论。反应过程符合AE0.5模型,受扩散控制,表观活化能为309.16kJ.mol-1。（5）在内径Φ=0.45 m,长度L=7.5m的回转窑内完成了半工业实验,验证了工艺稳定性和工业可推广性。结果表明当窑尾压力控制在0.02～0.04MPa,镍、铁回收率达91.3%和73.8%,磁选精矿镍、铁品位为7.4%和69.6%。半工业连续实验持续进行40天,共处理氧化镍矿18.5吨,总返尘率约8%,未出现回转窑结圈现象。初步计算还原工序电耗仅为52.5 kW.h/t-矿。
李静[7]（2015）在《镍钴冶炼中典型重金属污染识别与防控对策研究》文中研究表明镍和钴在工业中应用广泛,有“工业味精”和“工业牙齿”之称,是重要的战略资源之一。镍、钴冶炼工艺复杂,排污节点众多,污染控制难,在冶炼过程产生的重金属污染问题越来越严峻的形势下,加快对其典型重金属污染识别及防控技术的研究,减少重金属给环境带来的污染,对维护群众环境权益,确保环境安全,促进社会和谐稳定起到积极作用。目前,随着对重金属污染问题的重视,虽然我们国家也加大了镍钴冶炼行业重金属污染的研究力度和管理,国家环保部针对镍钴冶炼行业发布了污染物行业排放标准、最佳污染防控可行技术等标准与技术政策。但是,我国尚未形成有针对性、系统性的重金属污染防治制度,现有的规定不能满足目前重金属污染防治的要求,从而使得重金属污染防治工作很难有效地开展。鉴于此,本文以典型镍钴冶炼企业为研究对象,针对镍、钴冶炼企业开展排污节点调查和监测,在此基础上分析主要节点重金属污染物排放特征,确定重金属污染源;讨论镍火法冶炼含重金属烟（粉）尘的无组织扩散模式;最终提出我国镍钴金属冶炼行业重金属污染源监管方案与建议,为我国控制镍钴冶炼行业重金属污染防治提供技术支撑,实现冶炼企业可持续发展发挥积极的作用。论文中主要调查的镍钴冶炼企业的产能占我国镍钴生产企业的85%以上,在我国镍钴冶炼行业其生产工艺及产排污情况具有典型的代表性,占有重要地位。论文中调查实测了金川集团有限公司、新疆有色喀拉通克铜镍矿、新疆有色众鑫矿业公司、吉林吉恩镍业股份有限公司和江西江锂科技有限公司五家镍冶炼企业,调研的生产工艺组合包括:①鼓风炉熔炼+转炉吹炼生产高冰镍工艺、②富氧顶吹+沉降电炉+转炉吹炼生产高冰镍工艺、③电炉熔炼+转炉吹炼生产高冰镍工艺、④闪速熔炼+转炉吹炼生产高冰镍工艺、⑤高锍磨浮+镍熔铸+镍电解生产电镍工艺、⑥加压-浸出电积镍生产工艺、⑦常压酸浸-氢氧化镍-萃取电积工艺。论文中主要调研的钴冶金厂家包括金川有色金属公司、浙江嘉利珂钴镍材料有限公司和赣州逸豪优美科实业有限公司三家钴冶炼企业,调研的生产工艺组合包括:①氯化钴生产工艺、②电积钴生产工艺、③氢氧化钴系统生产工艺、④草酸钴生产工艺。论文中重点调研和实测这7家典型企业的11条生产线,其范围包含了硫化镍矿制取高冰镍和电镍所有典型工艺,以及钴盐和电钴生产的所有典型工艺,覆盖典型工艺所有排污节点的汞、铬、铜、镉、砷、铅、钴和镍等8种典型重金属的排放量。通过辨析镍、钴冶炼行业重金属污染源,得到重金属污染物排放节点及排放节点的污染源清单:①需要重点防控的含重金属废水排放节点包括:P204萃取除杂、沉铜、沉镍、镍钴分离、P507除杂、脱氯、CN过滤器、离子回收、碱液洗涤、过滤洗涤;②需要重点防控的含重金属废气排放节点包括:鼓风炉、富氧顶吹熔炼炉、电炉、闪速炉、反射炉、贫化炉、沉降电炉、转炉、回转窑、制酸;③需要重点防控的含重金属废渣排放节点包括:鼓风炉、闪速炉、沉降电炉。在硫化铜镍矿焙烧、熔炼过程中,重金属元素pb、cd、as、hg、cr、zn、cu、ni等氧化或升华后进入烟气,部分进入烟尘,从而造成冶炼过程中的环境污染。本文通过采集4家镍冶炼企业的鼓风炉熔炼+转炉吹炼生产高冰镍工艺、富氧侧吹+沉降电炉+转炉吹炼生产高冰镍工艺、电炉熔炼+转炉吹炼生产高冰镍工艺、闪速熔炼+转炉吹炼生产高冰镍工艺的备料工段废气、熔炼炉废气、吹炼炉废气的收尘灰进行重金属烟（粉）尘组分分析。结果显示,所有收尘灰中含重金属废气中颗粒物的cu、ni、co金属含量较高,与精矿中这三种重金属的品位十分接近,具有较高的回收利用价值,可直接返回相应工序回收利用;同时,熔炼炉含重金属废气、吹炼炉含重金属废气以及贫化炉含重金属废气的收尘灰中重金属as、pb、zn、cd的含量也较高。本文还以富氧侧吹工艺中的熔炼和转炉工序的收尘灰作为重点研究对象,在烟（粉）尘组分分析的基础上,还对其收尘灰中重金属污染物进行了重金属烟（粉）尘粒度特征分析和烟尘表面特征分析。可以看出烟（粉）尘由大量微米级细小晶体颗粒构成,表面重金属含量均较低,远低于体相中重金属含量。因此,提高现有的环境集烟系统的集烟效率是控制含重金属烟（粉）尘逸散的关键。在对逸散烟粉（尘）排放污染物特征分析的基础上,本文以生产规模为10万t/a高冰镍的某镍冶炼企业为研究对象,在车间下风向布点研究其污染源无组织扩散模式。通过现场监测,获得车间的含重金属部分逸散烟（粉）尘的重金属无组织排放数据,然后通过高斯模型反推得到的重金属排放源强,并通过现场实测对模型进行了验证,结果证明此方法具有较高的精密度与准确度。重金属是工业废渣中最重要的污染成分,重金属污染物质所具有的不可降解性决定了其将长期存在并可能对环境构成极大的潜在威胁。本文以我国最大的镍生产企业的主要火法工艺冶炼中排放的废渣为试验样品,通过采用国内外固体废物浸出毒性的浸出方法,对废渣进行全量溶取,进行对比试验研究;分析镍冶炼废渣中cu、pb、zn、as、cr、cd、co、hg、ni主要离子的浸出行为。通过正交试验设计对液固比、振荡时间、浸提剂ph值和振荡方式等因素的研究,试验结果表明:随着液固比的增加,废渣与浸提剂混合后的ph值均下降;废渣中浸出的重金属浓度先增加后减小,浸出总量不断增加。随着振荡时间的增加,重金属的浸出浓度逐渐增加,很快到达平衡状态;采用hac/naac溶液浸提时,金属的浸出浓度在8-12h达到最大。浸提剂ph是影响重金属浸出的主要因素。在强酸条件下,浸出浓度普遍较高,随着浸提剂ph的增大,浸出浓度逐渐减小,到一定程度后,浸出浓度逐渐趋于稳定。同一种镍渣样品使用不同浸出方法,其浸出的重金属污染物总量差距明显。以HAc/NaAc缓冲溶液为浸提剂,其络合作用对金属浸出的影响明显,且浸出后体系的酸度变化幅度较小,金属的浸出量很高;以H2SO4/HNO3为浸提剂,浸出后混合液的pH反映的是废物的酸度,金属的浸出量远低于浸提剂为HAc/NaAc的浸出量,但二者均高于去离子水。采用HJ/T300-2007与TCLP方法镍渣浸出总量差距不大。根据《危险废物鉴别标准-浸出毒性鉴别》（GB5085.3-2007）浓度限值,本试验镍渣样品不属于危险废物,属于第Ⅱ类一般工业固体废物。最后,论文通过从我国重金属污染防控的政策、法规和标准现状,重金属污染源的监管现状,重金属污染防控措施、方法现状三个方面概述了我国镍钴冶炼行业重金属污染防控环境监督和管理的现状,总结镍钴冶炼行业中重金属污染防控环境监督和管理存在的问题,从而提出了镍钴冶炼行业重金属污染防控的法律、法规、政策和标准的对策建议,讨论了镍钴冶炼中的重点监管节点与污染物,及监管主体及频次。
