一、重庆农化集团铬渣干燥系统的工艺流程及干燥计算(论文文献综述)
裴凤娟[1](2021)在《利用工业固废制备微晶玻璃过程中镁、铁和氟的影响》文中研究指明利用工业固废,采用烧结法制备的微晶玻璃常出现表面凹凸不平、内部气孔增多或结晶度偏低等问题。为了解决这一问题,实现工业固废的资源化利用,本文通过分析常用于制备微晶玻璃的工业固废的成分特点,发现其大多含有少量的镁、铁或氟元素且难以去除。这些元素的存在会对微晶玻璃的晶化行为和产品性能质量产生重要影响,但是目前关于镁、铁或氟对微晶玻璃烧结协同晶化行为的影响,尤其是低元素含量或多元素共存时的影响机制尚不清楚,急需开展深入系统的研究,以构建规律性认识,为协同利用多种工业固废制备微晶玻璃提供科学依据。为此,首先以利用纯试剂原料配制的CaO-Al2O3-SiO2系统基础玻璃为对象,研究了 MgO、CaF2和Fe2O3对微晶玻璃烧结收缩、晶化行为、显微组织及其性能的影响交互作用机理,确定了含镁、铁或氟元素微晶玻璃的最优成分体系与热处理工艺参数。以上述研究结果为基础,利用青石粉、高炉渣和萤石尾矿等典型工业固废,制备了性能优异的硅灰石和透辉石基微晶玻璃,实现了多种工业固废的成分互补利用。本研究结果可为利用含镁、铁或氟元素的工业固废制备微晶玻璃提供科学依据和技术路线,对提高废弃物综合利用比率、改善微晶玻璃性能、降低生产成本和保护环境等具有重要的经济与社会效益。在本文的工作中,首先从单一元素的角度,分析了 MgO对CaO-Al2O3-SiO2系微晶玻璃烧结晶化行为和性能的影响。研究结果表明,MgO的加入将促进次晶相—透辉石(CaMgSi2O6)相的析出,抑制主晶相—硅灰石(CaSiO3)的析出,从而使微晶玻璃的晶相由硅灰石转变成透辉石。这将导致微晶玻璃的显微硬度和抗弯强度提高,耐酸性增强。但是,进一步提高MgO将导致致密化烧结温度范围变窄、结晶度下降,不利于获得结晶度较高且表面平整的微晶玻璃。因此,CaO-Al2O3-SiO2系微晶玻璃中MgO含量不宜超过3 wt.%(质量分数)。由于MgO的存在使微晶玻璃的晶相由硅灰石类型转变成透辉石类型,本文进一步研究了 CaF2在透辉石基微晶玻璃中的作用机理。结果表明,加入2 wt.%CaF2比不含CaF2的微晶玻璃的抗弯强度几乎提高一倍,但继续提高CaF2含量将导致微晶玻璃的性能变差,可能与其析出的独立萤石相有关。CaF2能促进微晶玻璃快速析晶、阻碍烧结,随着热处理温度的升高,已晶化的玻璃颗粒将产生塑性变形,导致在颗粒间烧结颈处形成一种新非晶相。该非晶相的存在将有利于促进烧结致密化。因此,CaO-MgO-Al2O3-SiO2系微晶玻璃中CaF2含量不宜超过2 wt.%,且CaF2的作用需要与相应的热处理工艺参数密切配合,才能够获得较好的微晶玻璃性能。Fe2O3含量的提高,可促进CaO-Al2O3-SiO2系微晶玻璃中次晶相—锌黄长石(Ca2ZnSi2O7)在低温下析出,但将导致微晶玻璃的热处理温度范围变窄,并使其显微硬度和抗弯强度降低、吸水率变小、耐酸性增强、耐碱性减弱。为获得表面光滑、性能良好的微晶玻璃,其Fe2O3含量应控制在3 wt.%以下。当Fe2O3和MgO同时存在时,由于两者的交互作用,Fe2O3的存在加强了 MgO促进透辉石析出的趋势,同时MgO也加剧Fe2O3使玻璃热处理温度范围变窄的趋势。因此,两者同时存在时,Fe2O3和MgO含量应分别低于4 wt.%和 1.2 wt.%。在上述研究基础上,利用实际的高炉渣、青石粉和萤石尾矿工业固废为原料,分别制备了硅灰石基和透辉石基微晶玻璃,研究结果与上述利用纯试剂配制的实验样品研究结果得到了很好的吻合。研究中进一步分析Fe2O3和CaF2同时存在时对硅灰石基微晶玻璃的影响,以及MgO、Fe2O3和CaF2三者同时存在时对硅灰石基微晶玻璃与透辉石基微晶玻璃显微组织与性能的影响。本文协同利用三种工业固废所制得的实验样品,硅灰石基微晶玻璃抗弯强度为71.84 MPa、硬度为596.70 HV、吸水率和耐酸碱腐蚀性均小于0.2%,废弃物综合利用率达80.10%;透辉石基微晶玻璃的抗弯强度高达104.77 MPa、硬度为634.32 HV、吸水率和耐酸碱腐蚀性均小于0.2%,废弃物综合利用率达78.61%。
冉光靖[2](2020)在《铬渣冶金烧结资源化利用研究》文中进行了进一步梳理随着铬盐在国民经济各个领域的广泛应用,铬盐产量逐年增加,其附属产物铬渣的增多而引发的环境污染问题日益突出。本文针对铬渣的组成和毒性特点,提出添加铬渣烧结解毒及资源化利用方法,研究了添加铬渣烧结工艺、铬渣添加量、混合料配碳量对烧结过程和烧结矿性能的影响,对添加铬渣烧结矿的解毒效果和浸出毒性行为进行分析,提出了一条铬渣资源化无害化处置的新途径。铬渣的特性基本特性研究表明:铬渣吸水性较强,平均含水率为22.5%。铬渣有较为均匀的粒度分布,其中在0.7-3mm的质量占比为35.67%。铬渣中主要元素为Fe、O、Mg、Al、Cr、Si等元素,主要以铬尖晶石结构存在,其中TFe、Mg O、Al2O3含量分别为36.31%、8.26%、19.76%,铬渣中含有较多的TFe,为适当提高铬渣配入量提供了可能性。铬渣配比对烧结过程影响实验研究表明:添加铬渣的褐铁矿矿粉烧结在碱度为1.0,配碳量为7.16%,铬渣配比为15%条件下的烧结矿综合性能最优,其中烧结过程中的烧结速率及利用系数分别为24.63 mm/min、1.55 t·m-2·h-1,烧结矿成品率为81.67%,落下强度及转鼓强度分别为83.33%、73.33%,还原度为54.11%,低温还原粉化率为97.13%(RDI+3.15)。添加铬渣后烧结矿适宜配碳量研究:配碳量的提升,总体上能提升烧结矿的成品率及冷态强度。铬渣添加量为30%,配碳量增至9.21%时,烧结矿成品率为82.31%,落下强度及转鼓强度分别为83.56%、72.77%,其烧结矿品质最优。配碳量达到10.23%时,烧结矿综合性能有所下降。随着配碳量从7.16%增加至10.23%,烧结矿中Fe O含量呈上升趋势,从7.56%增至8.21%。综合分析得出添加铬渣的褐铁矿酸性烧结适宜配碳量为9.21%左右。混合矿粉添加铬渣烧结实验研究表明:在碱度为2.0碱性烧结条件下,铬渣配比为20%时,烧结矿综合性能最优,其中烧结矿成品率为80.35%,落下强度及转鼓强度分别为86.78%、73.13%,还原度指数为87.32%,低温还原粉化率为68.97%(RDI+3.15)。烧结矿浸出毒性研究表明:添加铬渣烧结后铬渣解毒效果很好,烧结矿浸出毒性检测结果显示,当添加铬渣为30%时,烧结矿浸出毒性测试结果最高为0.57mg/L,远远低于国家固体废弃物六价铬浸出毒性标准(5mg/L),且Cr6+还原率达到97.52%以上。综合烧结矿冶金性能、烧结经济性以及铬渣资源利用最大化等因素,烧结处理铬渣适宜配比应控制在15%-20%。
王广[3](2020)在《高铬型提钒尾渣与铬铁矿协同还原冶炼高碳铬铁的基础研究》文中研究说明红格矿是我国攀西地区储量最大的钒钛磁铁矿资源。红格南矿区已探明储量高达19亿吨,原矿中的铁、钒、钛等有价元素品位与攀西其他矿区相近,但Cr2O3含量是其他矿区的5~10倍,铬资源储量高达600万吨。我国铬资源极度贫乏,97%以上依赖进口。红格南矿区中的铬资源量与中国已探明的铬矿储量相当,极具利用价值。围绕红格矿的高效清洁和大规模低成本利用,国内多家科研单位进行了技术攻关,初步形成了“高炉炼铁-转炉提钒铬”的冶炼工艺流程。基于该工艺,转炉提钒铬后所得的钒铬渣中的钒可利用现有的湿法提钒工艺提取,但提钒后所得的高铬型提钒尾渣中Cr2O3含量高达5.00%~13.00%,远高于普通提钒尾渣,目前尚无成熟、经济的提取工艺。高铬型提钒尾渣属有毒固体废弃物,若堆弃会造成严重的环境污染。因此,本文提出高铬型提钒尾渣与铬铁矿协同还原冶炼高碳铬铁的思路,系统研究了协同还原过程的元素迁移规律、物相演变和冶炼过程中的影响因素,开展了还原前后炉渣的毒性测试,为高铬型提钒尾渣的综合利用提供参考。理论计算表明,高铬型提钒尾渣与铬铁矿协同还原过程中含铬物相消失温度、液态渣生成温度与铬铁矿还原过程相比分别提前了40℃和20℃;含铁物相与高铬型提钒尾渣还原过程相比提前了100℃。还原实验表明,高铬型提钒尾渣与铬铁矿协同还原过程中,含铁氧化物在1100℃时基本被还原,1200℃时有(Cr,Fe)7C3物相生成,还原样品在1400℃有金属颗粒生成,还原度在1500℃时达到96.24%。与铬铁矿还原过程相比,含铁物相被完全还原温度、(Cr,Fe)7C3物相生成温度均提前了100℃。当铬铁矿与高铬型提钒尾渣配比为5:1、Si O2添加量为5.08%、配碳量为20.54%、还原剂为石墨粉、还原熔分时间为35 min时;所获得的高碳铬铁成分为:Cr 50.74%,Fe 37.50%,C 8.77%,Si 1.35%,P 0.005%,S 0.014%;铬、铁和金属收得率分别为95.18%、93.49%和96.17%。未脱硫高铬型提钒尾渣与铬铁矿协同还原冶炼高碳铬铁过程中,Ca O添加量为10.45%时,可将高碳铬铁中硫含量由0.11%的降至0.04%,脱硫率为61.90%。高铬型提钒尾渣浸出液中的Cr(VI)为2.41 mg/L,总钒含量为4.28 mg/L;还原后炉渣浸出液中的Cr(VI)仅为0.04 mg/L,且未检测到钒,实现了尾渣的解毒处理。
