一、Study of Thermodynamics and Kinetics of CH_4-CaSO_4 and H_2S-Fe_2O_3 Systems（论文文献综述）
孙贯永[1]（2021）在《外热式气基直接还原炼铁工艺的基础与应用研究》文中进行了进一步梳理在我国政府明确提出2030年前碳达峰、2060年前碳中和目标的背景下,实现炼铁工序CO2排放的绝对减排,以及高端特钢对优质纯净海绵铁原材料的需求,促使企业及研究院所加快开发适应我国国情的气基直接还原炼铁工艺。论文是与山西某企业合作开发新型外热式加热炉在低阶煤热解及碳与水蒸气反应生成CO+H2的成功中试经验的基础上,进一步延展合作开发新型外热式气基直接还原炼铁工艺,历时十年时间,全面进行了外热式气基直接还原工艺的基础理论及实验研究,并依据基础研究结果设计了年产3000吨、8万吨、30万吨规模的工艺和装备。外热式气基直接还原炼铁设置两个各自独立的内、外系统,之间由高导热的材料（火墙）隔离,其特点是还原所需的热能由外热系统以燃气燃烧后通过火墙向炉内传热的方式提供,还原气和球团在还原炉内被外热系统加热到所需的还原温度,而不是还原气在炉外被加热到还原温度后进入还原炉,具备球团和还原气常温入炉,还原铁低温出炉,还原气压强损失小,吨铁能源消耗低等特点。外热燃烧系统具有独立的蓄热室火道加热功能,可以实现炉内还原系统温度的精准控制,提高了还原气的利用率,有效避免了还原初期高温段球团的粘结和末期得到海绵铁后的低温析碳。外热式气基竖炉所构造的高温反应容器中,还原气与铁氧化物组成多元多相体系在炉内完成平衡反应,还原铁的生产效率与CO+H2为主的还原气的成分、还原温度、外加热能源的消耗有关,而CO+H2为主的还原气在900℃的气体利用率极限只有31.098%～37.181%,还原气体还原、升温、降温、换热等过程中将引起热焓的大幅度的波动,从而影响吨铁综合能耗。有必要结合外热式气基直接还原的特点,研究提高不同还原气的利用率和降低能源消耗的机理,这是本研究的主要目的。首先根据最小自由能原理的需要,以等压比热容和热力学方程,推导了体系中物质在不同温度区间的吉布斯自由能与温度的关系式,用于编制相应温度区间的最小自由能计算程序。设定初始还原气量、各组元的浓度组成、压强、温度等条件,得到相应的平衡态组成,延伸得到还原气体的利用率、平衡态浓度、还原气参与度、反应热焓、产气比等参数。根据构建的外热式气基直接还原炼铁的能耗模型,获得不同条件下吨铁气体的升温热焓、反应热焓、固体升温热焓、总热焓需求及体系热焓输入、可回收热焓及热焓回收率等参数。通过对各种不同组成的还原气的研究发现,当还原分别处于Fe2O3→Fe3O4、Fe3O4→Fe0.947O、Fe0.947O→Fe 阶段,即发生铁氧化物逐级还原的阶段,还原气体利用率及平衡态浓度、气体的还原参与度、还原气体中CH4的转化率、产气比等参数保持不变,利用这一特点,可以反推氧化铁中的Fe完全还原时的还原气的需求量、还原后气体的组成和各组元物质的量及反应热焓。对%CO+%H2=100还原气还原Fe2O3的多元多相热力学平衡体系进行了研究:1)分析了不同组成的还原气体的初始成分与其利用率等随着还原气组成不同的演变规律,发现对于%CO=%H2=50的还原气体,研究了还原产物不含Fe3C+C+CH4体系与包含Fe3C+C+CH4体系在Fe0.947O→Fe阶段的各种反应参数的区别,发现后者的反应热焓更低,因为该阶段为吸热反应,而CH4的生成是放热反应,两者叠加,反应吸热减少;当CO初始浓度大于50%,随着温度增加,CO+H2气体利用率呈降低趋势;当CO初始浓度小于50%,随着温度增加,CO+H2气体利用率呈增加趋势。CO初始浓度越大,CO+H2气体总的利用率越小。