一、利用苛化沉淀合成铝酸钡实验研究（论文文献综述）
邢鹏[1]（2020）在《花岗岩型铷矿资源综合利用的基础研究》文中研究指明铷是重要的稀有金属和战略性新兴产业金属。我国铷矿资源相对丰富,但品位低,多以伴生资源产出,开发利用难度大。目前铷主要从铯榴石和锂云母提取铯、锂的中间产物中回收。近年来一些文献报道了采用氯化焙烧法从云母、长石、高岭土等铝硅酸盐矿物中提取铷。然而,目前的研究基本只关注铷的回收,而没有考虑矿石中宏量元素钾、铝、硅的资源化利用,导致资源的综合利用程度较低。此外氯化焙烧法还存在设备易腐蚀,废渣、氯化氢废气、高盐废水产出量大、难处理的问题。因此,开发清洁高效的铷提取技术具有重要意义。近期在国内某地首次发现了一大型独立铷矿,本文针对该铷矿的资源综合利用开展了系统研究。首先,借助XRD、ICP、SEM-EDS、EPMA、TG-DSC等化学物相分析方法,对铷矿进行了系统的工艺矿物学研究,确定了铷矿主要组成矿物及目标元素赋存状态:铷矿主要组成矿物为石英、钾长石及云母,矿物组成符合花岗岩的特征;铷主要以类质同象取代钾的位置分别存在于黑云母、白云母及钾长石中。矿物组成及铷、钾的赋存状态决定了要实现铷、钾的高效提取,须同时破坏云母及长石的物相结构。其次,根据酸浸分解云母及钾长石的热力学计算结果,进行了铷矿酸浸探索实验。酸浸虽然能有效分解铷矿中的云母,但对钾长石的分解能力有限。钾长石的酸浸反应虽然在热力学上可行,但在实际的浸出过程中进程非常缓慢,这使得酸浸难以获得高的铷、钾浸出率。基于云母酸浸的实验结果及FactSage软件计算的硫酸盐分解、钾长石碱溶热力学,提出了使用酸碱联合法从铷矿中提取铷、钾。原矿经浓硫酸熟化,使云母转化为硫酸盐。硫酸熟化的最优条件为熟化温度300℃,硫酸用量55%,熟化时间20 min。通过还原焙解,使熟化料中的硫酸盐脱硫释放SO2,SO2制酸可实现硫酸的再生。还原焙解的最优条件为分解温度750 ℃,煤用量5%,分解时间10 min。通过水浸使焙砂中的可溶铷、钾浸出,再通过碱浸使钾长石矿相分解,从而实现铷、钾的完全浸出。碱浸的最优条件为浸出温度150℃,液固比（mL/g）15:1,NaOH浓度250 g/L,浸出时间1 h。酸碱联合法可获得较高的浸出率（Rb 95.2%、K 92.8%）。再次,针对酸碱联合法工艺流程长的不足,结合FactSage软件计算的云母碱溶热力学,又提出了碱法工艺,即高温水热碱浸。碱法工艺的最优条件为浸出温度230℃,NaOH浓度200 g/L,矿石粒度0.15 mm,液固比10:1（mL/g）,浸出时间1h,搅拌速度500 rpm。碱法工艺亦取得了较高的金属浸出率（Rb 95.1%、K 94.5%）。碱法从铷矿提取铷、钾的机理为:在水热条件下云母、钾长石晶体中的K+、Rb+最先溶出,进入溶液;云母、钾长石硅氧骨架中Al-O-Si群的Al-O键断裂,在碱液中形成[A102]-阴离子团;随后Si-O-Si群水解,形成[H3SiO4]-阴离子团;[H3Sio4]-与[A102]-在碱液中发生缩聚反应,形成含硅氧四面体及铝氧四面体的均匀硅铝凝胶;硅铝凝胶骨架缩聚重排转变为有序的晶体结构并充填阳离子（Na+、Ca2+）形成八面沸石及钙霞石。碱法工艺与酸碱联合法工艺相比,主要元素铷、钾、铝、硅的浸出率相近,但碱法所需能耗低且工艺更加简洁,因此应为处理花岗岩型铷矿的首选。铷矿浸出动力学研究结果表明,浸出过程受内扩散控制,通过提高浸出温度及碱浓度,减小物料的粒径可提高浸出速率。接着,对碱法浸出液进行了脱硅制备硅灰石及萃取分离铷钾研究。脱硅的最优条件为温度95℃,反应时间1h,CaO/SiO2质量比1.2。通过煅烧脱硅产物（水化硅酸钙）制备硅灰石的适宜温度为1100℃。从脱硅溶液中萃取铷的最优条件为t-BAMBP浓度1 mol/L,相比（O/A）3:1,混合时间1.5 min,萃取级数3级。钾洗涤的最佳相比（O/A）为3:1,洗涤级数为10级。铷反萃的最优条件为相比（O/A）4:1,HCl浓度1 mol/L,反萃级数2级。通过萃取、洗涤、反萃,Rb的总回收率达97%。从铷萃余液中萃取钾的最优条件为:t-BAMBP浓度1 mol/L,相比（O/A）3:1,错流萃取级数2级。钠洗涤的最佳相比（O/A）为4:1,洗涤级数为4级。钾反萃的最优条件为H2SO4浓度1 mol/L,相比（O/A）3:1。经萃取、洗涤和反萃后,钾的回收率达到77%。钾萃余液补充氢氧化钠调节碱度后可返回碱浸循环使用。最后,考察了铷矿浸出渣的吸附性能。作为一种类沸石型材料,铷矿浸出渣具有与沸石相同的吸附机理,对废水中的Pb2+具有较好的吸附能力。铷矿浸出渣吸附Pb2+的过程符合准二级动力学方程。在平衡pH 7.3、浸出渣用量2.5 g/L的条件下,含Pb 40 mg/L的溶液中Pb2+的脱除率达99.6%。Pb2+的吸附等温线符合Langmuir模型。Pb2+在浸出渣上的饱和吸附量与天然沸石的吸附量相当且远大于粉煤灰等普通工业废弃物的吸附量。聚丙烯酰胺可显着改善吸附渣的沉降性能。
徐颖鹏[2]（2020）在《高硅铝土矿碱浸脱硅液的脱硅及其硅渣利用》文中进行了进一步梳理采用焙烧-碱浸脱硅-高压溶出处理低品位铝土矿,是当前研究的热点之一。本文针对矿石脱硅所产生的含硅碱液,通过添加石灰、赤泥、硅渣及其混合物对溶液进行脱硅,系统研究了脱硅剂添加量、温度、时间等重要参数对脱硅效果的影响,并利用脱硅后液对矿石进行了循环脱硅,结合XRD、XRF、SEM、TEM、FTIR等表征手段,分析了脱硅动力学及机理。获得主要结论如下:石灰添加量和时间对脱硅效果产生显着影响,而初始碱浓度与温度的影响不明显,脱硅时间超过2h后,溶液脱硅率趋于平缓;当溶液中Si O2的初始浓度为9g/L左右、石灰添加量以C/S计1.2（石灰中的有效Ca/与溶液中Si的摩尔比,即C/S）时,较佳脱硅条件为:苛碱浓度110 g/L,温度95oC,反应时间2h,搅拌速率300r/min,此时脱硅率为87.51%,所产生的硅渣主要为C-S-H（I）,Ca4Si5Al O15（OH）2·5H2O和少量Ca（OH）2,结晶度较低;在该较佳条件下,对焙烧矿石进行五次循环脱硅,脱硅精矿的A/S均可由原矿的4.01提高至7.2以上,效果较好。当石灰添加C/S为1.0时,脱硅率为63.68%,单独添加30 g/L赤泥的脱硅率为34.35%,将上述赤泥和石灰混合,脱硅率升至87.55%;单独添加30g/L硅渣的脱硅率为53.22%,硅渣经600 oC焙烧后,脱硅率有所提高,达到67.46%,将焙烧前后的硅渣分别与C/S为1.0的石灰混合脱硅,脱硅率均达到94%左右,硅渣的脱硅效果明显优于赤泥。石灰脱硅的动力学方程为1-2/3XB-（1-XB）2/3=15.80exp[-29350/（RT）]·t,表观活化能为29.35 k J/mol,以内扩散为控制步骤,主要发生Ca（OH）2和Si O2（OH）22-之间的反应;赤泥作为晶种,其中的方钠石在脱硅过程中发生溶解-再结晶反应,并与石灰协同脱硅,进一步提升了脱硅效果;将球磨硅渣进行脱硅,内部未反应的Ca O起到了脱硅的作用,同时硅酸钙产物的结晶与石灰产生协同脱硅效应,显着提高了脱硅率。焙烧后硅渣的结晶度较高,有利于于异相形核,溶液中率先定向形成硅酸二钙和硅酸三钙,并与石灰发生协同脱硅作用。
邓顺蛟[3]（2020）在《西台吉乃尔盐湖膜分离卤水制备氢氧化锂的工艺研究》文中进行了进一步梳理锂是重要的战略资源,对推动国民经济发展起着重要作用。氢氧化锂作为基础锂盐产品,是制备锂基润滑脂、锂电池、电极材料的重要原料。盐湖卤水由于锂资源储量大、提取成本低等特点而成为锂资源的主要开发方向。因此,开展从盐湖卤水中制备氢氧化锂的工艺研究,具有重要的理论及实际意义。本文以西台吉乃尔盐湖膜分离卤水为原料,采用离子膜电解法制备氢氧化锂产品,工艺过程分为卤水预处理、离子膜电解和产品制备三个部分,主要研究内容如下:卤水预处理过程包括卤水除镁、卤水除硼、卤水深度除硼镁、卤水除钠等4个阶段。卤水除镁阶段采用化学沉淀法脱除膜分离卤水中的大部分镁,其中镁去除率为96.87%,锂收率为97.95%;卤水除硼阶段采用LSC-800树脂对卤水中硼元素进行吸附,考察了吸附时间、卤水p H值、树脂量、反应温度等条件对吸附效果的影响,并采用Langmuir吸附等温式和Freundlich吸附等温式对树脂吸附行为进行了拟合探究,经树脂吸附后的卤水中硼去除率为96.18%,锂收率为92.90%;卤水深度除硼镁阶段采用LSC-800树脂、D469树脂对卤水中硼镁元素进行深度吸附,通过调节两种树脂质量配比来达到较好的共吸附效果,得到硼镁含量均小于1 mg/L的深度除硼镁卤水;卤水除钠阶段利用水盐体系相平衡原理,采用强制蒸发法将钠元素从体系中分离,控制一定蒸发条件,卤水中钠去除率为90%,锂损失率为4～6%。卤水经过预处理工艺后可得到用于离子膜电解的精制卤水。离子膜电解过程采用一膜两室装置进行电解实验,膜为阳离子交换膜,两室为阳极室与阴极室,阳极液与阴极液分别为精制卤水和低浓度氢氧化锂溶液。简要分析了电流密度、阳极液Li Cl浓度、阳极液p H值、阴极液Li OH浓度、循环流量等实验因素对电解过程的影响,通过单因素变量法对离子膜类型、电流密度、阳极液Li Cl浓度、循环流量等实验因素进行探究,并考察了平均电压、电流效率、直流电耗等性能参数变化。经离子膜电解工艺后可得到质量分数为8～10%的氢氧化锂溶液。产品制备过程包括蒸发结晶、洗涤干燥两部分,蒸发结晶过程中控制氢氧化锂溶液的蒸发温度和浓缩倍数,洗涤干燥过程中控制洗涤固液比、洗涤次数、干燥温度、干燥时间等条件,可制备符合国标（GB/T 26008-2010）要求的电池级氢氧化锂产品。通过对工艺过程进行总结,最终设计了从盐湖卤水到氢氧化锂产品的总工艺流程。