叶鹏[4](2020)在《铬铁矿无钙焙烧渣中铁铝铬的资源化利用》文中研究表明无钙渣是用铬铁矿生产铬盐后产生的危险工业固废。然而,其中含有多种金属元素,也是一种潜在二次资源,且年产量高达六十万吨。因此,发展其回收利用技术不仅是保护环境、节约资源的根本要求,更是铬盐产业可持续发展的迫切需要。本研究基于无钙渣的物理化学特性,提出了搅拌水洗-盐酸浸出-絮凝剂制备工艺,实现了无钙渣的高效利用。其中,水洗过程基于渣中铬酸钠水溶性,以去离子水为浸提剂,采用常压搅拌浸出法,实现铬酸钠高效回收。确定其最佳参数为:液固比10mL·g-1,浸提温度70oC,搅拌速率200 rpm,浸提时间33 min。该条件下,铬酸钠回收率高达97.27%。同时,该过程符合缩核模型,且主要受液膜扩散控制。其中,搅拌速率从50 rpm增大到300 rpm,浸出活化能从17.66 kJ·mol-1减小至11.27 kJ·mol-1。盐酸浸出过程基于渣中金属氧化物酸溶性,以盐酸溶液为浸提剂,湿法浸取回收金属元素,确定其最佳参数为:盐酸浓度12 mol·L-1、液固比5.6 mL·g-1、浸出温度110°C以及时间6 h。该条件下,铁、铝、铬、镁浸出率分别达到89.89%、93.99%、67.76%和95.25%。同时,金属元素浸出过程均符合缩核模型,且受界面化学反应控制,铁、铝、铬、镁浸出活化能分别为78.10 kJ·mol-1、66.44 kJ·mol-1、102.31 kJ·mol-1和81.66 kJ·mol-1。此外,引入机械球磨预处理过程,提高比表面积,增加表面能,此时,铁、铝、铬、镁浸出活化能分别降低为60.44 kJ·mol-1、61.61 kJ·mol-1、79.33kJ·mol-1以及70.55 kJ·mol-1。絮凝剂制备过程则基于酸浸液高铁铝含量,采用恒速滴碱-热辅助共聚工艺,制备聚合氯化铁铝,并用于垃圾渗滤液生化出水处理。确定其最佳制备参数为:氢氧化钠用量(即n(NaOH)/V(酸浸液))2 mol·L-1,氢氧化钠浓度0.2 mol·L-1,聚合温度45°C,熟化时间3 d,最佳絮凝参数为:水样pH 7.35,温度23°C,絮凝剂投加量11 g·L-1,沉降时间15 min。该条件下,絮凝效率为COD去除率76.33%,色度去除率83.54%。同时,以聚硅酸为改性剂,调节聚合氯化铁铝内在性质,以提高絮凝性能,增加安全性。确定其最佳配比(即n(ps)/V(酸浸液))为0.4 mol·L-1,该条件下,絮凝效率为COD去除率85.23%,色度去除率90.02%,且金属离子残留明显降低。
田森[5](2019)在《铵碱体系中铬铁电氧化制备三氧化二铬的研究》文中进行了进一步梳理三氧化二铬(Cr2O3)是一种高价值的铬盐产品,常用作催化剂、冶金原料、热喷涂材料、研磨剂等。但传统的生产方法工艺流程长,环境污染严重,开发新型三氧化二铬生产技术成为必然趋势。2013年,中国科学院青海盐湖研究所研发了一条电化学法制备铬酸盐的清洁生产技术,以高碳铬铁为牺牲阳极,钠碱(钾碱)为电解液,常温常压下电氧化制备出铬酸钠(铬酸钾)。该技术含铬废弃物排放量少、反应条件温和、过程可控、副产品经济价值高,具有极好的应用前景。在此基础上,将电化学法制备铬酸盐新技术应用到铵盐体系,设计出两步法制备三氧化二铬技术路线,即第一步电氧化铬铁制备铬酸铵,第二步热分解铬酸铵制备Cr2O3。论文从两个方面展开了研究:其一,铵碱体系下铬铁电氧化过程,包括电氧化过程参数优化、铬酸铵溶液结晶方法探索和电氧化机理推测;其二,热分解制备Cr2O3过程,包括热分解过程参数优化及添加剂使用对纳米Cr2O3制备过程的影响。研究结果如下:(1)以电流效率为参考指标,设计单因素实验考察铬氨物质的量比、电流密度和循环流量对铬铁电氧化过程的影响。优化工艺条件为:铬氨物质的量比为0.2:1,电流密度为140 A/m2,循环流量为12 L/h,在此条件下铬的电流效率高达63%。通过稳态线性极化曲线法对铬铁电极在氨水中的极化过程进行了探索,数据表明高碳铬铁在氨水溶液中表现出活化-阻止活化—再活化的特征。(2)对铬酸铵溶液的结晶工艺进行了初步探索,考察了不同结晶方式对产品晶型、晶貌和颜色的影响。研究发现铬酸铵溶液经蒸发结晶无法得到铬酸铵晶体,只能得到橙黄色的重铬酸铵晶体;采用冷冻干燥法将电解液冷冻固结,再利用低温升华设备对固结样品脱水,最终获得了一种亮黄色、多孔状的铬酸铵晶体。通过对比阿拉丁生产的铬酸铵产品,冷冻干燥得到的铬酸铵表现出更好的纯度和色泽。(3)对铬酸铵和重铬酸铵热分解制备三氧化二铬进行了研究。从铬酸铵和重铬酸铵的热分析结果,推测出铬酸铵和重铬酸铵热分解的化学反应过程。结果表明,铬酸铵和重铬酸铵热分解过程遵循Cr6+→Cr4+→Cr3+的还原过程。分别考察了热分解温度、保温时间和升温速率对Cr2O3晶型、晶貌及色度的影响,优化了铬酸铵与重铬酸铵制备Cr2O3的热分解条件。在热分解温度为850℃,保温时间为0.5 h,升温速率分别为4℃/min和5℃/min的条件下,得到了晶型完整的亮绿色球形Cr2O3。(4)研究了热解过程添加剂对制备Cr2O3的影响。结果表明,将硝酸铵添加铬酸铵中,且两者的物质的量比为0.625:1时,能够得到平均粒径为84 nm的三氧化二铬晶体颗粒。将碳酸氢铵添加到重铬酸铵中,且两者的物质的量比为1:1时,热分解可得平均粒径为42 nm的三氧化二铬颗粒。本论文研究的铬铁-铬酸铵(重铬酸铵)-三氧化二铬工艺是一条新型的、短流程的三氧化二铬制备技术。论文研究结果为铬铁电化学法制备Cr2O3技术的产业化推进提供了基础数据和技术储备,对铬盐电氧化清洁生产技术的发展有一定的促进作用。
应子文[6](2019)在《溶剂萃取法分离硫酸介质中钒铬的工艺研究》文中认为随着钢铁产业的发展,作为“现代工业味精”的钒呈现供不应求的市场状况。钒的来源不断拓展,但是从钒铬渣中提取制备高纯度的钒一直是难题。在过去的几十年里,钒铬渣纯化提钒技术不断改进,出现了如化学沉淀法、钠化焙烧-水浸法、离子交换法及烧结-高炉冶炼法等,但都存在各种问题。近些年也出现了对于环境友好型的新兴焙烧体系和溶剂萃取等方法,该研究方向具有较大的市场和前景。基于自制的O216萃取剂,以溶剂萃取法对钒铬渣中的钒铬进行分离纯化,工艺符合环境友好理念,产品纯度高,可满足高端市场需求。采用常规氧化还原滴定法和高频电感等离子体原子发射光谱法相结合的方法测定了金属离子含量。研究了系列萃取剂的萃取性能,以萃取率和分相时间为考核指标,发现O216是最佳的萃取剂。最佳有机相相组成为40%O216-5%1#助溶剂-55%3#稀释剂。有机相的饱和容量达到15.53 g/L。以浓硫酸调节浸出液p H,在一定萃取条件下,铬的单级萃取接近100%。铬负载有机经过水洗和反萃取其单级反萃率达到100%。将反萃液还原,沉淀、洗涤、烘干、煅烧制成三氧化二铬产品,以XRD和ICP对产品进行结构表征和纯度分析。以萃铬后的萃余液为原料液,进行了溶剂萃取纯化钒的研究。优化出O216萃取钒的最佳工艺条件,以40%O216-40%1#助溶剂-20%3#稀释剂作为有机相,其钒的饱和容量为6.05 g/L。调节p H后,在一定条件下钒的单级萃取在70%左右。12轮6级逆流萃取表明,平衡后以萃余液中的钒含量计算得到的钒萃取率大于98%。钒负载有机经水洗和反萃取,单级反萃率达100%。反萃液制成五氧化二钒产品以XRD和ICP对其进行结构表征和纯度测定。通过配位理论、等摩尔浓度法、斜率法以及红外光谱法对O216萃取钒和铬机理进行探究,得出萃取方程式,为工艺提供理论基础。对钒铬渣提钒技术的前景进行预测,市场经济分析得其毛利润可得15万元/吨,最后进行SWOT分析。本文的创新点主要在于自主合成了新型萃取剂,其对于钒铬的萃取性能优异,通过调节p H,可增大钒与铬分离系数;同时,该萃取剂属于经济环保型,可以实现大规模推广。论文的亮点为,研究了新的萃取剂机理和开发了新的萃取体系。