卢杰[8]（2013）在《硫酸钠对红土镍矿在氢气和甲烷气氛下的还原性研究》文中认为随着世界钢铁行业的快速发展,直接刺激了全球镍产量的急速上升。利用红土镍矿生产镍铁合金作为不锈钢的生产原料,是保障不锈钢产业可持续发展的有效途径之一。关于红土镍矿的火法处理工艺国内外均采用煤或焦炭为还原剂,但是,随着煤炭价格的不断上涨以及作为重要的一次能源在其他领域的用途,使得碳热还原面临着成本高而能源效率却相对低下的局面。针对这一问题,若能从资源再利用角度出发,考虑充分利用煤焦化过程释放出的大量过剩焦炉煤气中的还原气体和余热作为红土镍矿还原工艺过程中的还原剂和供热源,则可极大降低冶炼成本、减少能源浪费,使得红土镍矿冶炼工艺更具经济性和环保性。由于焦炉煤气中的还原气氛以氢气和甲烷为主,本文首先针对H2和CH4通过程序升温还原（TPR）考察了不同还原气氛在红土镍矿升温还原过程中的反应活性的差异性以及活化剂Na2SO4在促进矿物晶相转变中所起到的活化作用。其中着重对氢气气氛下配加钠盐的红土镍矿选择性还原焙烧试验进行了深入的研究。根据硫酸钠在红土镍矿还原过程中所表现出的催化硫化特性,尝试性地以红土镍矿焙烧矿为载体,通过硫酸钠溶液浸渍法制备了反应样品并对试验结果进行分析讨论。实验过程中,原矿、焙烧矿和磁选精矿的矿物学特性通过相关热力学计算并结合ICP、TG-DSC、XRD、光学显微镜等分析仪器进行表征。所得试验结论包括：（1）红土镍矿的H2-TPR和CH4-TPR表征结果表明：对比未配加硫酸钠和配加20%硫酸钠的红土镍矿的还原曲线,在相同的还原条件下,H2的反应活性都要明显高于CH4的反应活性。与未配加钠盐的红土镍矿还原曲线相比,在H2气氛下,只有当温度至少达到750℃时,添加硫酸钠才能够显着改善红土镍矿的还原动力学条件,促进矿物结晶相的转变和硫化反应的发生。而CH4的活性主要是通过在矿物中的镍、钴等过渡金属的催化作用下发生的游离基反应生成氢负离子来提供,并非与自身发生还原反应。在硫酸钠作用下,CH4在900℃左右才出现较弱的还原耗氢峰。（2）硫酸钠作用下红土镍矿热力学分析表明：对于Na2SO4-MgO-SiO2体系,Na2SO4在任何温度和氢气分压下都可以与H2发生反应生成Na2S,与矿物中的Si02则分别在651℃和697℃才发生氢还原反应生成不同的硅酸钠盐,在750℃左右即可与MgSiO3进行反应,而与Mg2SiO4的反应则至少要达到1100℃才能进行,反应过程中生成的SO2可以在温度低于1000K时与FeO-NiO体系在极微量的氢气浓度下发生硫化反应生成FeS和NiS。当温度高于1000K后,生成FeS则需要消耗大量的氢气。（3）红土镍矿还原焙烧-磁选工艺主要影响因素实验结果表明：影响硫酸钠催化活性和矿物晶相转变的最主要因素为还原温度的选择和硫酸钠用量。还原时间和氢气分压则影响铁氧化物的还原程度,磁场强度和磨矿细度则影响镍铁的富集分选程度。在总气速为200L/h （H2:70%, N2:30%）,还原温度为800℃,还原时间为220min,硫酸钠添加量为20%,磨矿时间为10min,磁场强度为0.156T的优化条件下可获得镍品位5.63%,镍回收率83.59%的选别指标。（4）以红土镍矿为载体,通过不同浓度的硫酸钠溶液浸渍的方式制备了反应物料（命名为IM矿）的还原焙烧-磁选精矿中镍品位和回收率均比物理混匀法制备的（PM矿）要高一些。溶液浸渍法可获得镍品位6.38%、镍回收率91.07%的选别指标。（5）还原焙烧矿的光学显微结构分析表明：硫化作用下生成的硫化铁晶相（FeS）有助于Fe-FeS低熔点固溶体的形成,从而促进矿物中的镍铁颗粒发生定向传质和连接聚集长大,并与暗灰色的脉石矿物的边界线非常明显,有利于后续的磁选分离。
姜承志[9]（2013）在《乳状液膜技术提取红土矿浸出液中镍的研究》文中指出乳状液膜技术具有快速、高效、高选择性、经济节能等优点,本研究利用乳状液膜技术的上述优点,首次将其应用于提取红土矿浸出液中的镍。采用“水/油/水”型（W/O/W型）含有流动载体的乳状液膜技术回收镍,以乳状液膜为研究对象,考查各因素对镍提取效果的影响,确定有效的液膜体系与工艺条件,不断提高镍离子的提取效果。采用内相为NH3·H2O、NaOH、Na2S三种乳状液膜体系,进行乳状液膜稳定性、液膜提取效果、液膜传质机理、膜内反应、乳液破乳、膜相循环利用,以及实际应用方面的研究。采用加压酸浸法对红土矿进行浸出实验,确定浸出条件：反应温度为250℃、搅拌速度为300r/min、酸矿比为0.45g（H2SO4）/g（矿）,保温时间为1.5h。在此条件下,浸出液成分为：酸度为29.5g/L, Fe3+浓度为1.40g/L,Ni2+浓度为1.89g/L,此时红土矿中镍的浸出率为95%。采用内水相络合乳状液膜法,制成NH3·H2O体系乳状液,通过考查各因素对乳状液稳定性和液膜提取效果的影响,确定该体系制乳和分离条件为Span80:TBP:液体石蜡：煤油=5：4：2：89（体积比）,内水相NH3·H2O浓度为1.5mol/L,油相体积分数为50%,制乳搅拌速度4000r/min,制乳搅拌时间20min；分离时,乳水比为1：3,外水相Ni2+浓度为500mg/L,此时该体系乳状液膜法对镍的提取效率可达90%。采用乳状液稳定性和液膜提取效果相结合的方法,确定NaOH体系制乳和分离条件为Span80:TBP:液体石蜡：煤油=6：4：2：88（体积比）,内水相NaOH浓度为0.3mol/L,油相体积为50%,制乳搅拌速度为4500r/min,制乳搅拌时间为20min。在乳水比为1：3的条件下,提取分离Ni2+浓度为300mg/L的外水相,镍的去除率可达91%。基于内相沉淀乳状液膜法,工艺简单、富集比高的优点,制成Na2S体系乳状液,并采用乳状液稳定性和液膜提取效果相结合的方法,确定其制乳和分离条件为Span80:TBP:液体石蜡：煤油=5：4：2：89（体积比）,内水相Na2S浓度为0.3mol/L,油相体积分数为50%,制乳搅拌速度4000r/min,制乳时间20min,乳水比为1：4,外水相Ni2+浓度为500mg/L,此时该体系乳状液膜法对镍的提取效率可达91%。乳状液膜稳定性研究,采用电导率法和彩像显微法两种方法。电导率法是利用油相与水相电导率的差异来研究乳状液的稳定性。对于W/O型乳状液,电导率越小,说明其连续相已经变成油相,乳状液更稳定。电导率法研究结果显示,乳状液电导率低于5μs/cm时,液膜稳定性较好。彩像显微法结果显示,乳状液液滴粒径越小,小粒径液滴分布得越均匀,液膜稳定性越好。同时乳状液膜稳定性越好,对镍的提取效率越高。采用微分法、求表观活化能等方法研究乳状液膜传输镍离子的动力学过程,从理论上探讨乳状液膜法对镍的提取能力,以指导乳状液膜技术在红土矿湿法冶金中的应用。