郑光亚[4]（2020）在《煤矸石酸溶物制备氧化铝工艺及机理研究》文中研究说明煤炭是我国的最主要的能源物质之一。煤矸石与煤系地表共生,是在煤炭开采、掘进、洗选、加工等生产过程中产生的固体废弃物,约为原煤产量的10%～20%。随着社会的高速发展,煤矸石累积量不断增加,给大气、土壤、水质和地质灾害等方面带来了极大的危害。而煤矸石是一种富含铝硅的固体废弃物,铝的含量为16%～48%,以高岭石为主,可用其进行铝的提取,对煤矸石的资源化利用具有重大意义。本文以山西柳州煤矸石酸溶物固体为研究对象,首先通过纯物质硫酸铝碳热还原反应的热力学分析对反应的可行性和趋势做出基本的判断,并对反应进行动力学研究;其次,根据煤矸石酸溶物固体的组成成分进行掺杂,添加不同种类的硫酸盐,研究不同种类硫酸盐对硫酸铝碳热还原反应的影响,并研究其反应动力学;然后,过渡到真实体系——煤矸石酸溶物固体碳热还原体系研究,并借助相关的表征进行机理阐述;最后,煤矸石酸溶物固体碳热还原产物进行碱溶,通过单因素实验获得较为适宜的工艺条件。得出了以下结论:（1）通过不同气氛下硫酸铝分解的热力学计算结果表明:在氧化气氛下,硫酸铝分解难度最大,分解温度至少在800℃以上;在H2还原与无烟煤弱还原气氛下,硫酸铝分解反应比较容易发生,H2还原气氛下常温下就可进行,而无烟煤弱还原气氛下,起始分解温度为60℃。从热力学分析结果可知,反应温度对硫酸铝的碳热还原反应速度影响十分显着,高温阶段（450～600℃）主要是Al2（SO4）3被还原生成CO的反应占主导地位,反应生成的CO与Al2（SO4）3发生反应,升高反应温度有利于C还原Al2（SO4）3生成CO反应的进行,且可以提高化学反应速率、减少硫酸铝分解时间。由动力学分析结果可知,在反应温度为450～600℃时,还原反应的限制性步骤为界面化学反应控制,其动力学方程可用Erofeev方程（?）来表示,表观活化能为227.488 k J/mol。通过600℃、2 h碳热还原产物的XRD衍射图谱、FTIR光谱和SEM图像表明,产物为无定形氧化铝,具有明显的Al-O-Al键拉伸振动,粒径小,这为后期还原产物碱溶制备冶金级氧化铝提供了良好的理论依据。（2）硫酸钾、硫酸钠、硫酸钙、硫酸镁、硫酸铁及硫酸氧钛掺杂时反应的活化能分别为191.395 k J/mol、197.799 k J/mol、217.755 k J/mol、220.073 k J/mol、206.422 k J/mo l与213.049 k J/mo l。对比三种体系的活化能可以看出,硫酸钾、硫酸钠、硫酸钙、硫酸镁、硫酸铁及硫酸氧钛作为掺杂剂,比未掺杂体系（纯物质硫酸铝）更容易进行碳热还原反应,掺杂物均具有类似“催化”的效果,其“催化”性能为K2SO4>Na2SO4>Fe2（SO4）3>Ti OS O4>Ca SO4>Mg SO4。由真实体系还原产物XRD与SEM分析可知,在450～600℃范围内,随着温度的升高,还原产物的XRD峰型逐渐变得紊乱,无定型程度也越来越高。但温度过低,难以保证硫酸铝的转化率。因此,碳热还原温度不宜低于500℃。而且煤矸石酸溶物碳热还原产物颗粒较小,为后期碱溶操作提供了便利的条件。（3）煤矸石酸溶物固体碳热还原产物碱溶最佳工艺条件为:碳热还原反应温度600℃,反应温度200℃,反应时间80 min,液固比1:1,Na OH浓度200 g/L,此时氧化铝的溶出率为97.73%。在此条件下,通过对碱溶产物的XRD与SEM分析,发现碱溶产物为α-Al（OH）3,产品颗粒呈规则的球状,且分散程度高,进一步证明了还原产物中氧化铝具有较好的反应活性。产品氢氧化铝的品质达到了GBT 4294-2010中的AH-1级要求。
柳丹丹[5]（2019）在《粉煤灰酸法提铝过程SiO2强化分离及硅基材料制备研究》文中研究指明粉煤灰年产量超过5亿吨,综合利用率低,大量堆存产生严重的环境问题。近年来粉煤灰的资源化利用逐渐向精细化和多样化方向发展,粉煤灰中Al2O3含量超过30%,同时富含约50%SiO2,因此元素提取利用是提高粉煤灰综合利用率的重要方向之一。酸法技术可实现粉煤灰中氧化铝的高效提取,而铝硅强化分离是提高铝利用率的关键环节。与此同时,提铝之后剩余含硅资源的利用成为进一步提高粉煤灰高值化利用的基础。本文主要针对粉煤灰酸法提铝过程SiO2转化分离与含硅资源高值化利用的问题,开展粉煤灰中SiO2强化分离与含硅资源可控制备硅基材料的研究。提出一步法利用提铝酸渣制备白炭黑、无模板溶胶-凝胶法利用预脱硅液与提铝酸渣制备介孔氧化硅两条工艺路线,将为粉煤灰酸法高效提铝及SiO2的资源化利用提供技术支撑。主要研究如下:（1）针对非晶相氧化硅分离过程,开展酸浸预处理结合EDTA络合方式强化粉煤灰脱硅的研究。考察NaOH浓度、浸取温度、EDTA添加量等对预脱硅率的影响;基于此,进一步研究脱硅过程矿相转变及强化脱硅机理。研究表明脱硅过程主要是脱除粉煤灰中无定形氧化硅与非晶相铝。酸浸预处理去除部分可溶性铝,降低了碱浸过程铝的溶出率,与此同时,添加EDTA可有效络合碱浸液中铝,降低羟基方钠石生成机率,使预脱硅率由38%提高至58%。（2）采用Box-Behnken实验设计方法考察并优化提铝酸渣分离的工艺条件,结果表明该方法可有效预测盐酸浓度、反应温度与反应时间对提铝酸渣分离效率的影响。其中,盐酸浓度与反应温度是显着因子,优化条件下提铝酸渣中SiO2含量达到85%。此外,开展表面活性剂作用下铝硅强化分离研究,分析表明阳离子型表面活性剂CTAB与非离子型表面活性剂PEG之间的偶极-离子作用显着提高硅酸胶体的沉降速率,改善其与杂质离子的分离效果,提铝酸渣过滤水洗时间最短为3 min,纯度达到92%。（3）开展了粉煤灰提铝酸渣一步法制备白炭黑研究,提出表面活性剂辅助沉淀法工艺,优化条件下得到的白炭黑产品粒径为3.20μm,DBP吸收值为3.16 cm3/g,比表面积为404 m2/g。考虑原料不稳定性因素,研究了钙、铁杂质含量对白炭黑制备的影响机制,发现原料中Fe2O3与CaO含量增高,焙烧产物中出现Ca2Fe2O5物相,影响白炭黑纯度。当粉煤灰中CaO和Fe2O3含量分别低于6%、15%时,可采用一步法利用提铝酸渣制备白炭黑。在此基础上,进一步利用硅烷偶联剂疏水部分的空间位阻作用改善白炭黑分散性能,白炭黑粒径可降至557 nm,在乙醇中Zeta电位的绝对值达到36.43 mV。（4）开展了以预脱硅液和提铝酸渣为原料,无模板条件下溶胶-凝胶法可控制备介孔氧化硅的研究。考察了硅酸钠溶液性质、合成条件对介孔氧化硅孔结构性质的影响,优化条件下得到比表面积高达690 m2/g的介孔氧化硅。研究了介孔氧化硅孔结构的演变机制,结果表明控制体系中硅酸胶体的聚合反应速率与反应程度可以控制介孔氧化硅孔结构变化。基于此,以介孔氧化硅作为载体材料进行表面改性,研究其孔结构性质对Pb2+吸附性能的影响,最大吸附容量达到330 mg/g。材料比表面积和孔容是影响其吸附容量和吸附速率的关键因素。吸附动力学研究表明Pb2+的吸附速率受膜扩散阻力和颗粒内扩散阻力的控制。