方得安[7](2019)在《烟气脱硫副产物处理主流钒工业废水及电镀废水的研究》文中进行了进一步梳理主流的钒工业(钠化提钒)废水是一种典型的高浓度、高毒性的酸性重金属废水,其主要污染物为六价铬(Cr(Ⅵ))及总铬(TCr)、钒(Ⅴ)及氨氮(NH3-N),电镀含铬废水也是一种常见的重金属废水,其主要污染物为六价铬(Cr(Ⅵ))及总铬(TCr)。此类废水严重威胁了人类及环境健康。本文开创性地探索出一种利用烟气脱硫副产物处理钒工业废水及电镀含铬废水的新方法。本研究不仅为钒工业废水及电镀废水提供了一种低成本、高效率的处理工艺,也为烟气脱硫副产物提供了一种新的资源化利用方法。相比于传统处理方法,本工艺实现了“以废治废”的目标,符合绿色可持续发展的要求。本文分别考察了山东滨州火电厂和大唐鲁北火电厂湿式镁法脱硫副产物及河北某烧结厂半干式钙法烟气脱硫灰的主要成分,考察了承德某钒厂排放的钒工业废水以及沈阳某民用机公司电镀车间排放的含铬电镀废水中主要污染物含量及存在形态。根据不同来源的烟气脱硫副产物自身特点,设计了相应的处理流程,考察了水处理过程的主要机理、影响因素及沉淀物成分。采用山东滨州湿式镁法烟气脱硫副产物处理钒工业废水,可分步去除废水中的重金属及氨氮。废水处理过程中,镁法烟气脱硫副产物不仅可以作为还原剂将钒工业废水中的Cr(Ⅵ)和V(Ⅴ)还原为毒性较小且易于分离的Cr(Ⅲ)和V(Ⅳ),其提供的可溶性镁离子亦可作为氨氮沉淀剂及铬镁尖晶石前驱体的原料。其最佳工艺条件如下:Cr(Ⅵ)和V(Ⅴ)还原阶段,最佳pH=2.5,副产物用量为21.5 g/L,反应时间15.0 min;TCr和V沉淀阶段最佳pH=7.0,反应时间为15.0 min;氨氮沉淀阶段,最佳沉淀pH=9.5,摩尔比n(Mg2+):n(NH4+):n(PO43-)=0.7:1.0:1.0,反应时间15.0min。在最佳条件下,废水中残留的六价铬、总铬及钒分别为0.046 mg/L,0.468 mg/L和0.06 mg/L;氨氮去除率为95.7%,氨氮及磷残留量分别为137 mg/L和5.49 mg/L。重金属沉淀物于1000℃下焙烧可制得铬镁尖晶石(MgCr204)粉体。氨氮沉淀物主要成分为鸟粪石(MgNH4PO4·6H2O),可作为缓释肥原料。采用大唐鲁北电厂湿式镁法烟气脱硫副产处理钒工业废水,可将废水中重金属及氨氮同时去除。其最佳工艺条件如下:Cr(Ⅵ)和V(Ⅴ)还原阶段,最佳pH=2.5,副产物用量为 42.5 g/L,反应时间 15.0 min;沉淀阶段,最佳 pH=9.5,摩尔比n(Mg2+):n(NH4+):n(PO43-)=0.3:1.0:1.0,反应时间20.0min。在最佳条件下,废水中残留的六价铬、总铬及钒分别为0.047 mg/L,0.1 mg/L及0.14 mg/L;氨氮去除率为94.5%,氨氮及磷残留量分别为176.2mg/L和14.7 mg/L。沉淀物主要成分为鸟粪石及氢氧化铬混合物。采用河北某烧结厂半干式钙法烟气脱硫灰处理钒工业废水,可分别沉淀废水中重金属及氨氮。半干式钙法烟气脱硫灰不仅可以作为还原剂将Cr(Ⅵ)和V(Ⅴ)还原为毒性较小且易于分离的Cr(Ⅲ)和V(Ⅳ),同时也可得到副产物石膏(CaSO4·2H2O)。其最佳工艺条件如下:Cr(Ⅵ)和V(Ⅴ)还原阶段,最佳pH=2.5,脱硫灰用量为29.5 g/L,反应时间15.0 min;TCr和V沉淀阶段,最佳pH=7.5,反应时间15.0 min;氨氮沉淀阶段,最佳pH=9.5,摩尔比n(Mg2+):n(NH4+):n(PO43-)=1.1:1.0:1.0,反应时间15.0 min。在最佳条件下,废水中残留的六价铬、总铬及钒分别为0.163 mg/L,0.395mg/L及0.155mg/L;氨氮去除率为95.75%,氨氮及磷残留量分别为133.6mg/L和5.61 mg/L。还原阶段沉淀物主要成分为石膏;重金属沉淀物于1000℃焙烧可得到含量为83.72%的Cr2O3粉体,氨氮沉淀物主要成分为鸟粪石。采用山东滨州湿式镁法烟气脱硫副产物处理含铬电镀废水,镁法烟气脱硫副产物作为低成本还原剂,可将含铬电镀废水中的Cr(Ⅵ)快速还原为毒性较小且易于分离的Cr(Ⅲ)。其最佳工艺条件如下:Cr(Ⅵ)还原阶段,最佳pH=2.5,副产物用量为0.55 g/L,反应时间15.0min;TCr沉淀阶段,最佳pH=7.5,反应时间15.0 min。在最佳条件下,废水中残留的六价铬和总铬分别为0.035 mg/L和0.08 mg/L。采用河北某烧结厂半干式钙法烟气脱硫灰作为低成本还原剂处理电镀含铬废水。其最佳工艺条件如下:Cr(Ⅵ)和V(Ⅴ)还原阶段,最佳pH=2.5,脱硫灰用量为0.65 g/L,反应时间15.0 min;TCr沉淀阶段,最佳pH=7.5,反应时间15.0 min。在最佳条件下,废水中残留的六价铬和总铬分别为0.021 mg/L和0.08 mg/L。
程功金[8](2018)在《有价组元对高炉用高铬型钒钛磁铁矿球团冶金性能的影响》文中研究指明钒、钛和铬是重要的战略金属资源,在高铬型钒钛磁铁矿中赋存量较大。高铬型钒钛磁铁矿储量丰富,综合利用价值高,该矿的综合研究利用对国民经济和国家安全具有重要意义。本文以高铬型钒钛磁铁矿为基础原料,在制备出合格的高铬型钒钛磁铁矿球团的基础上,研究了球团的抗压强度、还原膨胀和还原性、还原表观动力学以及软熔滴落特性和机理等方面的内容,考察了 TiO2、Cr2O3、B2O3和CaO等有价组元对高炉用球团冶金性能的影响,结论如下:(1)随TiO2和Cr2O3含量的增加,高铬型钒钛球团矿的抗压强度均显着逐渐降低;对高铬型钒钛磁铁矿和钛精矿的磨矿操作有利于高铬型钒钛球团矿抗压强度的显着提高。随B23含量的增加,高铬型钒钛球团矿的抗压强度显着逐渐增加;随CaO含量的增加,高铬型钒钛球团矿抗压强度先升高后降低,CaO添加质量分数为2%时抗压强度最高。不同TiO2、Cr2O3、B2O3和CaO含量的高铬型钒钛球团矿的抗压强度和氧化焙烧过程中生成的物相、形成的球团结构、孔隙率的变化、矿相组成和结构等有密切的关系,且有各自独特的影响机制。(2)TiO2、Cr2O3、B2O3和CaO对高铬型钒钛球团矿的还原膨胀均有抑制作用,但抑制效果不一,随TiO2和Cr2O3含量的增加,高铬型钒钛球团矿的还原膨胀率正常降低,但随B2O3含量的增加,还原膨胀率迅速降低为趋于零,随CaO含量的增加,还原膨胀率整体降低,但有特殊的使得还原膨胀升高的CaO含量范围。Cr2O3含量对高铬型钒钛球团矿还原的影响显着,随Cr2O3质量分数从0.28%升高到8.22%时,还原程度先略微增加后逐渐降低。(3)研究高铬型钒钛球团矿模拟高炉块状带400~110℃的非等温还原动力学发现:还原温度和气氛对高铬型钒钛磁铁矿球团还原速率的影响显着,并且还原过程以900℃为节点分为两个不同阶段;该矿球团还原反应级数符合一级几何收敛,根据Coats-Redfern近似式法求得还原过程中的表观活化能为42.6kJ/mol,并得出界面化学反应和气体通过产物层的内扩散为非等温还原过程的主要控制环节。研究高铬型钒钛球团矿600~900℃的等温还原动力学发现:CO-CO2-N2气氛条件下,120min内,还原过程由气体通过产物层的扩散和界面化学反应混合控制,具体为:还原初始阶段,控制环节主要为界面化学反应,120min内随着还原的进行,控制环节逐渐转为界面化学反应和气体通过产物层的扩散混合控制;而120min后,控制环节无规律。CO-N2气氛条件下,反应速率由界面化学反应和气体通过产物层的内扩散混合控制,具体为:初始阶段,控制环节主要为界面化学反应,随着还原的进行,且还原率小于30%时,速率控制环节逐渐转变为界面化学反应和气体通过产物层的扩散混合控制,当还原率大于35%时,速率控制环节主要为气体通过产物层的扩散,当还原率达到60%时,由于浮氏体铁到金属铁的还原阻滞,界面化学反应控制环节反而在一定程度上增强。(4)随TiO2质量分数在2.47%~12.14%范围内变化时,高铬型钒钛球团矿的软化开始温度和软化终了温度逐渐升高,软化区间逐渐变窄,熔化开始温度和滴落温度逐渐升高,熔滴区间逐渐变宽,透气性显着恶化。在渣铁滴落、分离过程中,Cr和V迁移到铁中的量明显高于迁移到渣中的量,但Ti迁移到渣中的量明显高于迁移到铁中的量。随TiO2含量的增加,Ti(C,N)生成量逐渐增多且以规则的固体颗粒附着在焦炭的表面。随Cr2O3质量分数从0.28%增加到8.22%时,软化开始温度和软化终了温度逐渐升高,软化区间整体变宽,熔化开始温度整体升高,滴落温度逐渐升高,熔滴区间迅速变宽到较高值230℃以上,透气性显着恶化,熔滴性能指标显着恶化,滴落难度加剧,这与铬的复合碳化物和碳化物生成相一致,也与未滴落物和滴落铁的微观形貌和微区成分相一致。随B2O3添加质量分数在0%~4.5%变化时,软化开始温度显着升高,软化区间显着变宽;熔化开始温度先降低后升高,滴落温度升高,熔滴区间先升高后迅速降低;透气性逐渐得到改善。随B2O3的加入,除软化阶段的指标外,其他熔炼指标均得到了改善和优化,且Ti(C,N)的生成受到了很大程度的抑制,在软熔滴落过程中渣铁分离效果尤为优异。硼很容易迁移到渣中,渣中硼氧化物的增多降低了钛氧化物迁移到渣中的比例。随CaO含量的增加,软化开始温度和软化温度整体上逐渐升高,软化区间先升高后降低。熔化开始温度和滴落温度整体上逐渐升高,熔滴区间逐渐增大,但透气性呈逐渐改善的趋势。尽管CaO添加质量分数为2%时,高铬型钒钛球团矿的抗压强度最高,但是为了炉料透气性、渣铁形成和分离效果的改善,有必要提高CaO的添加量。在渣铁的形成和分离过程中,CaO对有价组元Cr、V和Ti的迁移有一定的影响。Ti(C,N)生成的抑制和CaTiO3生成的促进与相应的最大压差的降低和透气性的改善、熔滴区间的变宽和滴落难度的加剧等软熔滴落指标的变化相一致。本文的研究有效补充和完善了高铬型钒钛磁铁矿的基础研究工作和理论研究体系,推动了该类有益多金属共伴生铁矿资源开发利用的综合化和高效化。