900℃时,压强对CO+H2气体利用率有着明显的影响;当温度1000℃以上时,压强对CO+H2气体利用率的影响可以忽略。2)理论模型计算了用CO+H2气体还原Fe2O3过程的理论能源消耗,发现当CO初始浓度小于10%,体系综合热焓（即热收入与热消耗的差）随着温度的升高而减小;当CO初始浓度为20%,体系综合热焓随着温度变化的幅度很小,但总的趋势是体系综合热焓随CO初始浓度的增大而减小;当CO初始浓度大于30%,体系综合热焓随着温度的升高而增大。当CO初始浓度在65%～71%时,体系综合反应热焓为零。在热焓输入项的构成占比中,从大到小依次是气体升温吸热、固体升温吸热、反应热焓。体系的压强对吨铁能源消耗的影响较小。不同组成的CO+H2还原气还原吨铁体系的热焓输入在108.062～122.051 kgce区间,热焓回收率在65%～95%区间变化。对于还原气成分组成多样化的特点,利用多元多相的最小自由能模型研究了%CO+%H2=90,%CH4+%N2=10初始还原气还原Fe2O3的反应特征和理论能源消耗的规律。研究发现:900℃条件下,还原气中每增加1 Nm3 CH4减少吨铁还原气需求量约6.100～7.337 Nm3,减少吨铁的化学反应热焓1.940～9.666 MJ,减少吨铁还原气升温热焓6.058～7.598 MJ,减少吨铁热焓能输入4.118～17.264 MJ。利用这一特点,理论研究了使用CH4+H2构成还原气所必须的条件,减少纯H2还原体系的吸热量,整体降低局部的加热需求的热量和工艺条件;或使用CH4+CO构成还原气,减小纯CO还原体系的放热量,降低局部过热可能性所对应的工艺条件。焦炉煤气是典型的富含H2和CH4的工业气体,对焦炉煤气还原Fe2O3的热力学平衡和能源消耗模型的研究发现:焦炉煤气在热力学上具有不重整直接用于还原炼铁的可行性,但需要对焦炉煤气量、氧化铁的量、还原温度及还原的动力学条件进行精确的控制,加入过多的焦炉煤气有析出C的可能,且增加了吨铁能源消耗。Fe2O3恰好完全被还原时的焦炉煤气的利用率随温度的升高而增加,在900℃时为81.900%,吨铁热焓需求为165.416 kgce,但这两项会由焦炉气体组成的变化而改变。进一步对%CO+%H2+%CH4=100还原气在900℃下还原Fe2O3的多元多相热力学平衡和能源消耗模型的研究发现:1)随初始CH4浓度的增大,反应焓变和总热焓需求量增大,气体升温热减小,反应焓变的能耗占比持续增加,气体升温热和固体升温热的能耗占比持续减小。2)在%CH4=50时,总热焓需求量为 275.412～276.433 kgce/tFe,与不含 CH4 的%CO+%H2=100还原气相比,总热焓需求量增加量为76.668～98.420 kgce/tFe,相当于%CH4/（%CO+%H2）=0 总热焓需求量的 38.379%～55.629%。在理论模型计算的基础上,对%CO=%H2=50还原气还原Fe3O4过程的析碳情况进行了实验验证,研究发现:在400℃～750℃范围内,%CO=%H2=50还原气出现最大析碳现象,而400℃之下反而没有明显碳黑析出。这与理论计算的%CO≥30时,CO+H2还原Fe2O3在750℃以下有大量的析C生成相吻合,但在400℃以下实验发现不会析碳且与热力学理论计算结果不同,尚需进一步研究。因此,在外热式还原炉的炉型温度节点控制时,如果还原气中CO含量大于30%,在400～750℃区间要控制还原气与海绵铁接触的时间要尽可能的短;对气基还原得到的海绵铁进行了熔分精炼合一的冶炼研究,用气基还原海绵铁熔分20 min后一步得到了纯度99.9%的纯铁,为未来气基海绵铁进行纯净化冶炼提供了依据。