解立群[6]（2018）在《钙化-碳化法处理一水硬铝石拜耳法赤泥的基础研究》文中研究说明铝工业是我国冶金行业的支柱产业之一,随着我国氧化铝工业的高速发展,赤泥的综合利用已成为我国当前面临的严峻问题。由于赤泥堆存需要占用大量土地资源,消耗大量人力和物力进行管理和维护,且赤泥的强碱性致使环保压力剧增。针对上述情况,本文提出了“钙化-碳化法”处理一水硬铝石拜耳法赤泥的新工艺。钙化-碳化法通过钙化转型、碳化转型和低温溶铝过程改变了拜耳法赤泥的平衡相结构,得到主要成分为硅酸钙和碳酸钙的新型结构赤泥,可直接用于水泥工业或土壤化处理,实现了赤泥的无害化利用。本文主要针对该工艺的钙化转型、碳化分解两个核心反应过程进行详细研究,并且将物料钙化转型后不经固液分离直接进行了碳化处理,为该工艺的碳化过程提供了一个新的选择。（1）对水化石榴石的生成过程和水化石榴石分别与CO2反应的过程进行热力学计算发现:温度越高,水化石榴石生成反应越不易进行;硅饱和系数低的水化石榴石更容易发生碳化反应;碳化分解过程受二氧化碳分压的影响不大。（2）赤泥钙化过程的DSC分析结果表明:赤泥钙化转型过程在吸热段的反应级数n1=2.40,活化能Ei=38.4kJ/mol,反应过程属混合控制;在放热段的反应级数n2=1.02,活化能E2=19.6 kJ/mol,也属混合控制,但活化能明显降低,说明高温条件有利于钙化转型过程的进行。以纯物质合成的水化石榴石为原料,对其碳化分解过程的动力学进行了研究。温度和硅饱和系数对碳化过程有重要的影响,提高温度有利于水化石榴石的碳化分解。对于低硅饱和系数的水化石榴石,在90℃时,0.5 h内分解过程基本完成;对于高饱和系数的水化石榴石,需要提高温度,延长反应时间才能达到理想的分解率。CO2压力对碳化过程的影响不大。（3）使用钙化过程与碳化过程分步进行的方式进行处理一水硬铝石赤泥的实验研究结果表明:赤泥在温度为160℃,钙硅摩尔比为2.5:1,液固比为3:1,保温时间为1h的钙化条件;以及温度为120℃,CO2气体压力为1.2 MPa,液固比为5:1,保温时间为1h的碳化条件下,再经溶铝处理后得到的新型结构赤泥中的Na2O残留量0.17%,氧化铝回收率为35.2%。最终渣的物相组成为碳酸钙与硅酸钙。（4）使用钙化后直接碳化的方式处理一水硬铝石赤泥,并与分步碳化方式效果对比。实验结果表明:钙化后直接碳化处理的溶铝渣中Na2O含量为0.23%,氧化铝回收率为35.6%,与分步碳化处理的结果十分接近。从XRD分析可以看出,两者的碳化渣和溶铝渣中物相基本一致,碳化渣中还残留未反应的水化石榴石,溶铝渣的主要成分为硅酸钙和碳酸钙。不同温度条件的对比试验进一步证明钙化后未固液分离造成的液体中少量NaOH残留没有对碳化效果造成太大影响。（5）考察了 NaOH对钙化渣碳化过程的影响。实验结果表明:钙化渣的碳化过程在一定浓度的NaOH溶液下进行效果更佳。溶液中NaOH浓度为30g/L时,Al2O3的回收率达到了 44.5%,最终渣中Na2O含量为0.9%。考察了 NaOH对钙化渣直接碳化整体工艺过程的影响。实验结果表明:溶液中NaOH浓度为40 g/L时,Al2O3的回收率达到了 40.5%,最终渣中Na2O含量为0.62%。（6）利用实验室自主设计的新型叠管式搅拌溶出反应器、射流式碳化反应器,进行了 200L规模的扩大实验。拜耳法赤泥经过钙化-分离碳化处理后,氧化铝回收率30.8%,Na2O残留量为0.56%。钙化-直接碳化处理后,氧化铝回收率31.7%,Na2O残留量为0.74%。
邵鸿媚[7]（2017）在《氧化锌矿清洁高附加值综合利用及反应过程分析》文中研究说明氧化锌矿是锌的次生矿,成分复杂,主要的含锌矿相为硅酸锌（Zn2SiO4）、异极矿[Zn4（Si2O7）（OH）2·H2O]、水锌矿[3Zn（OH）2·2ZnCO3]和菱锌矿（ZnCO3）等。随着硫化锌矿资源的日渐枯竭,氧化锌矿的开发利用显得尤为迫切。本工作以清洁、高效、综合利用氧化锌矿为原则,提出了氧化锌矿资源清洁、高效综合利用的新思路。本工作的研究内容主要从以下几个方面展开:采用硫酸铵焙烧氧化锌矿提锌,实现锌与铅、硅的分离,焙烧尾气硫酸吸收;硫酸锌溶液净化后制备Zn产品,硫酸铵溶液蒸浓结晶后循环利用;碳酸氢铵-盐酸转化法提取铅和锶后采用NaOH熔融焙烧硅渣制取Na2SiO3,经溶出与铁分离;尾渣磁选回收铁。分步碳分Na2SiO3溶液制备SiO2沉淀和碳酸钠溶液;采用活性氢氧化钙乳液苛化碳酸钠/硅酸钠溶液得到NaOH溶液和CaCO3/CaSi03沉淀,NaOH溶液蒸浓结晶返回焙烧硅渣,循环利用。整个流程综合提取利用氧化锌矿中的有价组分,制备ZnO、Fe2O3、SiO2、CaCO3、CaSiO3等产品,水和反应介质硫酸铵、NaOH循环利用。研究得到了以下结论。（1）硫酸铵低温焙烧氧化锌矿的优化反应条件为:铵矿比1.4:1、反应温度475℃、反应时间60min。影响氧化锌矿中锌提取率的因素主次顺序是物料配比、反应温度和反应时间。1#、2#和3#氧化锌矿中锌的提取率均达到98%。焙烧中ZnCO3/ZnO与（NH4）2SO4优先反应,生成硫酸锌铵。氧化铁与硫酸铵反应生成（NH4）3Fe（SO4）3,继续升温生成NH4Fe（SO4）2。J400℃以上,硅酸锌与硫酸铵及分解产物反应生成硫酸锌铵,CaCO3和PbO/PbCO3转化为CaSO4和PbSO4,（NH4）2Zn（SO4）2分解生成ZnSO4。ZnSO4和（NH4）2Zn（SO4）2均可溶于水,经水溶实现Zn与Si、Pb的分离。（2）硫酸铵焙烧氧化锌矿的TG-DTA曲线上在60℃、200℃、290℃和400℃处有四个明显的吸热峰:第一个吸热峰是水分脱除峰;第二个吸热峰为硫酸铵的分解反应;第三个吸热峰主要为碳酸锌和硫酸铵的分解反应,锌和铁的化合物与硫酸铵的反应。第四个吸热峰主要为硫酸锌铵分解为硫酸锌以及碳酸钙和碳酸铅向硫酸盐的转化。第三个和第四个吸热峰的反应速率方程为:dα/dt = Aexp（-E/RT）（1-α）n = 4.89×104 exp（-103980/RT）（1-α）0.9676 dt/dt = A exp（-E/RT）（1-α）n = 3.58 × 1 04 exp（-109070/RT）（1-α）0.9166（3）造矾反应温度、反应时间、反应终点溶液pH值和铁离子初始浓度均对除铁率有明显影响,在初始Fe3+浓度9.45g.L-1条件下,合适的造矾条件为:反应温度95℃、反应时间3.5h、反应终点溶液pH值3.0。造矾结束后溶液中铁离子浓度低于0.3g·L-1。黄铵铁矾晶体为分散性良好、外形规则的花簇状颗粒,由多个小颗粒构成。反应温度对沉铝率影响明显,而反应时间无明显影响,合适的沉铝条件为反应温度80℃、反应时间10min、终点pH值5.4-5.6。黄铵铁矾水解的适宜条件为:水解温度90℃、水解时间30min、水解pH值12、液固比4:1,水解率约为91%,水解产物焙烧得到高纯Fe2O3产品,为规则的花簇状颗粒。铝酸钠溶液碳分的合适条件为碳分温度75℃、碳分终点溶液pH值9,碳分氢氧化铝为结构松散的纤维状聚合体,纯度较高。（4）沉淀法得到的ZnO粉体均为六角纤锌矿结构,粒度分布均匀。在催化剂存在的条件下,煤还原硫酸钠的合适反应条件为:硫酸钠和煤摩尔配比1:8、反应温度700℃、反应时间4h,此时硫酸钠的转化率约80%;CO还原硫酸钠的合适反应条件为:反应温度675℃、反应时间2h、物料厚度≤4cm,此时硫酸钠的转化率接近95%;H2还原硫酸钠的合适反应条件为:反应温度610℃、反应时间1.5h、物料厚度≤4cm,此时硫酸钠的转化率约95%。（5）水热法所得不同形貌ZnO粉体均为六角纤锌矿结构。OH-/Zn2+摩尔配比、反应温度、反应时间均对ZnO粉体的微观形貌有显着影响。OH-/Zn2+摩尔配比和反应温度的增加,促使ZnO粉体由片状花簇向六棱针状和棒状花簇转变。但当温度过高或OH-/Zn2+摩尔配比过大,棒状花簇过分生长破坏花状结构。制备花状结构ZnO粉体的适宜反应条件为OH-/Zn2+摩尔配比5、反应温度150℃、反应时间8h。片状、棒状、花状结构ZnO粉体的生长过程主要包括:Zn2+生成Zn（OH）42-、Zn（OH）42-脱水、形成ZnO晶核、生成不同形貌的ZnO晶体等过程。（6）碱熔融焙烧提锌渣的合适反应条件为:反应温度500℃、恒温时间90min,渣碱摩尔配比因物料成分不同略有变化。焙烧中SiO2与NaOH反应先生成Na2SiO3,升温Na2SiO3变成Na4SiO4;部分Na4SiO4生成Na2CaSiO4。含铅物相与NaOH反应生成Na4PbO4,Na4PbO4升温得到Na6PbO5,部分Na4PbO4反应生成不溶性的Ca2PbO4。Na4SiO4溶于水,Na2CaSiO4难溶,而Ca2PbO4不溶于水,因而影响了硅和铅的提取率。（7）在80℃、CO2气体流速0.5L·min-1、搅拌速率400r·min-1条件下合适的碳分终点pH值为8.5,二氧化硅沉淀率达96%,二氧化硅为非晶态的球形颗粒,热稳定性良好,在1100℃开始晶型转变。指标符合符合行业标准HG/T3061-2009。在搅拌速率400r·min-1、活性氢氧化钙乳液168g·L-1条件下苛化的合适反应条件为:物料配比Ca（OH）2:Na2CO31.2:1、碳酸钠浓度40-100g·L-1、苛化温度90℃、苛化时间45min,该条件下苛化率约95%。苛化产品指标优于沉淀碳酸钙行业标准一等品指标。活性氢氧化钙乳液苛化硅酸钠溶液,以十二烷基硫酸钠和十六烷基三甲基溴化铵为分散剂可以得到均匀规则的CaSiO3纤维晶须。以十二烷基硫酸钠为分散剂,制备纤维状CaSiO3晶须的合适反应条件为:NaSiO3:Ca（OH）2摩尔配比1:1、反应温度220℃、反应时间9h、质量百分含量10%的十二烷基硫酸钠溶液用量8-12mL、硅酸钠溶液浓度0.05mol·L-1。