季益龙[9](2018)在《三相焙烧反应提取钢渣中钒和铬研究》文中进行了进一步梳理对国内某钢厂不锈钢尾渣进行了物性分析,研究发现不锈钢渣主要由硅酸二钙、镁硅钙石和基质相组成,同时含有少量的方镁石、镁铬尖晶石、铝酸钙等相。钢渣中铬含量以Cr2O3计为3.9%,铬主要存在于镁铬尖晶石相、金属相、方镁石相和部分硅酸盐相中,TCLP毒性浸出实验结果显示不锈钢渣中铬的浸出浓度高于环保上限,存在环境风险。采用了粉样焙烧-水浸法提取不锈钢渣中铬元素,研究发现相同焙烧温度、钠铬摩尔比和焙烧时间条件下,NaOH焙烧所得铬提取率显着大于Na2CO3焙烧。采用NaOH粉样焙烧,当焙烧温度为800℃,碱渣比0.6,焙烧时间为30min时,铬提取率可达76.5%,对粉样采用造块处理,铬提取率进一步提高至85.7%。采用NaOH块样焙烧-水浸法提取不锈钢渣中铬元素,工艺优化条件为焙烧温度800℃,碱渣质量比0.6,焙烧时间120min,此时铬提取率为96.0%。采用NaOH块样焙烧-水浸法提取不锈钢渣中铬,500-700℃下,块样焙烧产物中含铬相主要为Na3CrO4;800℃下,焙烧产物中含铬相主要为CaCrO3。不锈钢渣经优化工艺提铬后,渣中残留铬主要以Fe-Cr-O相存在,TCLP毒性浸出实验结果显示提铬后的残渣对环境没有风险;水浸渣中硅含量下降,但有效硅含量增大,NaOH焙烧具有活化渣中硅元素作用,水浸过程是硅元素流失的主要环节。钒渣中的主要物相为(Mn,Fe)(V,Cr)2O4,(Fe,Mn)2SiO4和Fe2.5Ti0.5O4,三者相互包裹组成钒渣颗粒,同时含有少量的Fe3O4,Ca2SiO4和CaAl2Si2O8。V和Cr元素均匀分布于尖晶石相(Mn,Fe)(V,Cr)2O4中。采用NaOH块样焙烧-水浸法提取钒渣中钒和铬,实现了钒和铬的同时高效提取,当焙烧温度为700℃,碱渣比为0.5时,焙烧15min钒提取率达到99.2%;焙烧120min铬提取率达到97.5%。块样在600℃下焙烧5min,产物中含钒物相包括(Cr0.15V0.85)2O3和NaVO2,铬主要分布于三价氧化物固溶体和含铬钠盐中;在700℃下焙烧2h后,部分NaVO2进一步转化为Na3VO4,铬主要以Na3CrO4形式存在。块样焙烧过程是典型的气-液-固三相反应,造块处理为反应塑造了介观尺度的多孔结构,不但缩小了固液两相之间的距离,而且有效改善了气液两相的传质条件,从而强化钒铬的提取。三相焙烧反应中液相NaOH的传质包括颗粒间渗流和颗粒内扩散两种途径。本文建立了非液相渗流传质控速条件下的气-液-固三相未反应核模型,通过动力学数据拟合和实验过程样分析发现,当焙烧温度为400-600℃时,三相焙烧反应速率受液相NaOH在颗粒间渗流传质控制;当反应温度达到600℃时,三相焙烧反应速率受液相NaOH在固相反应层中扩散传质控制。三相焙烧法提取钒渣中钒铬时,反应过程中钒优先于铬氧化,从而造成相同条件下,钒铬提取率的差异化。
魏君怡[10](2018)在《烷基咪唑类离子液体萃取分离钒铬渣酸浸液的实验研究》文中指出我国钒铬渣每年排放量达50万吨,无害化处理成本高、环境危害大,其中的钒、铬元素又是极为重要的稀有金属,在航空、汽车、造船以及国防工业中具有广泛的应用,但我国的钒、铬资源相对匮乏,钒铬渣可以作为一种有效的钒、铬资源。传统钒铬分离方法如化学沉淀法、离子交换法、电化学方法等钒/铬分离系数低,易产生二次污染且产品纯度低,本文采用具有钒/铬分离系数大、产品纯度高的萃取法。传统的萃取分离工艺存在萃取剂选择性低且条件复杂等缺点,使其应用越来越受到限制,因此,探索新型的阳离子型萃取剂就显得十分必要。离子液体是一种新型绿色溶剂,在萃取分离重金属离子方面较传统的有机物质有显着的优势,但其成本昂贵是制约其作为溶剂应用的主要瓶颈,因此将其作为重要萃取剂是扩大其应用途径的一种有效方式。本文以四川攀枝花-西昌地区的高铬型钒钛磁铁矿钠化焙烧-火法冶炼提铁后所形成的钒铬渣硫酸浸出液为原料,以烷基咪唑类离子液体为萃取剂、正戊醇为稀释剂,采用溶液萃取法进行钒铬渣酸浸液萃取分离钒、铬的实验研究,得出如下结论:(1)以[C8mim][BF4]离子液体为萃取剂研究钒的萃取和反萃取实验。在钒的萃取实验研究中,最适宜萃取实验条件为:P([c8mim][BF4])=50.0 g.L-1,t=30 s,T=25.0℃,pH=3.098~8.000。在该条件下,萃取率为95.29%。金属离子浓度越高,萃取率越低。NaCl的浓度越高,萃取率越低。(2)运用饱和容量法、等摩尔系列法、斜率法、离子选择性电极法、FT-IR、1H-NMR方法进行了萃取机理研究,实验结果表明,[C8mim][BF4]以阴离子交换机理萃取钒,[C8mim][BF4]咪唑阳离子[C8mim]+与HVO42-阴离子结合形成萃合物而进入有机相,萃合物结构为[C8mim]2[HVO4]。(3)在钒的反萃取实验研究中,最适宜反萃取条件为:反萃液pH=9.0,t=30.0 min,C(NH4Br)=1.5 mol·L-1,T=25.0℃。在该条件下,反萃取率(即沉钒率)为91.84%。(4)以[C8mim][BF4]离子液体为萃取剂研究铬的萃取和反萃取实验。在铬的萃取实验研究中,最适宜萃取条件为:p([C8mim][BF4])=5.0 g·L-1,t=20 s,T=25.0℃,pH=1.026~3.002。在该条件下,萃取率为99.66%。金属离子浓度越高,萃取率越低。NaCl的浓度越高,萃取率越低。(5)运用饱和容量法、等摩尔系列法、斜率法、离子选择性电极法、FT-IR、1H-NMR方法进行了萃取机理研究,实验结果表明,[C8mim][BF4]是以阴离子交换机理萃取铬,[C8mim][BF4]咪唑阳离子[C8mim]+与Cr2O72-阴离子结合形成萃合物而进入有机相,萃合物结构为[C8mim]2[Cr2O7]。(6)在铬的反萃取实验研究中,铬最适宜反萃取条件为:反萃液pH=9.0,t=15.0 min,C(NH4Br)=0.30 mol.L-1,T=25.0℃。在该条件下,反萃取率 84.97%。(7)通过对钒铬渣酸浸液的萃取分离,确定萃取选择性的差异,采用萃取-反萃取-铵盐沉淀法分离钒铬,可以有效的将溶液中的钒与铬分离出来,得到的NH4VO3产品纯度较高,经煅烧后得到的产品中五氧化二钒的含量均高于97%,符合行业标准YB/T 5304-2011。(8)以[C8mim]Br为萃取剂、正戊醇为稀释剂,进行萃取分离钒的实验研究,最适宜萃取条件为:p([C8mim]Br)=50.0 g.L-1、t=25 s、T=25.0℃、pH=3.068~8.002,在该条件下,萃取率为97.27%。研究成果为离子液体[C8mim]Br萃取钒开辟了一条可行、经济的新途径,对于钒铬渣中钒的无害化和资源化具有重要意义。
二、重庆农化集团铬渣干燥系统的工艺流程及干燥计算(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、重庆农化集团铬渣干燥系统的工艺流程及干燥计算(论文提纲范文)
(1)利用工业固废制备微晶玻璃过程中镁、铁和氟的影响(论文提纲范文)
致谢 |
摘要 |
Abstract |
引言 |
1 文献综述 |
1.1 微晶玻璃概述 |
1.1.1 微晶玻璃的特点与分类 |
1.1.2 微晶玻璃的制备方法 |
1.1.3 微晶玻璃的发展与应用 |
1.2 利用工业固废制备微晶玻璃的现状 |
1.2.1 工业固废来源与利用现状 |
1.2.2 工业固废制备微晶玻璃的历史和现状 |
1.2.3 常见可用于制备微晶玻璃的工业固废的成分特点 |
1.3 工业固废化学组成对微晶玻璃的影响 |
1.3.1 工业固废中主要组分对微晶玻璃的影响 |
1.3.2 工业固废中次要组分对微晶玻璃的影响 |
1.4 研究思路与内容 |
2 实验材料与方法 |
2.1 实验原材料 |
2.2 微晶玻璃制备与实验方法 |
3 MgO对微晶玻璃晶相类型与烧结行为以及性能的影响机制 |
3.1 MgO对CaO-Al_2O_3-SiO_2系微晶玻璃晶相类型的改变 |
3.2 加入MgO后硅灰石型微晶玻璃的析晶动力学 |
3.3 含MgO硅灰石型微晶玻璃的烧结行为研究 |
3.4 晶相类型对微晶玻璃性能的影响 |
3.5 小结 |
4 CaF_2在透辉石型微晶玻璃中的作用 |