最后在以上各种可能组成的还原气还原氧化铁进行的多元多相最小自由能理论计算的基础上,设计了由外加热方式精确控制独立的内还原体系的气基直接还原炼铁竖炉,并从理论上对其进行了物料平衡、化学平衡、热平衡、压强损失等方面的应用研究,研究发现:1)外热式竖炉气基直接还原炼铁工艺中,在还原气组成和炉型结构确定的情况下,可以通过外加热的手段调控内部体系的温度,可以预先通过热平衡法和传热法精确计算一定产量下燃气需求量,通过反复校正,可使理论计算与实际需求相等,以此提高还原气利用率、降低吨铁能耗、降低炉顶气温度、降低压降损失。2)外热式气基直接还原竖炉还原铁工艺可以满足不同CO+H2浓度组合的还原气的应用,其中H2浓度越大,则吨铁能耗越高,炉顶气温度越低,气体压强损失越少。
单良[2]（2021）在《煤焦化学链气化系统的优化及载氧体研究》文中研究说明煤热解耦合化学链气化系统,是结合煤固体热载体热解技术而提出的一种联产焦油和合成气的固体燃料化学链气化耦合工艺,该系统通过载氧体循环为煤热解提供热量,煤热解半焦与含酚废水作为化学链气化的原料和气化剂,实现了煤炭的梯级转化与能量高效利用。本文针对耦合系统核心反应单元——煤焦化学链气化单元,从热力学可行性分析、工艺条件优化以及Fe基复合载氧体的制备与测试三个方面对其展开研究。（1）通过热力学软件对Fe2O3载氧体煤焦化学链气化系统进行模拟分析,确定了最佳工艺参数为:气化温度为900℃、水碳比为0.2:1、氧碳比为1:1,并且依据热量衡算的要求,对Fe2O3/Al2O3载氧体中惰性载体负载量进行调控,Al2O3的负载量为74%;（2）通过固定床实验,开展了对煤焦化学链气化过程的工艺参数（氧碳比、气化温度以及水蒸气流量）的筛选以及其气化机理的探究。结果表明,当氧碳比为1:1,水蒸气流量为0.03 m L/min,气化温度为900℃时,煤焦化学链气化反应获得较高的碳转化率和合成气选择性,分别为93.42%和85.48%;水蒸气及载氧体的增多,既可以提高煤焦的碳转化率,但同时会消耗合成气,导致合成气选择性降低;气化温度的提高能够促进煤焦气化反应的进行,提高CO和H2的产率,但高温下载氧体易出现烧结问题。此外,煤焦、载氧体与水蒸气三者间的相互作用会随着煤焦气化反应的进行而有所变化。（3）通过固定床实验,研究了活性助剂的种类及比例对Fe基复合载氧体煤焦气化特性的影响。结果表明,活性助剂的添加能够提高载氧体反应活性,但高活性的载氧体也会深度氧化合成气,造成合成气选择性的降低。对于Fe-Ni复合载氧体来说,Ni基负载为15%的载氧体气化性能最佳,碳转化率为95.65%,合成气选择性为85.81%;对于Fe-Cu复合载氧体而言,Cu基负载为10%的载氧体气化性能最佳,碳转化率为96.07%,合成气选择性为84.06%;此外,两种复合载氧体在煤焦气化反应前后都没有出现明显的烧结和团聚现象,载氧体表现出良好的循环稳定性。
王子明[3]（2021）在《焦炭和铁氧化物在高炉内气固反应机理》文中认为随着低碳经济的到来,使得污染排放物多、能耗高的传统高炉炼铁工艺面临着前所未有的挑战。为了降低碳排放,全球钢铁企业正在从碳冶金逐渐向氢冶金过渡。因此开展高炉内气固反应研究至关重要,目前对高炉内气固反应研究工作主要采用大修解剖、风口取样等方法获得实际高炉内部的铁氧化物和焦炭,分析其物理化学性能的演变规律。同时采用实验室模拟的方法研究不同气氛、不同矿物质对焦炭和铁氧化物气固反应的影响。目前的研究工作主要停留在气固反应过程中的宏观描述以及速率分析方面等宏观尺度展开,但针对气固反应过程的基础理论研究,特别是对气固过程中焦炭和铁氧化物的最本征原子及电子行为方面上还缺乏较为深入的理论研究。