结果表明,NH3·H2O体系乳状液膜反应的时间级数为2,浓度级数为1,时间级数大于浓度级数；同时该体系的提取速率随温度升高而增大,反应表观活化能较大,该反应属于化学反应控制过程。NaOH体系和Na2S体系乳状液膜反应的时间级数与浓度级数相等,且均为1,该体系乳状液膜反应为准一级反应过程；两体系乳状液膜反应提取速率随温度升高变化不大,反应表观活化能较小,NaOH体系和Na2S体系反应属于扩散控制过程。乳液破乳是影响乳状液膜技术应用的一项重要工作。分别采用超声波破乳、离心破乳、加热破乳、加热-离心联合破乳,以及超声-加热联合破乳法,乳液破乳研究结果表明,采用加热-离心联合破乳法,NH3·H2O、NaOH和Na2S三种乳状液膜的破乳率分别为98%、96%、98%。乳液破乳中发现NaOH和Na2S体系乳状液破乳比NH3·H20体系破乳难度大,这是由于前两种体系的乳状液膜反应过程中,在内水相有固体沉淀物生成,乳状液的“固体稳定作用”使之破乳较困难。本论文采用延长破乳时间的方法,也可获得较理想的破乳率。采用红外光谱和拉曼光谱法,对乳状液膜的膜内反应过程进行研究。红外光谱法研究发现,提取镍后的乳液在467cm-1处有特征峰出现,该峰归属于膜相络合物[Ni（TBP）n]2+的特征峰。拉曼光谱研究发现,提取镍后的乳液在510cm-1处有特征峰出现,该峰归属于膜相络合物[Ni（TBP）n]2+的拉曼峰。破乳后油相与原始油相的红外光谱和拉曼光谱相比较,吸收峰的位置与强度均无变化,说明油相可以重复利用。红外光谱和拉曼光谱法均证明NH3·H2O、NaOH、Na2S三种乳状液膜体系膜内反应的发生,且膜相可以循环利用。采用加压酸浸-乳状液膜法提取红土矿中的镍,按照“制乳-分离-破乳-再制乳-再分离”,如此循环对实际体系进行实验研究,结果表明提取效率可达92%以上。本论文所选用的三种乳状液膜体系,在应用于提取红土矿酸浸液中镍时,实验效果均比较稳定,且液膜可以循环利用。乳状液膜技术可推荐为红土矿加压酸浸项目的扩大试验应用,本实验中所取得的各个工艺参数可作为今后工业试验的参考和依据。
刘毅,李波,王涛[10]（2012）在《红土矿镍铁冶炼技术进展分析》文中进行了进一步梳理通过对红土矿冶炼镍铁火法和湿法几种工艺的工艺特点及其现状的对比、分析,得出针对不同类型的红土镍矿,选择最适合的冶炼工艺,同时预测了未来红土镍矿的工艺发展方向。
二、红土矿的超声生物浸出（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、红土矿的超声生物浸出（论文提纲范文）
（1）微波辅助废旧锂电池电极材料有价金属提取与重组基础研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| abstract |
| 变量注释表 |
| 1 绪论 |
| 1.1 课题来源 |
| 1.2 研究背景及意义 |
| 1.3 锂离子电池的物理组成及资源化特性 |
| 1.4 废旧锂离子电池回收意义 |
| 1.5 研究内容和技术路线 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 废旧锂离子电池资源化回收方法 |
| 2.2 废旧电极材料预处理方法 |
| 2.3 电极材料中有价金属元素浸出研究进展 |
| 2.4 有价金属的分离与提纯 |
| 2.5 电极材料再合成及修复再生方法 |
| 2.6 本章小结 |
| 3 实验物料及方法 |
| 3.1 实验药剂及设备 |
| 3.2 实验物料 |
| 3.3 实验方法 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 微波辅助电极材料冶炼回收机理研究 |
| 4.1 微波热效应原理 |
| 4.2 微波场中物料的升温行为 |
| 4.3 电极材料碳热还原热力学分析 |
| 4.4 电极材料的热失重行为 |
| 4.5 电极材料还原焙烧过程的物相演化及解离行为 |
| 4.6 微波强化电极材料还原焙烧机理分析 |
| 4.7 本章小结 |
| 5 电极材料解离及过渡金属还原焙烧研究 |
| 5.1 还原焙烧参数对电极材料还原行为影响规律 |
| 5.2 常规热解条件下电极材料还原焙烧行为 |
| 5.3 还原焙烧对电极材料解离及内部结构影响的宏/微观尺度分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 微波辅助电极材料酸浸理论及工艺优化研究 |
| 6.1 正极材料与葡萄糖酸反应机理 |
| 6.2 工艺参数对电极材料浸出的影响规律 |
| 6.3 浸出过程的工艺优化研究 |
| 6.4 Box-Behnken设计优化浸出工艺 |
| 6.5 响应面模型建立及分析 |
| 6.6 电极材料浸出动力学研究 |
| 6.7 废旧电极材料浸出工业实践探索 |
| 6.8 本章小结 |
| 7 LiNi_(1/3)Co_(1/3)Mn_(1/3)O_2 三元材料再生实验研究 |
| 7.1 废旧锂离子电池回收处理工艺 |
| 7.2 LiNi_(1/3)Mn_(1/3)Co_(1/3)O_2三元材料前驱体再制备反应机理 |
| 7.3 再生材料物相性质表征 |
| 7.4 再生电极材料的电化学性能表征 |
| 7.5 本章小结 |
| 8 结论与展望 |
| 8.1 结论 |
| 8.2 创新点 |
| 8.3 展望 |
| 参考文献 |
| 作者简介 |
| 学位论文数据集 |
（2）铜冶炼渣中二氧化硅的分离及制备白炭黑研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铜冶炼渣成分与回收现状 |
| 1.1.1 铜冶炼渣的成分 |
| 1.1.2 铜冶炼渣的回收现状 |
| 1.2 外场强化基础在湿法浸出的应用 |
| 1.2.1 超声在冶金领域的应用 |
| 1.2.2 微波在冶金领域的应用 |
| 1.3 固废制备SiO_2功能材料的研究现状 |
| 1.3.1 固废制备白炭黑 |
| 1.3.2 固废制备二氧化硅气凝胶 |
| 1.3.3 固废制备沸石 |
| 1.4 选题背景、意义以及研究内容 |
| 1.4.1 选题背景、意义 |
| 1.4.2 本课题的研究内容 |
| 1.4.3 论文的创新之处 |
| 第二章 实验原料、试剂装置及分析方法 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.2 实验试剂及装置仪器 |
| 2.3 试验研究方法 |
| 2.4 表征手段 |
| 2.4.1 X射 线衍射物相分析 |
| 2.4.2 场发射扫描电镜 (SEM) |
| 2.4.3 电感耦合等离子体发射光谱仪分析(ICP-AES) |