4.1 CaF_2对析晶动力学与玻璃结构的影响 |
4.2 CaF_2对等温烧结协同晶化的影响 |
4.3 CaF_2对非等温烧结协同晶化的影响 |
4.4 CaO-MgO-Al_2O_3-SiO_2-CaF_2微晶玻璃的性能与工艺参数优化 |
4.6 小结 |
5 Fe_2O_3对微晶玻璃中硅灰石和透辉石析出行为的影响 |
5.1 Fe_2O_3对微晶玻璃中硅灰石析出行为的影响 |
5.2 CaO-Al_2O_3-SiO_2-Fe_2O_3系微晶玻璃的性能分析 |
5.3 Fe_2O_3对微晶玻璃中透辉石析出行为的影响 |
5.4 CaO-MgO-Al_2O_3-SiO_2-Fe_2O_3系微晶玻璃的性能分析 |
5.5 小结 |
6 协同利用高炉渣、萤石尾矿和青石粉制备微晶玻璃 |
6.1 Fe_2O_3对含氟硅灰石型微晶玻璃显微组织与性能的影响 |
6.2 利用高炉渣、萤石尾矿和青石粉制备硅灰石型微晶玻璃 |
6.3 利用高炉渣、萤石尾矿和青石粉制备透辉石型微晶玻璃 |
6.4 小结 |
7 结论与创新点 |
7.1 结论 |
7.2 创新点 |
参考文献 |
作者简历及在学研究成果 |
学位论文数据集 |
(2)铬渣冶金烧结资源化利用研究(论文提纲范文)
摘要 |
ABSTRACT |
1 绪论 |
1.1 铬渣资源化利用现状 |
1.1.1 铬渣的来源 |
1.1.2 铬渣的性质 |
1.2 铬渣无害化处理方法 |
1.2.1 铬渣的危害 |
1.2.2 铬渣常规处理方法 |
1.3 国内外研究现状 |
1.3.1 国内研究现状 |
1.3.2 国外研究现状 |
1.4 研究背景及研究内容 |
1.4.1 研究背景 |
1.4.2 研究内容 |
2 原料特性与研究方法 |
2.1 原料特性 |
2.1.1 物理性质研究 |
2.1.2 化学性质研究 |
2.2 研究方法 |
2.2.1 烧结实验方法与设备 |
2.2.2 烧结矿冷态矿强度测试 |
2.2.3 烧结矿冶金性能分析 |
2.2.4 浸出毒性分析 |
3 添加铬渣烧结实验研究 |
3.1 原料预处理及实验工艺 |
3.1.1 原料预处理 |
3.1.2 烧结实验工艺 |
3.2 不同铬渣配比对烧结矿性能影响研究 |
3.2.1 实验方案设计 |
3.2.2 烧结矿冷态强度分析 |
3.2.3 烧结矿化学成分分析 |
3.3 添加铬渣合理配碳量研究 |
3.3.1 实验方案设计 |
3.3.2 配碳量对烧结矿冷态强度的影响 |
3.3.3 配碳量对烧结矿冶金性能的影响 |
3.3.4 配碳量对烧结矿化学成分影响 |
3.4 不同矿粉添加铬渣烧结实验研究 |
3.4.1 实验方案设计 |
3.4.2 混合矿粉烧结矿冷态强度分析 |
3.4.3 混合矿粉烧结矿冶金性能分析 |
3.4.4 混合矿粉烧结矿化学成分及矿相分析 |
3.5 本章小结 |
4 烧结矿浸出毒性分析 |
4.1 不同铬渣配比及配碳量烧结矿浸出毒性分析 |
4.2 不同矿粉添加铬渣烧结矿浸出毒性分析 |
4.3 铬渣烧结资源化利用的可行性分析 |
4.4 本章小结 |
5 结论与展望 |
5.1 结论 |
5.2 展望 |
参考文献 |
附录 |
A.作者在攻读硕士学位期间发表的论文 |
B.作者在攻读硕士学位期间参加的主要科研项目 |
C.作者在攻读硕士学位期间获得的奖项 |
D.学位论文数据集 |
致谢 |
(3)高铬型提钒尾渣与铬铁矿协同还原冶炼高碳铬铁的基础研究(论文提纲范文)
摘要 |
abstract |
1 绪论 |
1.1 钒钛磁铁矿资源分布及特点 |
1.1.1 国外钒钛磁铁矿的分布及特点 |
1.1.2 国内钒钛磁铁矿的分布及特点 |
1.2 钒钛磁铁矿的冶炼工艺 |
1.2.1 高炉-转炉工艺 |
1.2.2 非高炉工艺 |
1.2.3 高铬型钒钛磁铁矿冶炼 |
1.3 高铬型钒渣中有价金属钒铬的分离提取 |
1.3.1 钠化焙烧-溶液分离钒铬 |
1.3.2 钠化焙烧分步提钒铬 |
1.3.3 钙化焙烧提钒-钠化焙烧提铬 |
1.3.4 亚熔盐法 |
1.3.5 电化学强化钒铬渣分解同步提取钒铬 |
1.4 提钒尾渣的综合利用现状 |
1.4.1 回收有价金属 |
1.4.2 制作远红外涂料 |
1.4.3 制作建筑黑瓷 |
1.5 含铬炉渣冶炼含铬生铁研究现状 |
1.5.1 铬盐废渣冶炼含铬生铁 |
1.5.2 不锈钢渣冶炼含铬生铁 |
1.6 研究目的及内容 |
2 还原过程中的元素迁移与物相演变规律研究 |
2.1 原料的物化性质表征 |
2.1.1 化学分析 |
2.1.2 物相分析 |
2.2 高铬型提钒尾渣在还原过程中的元素迁移与物相演变规律 |
2.2.1 元素迁移规律 |
2.2.2 物相演变规律 |
2.2.3 还原度与温度的关系 |
2.3 铬铁矿在还原过程中的元素迁移与物相演变规律 |
2.3.1 元素迁移规律 |
2.3.2 物相演变规律 |
2.3.3 还原度率与温度关系 |
2.4 高铬型提钒尾渣与铬铁矿协同还原过程中的元素迁移与物相演变规律 |
2.4.1 元素迁移规律 |
2.4.2 物相演变规律 |
2.4.3 微观形貌分析 |
2.4.4 还原度与温度关系 |
2.5 本章小结 |
3 协同还原冶炼高碳铬铁实验研究 |
3.1 还原过程中的影响因素研究 |
3.1.1 实验方案 |
3.1.2 结果与分析 |
3.2 冶炼过程同步脱硫实验研究 |
3.2.1 实验方案 |
3.2.2 结果与分析 |
3.3 高铬型提钒尾渣和还原渣浸出毒性测试 |
3.3.1 实验方案 |
3.3.2 结果与分析 |
3.4 本章小结 |
4 结论 |
参考文献 |
附录 |
A.作者在攻读硕士学位期间发表的论文题目 |
B.作者在攻读学位期间申请的专利目录 |
C.作者在攻读学位期间主持或参与的科研项目目录 |
D.作者在攻读学位期间参加的国内学术交流 |
E.作者在攻读学位期间获奖情况 |
F.学位论文数据集 |
致谢 |
(4)铬铁矿无钙焙烧渣中铁铝铬的资源化利用(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
1 绪论 |
1.1 研究背景 |
1.2 铬渣无害化技术研究进展 |
1.3 铬渣资源化利用技术研究进展 |
1.3.1 有钙渣的资源化利用 |
1.3.2 无钙渣的资源化利用 |
1.3.3 铬铁矿液相氧化浸出渣的资源化利用 |
1.4 本工作研究背景、意义及研究内容 |
1.4.1 课题研究背景及意义 |
1.4.2 研究内容 |
2 无钙渣水洗回收铬酸钠 |
2.1 实验材料及方法 |
2.1.1 材料 |
2.1.2 实验方法 |
2.2 结果与分析 |
2.2.1 无钙渣中Cr6+形态分布 |
2.2.2 过程参数对铬酸钠回收率的影响特性 |
2.3 浸出过程动力学模型分析 |
2.4 搅拌速率对浸出动力学的影响 |
2.5 毒性浸出实验 |
2.6 结论 |
3 无钙焙烧渣盐酸浸出 |
3.1 实验材料和方法 |
3.1.1 材料 |
3.1.2 实验方法 |
3.2 结果与分析 |
3.2.1 过程参数对金属元素浸出率的影响 |
3.3 浸出模型分析 |
3.4 机械球磨对浸出过程的影响 |
3.4.1 球磨渣盐酸浸出规律 |
3.4.2 浸出动力学分析 |
3.5 表征分析 |
3.5.1 化学成分和物相结构 |
3.5.2 粒径分布特征 |
3.5.3 毒性浸出实验 |
3.6 结论 |
4 酸浸回收液制备聚合氯化铁铝 |
4.1 实验材料和方法 |
4.1.1 材料 |
4.1.2 实验方法 |
4.2 结果与分析 |
4.2.1 絮凝剂表征 |
4.2.2 絮凝剂应用于生化出水处理 |
4.2.3 聚合氯化铁铝改性 |
4.3 结论 |
5 结论 |
致谢 |
参考文献 |
个人简历、在学期间发表的学术论文及取得的研究成果 |
(5)铵碱体系中铬铁电氧化制备三氧化二铬的研究(论文提纲范文)
摘要 |
abstract |
第1章 绪论 |
1.1 铬盐行业发展现状 |
1.2 三氧化二铬的性质与用途 |
1.3 三氧化二铬的生产技术 |
1.3.1 铬酸酐热分解法 |
1.3.2 重铬酸钠与硫酸铵复分解法 |
1.3.3 氢氧化铬热分解法 |
1.4 电化学法制备铬系产品 |
1.4.1 技术原理 |
1.4.2 研究现状 |
1.4.3 技术优势 |
1.5 本论文的研究目的、意义及主要内容 |
第2章 实验材料及测试方法 |
2.1 实验材料与实验设备 |
2.1.1 实验材料 |
2.1.2 实验装置 |
2.2 实验方法 |
2.2.1 铬铁电氧化实验 |
2.2.2 热分解实验 |
2.3 分析方法 |
2.3.1 六价铬分析 |
2.3.2 铬的电流效率计算 |
2.3.3 产品表征设备与方法 |
第3章 铵碱体系下铬铁电氧化过程研究 |