刘龙[8]（2017）在《高硫铝土矿溶出过程脱硫的研究》文中研究说明近年来我国铝工业持续快速的发展,对铝土矿资源市场的需求旺盛。伴随着我国氧化铝产量的增加和国内高品位铝土矿资源逐渐匮乏,对国外优质铝土矿的依赖程度达到50%以上。而我国高硫铝土矿储量丰富,大部分品位较高,适于采用拜耳法生产,由于硫的危害,未能获得较好的工业应用。因此,加快这部分高硫铝土矿的脱硫技术开发,对我国铝工业发展具有十分重要的意义。本文以贵州遵义地区高硫铝土矿为原料,在优化溶出工艺基础上,分别研究了溶出过程单一脱硫剂、复合脱硫剂对矿石脱硫的影响,对比分析了各自技术经济指标。对同一矿山不同取矿点高硫铝土矿进行配矿,氧化铝含量为65%,铝硅比为7.3左右,硫含量均大于0.7%。其中铝主要是一水硬铝石形态存在,硫主要以黄铁矿的形式存在;硅主要以石英存在,少量以高岭石存在;钛主要以锐钛矿形态存在。溶出热力学结果表明,在反应温度200℃300℃范围内,随着温度升高,相对于一水硬铝石,黄铁矿更容易与NaOH溶液进行反应。溶出动力学研究表明:在反应温度220℃-280℃范围内,铝土矿中的铝和硫的溶出过程都属于未反应核收缩模型中的内扩散控制,其溶出动力学方程都符合1-（1-X）2/3-2/3X=kt=Ae-E/RTt,氧化铝反应活化能为14.20KJ/mol,硫反应活化能为15.50KJ/mol。因此适当的降低温度,提高碱浓度,适时提出温度250℃、碱浓度255 g/L、石灰添加量6%、时间70 min的优化溶出工艺,在不影响铝溶出率的同时,降低硫溶出率。得出随矿石硫含量的增加,氧化铝溶出率基本不变,硫的溶出率逐渐升高。在优化溶出过程中,针对单一脱硫剂脱硫效果研究表明:添加10%理论量的氧化锌处理硫含量1.1%的高硫铝土矿,可将硫溶出率从18.4%降到11.15%;若选择铝酸钡作为脱硫剂,则需添加100%的理论量,硫的溶出率从18.4%降低到11.31%。将上述二者混合成复合脱硫剂,当铝酸钡理论添加量为40%、氧化锌理论添加量为10%时,处理硫含量1.1%的高硫铝土矿,硫溶出率可从18.4%降低到10.87%,相比铝酸钡和氧化锌的单独脱硫效果更佳。脱硫技术经济分析结果表明,在优化溶出过程添加40%理论量的铝酸钡与10%理论量的氧化锌处理硫含量为1.1%的矿石,氧化铝溶出率为95.73%,硫溶出率为10.87%,生产1吨氧化铝所需脱硫剂费用为68.3元。
郑立聪,谢克强,刘战伟,马文会[9]（2017）在《一水硬铝石型高硫铝土矿脱硫研究进展》文中指出一水硬铝石型高硫铝土矿脱硫成为解决我国优质铝土矿资源短缺的热点问题。对前人研究的高硫矿成分、物相、形貌进行了总结,全面阐述了拜耳法生产氧化铝过程中硫、铁的行为和危害,详细介绍了国内外研究脱硫的机理、方法及其效果。提出"三步走战略",即先浮选,后氧化,再沉淀三道工序进行脱硫,且对高硫铝土矿中所含不同成分的硫应采用不同方法脱硫。对含黄铁矿最高的高硫铝土矿可以通过先进行浮选工艺,再对含黄铁矿较高的铝土矿精矿在溶出过程中氧化S2-和溶出后在铝酸钠溶液中添加钡盐沉淀SO42-的方法协同达到脱硫的目的。最后展望了高硫铝土矿脱硫未来的研究方向。
彭爱平,宋青荣[10]（2016）在《锂深加工产业技术现状及发展趋势》文中指出本文综述了卤水提锂技术、矿石提锂技术、金属锂冶炼与加工技术、高纯锂盐产品深加工技术的发展现状与发展趋势,并简单介绍了赣锋锂业在锂深加工产业所做的工作及取得的成果。
二、利用苛化沉淀合成铝酸钡实验研究（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、利用苛化沉淀合成铝酸钡实验研究（论文提纲范文）
（1）花岗岩型铷矿资源综合利用的基础研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 铷的性质及用途 |
| 2.1.1 铷的性质 |
| 2.1.2 铷的用途 |
| 2.2 铷的消费 |
| 2.3 铷的资源分布 |
| 2.4 铷的提取 |
| 2.4.1 铯榴石提铷 |
| 2.4.2 锂云母提铷 |
| 2.4.3 卤水提铷 |
| 2.4.4 其它矿物原料提铷 |
| 2.5 利用矿物原料合成沸石分子筛 |
| 2.6 溶液脱硅及人工合成硅灰石 |
| 2.6.1 溶液脱硅 |
| 2.6.2 人工合成硅灰石 |
| 2.7 水溶液中铷的分离提取 |
| 2.7.1 分步结晶法 |
| 2.7.2 沉淀法 |
| 2.7.3 离子交换法 |
| 2.7.4 溶剂萃取法 |
| 2.8 水溶液中铅的脱除 |
| 2.9 本论文研究意义及研究内容 |
| 3 铷矿工艺矿物学研究 |
| 3.1 实验部分 |
| 3.1.1 实验原料与仪器 |
| 3.1.2 实验方法 |
| 3.2 物相分析 |
| 3.2.1 X射线衍射分析 |
| 3.2.2 扫描电镜-能谱分析 |
| 3.2.3 电子探针分析 |
| 3.2.4 光学显微镜分析 |
| 3.3 差热-热重分析 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 酸碱联合法提取铷矿中铷钾元素 |
| 4.1 实验部分 |
| 4.1.1 实验原料与仪器 |
| 4.1.2 实验方法 |
| 4.1.3 分析方法 |
| 4.2 直接酸浸探索实验 |
| 4.2.1 酸浸法提取铷钾的热力学基础 |
| 4.2.2 硫酸浸出 |
| 4.2.3 硝酸浸出 |
| 4.2.4 盐酸浸出 |
| 4.3 酸碱联合法 |
| 4.3.1 酸碱联合法提取铷钾的热力学基础 |
| 4.3.2 浓硫酸熟化 |
| 4.3.3 还原焙解 |
| 4.3.4 水浸 |
| 4.3.5 碱浸 |
| 4.3.6 酸碱联合法提取铷钾的反应机理 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 碱法提取铷矿中铷钾元素 |
| 5.1 实验部分 |
| 5.1.1 实验原料与仪器 |
| 5.1.2 实验方法 |
| 5.1.3 分析方法 |
| 5.2 水热碱浸 |
| 5.2.1 浸出温度的影响 |
| 5.2.2 NaOH浓度的影响 |
| 5.2.3 矿石粒径的影响 |
| 5.2.4 液固比的影响 |
| 5.2.5 浸出时间的影响 |
| 5.2.6 搅拌速度的影响 |
| 5.2.7 添加剂的影响 |
| 5.2.8 浸出过程中铝、硅的元素走向 |
| 5.2.9 水热碱浸过程物相转变及反应机理研究 |
| 5.2.10 酸碱联合法与碱法工艺的比较 |
| 5.3 铷矿浸出动力学 |
| 5.3.1 浸出动力学方程 |
| 5.3.2 动力学实验与讨论 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 碱法浸出液脱硅制备硅灰石及萃取分离铷钾 |
| 6.1 实验部分 |
| 6.1.1 实验原料与仪器 |
| 6.1.2 实验方法 |
| 6.1.3 分析方法 |
| 6.2 浸出液脱硅 |
| 6.2.1 脱硅原理 |
| 6.2.2 温度的影响 |
| 6.2.3 反应时间的影响 |
| 6.2.4 CaO用量的影响 |
| 6.3 水化硅酸钙高温相变 |
| 6.4 溶液脱硅及制备硅灰石反应机理 |
| 6.5 铷的萃取 |
| 6.5.1 萃取剂的选择 |
| 6.5.2 萃取机理 |
| 6.5.3 溶液碱度的影响 |
| 6.5.4 稀释剂的影响 |
| 6.5.5 萃取剂浓度的影响 |
| 6.5.6 萃取相比的影响 |
| 6.5.7 萃取时间的影响 |
| 6.5.8 铷萃取等温线 |
| 6.6 钾的洗涤 |
| 6.6.1 洗涤相比的影响 |
| 6.6.2 洗涤等温线 |
| 6.7 分馏萃取模拟实验 |
| 6.8 负载铷有机相的反萃 |