因此,本文采用实验结合密度泛函理论模拟为主要分析手段,从原子尺度揭示了焦炭气孔结构对焦炭气化反应的影响机制,明晰CO2与焦炭表面吸附机理,并确定矿物质对焦炭及铁氧化物气固反应影响机理。主要研究内容和结果如下:通过控制入炉煤水分炼制的四种不同气孔结构的焦炭,研究气孔结构对焦炭气化反应速率演变规律。扫描电镜结果表明,完全干煤炼成的焦炭气孔尺寸较小,孔壁较薄。随着入炉煤水分的增加,焦炭的孔隙率与大气孔占比也随之增加。采用热重分析实验结果表明,四种块状焦炭反应性不同,其中完全干煤炼成的块状焦炭反应性最高;四种粉状焦炭气化反应速率曲线相似,体积反应模型与气化反应实验数据拟合良好,活化能分别为191.9、203.1、190.1和190.8 kJ/mol。焦炭气孔在气化反应中的劣化导致焦炭碳层的活性位点增多,二氧化碳更容易被捕获,增加了焦炭反应性,气孔结构是影响焦炭气化的关键因素。采用密度泛函理论,揭示不同缺陷的焦炭碳层在气化反应中CO2吸附过程。结果表明,在所有焦炭碳层中有3种CO2作用方式:物理吸附、化学吸附和与排斥作用。CO2化学吸附的形变能和相互作用能远大于物理吸附的形变能和相互作用能。CO2物理吸附的电子转移与化学吸附的电子转移相比非常低。完整的焦炭碳层对CO2的吸附非常弱,具有较大的吸附距离（3.39A）,而具有悬键的碳原子具有更强的物理吸附能力。焦炭碳层中单空位的不饱和的碳原子比三空位的不饱和的碳原子更具反应活性,从而有利于CO2气体化学吸附。通过混合不同含量金属铁对焦炭进行气化反应实验并结合密度泛函理论计算揭示铁催化焦炭气化反应过程,实验结果表明,焦炭气化反应起始温度Ti,反应结束温度Tf随着铁的增加而逐渐降低。动力学分析结果表明,随机孔模型与焦炭气化实验数据拟合良好,活化能分别为218.1、212.3、204.2和197.1 kJ/mol,活化能随金属铁的增加而降低。密度泛函模拟结果表明,CO2吸附在Fe表面时CO2分子的C-O键被拉伸,CO2分子中C原子轨道和O原子轨道分别与Fe的3d、4s、4p原子轨道之间有较强的杂化作用。因此Fe表面具有活化CO2分子的能力,从而催化焦炭气化反应进行。采用密度泛函理论,建立MgO/CaO与FeO团簇的表面交互模型,揭示MgO/CaO对FeO团簇还原过程的影响。结果表明,MgO（100）和CaO（100）表面上吸附FeO团簇吸附能分别为-2.07 eV和-2.32 eV,CaO表面吸附能较高,FeO团簇更容易吸附在CaO表面,吸附结构更稳定。通过对比CO和H2还原FeO过程表明,当H2分子在吸附到FeO上时,H2分子会发生解离,形成两个O-H键生成了 H2O中间体。此外,在反应初期,CO气体因其较大的吸附能而具有界面反应的优势,而H2气体因其解离能较低,有利于产物解离。采用密度泛函理论,建立Na/K蒸气吸附Fe2O3晶体表面模型,揭示Na/K蒸气对Fe2O3还原过程的影响。结果表明,Fe2O3表面上吸附K和Na的吸附能相同为0.34 eV。CO分子吸附Fe2O3表面的吸附能分别为-2.42 eV。CO吸附Na-Fe2O3表面和K-Fe2O3表面的吸附能分别为-2.57 eV和-2.61 eV。CO与K-Fe2O3表面存在着相对较大的相互作用,从而促进界面化学反应的进行。CO2中间产物从Fe2O3、Na-Fe2O3、K-Fe2O3反应界面的解离克服0.27 eV、0.36 eV和0.41 eV能量障碍形成CO2气体,在此过程中在Fe2O3表面的中间产物更容易从表面解离。H2与三种表面中的O原子结合的吸附能分别为-0.23 eV、-0.21 eV和-0.17 eV。H2与三种表面存在着非常弱的吸附作用,因此H2还原受界面化学反应控速。