| 2.4.4 红外光谱 (FT-IR) |
| 2.4.5 全自动比表面积分析仪(BET) |
| 2.4.6 二氧化硅的测定 |
| 第三章 酸浸渣常压碱性浸出研究 |
| 3.1 酸浸渣的矿物学研究 |
| 3.2 浸出反应的热力学分析 |
| 3.3 常压碱性浸出酸浸渣的工艺研究 |
| 3.3.1 不同因素对浸出过程的影响 |
| 3.3.2 验证试验 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 响应曲面法优化酸浸渣常压碱性浸出工艺 |
| 4.1 概述 |
| 4.2 实验设计 |
| 4.3 模型建立与方差分析 |
| 4.4 模型可信度分析 |
| 4.5 参数优化 |
| 4.6 验证试验及结果 |
| 4.7 本章小结 |
| 第五章 酸浸渣常压碱性浸出二氧化硅的动力学研究 |
| 5.1 概述 |
| 5.2 实验过程 |
| 5.3 分析与讨论 |
| 5.3.1 动力学实验 |
| 5.3.2 动力学模型的选择及其动力学方程 |
| 5.3.3 反应活化能计算 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 白炭黑制备研究 |
| 6.1 概述 |
| 6.2 酸的选取 |
| 6.3 实验流程 |
| 6.4 实验结果与讨论 |
| 6.5 白炭黑产品表征 |
| 6.6 成本核算 |
| 6.7 本章小结 |
| 第七章 结论与展望 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录A 攻读硕士学位期间科研成果目录 |
| 附录B 攻读硕士学位期间参与科研项目目录 |
（3）金属离子胁迫对电子废弃物生物浸出过程的影响机制研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 电子废弃物简介 |
| 1.1.1 废旧电路板简介 |
| 1.1.2 废旧电路板的危害与回收价值 |
| 1.1.3 废旧电路板生物浸出过程现状 |
| 1.1.4 废旧电路板生物浸出过程存在的问题 |
| 1.2 废旧锂离子电池 |
| 1.2.1 锂离子电池的现状 |
| 1.2.2 锂离子电池的环保及资源化特征 |
| 1.2.3 废旧锂离子电池的回收技术 |
| 1.3 生物浸出技术简介 |
| 1.3.1 常用的生物浸出菌种 |
| 1.3.2 生物浸出的机理 |
| 1.3.3 锂离子电池生物浸出的研究现状 |
| 1.4 金属离子对浸矿微生物的影响 |
| 1.5 浸矿微生物的抗氧化机制 |
| 1.5.1 浸矿微生物的胞内活性氧 |
| 1.5.2 活性氧的种类及其清除方法 |
| 1.5.3 浸矿微生物的抗氧化机制 |
| 1.5.4 外源ROS消除剂的种类及其作用 |
| 1.6 生物被膜在生物浸出过程中的作用 |
| 1.7 组学技术在浸矿微生物中的应用 |
| 1.8 电子废弃物生物浸出过程中所存在的主要问题 |
| 1.9 本文研究的主要内容、目的与意义 |
| 第2章 废旧电路板及废旧锂离子电池生物浸出工艺技术开发 |
| 2.1 前言 |
| 2.2 材料与方法 |
| 2.2.1 菌种与培养基 |
| 2.2.2 实验试剂 |
| 2.2.3 实验仪器和设备 |
| 2.2.4 废旧电路板的预处理 |
| 2.2.5 废旧电路板对AMC氧化活性的影响 |
| 2.2.6 金属离子对AMC氧化活性影响 |
| 2.2.7 废旧电路板非金属组分对AMC氧化活性影响 |
| 2.2.8 细菌培养上清液对废旧电路板化学浸出影响 |
| 2.2.9 黄铁矿对AMC氧化活性影响 |
| 2.2.10 循环液对AMC氧化活性影响 |
| 2.2.11 循环数的增加对AMC氧化活性影响 |
| 2.2.12 废旧锂离子电池生物浸出工艺路线 |
| 2.2.13 废旧磷酸铁锂电池和三元材料电池的生物浸出 |
| 2.2.14 LiCoO_2的生物浸出 |
| 2.2.15 主要的分析方法 |
| 2.3 结果与讨论 |
| 2.3.1 废旧电路板的生物浸出工艺技术开发 |
| 2.3.2 废旧锂离子电池的生物浸出工艺技术开发 |
| 2.4 本章小结 |
| 第3章 LiCoO_2的生物浸出机理 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 材料与方法 |
| 3.2.1 菌种与培养基 |
| 3.2.2 LiCoO_2的生物浸出过程 |
| 3.2.3 黄铁矿的氧化产物对LiCoO_2生物浸出过程影响 |
| 3.2.4 pH稳定性对LiCoO_2浸出过程的影响 |
| 3.2.5 AMC产酸对LiCoO_2生物浸出过程影响 |
| 3.2.6 AMC清除硫对LiCoO_2生物浸出过程影响 |
| 3.2.7 AMC的Fe~(2+)氧化作用对LiCoO_2生物浸出过程影响 |
| 3.2.8 EPS对LiCoO_2生物浸出的影响 |
| 3.3 结果与讨论 |
| 3.3.1 LiCoO_2的生物浸出过程特征 |
| 3.3.2 黄铁矿的氧化产物对LiCoO_2生物浸出过程的影响 |
| 3.3.3 pH稳定性对LiCoO_2浸出过程的影响 |
| 3.3.4 AMC产酸对LiCoO_2生物浸出过程的影响 |
| 3.3.5 AMC清除硫对LiCoO_2生物浸出过程的影响 |
| 3.3.6 AMC的Fe~(2+)氧化作用对LiCoO_2生物浸出过程的影响 |
| 3.3.7 EPS对LiCoO_2生物浸出过程的影响 |
| 3.3.8 LiCoO_2的生物浸出过程机理 |
| 3.4 本章小结 |
| 第4章 LiCoO_2生物浸出过程中“料浆浓度限制”现象的实验研究 |
| 4.1 前言 |
| 4.2 材料与方法 |
| 4.2.1 菌群与培养基 |
| 4.2.2 LiCoO_2的生物浸出过程 |
| 4.2.3 单独Li~+和单独Co~(2+)胁迫对AMC生物氧化活性影响 |
| 4.2.4 Li~++Co~(2+)胁迫对AMC生物氧化活性影响 |
| 4.2.5 (NH_4)_2SO_4对AMC生物氧化活性影响 |
| 4.2.6 添加渗透压调节剂对LiCoO_2生物浸出过程影响 |
| 4.2.7 Li~++Co~(2+)胁迫对AMC胞内ROS和丙二醛含量影响 |
| 4.2.8 添加GSH对AMC生物氧化活性影响 |
| 4.2.9 添加GSH对LiCoO_2生物浸出过程影响 |
| 4.2.10 矿石颗粒表面黏附菌的收集 |
| 4.2.11 菌体浓度测定 |
| 4.2.12 渗透压的测定 |
| 4.2.13 激光共聚焦显微镜的样品制备 |
| 4.2.14 扫描电子显微镜的样品制备 |