| 6.8.1 HC1浓度的影响 |
| 6.8.2 反萃相比的影响 |
| 6.9 铷萃余液回收钾 |
| 6.9.1 钾的萃取 |
| 6.9.2 钠的洗涤 |
| 6.9.3 负载钾有机相的反萃 |
| 6.10 钾萃余液回用 |
| 6.11 本章小结 |
| 7 铷矿浸出渣吸附铅 |
| 7.1 实验部分 |
| 7.1.1 实验原料与仪器 |
| 7.1.2 实验方法 |
| 7.1.3 分析方法 |
| 7.2 铷矿浸出渣的表征 |
| 7.3 吸附动力学 |
| 7.4 浸出渣用量的影响 |
| 7.5 平衡pH的影响 |
| 7.6 温度的影响 |
| 7.7 吸附等温线 |
| 7.8 吸附渣的沉降 |
| 7.9 本章小结 |
| 8 结论与创新点 |
| 8.1 结论 |
| 8.2 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）高硅铝土矿碱浸脱硅液的脱硅及其硅渣利用（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 高硅铝土矿脱硅的研究现状 |
| 1.1.1 高硅铝土矿的资源及分布 |
| 1.1.2 选矿脱硅 |
| 1.1.3 生物脱硅 |
| 1.1.4 碱浸脱硅 |
| 1.2 碱浸脱硅液脱硅以及硅渣利用的研究现状 |
| 1.2.1 粉煤灰浸出液的利用 |
| 1.2.2 铝酸钠溶液脱硅 |
| 1.2.3 碱浸脱硅液的脱硅及硅渣利用 |
| 1.3 研究目的、意义及主要研究内容 |
| 1.3.1 研究目的及意义 |
| 1.3.2 主要研究内容 |
| 第二章 实验原料及方法 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.1.1 焙烧高硅铝土矿 |
| 2.1.2 石灰 |
| 2.1.3 赤泥 |
| 2.1.4 实验试剂 |
| 2.2 实验设备 |
| 2.2.1 磨矿设备 |
| 2.2.2 恒温加热磁力搅拌器 |
| 2.2.3 实验分析设备 |
| 2.3 实验分析及计算方法 |
| 2.3.1 矿石及硅渣成分分析 |
| 2.3.2 碱浸脱硅溶液成分分析 |
| 2.3.3 计算与表征 |
| 第三章 碱浸脱硅溶液的脱硅工艺研究 |
| 3.1 含硅碱液的制备 |
| 3.2 添加石灰脱硅 |
| 3.2.1 搅拌速度的影响 |
| 3.2.2 钙硅摩尔比的影响 |
| 3.2.3 初始苛碱浓度的影响 |
| 3.2.4 初始硅浓度的影响 |
| 3.2.5 碳碱浓度的影响 |
| 3.2.6 脱硅时间的影响 |
| 3.2.7 温度的影响 |
| 3.2.8 循环脱硅试验 |
| 3.3 添加赤泥脱硅 |
| 3.3.1 单加赤泥对溶液脱硅的影响 |
| 3.3.2 赤泥与石灰混合脱硅 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 碱浸脱硅溶液脱硅机理 |
| 4.1 碱浸脱硅溶液脱硅动力学 |
| 4.2 碱浸脱硅溶液脱硅机理 |
| 4.3 本章小结 |
| 第五章 硅渣的利用研究 |
| 5.1 添加硅渣脱硅 |
| 5.1.1 初始硅渣的脱硅效果 |
| 5.1.2 球磨硅渣的脱硅效果 |
| 5.1.3 球磨硅渣和石灰混合脱硅效果 |
| 5.1.4 机理分析 |
| 5.2 添加焙烧硅渣脱硅 |
| 5.2.1 焙烧硅渣的脱硅效果 |
| 5.2.2 焙烧硅渣与石灰混合脱硅效果 |
| 5.2.3 机理分析 |
| 5.3 本章小结 |
| 第六章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录 |
（3）西台吉乃尔盐湖膜分离卤水制备氢氧化锂的工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 世界盐湖锂资源概况 |
| 1.2 西台吉乃尔盐湖开发现状 |
| 1.3 氢氧化锂的性质及用途 |
| 1.4 氢氧化锂制备技术 |
| 1.4.1 石灰石焙烧法 |
| 1.4.2 纯碱加压浸出法 |
| 1.4.3 碳酸锂苛化法 |
| 1.4.4 硫酸锂苛化法 |
| 1.4.5 电解法 |
| 1.5 离子膜电解技术的发展与研究 |
| 1.5.1 阳离子膜结构 |
| 1.5.2 选择透过性机理 |
| 1.6 立题依据与研究内容 |
| 1.6.1 论文立题依据 |
| 1.6.2 论文研究内容 |
| 1.7 项目来源 |
| 第2章 研究方法与手段 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.2 化学试剂及仪器 |
| 2.3 实验材料及装置 |
| 2.3.1 离子交换树脂 |
| 2.3.2 电解实验装置 |
| 2.4 研究方案 |
| 2.5 技术研究路线 |
| 2.6 分析测试方法 |
| 第3章 卤水预处理工艺 |
| 3.1 卤水除镁工艺 |
| 3.1.1 卤水除镁方法选择 |
| 3.1.2 氢氧化钠法除镁工艺研究 |
| 3.2 卤水除硼工艺 |
| 3.2.1 卤水除硼方法选择 |
| 3.2.2 离子交换法除硼工艺研究 |
| 3.3 深度除硼镁工艺 |
| 3.3.1 混合树脂质量配比 |
| 3.3.2 混合树脂法深度除硼镁工艺研究 |
| 3.4 卤水除钠工艺 |
| 3.4.1 卤水除钠原理 |
| 3.4.2 强制蒸发法除钠工艺研究 |
| 3.5 本章小结 |
| 第4章 离子膜电解法制备氢氧化锂工艺研究 |
| 4.1 实验影响因素与电解性能参数 |
| 4.1.1 实验影响因素 |
| 4.1.2 电解性能参数 |
| 4.2 阳离子膜的选型 |
| 4.3 离子膜电解法制备氢氧化锂的条件实验 |
| 4.3.1 电流密度的影响 |
| 4.3.2 阳极液LiCl浓度的影响 |
| 4.3.3 循环流量的影响 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 氢氧化锂产品制备与工艺分析 |
| 5.1 氢氧化锂产品制备 |
| 5.1.1 蒸发结晶工艺研究 |
| 5.1.2 洗涤干燥工艺研究 |
| 5.1.3 产品品质分析 |
| 5.2 工艺分析 |
| 5.2.1 资源回收利用 |
| 5.2.2 工艺总流程 |
| 5.3 本章小结 |
| 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 攻读学位期间取得学术成果 |
（4）煤矸石酸溶物制备氧化铝工艺及机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 煤矸石简介 |
| 1.2 矿物中提取氧化铝的研究现状 |
| 1.2.1 酸法 |
| 1.2.2 碱法 |
| 1.2.3 酸碱联合法 |
| 1.3 氧化铝持续化生产和煤矸石资源化利用的紧迫性 |
| 1.4 论文研究的内容、目的及创新点 |
| 1.4.1 研究内容 |
| 1.4.2 研究目的 |
| 1.4.3 研究创新点 |
| 第二章 实验材料、方法与技术路线 |
| 2.1 实验材料 |
| 2.1.1 实验原料 |
| 2.1.2 实验主要试剂 |
| 2.1.3 实验主要仪器设备 |
| 2.2 实验分析方法 |
| 2.2.1 硫酸铝碳热还原反应原料与产物中硫酸根离子的测定 |
| 2.2.2 酸溶物固体、还原产物及碱渣中各矿物组成含量的测定 |
| 2.3 计算方法 |
| 2.3.1 硫酸铝碳热还原反应配料计算 |
| 2.3.2 硫酸铝碳热还原反应原料与产物中硫酸根质量百分含量的计算 |
| 2.3.3 酸溶物固体、还原产物及碱渣中各矿物成分质量百分含量的计算 |
| 2.3.4 硫酸铝转化率及还原产物中氧化铝溶出率的计算 |
| 2.4 表征方法 |
| 2.4.1 X射线衍射分析 |
| 2.4.2 扫描电子显微镜 |
| 2.4.3 红外光谱分析 |
| 2.4.4 热重分析 |
| 2.5 实验内容与流程图 |
| 第三章 纯物质体系碳热还原反应的研究 |
| 3.1 热力学分析 |
| 3.1.1 不同气氛下硫酸铝分解热力学分析 |
| 3.1.2 碳热还原硫酸铝热力学分析 |
| 3.2 实验方法 |
| 3.2.1 硫酸铝样品脱水 |
| 3.2.2 无烟煤与硫酸铝样品碳热还原反应 |
| 3.3 C-Al_2(SO_4)_3体系实验研究 |