3.1 电氧化过程单因素实验 |
3.1.1 铬氨物质的量比对电流效率的影响 |
3.1.2 电流密度对电流效率的影响 |
3.1.3 循环流量对电流效率的影响 |
3.1.4 验证实验 |
3.2 结晶产物表征 |
3.2.1 物相分析 |
3.2.2 形貌分析 |
3.2.3 颜色分析 |
3.2.4 成分分析 |
3.3 铬铁电氧化机理探讨 |
3.3.1 电极反应 |
3.3.2 极化过程 |
3.4 本章小结 |
第4章 铬酸铵(重铬酸铵)热分解制备三氧化二铬研究 |
4.1 热分解过程研究 |
4.2 不同热分解过程对三氧化二铬的影响 |
4.2.1 热分解温度对三氧化二铬的影响 |
4.2.2 保温时间对三氧化二铬的影响 |
4.2.3 升温速率对三氧化二铬的影响 |
4.3 添加剂对三氧化二铬的影响 |
4.3.1 添加剂对铬酸铵热分解的影响 |
4.3.2 添加剂对重铬酸铵热分解的影响 |
4.4 本章小结 |
第5章 结论与展望 |
5.1 结论 |
5.2 创新点 |
5.3 展望 |
参考文献 |
致谢 |
作者简历及攻读学位期间发表的学术论文与研究成果 |
(6)溶剂萃取法分离硫酸介质中钒铬的工艺研究(论文提纲范文)
摘要 |
ABSTRACT |
第1章 绪论 |
1.1 课题的来源 |
1.2 课题研究的背景和意义 |
1.3 国内外在该方向的研究现状及分析 |
1.3.1 中性络合萃取过程 |
1.3.2 离子缔合萃取过程 |
1.3.3 酸性络合及螯合萃取过程 |
1.3.4 协同萃取过程 |
1.4 主要研究内容 |
第2章 实验材料与研究方法 |
2.1 实验材料与仪器 |
2.1.1 实验材料 |
2.1.2 实验仪器 |
2.2 实验方法 |
2.2.1 单级萃取的实验步骤 |
2.2.2 多级逆流萃取的实验步骤 |
2.3 实验流程 |
2.4 分析方法的建立 |
2.4.1 国标钒的测定 |
2.4.2 国标铬的测定 |
2.4.3 其它微量金属的测定 |
2.5 计算方法 |
2.5.1 萃取率 |
2.5.2 反萃率 |
2.5.3 分配比 |
2.5.4 分离系数 |
2.6 本章小结 |
第3章 分离铬工艺的研究 |
3.1 引言 |
3.2 萃取剂的优选 |
3.3 最佳萃取铬工艺的探索 |
3.3.1 浸出液萃前pH值的影响 |
3.3.2 萃取剂溶液中O216体积浓度的影响 |
3.3.3 萃取温度的影响 |
3.3.4 萃取搅拌时间的影响 |
3.3.5 萃取相比的影响 |
3.4 饱和容量的测定 |
3.5 铬负载有机的洗涤及反萃实验 |
3.5.1 铬负载有机的洗涤实验 |
3.5.2 反萃铬负载有机的氢氧化钠浓度实验 |
3.5.3 铬负载有机的反萃温度实验 |
3.5.4 铬负载有机的反萃搅拌时间实验 |
3.6 三氧化二铬的制备及纯度分析 |
3.6.1 三氧化二铬的制备 |
3.6.2 三氧化二铬的XRD衍射图谱分析 |
3.6.3 三氧化二铬的ICP分析 |
3.7 本章小结 |
第4章 分离钒的工艺研究 |
4.1 引言 |
4.2 最佳萃取钒工艺的探索 |
4.2.1 钒粗液的金属元素含量测定 |
4.2.2 粗钒液萃前pH值的影响 |
4.2.3 萃钒O216体积浓度的影响 |
4.2.4萃钒1#助溶剂体积浓度的影响 |
4.2.5 萃取钒温度的影响 |
4.2.6 萃取搅拌时间的影响 |
4.2.7 萃取相比的影响 |
4.3 饱和容量的测定 |
4.4 粗钒液的逆流萃取实验 |
4.4.1 逆流萃取工艺的理论级数计算 |
4.4.2 粗钒液的逆流萃取工艺 |
4.5 钒负载有机的洗涤及反萃实验 |
4.5.1 钒负载有机的洗涤实验 |
4.5.2 反萃钒负载有机的氨水浓度实验 |
4.5.3 钒负载有机的反萃温度实验 |
4.5.4 钒负载有机的反萃搅拌时间实验 |
4.6 五氧化二钒的制备及纯度分析 |
4.6.1 五氧化二钒的制备 |
4.6.2 五氧化二钒的XRD衍射图谱分析 |
4.6.3 五氧化二钒的ICP分析 |
4.7 本章小结 |
第5章 萃取机理研究及市场经济分析 |
5.1 引言 |
5.2 萃取铬机理研究 |
5.2.1 Matlab拟合六价铬离子存在形态占比 |
5.2.2 理论推导O216萃取铬机理 |
5.2.3 等摩尔浓度法探究O216萃取铬机理 |
5.2.4 红外光谱法探究O216萃取铬机理 |
5.3 萃取钒机理研究 |
5.3.1 探究五价钒在水溶液中的存在形态 |
5.3.2 理论推导O216萃取钒机理 |
5.3.3 斜率法探究萃取钒机理 |
5.3.4 红外光谱法探究萃取钒机理 |
5.4 市场经济分析 |
5.4.1 引言 |
5.4.2 钒渣提钒技术的前景和展望 |
5.4.3 钒渣提钒技术的经济性分析 |
5.4.4 钒渣提钒技术的SWOT分析 |
5.5 本章小结 |
结论 |
参考文献 |
攻读硕士学位期间发表的论文及其他成果 |
致谢 |
(7)烟气脱硫副产物处理主流钒工业废水及电镀废水的研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
第1章 绪论 |
1.1 主流钒工业废水来源及危害 |
1.2 电镀含铬废水来源及危害 |
1.3 含铬含钒废水处理方法 |
1.3.1 化学沉淀法 |
1.3.2 电化学法 |
1.3.3 吸附法 |
1.3.4 光催化法 |
1.3.5 生物法 |
1.4 氨氮废水处理方法 |
1.4.1 空气吹脱法 |
1.4.2 化学沉淀法 |
1.4.3 离子交换法 |
1.4.4 折点氯化法 |
1.5 湿式镁法烟气脱硫副产物来源及处理方法 |
1.6 半干式钙法烟气脱硫灰来源及处理方法 |
1.7 课题的目的及意义 |
1.8 课题的研究内容 |
第2章 实验材料与检测方法 |
2.1 实验试剂及设备 |
2.1.1 化学试剂 |
2.1.2 主要实验设备 |
2.2 检测方法 |
2.2.1 废水中六价铬的测定 |
2.2.2 废水中总铬的测定 |
2.2.3 废水中钒的测定 |
2.2.4 废水中氨氮的测定 |
2.2.5 脱硫副产物及沉淀物表征分析 |
第3章 湿式镁法脱硫副产物处理主流钒工业废水—两步沉淀 |
3.1 引言 |
3.2 实验方法及流程 |
3.3 工艺原理 |
3.4 结果与讨论 |
3.4.1 pH对Cr(Ⅵ)和V(Ⅴ)还原效率的影响 |
3.4.2 镁法脱硫副产物用量对Cr(Ⅵ)和V(Ⅴ)还原效率的影响 |
3.4.3 反应时间对Cr(Ⅵ)和V(Ⅴ)还原效率的影响 |
3.4.4 pH对TCr和V去除效率的影响 |
3.4.5 反应时间对TCr和V去除效率的影响 |
3.4.6 pH对氨氮去除效率的影响 |
3.4.7 摩尔比n(Mg~(2+)):n(NH_4~+):n(PO_4~(3-))对氨氮去除效率的影响 |
3.4.8 反应时间对氨氮去除效率的影响 |
3.5 本章小结 |
第4章 湿式镁法脱硫副产物处理主流钒工业废水—一步沉淀 |
4.1 引言 |
4.2 实验方法及流程 |
4.3 工艺原理 |
4.4 结果与讨论 |
4.4.1 pH对Cr(Ⅵ)和V(Ⅴ)还原效率的影响 |
4.4.2 镁法脱硫副产物用量对Cr(Ⅵ)和V(Ⅴ)还原效率的影响 |
4.4.3 反应时间对Cr(Ⅵ)和V(Ⅴ)还原效率的影响 |
4.4.4 pH对钒、铬及氨氮去除效率的影响 |
4.4.5 摩尔比n(Mg~(2+))(NH_4~+):n(PO_4~(3-))对氨氮去除效率的影响 |
4.4.6 反应时间对钒、铬及氨氮去除效率的影响 |
4.4.7 共沉淀物表征分析 |
4.5 本章小结 |
第5章 半干式钙法脱硫灰处理主流钒工业废水 |
5.1 引言 |
5.2 实验方法及流程 |
5.3 工艺原理 |
5.4 结果与讨论 |
5.4.1 pH对Cr(Ⅵ)和V(Ⅴ)还原效率的影响 |
5.4.2 半干式钙法脱硫灰用量对Cr(Ⅵ)和V(Ⅴ)还原效率的影响 |
5.4.3 反应时间对Cr(Ⅵ)和V(Ⅴ)还原效率的影响 |
5.4.4 pH对TCr和V去除效率的影响 |
5.4.5 反应时间对TCr和V去除效率的影响 |
5.4.6 pH对氮去除效率的影响 |
5.4.7 摩尔比n(Mg~(2+)):n(NH_4~+):n(PO_4~(3-))对氨氮去除效率的影响 |
5.4.8 反应时间对氨氮去除效率的影响 |
5.5 本章小结 |
第6章 湿式镁法脱硫副产物处理电镀含铬废水 |
6.1 引言 |
6.2 实验方法及流程 |
6.3 工艺原理 |
6.4 结果与讨论 |
6.4.1 pH对Cr(Ⅵ)还原效率的影响 |
6.4.2 镁法脱硫副产物用量对Cr(Ⅵ)还原效率的影响 |
6.4.3 反应时间对Cr(Ⅵ)还原效率的影响 |
6.4.4 pH对TCr去除效率的影响 |