| 4.2.15 细菌胞内ROS含量的测定 |
| 4.2.16 MDA含量的测定 |
| 4.2.17 AMC的宏转录组分析 |
| 4.3 结果与讨论 |
| 4.3.1 LiCoO_2生物浸出过程中的“料浆浓度限制”现象 |
| 4.3.2 单独Li~+和单独Co~(2+)胁迫对AMC生物氧化活性的影响 |
| 4.3.3 Li~++Co~(2+)胁迫对AMC生物氧化活性的影响 |
| 4.3.4 渗透压与AMC生物氧化活性的关系研究 |
| 4.3.5 活性氧与AMC生物氧化活性的关系研究 |
| 4.3.6 “料浆浓度限制”现象产生的原因分析 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 Li~+和Co~(2+)对嗜酸微生物菌群抗氧化活性的影响 |
| 5.1 前言 |
| 5.2 实验方法 |
| 5.2.1 AMC样品的处理与制备 |
| 5.2.2 AMC总抗氧化活性的测定 |
| 5.2.3 羟基自由基的清除能力和超氧阴离子自由基清除率的测定 |
| 5.2.4 超氧化物歧化酶、过氧化氢酶和谷胱甘肽过氧化物酶活性的测定 |
| 5.2.5 硫氧还蛋白氧化还原酶(TrxR)酶活的测定 |
| 5.2.6 谷胱甘肽(GSH)含量的测定 |
| 5.2.7 多酚类物质浓度的测定 |
| 5.2.8 AMC的宏转录组分析 |
| 5.2.9 添加GSH对AMC胞内抗氧化酶活性的影响实验 |
| 5.3 结果与讨论 |
| 5.3.1 Li~+和Co~(2+)对AMC总抗氧化活性的影响 |
| 5.3.2 Li~+和Co~(2+)对自由基清除能力的影响 |
| 5.3.3 AMC的抗氧化酶相关基因 |
| 5.3.4 Li~+和Co~(2+)对AMC抗氧化酶活性的影响 |
| 5.3.5 Li~+和Co~(2+)对AMC抗氧化小分子含量的影响 |
| 5.3.6 添加GSH对AMC抗氧化酶活性的影响 |
| 5.3.7 LiCoO_2生物浸出过程中“料浆浓度限制”现象的机理模型 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 创新点 |
| 6.3 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 成果 |
（4）硅镁型红土镍矿常压酸浸—净化—中和沉镍实验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 镍的性质及用途 |
| 1.2.1 镍的性质 |
| 1.2.2 镍的用途 |
| 1.3 镍资源概况 |
| 1.4 红土镍矿资源利用现状 |
| 1.5 国内外红土镍矿处理工艺 |
| 1.5.1 火法处理工艺 |
| 1.5.2 湿法工艺 |
| 1.5.3 火法-湿法工艺 |
| 1.5.4 其他处理工艺 |
| 1.6 常压酸浸红土镍矿现状 |
| 1.7 本论文的主要研究内容及意义 |
| 1.7.1 课题研究意义 |
| 1.7.2 主要研究内容 |
| 第二章 实验部分 |
| 2.1 实验原料、试剂和设备 |
| 2.1.1 实验原料和试剂 |
| 2.1.2 实验设备 |
| 2.2 实验研究方法及流程 |
| 2.2.1 硫酸浸出实验方法及步骤 |
| 2.2.2 浸出液净化方法及步骤 |
| 2.2.3 中和提镍方法及步骤 |
| 2.2.4 主要评价指标 |
| 第三章 硅镁型红土镍矿常压酸浸实验研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 浸出反应热力学基础 |
| 3.3 红土镍矿常压酸浸条件研究 |
| 3.3.1 浸出时间对镍和铁浸出率的影响 |
| 3.3.2 浸出温度对镍和铁浸出率的影响 |
| 3.3.3 硫酸浓度对镍和铁浸出率的影响 |
| 3.3.4 搅拌速度对镍和铁浸出率的影响 |
| 3.3.5 浸出矿浆液固比对镍和铁浸出率的影响 |
| 3.3.6 优化实验 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 浸出液的除杂及中和沉镍研究 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 浸出液化学成分分析 |
| 4.3 金属离子水解沉淀理论研究 |
| 4.4 黄钠铁矾法除铁的实验研究 |
| 4.4.1 浸出液除铁方法的选择 |
| 4.4.2 黄钠铁矾法除铁钠源的确定 |
| 4.4.3 双氧水用量对铁去除率的影响 |
| 4.4.4 黄钠铁矾渣热重实验理论分析 |
| 4.4.5 黄钠铁矾渣煅烧实验条件探索 |
| 4.5 氟化钠法去除杂质镁的实验研究 |
| 4.5.1 搅拌强度对除镁实验的影响 |
| 4.5.2 氟化钠除镁实验反应pH |
| 4.5.3 氟化钠用量条件实验 |
| 4.6 净化液提镍实验研究 |
| 4.6.1 红土镍矿提镍的工艺方法 |
| 4.6.2 净化液多元素分析 |
| 4.6.3 中和沉镍条件实验 |
| 4.7 本章小结 |
| 第五章 总结与展望 |
| 5.1 总结 |
| 5.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
| 附录A (攻读硕士期间发表的论文) |
| 附录B (攻读硕士期间获得的奖励) |
（5）镁质贫镍红土矿热分解行为的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 镍的性质及用途 |
| 1.2.1 镍的性质 |
| 1.2.2 镍的用途 |
| 1.3 红土镍矿资源现状及利用 |
| 1.4 红土镍矿处理工艺 |
| 1.4.1 火法处理工艺 |
| 1.4.2 湿法处理工艺 |
| 1.4.3 其他处理工艺 |
| 1.5 MaterialStudio在金属冶炼与材料合成中的应用 |
| 1.6 密度泛函理论 |
| 1.7 选题意义与课题研究内容 |
| 1.7.1 选题意义 |
| 1.7.2 研究内容 |
| 第二章 计算参数与实验方法 |
| 2.1 交换关联泛函 |
| 2.2 平面波赝势法 |
| 2.2.1 周期性边界条件 |
| 2.2.2 赝势 |
| 2.3 分子动力学 |
| 2.3.1 从头算分子动力学 |
| 2.3.2 Car-Parrinello分子动力学 |
| 2.3.3 系综的方法 |
| 2.4 实验方法及流程 |
| 2.4.1 还原熔炼实验步骤 |
| 2.4.2 模拟反应动力学计算步骤 |
| 2.5 实验设备 |
| 2.5.1 实验设备 |
| 2.5.2 分析仪器信息 |
| 2.6 化学分析测定 |