| 3.3.1 反应温度对硫酸铝转化率的影响 |
| 3.3.2 反应时间对硫酸铝转化率的影响 |
| 3.3.3 无烟煤过剩系数对硫酸铝转化率的影响 |
| 3.4 碳热还原的动力学研究 |
| 3.4.1 扩散步骤控制时的动力学模型 |
| 3.4.2 界面化学反应步骤控制时的动力学模型 |
| 3.4.3 动力学计算 |
| 3.5 还原产物XRD与 SEM分析 |
| 3.6 本章小结 |
| 第四章 不同体系下硫酸铝碳热还原反应的过程研究 |
| 4.1 掺杂物的用量对硫酸铝转化率的影响 |
| 4.1.1 碱金属硫酸盐的掺入量的确定 |
| 4.1.2 碱土金属硫酸盐的掺入量的确定 |
| 4.1.3 过渡金属硫酸盐的掺入量的确定 |
| 4.2 掺杂体系硫酸铝碳热还原反应的动力学分析 |
| 4.3 还原产物XRD与 SEM分析 |
| 4.3.1 掺杂体系还原产物XRD与 SEM分析 |
| 4.3.2 真实体系还原产物XRD与 SEM分析 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 煤矸石酸溶物固体碳热还原产物碱溶工艺研究 |
| 5.1 还原产物碱溶工艺研究 |
| 5.1.1 碳热还原反应温度对碱溶过程的影响 |
| 5.1.2 反应温度对碱溶过程的影响 |
| 5.1.3 反应时间对碱溶过程的影响 |
| 5.1.4 液固比对碱溶过程的影响 |
| 5.1.5 NaOH浓度对碱溶过程的影响 |
| 5.2 碱溶产物的XRD与 SEM分析 |
| 5.3 本章小结 |
| 第六章 结论与建议 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 建议 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 Ⅰ-攻读硕士学位期间的研究成果 |
| 附录 Ⅱ-攻读硕士学位参与的研究课题或项目 |
| 附录 Ⅲ-攻读硕士学位期间的获奖情况 |
（5）粉煤灰酸法提铝过程SiO2强化分离及硅基材料制备研究（论文提纲范文）
| 中文摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 粉煤灰概述 |
| 1.1.1 粉煤灰的产生与危害 |
| 1.1.2 粉煤灰的理化性质 |
| 1.1.3 粉煤灰的资源化利用 |
| 1.2 粉煤灰铝硅元素协同提取利用研究进展 |
| 1.2.1 铝硅元素协同提取工艺 |
| 1.2.2 含硅资源的利用 |
| 1.3 白炭黑的研究现状与发展趋势 |
| 1.3.1 白炭黑概述 |
| 1.3.2 白炭黑的制备 |
| 1.3.3 白炭黑的应用 |
| 1.4 介孔氧化硅的研究现状与发展趋势 |
| 1.4.1 介孔氧化硅概述 |
| 1.4.2 介孔氧化硅的合成 |
| 1.4.3 介孔氧化硅的应用 |
| 1.5 选题意义及内容 |
| 1.5.1 选题意义和研究思路 |
| 1.5.2 研究内容 |
| 第二章 粉煤灰预脱硅过程强化及机理研究 |
| 2.1 引言 |
| 2.2 实验部分 |
| 2.2.1 实验材料 |
| 2.2.2 实验方法 |
| 2.2.3 分析方法 |
| 2.3 结果与讨论 |
| 2.3.1 EDTA强化脱硅工艺条件对预脱硅率的影响 |
| 2.3.2 两种方式组合对粉煤灰预脱硅率的影响 |
| 2.3.3 强化脱硅机理分析 |
| 2.4 本章小结 |
| 第三章 提铝过程酸浸渣强化分离研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 实验部分 |
| 3.2.1 实验试剂 |
| 3.2.2 实验方法 |
| 3.2.3 分析方法 |
| 3.3 结果与讨论 |
| 3.3.1 工艺条件对提铝酸渣分离效率的影响 |
| 3.3.2 添加剂对提铝酸渣分离效率的影响 |
| 3.3.3 强化分离作用机理分析 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 一步法利用提铝酸渣制备白炭黑及其分散性能 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 实验部分 |
| 4.2.1 实验试剂 |
| 4.2.2 实验方法 |
| 4.2.3 分析方法 |
| 4.3 结果与讨论 |
| 4.3.1 表面活性剂对白炭黑性质的影响 |
| 4.3.2 钙铁杂质对白炭黑制备的影响 |
| 4.3.3 白炭黑分散性能 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 无模板溶胶-凝胶法制备介孔氧化硅及其吸附性能 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 实验部分 |
| 5.2.1 实验试剂 |
| 5.2.2 实验方法 |
| 5.2.3 分析方法 |
| 5.3 结果与讨论 |
| 5.3.1 硅酸钠溶液制备 |
| 5.3.2 介孔氧化硅合成 |
| 5.3.3 氧化硅孔结构控制机制 |
| 5.3.4 介孔氧化硅吸附性能分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 结论与建议 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 创新点 |
| 6.3 建议 |
| 参考文献 |
| 攻读学位期间取得的研究成果 |
| 致谢 |
| 个人简况及联系方式 |
（6）钙化-碳化法处理一水硬铝石拜耳法赤泥的基础研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 铝土矿资源 |
| 1.1.1 世界铝土矿资源 |
| 1.1.2 中国铝土矿资源 |
| 1.2 氧化铝生产方法 |
| 1.2.1 拜耳法 |
| 1.2.2 烧结法 |
| 1.2.3 拜耳—烧结联合 |
| 1.3 赤泥的性质及危害 |
| 1.3.1 赤泥的物化性质 |
| 1.3.2 赤泥的危害 |
| 1.4 赤泥综合利用技术现状 |
| 1.4.1 赤泥作为建材原料利用 |
| 1.4.2 赤泥在冶金领域的应用研究 |
| 1.4.3 赤泥在土壤改良和环保领域的应用研究 |
| 1.4.4 赤泥应用于其他领域 |
| 1.5 钙化-碳化法新工艺及研究情况 |
| 1.5.1 钙化-碳化法的提出 |
| 1.5.2 研究情况 |
| 1.6 本文的研究内容 |
| 第2章 实验研究方法 |
| 2.1 实验原料及试剂 |
| 2.1.1 实验原料 |
| 2.1.2 实验药品及试剂 |
| 2.2 实验设备及检测仪器 |
| 2.2.1 实验设备 |
| 2.2.2 检测仪器 |
| 2.3 实验操作过程 |
| 2.3.1 钙化实验 |
| 2.3.2 碳化实验 |
| 2.3.3 溶铝实验 |
| 2.3.4 计算方法 |
| 第3章 钙化-碳化过程热力学分析 |
| 3.1 水化石榴石生成过程的热力学分析 |
| 3.2 水化石榴石与CO_2反应过程的热力学分析 |
| 3.2.1 水化石榴石与二氧化碳反应的ΔG~0 |
| 3.2.2 温度对ΔG_T的影响 |
| 3.2.3 CO_2分压对ΔG的影响 |
| 3.3 本章小结 |
| 第4章 钙化-碳化过程动力学研究 |
| 4.1 赤泥钙化的动力学 |
| 4.2 碳化分解过程的动力学 |
| 4.2.1 碳化分解动力学实验 |
| 4.2.2 合成水化石榴石的表征 |
| 4.2.3 温度的影响 |
| 4.2.4 压力的影响 |
| 4.2.5 硅饱和系数的影响 |
| 4.3 本章小结 |
| 第5章 处理赤泥工艺过程的研究 |
| 5.1 赤泥钙化转型过程研究 |
| 5.1.1 温度的影响 |
| 5.1.2 钙硅比的影响 |
| 5.1.3 液固比的影响 |
| 5.2 碳化工艺的实验研究 |
| 5.2.1 液固比的影响 |
| 5.2.2 温度的影响 |
| 5.2.3 压力的影响 |
| 5.2.4 CO_2浓度对碳化结果的影响 |
| 5.2.5 40%CO_2气体压力对碳化结果的影响 |
| 5.3 碳化渣溶铝的反应研究 |
| 5.3.1 温度的影响 |
| 5.3.2 液固比的影响 |
| 5.3.3 NaOH浓度的影响 |
| 5.3.4 溶铝时间的影响 |