6.4.5 反应时间对TCr去除效率的影响 |
6.4.6 沉淀物表征分析 |
6.5 本章小结 |
第7章 半干式钙法脱硫灰处理电镀含铬废水 |
7.1 引言 |
7.2 实验方法及流程 |
7.3 工艺原理 |
7.4 结果与讨论 |
7.4.1 pH对Cr(Ⅵ)还原效率的影响 |
7.4.2 半干式钙法脱硫灰用量对Cr(Ⅵ)还原效率的影响 |
7.4.3 反应时间对Cr(Ⅵ)还原效率的影响 |
7.4.4 pH对TCr去除效率的影响 |
7.4.5 反应时间对TCr去除效率的影响 |
7.4.6 重金属沉淀物表征分析 |
7.5 本章小结 |
第8章 沉淀物分析及其资源化利用 |
8.1 引言 |
8.2 实验方法及流程 |
8.3 湿式镁法脱硫副产物处理主流钒工业废水沉淀物 |
8.3.1 重金属沉淀物表征分析及其资源化利用 |
8.3.2 氨氮沉淀物表征分析 |
8.4 半干式钙法脱硫灰处理主流钒工业废水沉淀物 |
8.4.1 还原阶段沉淀物表征分析 |
8.4.2 重金属沉淀物表征分析及其资源化利用 |
8.4.3 氨氮沉淀物表征分析 |
8.5 本章小结 |
结论 |
参考文献 |
致谢 |
攻读博士学位期间取得的学术成果 |
作者简介 |
(8)有价组元对高炉用高铬型钒钛磁铁矿球团冶金性能的影响(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
第1章 绪论 |
1.1 引言 |
1.2 钒钛磁铁矿资源分布与特点 |
1.3 钒钛磁铁矿高炉法综合利用现状 |
1.3.1 国外俄罗斯高炉冶炼情况 |
1.3.2 国内承钢高炉冶炼情况 |
1.3.3 国内攀钢高炉冶炼情况 |
1.3.4 国内黑龙江建龙钢铁高炉冶炼情况 |
1.4 钒钛磁铁矿球团的特点与国内外生产现状 |
1.5 钒钛磁铁矿还原熔炼及动力学研究现状 |
1.6 高铬型钒钛磁铁矿研究特色 |
1.7 高铬型钒钛磁铁矿造块-还原-软熔滴落国内外研究现状 |
1.7.1 高铬型钒钛磁铁矿造块国内外研究现状 |
1.7.2 高铬型钒钛磁铁矿还原-软熔滴落国内外研究现状 |
1.7.3 高铬型钒钛磁铁矿高炉渣国内外研究现状 |
1.8 本文研究背景、目的及主要内容 |
1.8.1 本文研究背景 |
1.8.2 本文课题来源 |
1.8.3 本文研究目的及意义 |
1.8.4 本文研究主要内容 |
第2章 高铬型钒钛球团矿制备实验研究 |
2.1 实验原料 |
2.1.1 化学组成 |
2.1.2 粒度分析 |
2.1.3 连晶固结强度测试 |
2.1.4 物相分析 |
2.2 高铬型钒钛球团矿制备实验研究 |
2.2.1 实验设备 |
2.2.2 实验配料方案 |
2.2.3 高铬型钒钛球团矿制备的工艺流程 |
2.2.4 高铬型钒钛球团矿性能研究 |
2.3 本章小结 |
第3章 有价组元对高铬型钒钛球团矿抗压强度的影响研究 |
3.1 TiO_2对高铬型钒钛球团矿抗压强度影响机制 |
3.1.1 实验原料与方案 |
3.1.2 实验设备与方法 |
3.1.3 强度测试结果 |
3.1.4 强度机制研究 |
3.1.5 本节小结 |
3.2 Cr_2O_3对高铬型钒钛球团矿抗压强度影响机制 |
3.2.1 实验原料与方案 |
3.2.2 强度测试及机制研究 |
3.2.3 本节小结 |
3.3 B_2O_3对高铬型钒钛球团矿抗压强度影响机制 |
3.3.1 实验原料与方案 |
3.3.2 强度测试 |
3.3.3 强度机制研究 |
3.3.4 本节小结 |
3.4 CaO对高铬型钒钛球团矿抗压强度影响机制 |
3.4.1 实验原料与方案 |
3.4.2 强度测试及机制研究 |
3.4.3 本节小结 |
3.5 本章小结 |
第4章 有价组元对高铬型钒钛球团矿还原特性的影响研究 |
4.1 还原膨胀率 |
4.1.1 实验设备与方法 |
4.1.2 TiO_2对还原膨胀率的影响 |
4.1.3 Cr_2O_3对还原膨胀率的影响 |
4.1.4 B2O_3对还原膨胀率的影响 |
4.1.5 CaO对还原膨胀率的影响 |
4.1.6 本节小结 |
4.2 还原性 |
4.2.1 实验原料 |
4.2.2 实验设备与方法 |
4.2.3 还原情况 |
4.2.4 物相组成和微观形貌 |
4.2.5 本节小结 |
4.3 本章小结 |
第5章 高铬型钒钛磁铁矿有价组元热力学分析 |
5.1 热力学分析(一) |
5.1.1 铁氧化物还原过程热力学分析 |
5.1.2 钒氧化物还原过程热力学分析 |
5.1.3 钛氧化物还原过程热力学分析 |
5.1.4 铬氧化物还原过程热力学分析 |
5.2 热力学分析(二) |
5.2.1 钒氧化物还原过程热力学分析 |
5.2.2 钛氧化物还原过程热力学分析 |
5.2.3 铬氧化物还原过程热力学分析 |
5.3 本章小结 |
第6章 高铬型钒钛球团矿还原表观动力学研究 |
6.1 非等温还原表观动力学研究 |
6.1.1 实验原料及实验方法 |
6.1.2 实验结果与讨论 |
6.1.3 本节小结 |
6.2 等温还原表观动力学研究 |
6.2.1 实验原料及实验方法 |
6.2.2 实验结果与讨论 |
6.2.3 本节小结 |
6.3 本章小结 |
第7章 有价组元对高铬型钒钛球团矿软熔滴落特性的影响研究 |
7.1 TiO_2对高铬型钒钛球团矿软熔滴落特性的影响机制 |
7.1.1 实验原料 |
7.1.2 实验设备与方法 |
7.1.3 软熔滴落特性 |
7.1.4 有价组元迁移研究 |
7.1.5 微观结构 |
7.1.6 本节小结 |
7.2 Cr_2O_3对高铬型钒钛球团矿软熔滴落特性的影响机制 |
7.2.1 实验原料 |
7.2.2 软熔滴落特性 |
7.2.3 微观结构 |
7.2.4 本节小结 |
7.3 B_2O_3对高铬型钒钛球团矿软熔滴落特性的影响机制 |
7.3.1 实验原料 |
7.3.2 软熔滴落特性 |
7.3.3 有价组元迁移研究 |
7.3.4 微观结构 |
7.3.5 本节小结 |
7.4 CaO对高铬型钒钛球团矿软熔滴落特性的影响机制 |
7.4.1 实验原料 |
7.4.2 软熔滴落特性 |
7.4.3 有价组元迁移研究 |
7.4.4 微观结构 |
7.4.5 本节小结 |
7.5 本章小结 |
第8章 结论 |
参考文献 |
致谢 |
攻读博士学位期间取得的学术成果 |
作者简介 |
(9)三相焙烧反应提取钢渣中钒和铬研究(论文提纲范文)
致谢 |
摘要 |
Abstract |
缩写和符号清单 |
1 绪论 |
1.1 引言 |
1.2 国内外研究进展 |
1.2.1 钢渣的理化性质 |
1.2.2 铬的毒性与含铬废弃物 |
1.2.3 含铬钢渣解毒研究现状 |
1.2.4 矿物中铬的提取研究进展 |
1.2.5 水溶液中钒铬分离研究进展 |
1.3 研究内容 |
1.4 技术路线 |
2 酸浸氧化法提取不锈钢渣中铬元素 |
2.1 前言 |
2.2 实验 |
2.2.1 材料 |
2.2.2 实验仪器与设备 |
2.2.3 酸浸氧化提铬方法 |
2.2.4 TCLP浸提测定方法 |
2.2.5 分析与表征 |
2.3 不锈钢渣物性与铬赋存形态 |
2.3.1 不锈钢渣成分与含量 |
2.3.2 不锈钢渣粒度分布 |
2.3.3 不锈钢渣物相组成 |
2.3.4 不锈钢渣毒性浸出实验 |
2.3.5 不锈钢渣中铬赋存形式 |
2.4 硫酸浸出提取铬元素 |
2.4.1 硫酸浓度对铬提取率影响 |
2.4.2 KMnO_4量对铬提取率影响 |
2.4.3 水浴时间对铬提取率影响 |
2.4.4 不同氧化剂对铬提取率影响 |
2.4.5 讨论 |
2.5 盐酸浸出提取铬元素 |
2.6 本章小结 |
3 三相焙烧法提取不锈钢渣中铬元素 |
3.1 前言 |
3.2 实验 |
3.2.1 材料 |
3.2.2 实验仪器与设备 |
3.2.3 实验方法 |
3.2.4 分析与表征 |
3.3 粉样焙烧-水浸法提铬 |
3.3.1 焙烧温度对Na_2CO_3和NaOH提铬影响 |
3.3.2 原料配比对Na_2CO_3和NaOH提铬影响 |
3.3.3 焙烧时间对Na_2CO_3和NaOH提铬影响 |
3.3.4 小结 |
3.4 块样焙烧-水浸法提铬 |
3.4.1 块样焙烧和粉样焙烧铬提取率对比 |
3.4.2 焙烧温度和原料配比对铬提取率的影响 |
3.4.3 焙烧时间对铬提取率的影响 |
3.4.4 块样焙烧反应条件优化 |
3.4.5 块样焙烧前后物相变化和过程中的反应 |
3.4.7 小结 |
3.5 不锈钢渣焙烧水浸后的肥效 |
3.5.1 水浸渣铬元素含量和存在形式 |
3.5.2 水浸渣毒性浸出实验 |
3.5.3 水浸渣中硅元素存在形式 |
3.5.4 不锈钢渣和水浸渣中有效硅含量 |