| 第三章 热分解理论计算 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 原料 |
| 3.3 计算模型搭建与动力学模拟计算方法 |
| 3.3.1 蛇纹石的晶格结构 |
| 3.3.2 结构优化计算参数与动力学模拟计算方法 |
| 3.4 动力学模拟计算蛇纹石物相相变过程 |
| 3.4.1 TG-DSC表征 |
| 3.4.2 蛇纹石脱羟基过程物相转变 |
| 3.4.3 蛇纹石重结晶过程物相转变 |
| 3.5 PDOS图表征 |
| 3.6 本章小结 |
| 第四章 蛇纹石相的还原过程与熔炼实验研究 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 还原过程的理论研究 |
| 4.2.1 蛇纹石相的还原过程 |
| 4.2.2 H_2-TPR分析 |
| 4.3 还原熔分实验研究 |
| 4.3.1 还原剂物相组成与用量 |
| 4.3.2 渣型理论分析与熔炼温度选择 |
| 4.3.3 原矿熔炼最佳工艺参数的确定 |
| 4.3.4 物相变化 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 总结与展望 |
| 5.1 总结 |
| 5.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附件 |
（6）镁质氧化镍矿煤基非熔融金属化还原工艺及基础理论研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 镍的性质与用途 |
| 1.2.1 镍的性质 |
| 1.2.2 镍的用途 |
| 1.3 镍资源概况及利用 |
| 1.3.1 镍资源概况 |
| 1.3.2 氧化镍资源特点及利用现状 |
| 1.4 氧化镍矿处理工艺 |
| 1.4.1 湿法工艺 |
| 1.4.2 火法工艺 |
| 1.4.3 其他工艺 |
| 1.5 选题背景、研究内容及创新点 |
| 1.5.1 选题背景 |
| 1.5.2 研究内容 |
| 1.5.3 论文创新点 |
| 第二章 实验原料、设备和方法 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.1.1 氧化镍矿 |
| 2.1.2 还原用煤 |
| 2.1.3 其它原料 |
| 2.2 实验设备 |
| 2.3 实验方法 |
| 2.3.1 原矿工艺矿物学研究 |
| 2.3.2 管式炉内金属化还原 |
| 2.3.3 箱式炉内金属化还原 |
| 2.3.4 磁选实验 |
| 2.3.5 半工业实验金属化还原 |
| 2.4 分析方法 |
| 2.4.1 矿样化学组成测定 |
| 2.4.2 金属化还原产物中金属镍测定 |
| 2.4.3 金属化还原产物中金属铁测定 |
| 2.4.4 几种分析仪器测定条件 |
| 第三章 氧化镍矿工艺矿物学研究 |
| 3.1 镁质氧化镍矿 |
| 3.1.1 XRD分析 |
| 3.1.2 TG-DSC分析 |
| 3.1.3 OM分析 |
| 3.1.4 EPMA和SEM/EDS分析 |
| 3.1.5 筛析 |
| 3.2 褐铁型氧化镍矿 |
| 3.2.1 XRD分析 |
| 3.2.2 TG-DSC分析 |
| 3.2.3 OM分析 |
| 3.2.4 EPMA和SEM/EDS分析 |
| 3.2.5 筛析 |
| 3.3 本章小结 |
| 第四章 镁质氧化镍矿非熔融金属化还原及磁选 |
| 4.1 非熔融金属化还原可行性 |
| 4.1.1 热力学基础 |
| 4.1.2 实验用氧化镍矿特性 |
| 4.2 非熔融金属化还原行为 |
| 4.2.1 管式炉内直接金属化还原 |
| 4.2.2 促进剂作用下金属化还原 |
| 4.2.3 箱式炉内金属化还原 |
| 4.3 磁选分离富集镍铁 |
| 4.3.1 粒度的影响 |
| 4.3.2 磁场强度的影响 |
| 4.3.3 磁选产物表征 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 镁质氧化镍矿非熔融金属化还原机理 |
| 5.1 非熔融态金属化还原合金生成机理 |
| 5.1.1 镍铁合金生长基底探讨 |
| 5.1.2 镍铁合金生成聚合行为 |
| 5.1.3 镍、铁负载矿物矿相转化 |
| 5.1.4 氟化钙与矿物的相互作用 |
| 5.1.5 矿物组分调控及优化 |
| 5.2 非熔融态金属化还原过程动力学 |
| 5.2.1 动力学模型分析 |
| 5.2.2 反应表观活化能计算 |
| 5.3 本章小结 |
| 第六章 镁质氧化镍矿非熔融金属化还原半工业实验 |
| 6.1 半工业实验准备 |
| 6.1.1 原料分析 |
| 6.1.2 设备说明 |
| 6.1.3 工序描述 |
| 6.2 半工业实验研究 |
| 6.2.1 结果与讨论 |
| 6.2.2 工艺评述 |
| 6.3 本章小结 |
| 第七章 结论与展望 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（7）镍钴冶炼中典型重金属污染识别与防控对策研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 引言 |
| 1.1 选题依据与意义 |
| 1.1.1 选题依据 |
| 1.1.2 选题意义 |
| 1.2 世界镍钴冶炼行业发展现状 |
| 1.2.1 世界镍冶炼行业发展现状 |
| 1.2.2 世界钴冶炼行业发展现状 |
| 1.3 我国镍钴冶炼行业发展现状 |
| 1.3.1 我国镍冶炼行业发展现状 |
| 1.3.2 我国钴冶炼行业发展现状 |
| 1.4 研究方法及内容、技术路线 |
| 1.4.1 研究方法及内容 |
| 1.4.2 技术路线 |
| 第二章 镍钴冶炼行业重金属污染源的识别研究 |
| 2.1数据收集与处理 |
| 2.1.1 数据获取方式 |
| 2.1.2 数据整理与处理方法 |
| 2.2 镍冶炼行业重金属污染源调查实测 |
| 2.2.1 调查范围 |
| 2.2.2 重金属废水污染源实测与分析 |
| 2.2.3 重金属废气污染源实测与分析 |
| 2.2.4 重金属废渣污染源实测与分析 |
| 2.3 钴冶炼行业重金属污染源调查实测 |
| 2.3.1 调查范围 |
| 2.3.2 重金属废水污染源实测与分析 |
| 2.3.3 重金属废气污染源实测与分析 |
| 2.3.4 重金属废渣污染源实测与分析 |
| 2.4 本章小结 |
| 第三章 镍火法冶炼含重金属烟（粉）尘排放污染物特征分析及逸散污染源无组织扩散模式研究 |
| 3.1 含重金属烟（粉）尘排放污染物特征分析 |