| 5.4 产物的表征及分析 |
| 5.5 本章小节 |
| 第6章 钙化渣直接碳化 |
| 6.1 两种碳化方式的对比 |
| 6.1.1 最优条件对比试验 |
| 6.1.2 不同温度条件下对比实验 |
| 6.1.3 产物表征 |
| 6.2 NaOH浓度对碳化过程的影响 |
| 6.2.1 NaOH对最终结果的影响 |
| 6.2.2 产物的表征及分析 |
| 6.3 NaOH对钙化渣直接碳化整体工艺的影响 |
| 6.3.1 NaOH对钙化渣的影响 |
| 6.3.2 钙化渣的表征 |
| 6.3.3 NaOH对最终渣的影响 |
| 6.3.4 产物的表征及分析 |
| 6.4 本章小结 |
| 第7章 处理赤泥的扩大实验 |
| 7.1 实验设备 |
| 7.1.1 钙化实验设备 |
| 7.1.2 碳化实验设备 |
| 7.1.3 其他辅助设备 |
| 7.2 实验过程 |
| 7.2.1 钙化与碳化分步操作扩大实验 |
| 7.2.2 钙化渣直接碳化扩大实验 |
| 7.3 结果与讨论 |
| 7.3.1 分步碳化实验结果 |
| 7.3.2 钙化渣直接碳化实验结果 |
| 7.4 存在的问题及解决方案 |
| 7.5 本章小结 |
| 第8章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间的主要科研成果 |
（7）氧化锌矿清洁高附加值综合利用及反应过程分析（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 锌的性质及用途 |
| 1.2 锌的主要化合物的性质和用途 |
| 1.3 氧化锌矿资源 |
| 1.4 氧化锌矿开发利用现状 |
| 1.4.1 氧化锌矿选矿工艺 |
| 1.4.2 氧化锌矿的火法冶金 |
| 1.4.3 氧化锌矿的湿法处理 |
| 1.5 中低品位氧化锌矿清洁综合利用的研究背景及意义 |
| 1.6 氧化锌矿清洁综合利用的研究内容 |
| 第2章 硫酸铵低温焙烧氧化锌矿提锌及反应过程分析 |
| 2.1 引言 |
| 2.2 实验部分 |
| 2.2.1 实验原料分析 |
| 2.2.2 工艺流程的选择 |
| 2.2.3 实验试剂及仪器 |
| 2.2.4 实验步骤 |
| 2.2.5 样品表征 |
| 2.2.6 分析检测方法 |
| 2.2.6.1 溶出液中Zn~(2+)测定 |
| 2.2.6.2 浸出液中Fe~(3+)测定 |
| 2.3 结果和讨论 |
| 2.3.1 锌品位20.35°/。的1~#氧化锌矿 |
| 2.3.1.1 物料配比对锌提取率的影响 |
| 2.3.1.2 反应温度对锌提取率的影响 |
| 2.3.1.3 反应时间对锌和铁提取率的影响 |
| 2.3.1.4 正交试验优化 |
| 2.3.1.5 硫酸铵低温焙烧氧化锌矿溶出渣表征 |
| 2.3.1.6 硫酸铵焙烧氧化锌矿反应历程分析 |
| 2.3.2 锌品位7.05°/。的2~#氧化锌矿 |
| 2.3.2.1 物料配比对锌提取率的影响 |
| 2.3.2.2 反应温度对锌提取率的影响 |
| 2.3.2.3 反应时间对锌提取率的影响 |
| 2.3.2.4 正交试验优化 |
| 2.3.2.5 硫酸铵低温焙烧氧化锌矿溶出渣的表征 |
| 2.3.2.6 硫酸铵焙烧氧化锌矿反应历程分析 |
| 2.3.3 锌品位29.12%的3~#氧化锌矿 |
| 2.3.3.1 物料配比对锌和铁提取率的影响 |
| 2.3.3.2 反应温度对锌和铁提取率的影响 |
| 2.3.3.3 硫酸铵低温焙烧氧化锌矿溶出渣的表征 |
| 2.3.3.4 硫酸铵焙烧氧化锌矿反应历程分析 |
| 2.3.4 焙烧过程的拉曼光谱分析 |
| 2.4 本章小结 |
| 第3章 硫酸铵低温焙烧氧化锌矿提锌动力学 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 原理 |
| 3.3 实验 |
| 3.3.1 实验原料和仪器 |
| 3.3.2 实验步骤 |
| 3.4 结果和讨论 |
| 3.4.1 不同升温速率下的差热曲线和失重曲线 |
| 3.4.2 Doyle-Ozawa法 |
| 3.4.3 Kissinger法 |
| 3.5 本章小结 |
| 第4章 硫酸锌溶液的净化和铁铝的回收 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 实验 |
| 4.2.1 实验原料及设备 |
| 4.2.2 实验步骤 |
| 4.2.3 样品表征 |
| 4.3 结果与讨论 |
| 4.3.1 黄铵铁矾法除铁 |
| 4.3.1.1 硫酸锌溶液造矾除铁 |
| 4.3.1.2 造矾过程分析 |
| 4.3.1.3 黄铵铁矾表征 |
| 4.3.2 水解沉铝 |
| 4.3.2.1 硫酸锌溶液沉铝 |
| 4.3.2.2 铝渣的表征 |
| 4.3.3 黄铵铁矾水解制备花簇状氧化铁 |
| 4.3.3.1 黄铵铁矾水解 |
| 4.3.3.2 花簇状氧化铁的表征 |
| 4.3.4 粗氢氧化铝碱溶碳分制备氢氧化铝 |
| 4.3.4.1 粗氢氧化铝碱溶 |
| 4.3.4.2 铝酸钠溶液碳分 |
| 4.3.4.3 氢氧化铝的表征 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 碱式碳酸锌与氧化锌的制备和硫酸钠还原制备硫化钠 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 实验 |
| 5.2.1 实验原料及设备 |
| 5.2.2 实验步骤 |
| 5.2.3 样品表征 |
| 5.3 结果与讨论 |
| 5.3.1 碳酸氢铵为沉淀剂制备碱式碳酸锌和氧化锌 |
| 5.3.1.1 氧化锌前驱体表征 |
| 5.3.1.2 氧化锌粉体的表征 |
| 5.3.2 碳酸铵为沉淀剂制备氧化锌粉体 |
| 5.3.2.1 氧化锌前驱体的表征及生长过程分析 |
| 5.3.2.2 氧化锌粉体的表征 |
| 5.3.3 碳酸钠为沉淀剂制备碱式碳酸锌和氧化锌 |
| 5.3.3.1 氧化锌前驱体表征 |
| 5.3.3.2 氧化锌的表征 |
| 5.3.4 硫化钠的制备 |
| 5.3.4.1 硫酸钠溶液的处理 |
| 5.3.4.2 硫酸钠还原制备硫化钠实验 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 花状氧化锌粉体的水热制备及生长机理 |
| 6.1 引言 |
| 6.2 实验 |
| 6.2.1 实验原料及设备 |
| 6.2.2 实验步骤 |
| 6.2.3 样品表征 |
| 6.3 结果与讨论 |
| 6.3.1 OH~-/Zn~(2+)摩尔配比对ZnO粉体物相结构和微观形貌的影响 |
| 6.3.2 反应温度对ZnO粉体物相结构和微观形貌的影响 |
| 6.3.3 反应时间对ZnO粉体物相结构和微观形貌的影响 |
| 6.3.4 花状氧化锌粉体的生长机理 |
| 6.3.5 以氨水为沉淀剂制备ZnO粉体 |
| 6.4 本章小结 |
| 第7章 碱熔融焙烧提锌渣提硅 |
| 7.1 引言 |
| 7.2 实验 |
| 7.2.1 实验原料和仪器 |
| 7.2.2 实验步骤 |
| 7.2.3 分析检测方法 |
| 7.2.3.1 碱性溶出液中二氧化硅和铅测定 |
| 7.2.4 样品表征 |
| 7.3 结果与讨论 |
| 7.3.1 锌品位29.12%的3~#氧化锌矿提锌渣 |
| 7.3.1.1 氧化锌矿提锌渣的表征 |
| 7.3.1.2 物料配比对硅提取率的影响 |
| 7.3.1.3 反应温度对硅提取率的影响 |
| 7.3.1.4 反应时间对硅提取率的影响 |
| 7.3.1.5 提硅渣的表征 |
| 7.3.1.6 氧化锌矿提锌渣与氢氧化钠反应历程分析 |
| 7.3.2 锋品位7.05%白勺2~#氧化锋矿提锋)查 |
| 7.3.2.1 氧化锌矿提锌渣的表征 |
| 7.3.2.2 物料配比对硅、铅提取率的影响 |
| 7.3.2.3 反应温度比对硅、铅提取率的影响 |
| 7.3.2.4 反应时间对硅、铅提取率的影响 |
| 7.3.2.5 正交实验优化 |
| 7.3.2.6 提硅渣的表征 |
| 7.3.2.7 氧化锌矿提锌渣与氢氧化钠反应历程分析 |
| 7.3.3 碱熔融焙烧氧化锌矿提锌渣反应过程分析 |
| 7.3.3.1 锌品位7.05%白勺2#氧化锌矿提锌辽碱溶融焙烧在线拉曼光谱 |