3.6 本章小结 |
4 三相焙烧法提取钒渣中钒元素 |
4.1 前言 |
4.2 实验 |
4.2.1 材料 |
4.2.2 实验仪器与设备 |
4.2.3 实验方法 |
4.2.4 分析与表征 |
4.3 钒渣物相组成与钒赋存形态 |
4.4 提钒热力学分析 |
4.5 反应条件对钒提取率影响 |
4.5.1 块样和粉样焙烧提钒对比 |
4.5.2 焙烧温度对钒提取率影响 |
4.5.3 原料配比对钒提取率影响 |
4.5.4 焙烧时间对钒提取率影响 |
4.5.5 冷却条件对钒提取率影响 |
4.6 钒渣焙烧前后物相变化与过程中反应 |
4.7 本章小结 |
5 三相焙烧法提取钒渣中铬元素 |
5.1 前言 |
5.2 实验 |
5.2.1 材料 |
5.2.2 实验仪器与设备 |
5.2.3 实验方法 |
5.2.4 化学分析与表征 |
5.3 提铬热力学分析 |
5.4 反应条件对铬提取率影响 |
5.4.1 块样与粉样提铬对比 |
5.4.2 焙烧温度对铬提取率影响 |
5.4.3 原料配比对铬提取率影响 |
5.4.4 焙烧时间对铬提取率影响 |
5.5 钒渣焙烧前后铬元素赋存形态变化 |
5.6 本章小结 |
6 三相焙烧反应过程动力学研究 |
6.1 前言 |
6.2 实验 |
6.2.1 材料 |
6.2.2 实验仪器和装置 |
6.2.3 实验方法 |
6.2.4 分析与表征 |
6.3 块样焙烧过程中的液相传质 |
6.3.1 块样焙烧过程中液相NaOH传质 |
6.3.2 粉样造块处理作用 |
6.4 块样焙烧过程中的限制性环节 |
6.5 钒渣提铬过程中的钒铬竞争氧化 |
6.6 本章小结 |
7 钒渣浸取液中钒铬分离 |
7.1 前言 |
7.2 实验 |
7.2.1 材料 |
7.2.2 实验仪器与装置 |
7.2.3 实验方法 |
7.2.4 分析和表征 |
7.3 结果与讨论 |
7.3.1 原始钒渣浸取液碱度 |
7.3.2 溶液pH对V元素吸附效果影响 |
7.3.3 溶液pH对Cr元素吸附效果影响 |
7.3.4 溶液pH对Si元素吸附效果影响 |
7.4 本章小结 |
8 总结 |
8.1 本文结论 |
8.2 论文创新点 |
8.3 展望 |
参考文献 |
作者简历及在学研究成果 |
学位论文数据集 |
(10)烷基咪唑类离子液体萃取分离钒铬渣酸浸液的实验研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
第1章 绪论 |
1.1 钒铬渣概述 |
1.1.1 钒铬渣来源 |
1.1.2 钒钛磁铁矿中钒、铬资源化利用状况 |
1.1.3 钒和铬的性质及应用 |
1.2 钒铬渣中钒铬分离现状 |
1.2.1 化学沉淀法 |
1.2.2 离子交换法 |
1.2.3 结晶法 |
1.2.4 电化学法 |
1.2.5 萃取法 |
1.3 离子液体概述 |
1.3.1 离子液体定义及其分类 |
1.3.2 离子液体应用 |
1.4 选题依据、内容及意义 |
1.4.1 选题依据 |
1.4.2 研究内容 |
1.4.3 研究目的及意义 |
第2章 钒的萃取分离实验研究 |
2.1 前言 |
2.2 实验部分 |
2.2.1 实验试剂 |
2.2.2 实验仪器及设备 |
2.2.3 实验步骤 |
2.2.4 分析方法 |
2.2.5 数据处理方法 |
2.2.6 性能表征 |
2.3 钒的萃取实验结果与讨论 |
2.3.1 相比对钒萃取率的影响 |
2.3.2 时间对钒萃取率的影响 |
2.3.3 温度对钒萃取率的影响 |
2.3.4 pH对钒萃取率的影响 |
2.3.5 盐析剂对钒萃取率的影响 |
2.4 应用[C_nmim][BF_4](n=2~12)为萃取剂萃取分离钒的实验结果与讨论 |
2.4.1 萃取剂的碳链长度对钒萃取率的影响 |
2.4.2 稀释剂对钒萃取率的影响 |
2.4.3 萃取剂浓度对钒萃取率的影响 |
2.4.4 时间对钒萃取率的影响 |
2.4.5 温度对钒萃取率的影响 |
2.4.6 pH对钒萃取率的影响 |
2.4.7 金属离子初始浓度对钒萃取率的影响 |
2.4.8 盐析剂对钒萃取率的影响 |
2.5 钒的反萃取实验结果与讨论 |
2.5.1 pH对钒反萃率的影响 |
2.5.2 时间对钒反萃率的影响 |
2.5.3 反萃剂浓度对钒反萃率的影响 |
2.5.4 温度对钒反萃率的影响 |
2.6 [C_8mim][BF_4]萃取钒的机理研究 |
2.6.1 饱和容量法 |
2.6.2 等摩尔系列法 |
2.6.3 斜率法 |
2.6.4 离子选择性电极法 |
2.6.5 萃合物[C_8mim]-V(Ⅴ)的红外光谱分析 |
2.6.6 萃合物[C_8mim]-V(Ⅴ)的核磁共振波谱分析 |
2.7 本章小结 |
第3章 铬的萃取分离实验研究 |
3.1 前言 |
3.2 实验部分 |
3.2.1 实验试剂 |
3.2.2 实验仪器及设备 |
3.2.3 实验步骤 |
3.2.4 分析方法 |
3.2.5 数据处理方法 |
3.2.6 性能表征 |
3.3 铬的萃取实验结果与讨论 |
3.3.1 相比对铬萃取率的影响 |
3.3.2 时间对铬萃取率的影响 |
3.3.3 温度对铬萃取率的影响 |
3.3.4 pH对铬萃取率的影响 |
3.3.5 盐析剂对铬萃取率的影响 |
3.4 应用[C_nmim][BF_4](n=2~12)为萃取剂萃取分离铬的实验结果与讨论 |
3.4.1 萃取剂碳链长度对铬萃取率的影响 |
3.4.2 稀释剂对铬萃取率的影响 |
3.4.3 萃取剂浓度对铬萃取率的影响 |
3.4.4 时间对铬萃取率的影响 |
3.4.5 温度对铬萃取率的影响 |
3.4.6 pH对铬萃取率的影响 |
3.4.7 金属离子初始浓度对铬萃取率的影响 |
3.4.8 盐析剂对铬萃取率的影响 |
3.5 铬的反萃取实验 |
3.5.1 pH对铬反萃率的影响 |
3.5.2 时间对铬反萃率的影响 |
3.5.3 反萃剂浓度对铬反萃率的影响 |
3.5.4 温度对铬反萃率的影响 |
3.6 [C_8mim][BF_4]萃取铬的机理研究 |
3.6.1 饱和容量法 |
3.6.2 等摩尔系列法 |
3.6.3 斜率法 |
3.6.4 离子选择性电极法 |
3.6.5 萃合物[C_8mim]-Cr(Ⅵ)的红外光谱分析 |
3.6.6 萃合物[C_8mim]-Cr(Ⅵ)的核磁共振波谱分析 |
3.7 本章小结 |
第4章 钒铬渣酸浸液的钒铬萃取分离实验研究 |
4.1 前言 |
4.2 实验部分 |
4.2.1 实验原料及试剂 |
4.2.2 实验仪器及设备 |
4.2.3 实验步骤 |
4.2.4 分析方法 |
4.2.5 数据处理方法 |
4.3 萃取-反萃取铵盐沉淀分离钒铬 |
4.4 离子液体再生 |
4.5 本章小结 |
第5章 [C_8mim]Br萃取分离钒的实验研究 |
5.1 前言 |
5.2 实验部分 |
5.2.1 实验试剂 |
5.2.2 实验仪器及设备 |
5.2.3 实验步骤 |
5.2.4 分析方法 |
5.2.5 数据处理方法 |
5.3 结果与讨论 |
5.3.1 萃取剂浓度对钒萃取率的影响 |
5.3.2 时间对钒萃取率的影响 |
5.3.3 温度对钒萃取率的影响 |
5.3.4 pH对钒萃取率的影响 |
5.3.5 金属离子初始浓度对钒萃取率的影响 |
5.3.6 盐效应对钒萃取率的影响 |
5.4 本章小结 |
第6章 结论 |
参考文献 |
攻读学位期间经历 |
致谢 |
四、重庆农化集团铬渣干燥系统的工艺流程及干燥计算(论文参考文献)
- [1]利用工业固废制备微晶玻璃过程中镁、铁和氟的影响[D]. 裴凤娟. 北京科技大学, 2021(08)
- [2]铬渣冶金烧结资源化利用研究[D]. 冉光靖. 重庆大学, 2020
- [3]高铬型提钒尾渣与铬铁矿协同还原冶炼高碳铬铁的基础研究[D]. 王广. 重庆大学, 2020
- [4]铬铁矿无钙焙烧渣中铁铝铬的资源化利用[D]. 叶鹏. 重庆理工大学, 2020(08)
- [5]铵碱体系中铬铁电氧化制备三氧化二铬的研究[D]. 田森. 中国科学院大学(中国科学院青海盐湖研究所), 2019(04)
- [6]溶剂萃取法分离硫酸介质中钒铬的工艺研究[D]. 应子文. 哈尔滨工业大学, 2019(02)
- [7]烟气脱硫副产物处理主流钒工业废水及电镀废水的研究[D]. 方得安. 东北大学, 2019(01)
- [8]有价组元对高炉用高铬型钒钛磁铁矿球团冶金性能的影响[D]. 程功金. 东北大学, 2018
- [9]三相焙烧反应提取钢渣中钒和铬研究[D]. 季益龙. 北京科技大学, 2018(03)
- [10]烷基咪唑类离子液体萃取分离钒铬渣酸浸液的实验研究[D]. 魏君怡. 东北大学, 2018(02)