| 3.1.1 试验材料与制备 |
| 3.1.2 结果与讨论 |
| 3.2 含重金属逸散烟（粉）尘污染源无组织扩散模式研究 |
| 3.2.1 逸散含重金属烟（粉）尘调查实测 |
| 3.2.2 逸散含重金属烟（粉）尘重金属污染源强估算 |
| 3.2.3 逸散含重金属烟（粉）尘重金属污染源分析 |
| 3.3 本章小结 |
| 第四章 镍钴冶炼废渣形态分析及毒性浸出规律研究 |
| 4.1 试验材料与方法 |
| 4.1.1 仪器设备 |
| 4.1.2 试剂 |
| 4.1.3 主要浸提剂和分析液的制备 |
| 4.1.4 样品采集及制备 |
| 4.1.5 分析方法 |
| 4.2 结果与讨论 |
| 4.2.1 正交试验 |
| 4.2.2 浸出特性的影响因素试验研究 |
| 4.2.3 不同标准方法对毒性浸出结果的影响 |
| 4.3 本章小结 |
| 第五章 镍钴冶炼行业重金属污染防控环境监督管理方案与建议 |
| 5.1 镍钴冶炼行业重金属污染防控环境监督和管理现状 |
| 5.1.1 镍钴冶炼行业重金属污染防控环境监督和管理现状 |
| 5.1.2 镍钴冶炼行业重金属污染防控环境监督和管理存在的问题 |
| 5.2 镍钴冶炼行业重金属污染防控的法律、法规、政策和标准的对策建议 |
| 5.2.1 重金属污染防控的法律法规的对策建议 |
| 5.2.2 重金属污染防控的技术政策建议 |
| 5.2.3 污染防治标准建议 |
| 5.3 镍冶炼行业监管方案与建议 |
| 5.3.1 重点监管节点与污染物 |
| 5.3.2 监管主体与频次 |
| 5.4 钴冶炼行业监管方案与建议 |
| 5.4.1 重点监管节点与污染物 |
| 5.4.2 监管主体与频次 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 创新点 |
| 6.3 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
（8）硫酸钠对红土镍矿在氢气和甲烷气氛下的还原性研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 目录 |
| 第一章 文献综述与选题意义 |
| 1.1 镍资源分布状况及其特性 |
| 1.1.1 镍的用途及资源概况 |
| 1.1.2 世界镍资源分类 |
| 1.1.3 红土镍矿成因与地质特征 |
| 1.1.4 世界镍资源开发状况 |
| 1.1.5 红土镍矿资源开发的必要性 |
| 1.2 红土镍矿处理工艺简介及发展状况 |
| 1.2.1 湿法工艺 |
| 1.2.2 火法工艺 |
| 1.3 红土镍矿还原焙烧-磁选工艺影响因素 |
| 1.3.1 还原剂的选择 |
| 1.3.2 常用的催化剂种类及其作用 |
| 1.4 本课题研究的目的、意义和内容 |
| 1.4.1 研究目的与意义 |
| 1.4.2 研究内容 |
| 第二章 红土镍矿的还原特性与试验方法 |
| 2.1 实验原料与表征方法 |
| 2.1.1 红土镍矿成分分析 |
| 2.1.2 原矿表征方法 |
| 2.1.3 原矿表征 |
| 2.2 试验方法 |
| 2.2.1 试验装置与流程 |
| 2.2.2 实验所用的试剂与仪器设备 |
| 2.2.3 试验样品的制备 |
| 2.2.4 红土镍矿直接氢还原实验过程 |
| 2.2.5 磁选试验 |
| 2.3 本章小结 |
| 第三章 硫酸钠强化红土镍矿氢还原过程热力学分析 |
| 3.1 气-固相反应及热力学计算 |
| 3.1.1 热力学计算方法 |
| 3.1.2 镍、铁氧化物还原热力学分析 |
| 3.1.3 红土镍矿钠盐还原焙烧热力学分析 |
| 3.2 本章小结 |
| 第四章 红土镍矿还原焙烧-磁选工艺机理研究 |
| 4.1 硫酸钠作用下还原温度对镍、铁富集的影响 |
| 4.1.1 试验结果 |
| 4.1.2 结果分析与讨论 |
| 4.1.3 还原焙烧矿的光学显微镜分析 |
| 4.2 硫酸钠作用下还原时间对镍、铁富集的影响 |
| 4.2.1 试验结果 |
| 4.2.2 结果分析与讨论 |
| 4.3 硫酸钠作用下氢气分压对镍、铁富集的影响 |
| 4.3.1 试验结果 |
| 4.3.2 结果分析与讨论 |
| 4.4 磨矿细度和磁场强度对镍、铁富集的影响 |
| 4.4.1 试验结果 |
| 4.4.2 焙烧矿和磁选精矿光学显微镜分析 |
| 4.5 不同的硫酸钠添加方式和添加量对镍、铁富集的影响 |
| 4.5.1 试验结果 |
| 4.5.2 结果分析与讨论 |
| 4.6 本章小结 |
| 第五章 镍、铁氧化物氢还原动力学模型的建立 |
| 5.1 幂函数模型的建立 |
| 5.2 试验设计 |
| 5.2.1 氧化铁还原过程动力学模型 |
| 5.2.2 氧化镍还原动力学模型 |
| 5.3 本章小结 |
| 第六章 主要结论及展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 创新点 |
| 6.3 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 硕士期间发表论文情况 |
（9）乳状液膜技术提取红土矿浸出液中镍的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 乳状液膜法概述 |
| 1.1.1 乳状液膜技术特点 |
| 1.1.2 乳状液膜的分类 |
| 1.1.3 有载体液膜分离机理 |
| 1.2 乳状液膜法提取镍的研究现状 |
| 1.2.1 膜相组成的选择 |
| 1.2.2 操作条件的确定 |
| 1.3 镍红土矿的加压酸浸工艺 |
| 1.3.1 加压酸浸工艺(简称为HPAL) |
| 1.3.2 镍红土矿酸浸液中金属的富集方法 |
| 1.4 本论文选题意义及研究内容 |
| 1.4.1 本论文选题意义 |
| 1.4.2 本论文的研究内容 |
| 第2章 红土矿加压酸浸实验 |
| 2.1 实验 |
| 2.1.1 原料 |
| 2.1.2 实验试剂 |
| 2.1.3 实验设备 |
| 2.1.4 分析方法 |
| 2.1.5 浸出实验 |
| 2.2 红土矿的物相及形貌 |
| 2.3 加压浸出条件实验 |
| 2.3.1 浸出温度的影响 |
| 2.3.2 酸矿比的影响 |
| 2.3.3 保温时间的影响 |
| 2.4 本章小结 |
| 第3章 NH_3·H_2O体系乳状液膜法提取镍的研究 |
| 3.1 实验 |
| 3.1.1 实验试剂与设备 |
| 3.1.2 乳状液膜法实验 |
| 3.1.3 膜内反应实验 |
| 3.1.4 分析方法 |
| 3.1.5 实验参数计算 |