| 7.3.3.2 非晶态SiO_2与NaOH反应过程分析 |
| 7.3.3.3 PbO_2与NaOH反应过程分析 |
| 7.3.3.4 ZnO与NaOH反应过程分析 |
| 7.3.3.5 Zn_2SiO_4与NaOH反应过程分析 |
| 7.4 本章小结 |
| 第8章 二氧化硅粉体的碳分制备与苛化实验研究 |
| 8.1 引言 |
| 8.2 实验 |
| 8.2.1 实验原料和仪器 |
| 8.2.2 实验步骤 |
| 8.2.3 样品表征 |
| 8.3 结果与讨论 |
| 8.3.1 Na_2SiO_3溶液碳分 |
| 8.3.1.1 碳分净化除杂工艺 |
| 8.3.1.2 碳分终点溶液pH值 |
| 8.3.1.3 白炭黑产品的表征 |
| 8.3.1.4 硅酸钠溶液碳分过程分析 |
| 8.3.2 碳酸钠溶液的苛化 |
| 8.3.2.1 物料配比对苛化率的影响 |
| 8.3.2.2 碳酸钠浓度对苛化率的影响 |
| 8.3.2.3 苛化温度对苛化率的影响 |
| 8.3.2.4 苛化时间对苛化率的影响 |
| 8.3.2.5 碳酸钙的表征 |
| 8.3.3 硅酸钠溶液的苛化 |
| 8.3.3.1 物料配比对水热产物物相的影响 |
| 8.3.3.2 苛化温度对水热产物物相的影响 |
| 8.3.3.3 苛化时间对水热产物物相的影响 |
| 8.3.4 纤维状CaSiO_3粉体的制备 |
| 8.3.4.1 分散剂对CaSiO_3粉体微观形貌的影响 |
| 8.3.4.2 分散剂用量的对CaSiO_3粉体微观形貌的影响 |
| 8.3.4.3 反应温度对CaSiO_3粉体微观形貌的影响 |
| 8.3.4.4 反应时间对CaSiO_3粉体微观形貌的影响 |
| 8.3.4.5 物料配比对CaSiO_3粉体微观形貌的影响 |
| 8.4 本章小结 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 博士工作期间发表和待发表的论文 |
| 作者简历 |
（8）高硫铝土矿溶出过程脱硫的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铝土矿资源概况 |
| 1.1.1 铝土矿矿床及其矿石分类 |
| 1.1.2 国内外铝土矿资源现状 |
| 1.1.3 高硫铝土矿的资源及分布 |
| 1.2 高硫铝土矿脱硫的研究现状 |
| 1.2.1 高硫铝土矿中硫的危害 |
| 1.2.2 浮选法脱硫 |
| 1.2.3 焙烧法脱硫 |
| 1.2.4 微生物菌种脱硫 |
| 1.2.5 湿法脱硫 |
| 1.3 研究目的、意义及主要研究内容 |
| 1.3.1 研究目的及意义 |
| 1.3.2 主要研究内容 |
| 第二章 实验原料及方法 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.1.1 高硫铝土矿 |
| 2.1.2 调配碱液 |
| 2.1.3 石灰 |
| 2.1.4 实验药剂 |
| 2.2 实验设备 |
| 2.2.1 矿石处理 |
| 2.2.2 高压溶出反应釜 |
| 2.2.3 实验分析设备 |
| 2.3 实验分析及计算方法 |
| 2.3.1 矿石及赤泥成分分析 |
| 2.3.2 母液及溶出液成分分析 |
| 2.3.3 矿物特征分析方法 |
| 2.3.4 相关计算公式 |
| 第三章 高硫铝土矿的溶出 |
| 3.1 溶出热力学 |
| 3.1.1 氧化铝溶出热力学 |
| 3.1.2 含硫矿物溶出热学力 |
| 3.2 溶出动力学 |
| 3.2.1 氧化铝溶出动力学 |
| 3.2.2 含硫矿物溶出动力学 |
| 3.3 优化溶出工艺 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 高硫铝土矿溶出过程脱硫研究 |
| 4.1 铝酸钡溶出过程脱硫 |
| 4.1.1 铝酸钡的制备 |
| 4.1.2 铝酸钡的溶解特性 |
| 4.1.3 铝酸钡溶出过程脱硫 |
| 4.2 氧化锌溶出过程脱硫 |
| 4.2.1 矿石硫含量对脱硫的影响 |
| 4.2.2 氧化锌添加量对脱硫的影响 |
| 4.3 复合脱硫剂溶出过程脱硫 |
| 4.3.1 矿石硫含量对脱硫的影响 |
| 4.3.2 复合脱硫剂添加量对脱硫的影响 |
| 4.3.3 控制变量复合添加量 |
| 4.4 几种脱硫方式的分析与比较 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 脱硫技术经济分析 |
| 5.1 铝酸钡脱硫技术经济分析 |
| 5.2 氧化锌脱硫技术经济分析 |
| 5.3 复合脱硫剂脱硫技术经济分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 总结 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录 |
（9）一水硬铝石型高硫铝土矿脱硫研究进展（论文提纲范文）
| 0 引言 |
| 1 高硫铝土矿成分、物相、形貌分析 |
| 1.1 高硫铝土矿成分 |
| 1.2 高硫铝土矿物相分析 |
| 1.3 高硫铝土矿形貌 |
| 1.4 本文选择的高硫铝土矿成分、物相、形貌分析 |
| 2 拜耳法生产氧化铝过程中硫、铁的行为及危害 |
| 2.1 杂质硫、铁在拜耳法溶出过程的行为 |
| (1)黄铁矿的溶出反应 |
| (2)不同低价硫的相互转化 |
| 2.2 杂质硫在拜耳法溶出过程的危害 |
| 3 高硫铝土矿预处理脱硫现状 |
| 3.1 浮选脱硫 |
| 3.1.1 传统浮选工艺 |
| 3.1.2 反浮选工艺研究 |
| 3.1.3 电位调控浮选 |
| 3.2 预焙烧脱硫 |
| 3.2.1 传统焙烧脱硫 |
| 3.2.2 微波焙烧脱硫研究 |
| 3.3 微生物菌种脱硫 |
| 4 拜耳法溶出过程脱硫现状 |
| 4.1 氧化剂蒸发脱硫 |
| 4.2 硫化物沉淀法脱硫 |
| 4.3 硫酸钡沉淀法脱硫 |
| 4.4 石灰法脱硫 |
| 5 结束语 |
（10）锂深加工产业技术现状及发展趋势（论文提纲范文）
| 1 锂行业概况 |
| 2 锂深加工产业技术现状 |
| 2.1 卤水提锂技术 |
| 2.1.1 沉淀法 |
| 2.1.2 萃取法 |
| 2.1.3 吸附法 |
| 2.1.4 碳化法 |
| 2.1.5 煅烧法 |
| 2.1.6 电渗析法 |
| 2.2 矿石提锂技术 |
| 2.2.1 硫酸法 |
| 2.2.2 石灰烧结法 |
| 2.2.3 氯化焙烧法 |
| 2.2.4 纯碱压煮法 |
| 2.3 金属冶炼及加工技术 |
| 2.3.1 电解法制备金属锂 |
| 2.3.2 真空热还原法 |
| 2.4 高纯锂盐产品深加工技术7 |
| 2.4.1 重结晶法 |
| 2.4.2 苛化法 |
| 2.4.3 氨化法 |
| 2.4.4 吸附法 |
| 2.4.5 电渗析法 |
| 2.4.6 以矿石为原料生产氢氧化锂 |
| 2.4.7 硫酸锂苛化冷却结晶法 |
| 2.4.8 以卤水为原料生产氢氧化锂 |
| 2.4.9 其他方法生产氢氧化锂 |
四、利用苛化沉淀合成铝酸钡实验研究（论文参考文献）
- [1]花岗岩型铷矿资源综合利用的基础研究[D]. 邢鹏. 北京科技大学, 2020(01)
- [2]高硅铝土矿碱浸脱硅液的脱硅及其硅渣利用[D]. 徐颖鹏. 贵州大学, 2020(04)
- [3]西台吉乃尔盐湖膜分离卤水制备氢氧化锂的工艺研究[D]. 邓顺蛟. 成都理工大学, 2020(04)
- [4]煤矸石酸溶物制备氧化铝工艺及机理研究[D]. 郑光亚. 昆明理工大学, 2020(05)
- [5]粉煤灰酸法提铝过程SiO2强化分离及硅基材料制备研究[D]. 柳丹丹. 山西大学, 2019
- [6]钙化-碳化法处理一水硬铝石拜耳法赤泥的基础研究[D]. 解立群. 东北大学, 2018(01)
- [7]氧化锌矿清洁高附加值综合利用及反应过程分析[D]. 邵鸿媚. 东北大学, 2017(06)
- [8]高硫铝土矿溶出过程脱硫的研究[D]. 刘龙. 贵州大学, 2017(01)
- [9]一水硬铝石型高硫铝土矿脱硫研究进展[J]. 郑立聪,谢克强,刘战伟,马文会. 材料导报, 2017(05)
- [10]锂深加工产业技术现状及发展趋势[J]. 彭爱平,宋青荣. 世界有色金属, 2016(14)