| 3.2 NH_3·H_2O体系液膜稳定性与提取效果实验研究 |
| 3.2.1 NH_3·H_2O体系Span80含量的确定 |
| 3.2.2 NH_3·H_2O体系TBP含量的确定 |
| 3.2.3 内水相NH_3·H_2O浓度的确定 |
| 3.2.4 NH_3·H_2O体系油相体积分数的确定 |
| 3.2.5 NH_3·H_2O体系制乳搅拌速度的确定 |
| 3.2.6 NH_3·H_2O体系制乳搅拌时间的影响 |
| 3.2.7 NH_3·H_2O体系乳水比的影响 |
| 3.2.8 NH_3·H_2O体系外水相Ni~(2+)浓度对提取效率的影响 |
| 3.2.9 NH_3·H_2O体系外水相酸度对提取效果的影响 |
| 3.3 NH_3·H_2O体系破乳研究 |
| 3.3.1 NH_3·H_2O体系离心破乳研究 |
| 3.3.2 NH_3·H_2O体系超声破乳研究 |
| 3.3.3 NH_3·H_2O体系加热破乳研究 |
| 3.3.4 NH_3·H_2O体系加热-离心联合破乳 |
| 3.3.5 NH_3·H_2O体系超声-加热联合破乳 |
| 3.3.6 NH_3·H_2O体系油相循环利用研究 |
| 3.4 NH_3·H_2O体系膜内反应研究 |
| 3.4.1 NH_3·H_2O体系红外光谱研究 |
| 3.4.2 NH_3·H_2O体系拉曼光谱研究 |
| 3.5 NH_3·H_2O体系乳状液膜法提取酸浸液中的镍 |
| 3.6 本章小结 |
| 第4章 NaOH体系乳状液膜法提取镍的研究 |
| 4.1 实验 |
| 4.1.1 实验试剂与设备 |
| 4.1.2 实验方法 |
| 4.2 NaOH体系乳状液膜法提取镍 |
| 4.2.1 NaOH体系表面活性剂含量的确定 |
| 4.2.2 NaOH体系流动载体含量的确定 |
| 4.2.3 内水相NaOH浓度的确定 |
| 4.2.4 NaOH体系油相体积分数的确定 |
| 4.2.5 NaOH体系制乳搅拌速度的确定 |
| 4.2.6 NaOH体系制乳搅拌时间的确定 |
| 4.2.7 NaOH体系乳水比对Ni~(2+)提取效率的影响 |
| 4.2.8 NaOH体系外水相Ni~(2+)浓度对提取效率的影响 |
| 4.2.9 NaOH体系外水相酸度对Ni~(2+)提取效率的影响 |
| 4.3 NaOH体系破乳研究 |
| 4.3.1 NaOH体系离心破乳研究 |
| 4.3.2 NaOH体系超声破乳研究 |
| 4.3.3 NaOH体系加热破乳研究 |
| 4.3.4 NaOH体系加热-离心联合破乳 |
| 4.3.5 NaOH体系超声-加热联合破乳 |
| 4.3.6 NaOH体系膜相循环利用研究 |
| 4.4 NaOH体系膜内反应研究 |
| 4.4.1 NaOH体系红外光谱研究 |
| 4.4.2 NaOH体系拉曼光谱研究 |
| 4.5 NaOH体系乳状液膜法处理酸浸液 |
| 4.6 本章小结 |
| 第5章 Na_2S体系乳状液膜法提取镍的研究 |
| 5.1 实验 |
| 5.1.1 实验试剂与设备 |
| 5.1.2 实验方法 |
| 5.2 Na_2S体系乳状液膜法影响因素研究 |
| 5.2.1 Na_2S体系膜相组成的确定 |
| 5.2.2 Na_2S体系制乳条件的确定 |
| 5.2.3 Na_2S体系提取条件的确定 |
| 5.3 Na_2S体系破乳研究 |
| 5.3.1 Na_2S体系破乳方法选择 |
| 5.3.2 Na_2S体系联合破乳法 |
| 5.3.3 Na_2S体系膜相循环利用研究 |
| 5.4 Na_2S体系膜内反应研究 |
| 5.4.1 Na_2S体系红外光谱研究 |
| 5.4.2 Na_2S体系拉曼光谱研究 |
| 5.5 Na_2S体系乳状液膜提取法红土矿酸浸液中的镍 |
| 5.6 本章小结 |
| 第6章 乳状液膜法提取镍的传质机理研究 |
| 6.1 实验 |
| 6.1.1 微分法实验 |
| 6.1.2 表观反应活化能 |
| 6.2 乳状液膜法提取镍的传质过程 |
| 6.3 NH_3·H_2O体系乳状液膜法传质分析 |
| 6.3.1 NH_3·H_2O体系乳状液膜法动力学 |
| 6.3.2 NH_3·H_2O体系乳状液膜反应表观活化能 |
| 6.4 NaOH体系乳状液膜法传质分析 |
| 6.4.1 NaOH体系乳状液膜法动力学分析 |
| 6.4.2 NaOH体系乳状液膜反应表观活化能 |
| 6.5 Na_2S体系乳状液膜法传质分析 |
| 6.5.1 Na_2S体系乳状液膜法动力学分析 |
| 6.5.2 Na_2S体系乳状液膜反应表观活化能 |
| 6.6 本章小结 |
| 第7章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间发表的论文 |
| 个人简介 |
（10）红土矿镍铁冶炼技术进展分析（论文提纲范文）
| 1 前言 |
| 2 镍矿 |
| 2.1 红土镍矿的资源分布 |
| 2.2 红土镍矿的分类 |
| 3 红土镍矿处理方法 |
| 3.1 火法工艺 |
| 3.1.1 回转窑—矿热炉 |
| 3.1.2 回转窑—磁选 |
| 3.1.3 转底炉+熔分炉 |
| 3.1.4 还原硫化熔炼镍锍 |
| 3.1.5 烧结—高炉还原熔炼 |
| 3.2 湿法工艺 |
| 3.2.1 还原焙烧—氨浸 |
| 3.2.2 高压酸浸 |
| 3.2.3 常压酸浸 |
| 3.2.4 生物浸出 |
| 4 技术分析 |
| 5 结语 |
四、红土矿的超声生物浸出（论文参考文献）
- [1]微波辅助废旧锂电池电极材料有价金属提取与重组基础研究[D]. 付元鹏. 中国矿业大学, 2021
- [2]铜冶炼渣中二氧化硅的分离及制备白炭黑研究[D]. 苏博文. 昆明理工大学, 2021(01)
- [3]金属离子胁迫对电子废弃物生物浸出过程的影响机制研究[D]. 吴炜进. 华东理工大学, 2020(08)
- [4]硅镁型红土镍矿常压酸浸—净化—中和沉镍实验研究[D]. 王旭滨. 昆明理工大学, 2018(01)
- [5]镁质贫镍红土矿热分解行为的研究[D]. 王宇鲲. 昆明理工大学, 2018(01)
- [6]镁质氧化镍矿煤基非熔融金属化还原工艺及基础理论研究[D]. 马保中. 昆明理工大学, 2017(12)
- [7]镍钴冶炼中典型重金属污染识别与防控对策研究[D]. 李静. 中国矿业大学(北京), 2015(09)
- [8]硫酸钠对红土镍矿在氢气和甲烷气氛下的还原性研究[D]. 卢杰. 太原理工大学, 2013(03)
- [9]乳状液膜技术提取红土矿浸出液中镍的研究[D]. 姜承志. 东北大学, 2013(07)
- [10]红土矿镍铁冶炼技术进展分析[J]. 刘毅,李波,王涛. 四川冶金, 2012(03)