张佳乐[4]（2021）在《湿法炼锌溶液中杂质铁的臭氧氧化去除基础研究》文中研究表明湿法炼锌的主要原料是硫化锌精矿,通常伴生较高含量的铁杂质,浸出时随主金属锌一起溶解进入浸出液。在预中和过程通过调节溶液pH,Fe3+很容易水解沉淀去除,但Fe2+开始沉淀的pH值6.45高于主金属Zn2+的开始沉淀pH值5.54,不能通过进一步提高溶液pH来水解沉淀去除Fe2+,以免造成主金属Zn的大量损失。通常ZnSO4溶液中会富集大量的Fe2+,如果不深度去除,将对后续锌电积过程产生严重不利影响,如降低电流效率和阴极锌质量、增加电能消耗和生产成本等。因此,需要将ZnSO4溶液中的Fe(主要是Fe2+)进行深度净化去除,以满足锌电积正常进行及提高电流效率的目标。针对上述问题,本论文开展ZnSO4溶液中杂质铁的臭氧氧化去除的热力学、实验及动力学的研究,得到以下结论:（1）进行臭氧氧化除铁的热力学分析。在温度为298～373 K时,臭氧氧化除铁的反应吉布斯自由能均为负值,臭氧可以将Fe2+氧化为Fe3+并水解沉淀从溶液中去除,而Zn2+水解反应的吉布斯自由能均为正值,表明此反应不能自发进行。因此,理论上可以通过臭氧氧化的方式实现溶液中Fe的有效去除,而Zn不损失。（2）开展臭氧和空气氧化条件下的平行对比试验。结果表明,平行试验条件下臭氧氧化对Fe去除率是空气氧化的3.0～3.5倍,利用臭氧氧化可以有效去除ZnSO4溶液中的杂质铁。同时开展优化工艺实验研究,获得优化工艺参数为MZnO/Fe（ZnO与总铁的摩尔比）1.45、反应温度90℃、臭氧流量3.12 g/h、反应时间30 min和搅拌转速300 rpm,此时Fe去除率为99.98%,共存杂质Mn去除率为23.08%,Zn损失率为0.14%,沉淀物质量为22.56g（1 L ZnSO4溶液产生的量）。对优化条件下的沉淀渣进行XRD、SEM和EDS表征分析,主要由FeOOH、MnO2和ZnSO4·H2O组成,为不规则块状团聚体,Fe、Zn、S、O和Mn各元素均匀地分布在沉淀渣中。（3）在含铁ZnSO4模拟溶液中开展臭氧除Fe的动力学研究。结果表明,增大溶液初始Fe2+浓度会使O3与Fe2+的氧化反应速率减小,而增大溶液pH值、反应温度和O3流量可以提高O3与Fe2+的反应速率,促进Fe的脱除。同时上述各因素的增大均会使得ZnSO4溶液电位值先显着增加再趋于平缓。通过XRD、SEM和EDS分析,不同条件下得到沉淀渣均是FeOOH和ZnSO4·H2O的混合物,为形状不规则的块状团聚体。（4）开展初始Fe2+浓度、溶液pH值、反应温度和臭氧流量对铁的氧化去除动力学影响实验,获得湿法炼锌溶液中杂质铁臭氧氧化去除的动力学方程。
孙俊[5]（2021）在《富铅电解锰渣中锰和铅回收工艺研究》文中研究说明金属锰广泛用于钢铁冶炼、有色金属冶炼、化工生产、电池制造等领域。目前,锰主要通过电解方法生产,每生产1吨锰需排放8至12吨电解锰渣。电解锰渣物相组成复杂,含有大量硫酸盐、二氧化硅和其它重金属（Mn、Pb、Ca、Fe、Mg）。在堆置和填埋过程中容易造成可溶性重金属迁移进入土壤及地下水,威胁人类身体健康及环境安全。因此,本文提出一种回收电解锰渣中锰和铅的湿法工艺,旨在回收有价组分产生经济价值的同时减少电解锰渣中的有害组分。该工艺的特点在于全湿工序降低了粉尘的排放,反应过程中不产生有毒气体,浸出液再生后可重复使用,达到清洁生产的目的,为电解锰资源化利用提供新的思路。论文的主要研究内容与结论如下:（1）对电解锰渣进行工艺矿物分析,结果表明:电解锰渣主要的有价金属是Mn和Pb,此外含有Ca、Fe、Mg等杂质。Pb的主要物相是PbSO4;Mn的主要物相包括Mn O、MnO2和Mn SO4;S的主要形态为硫酸盐,此外存在少量的硫磺和硫化物。（2）针对电解锰渣中Mn含量较高且部分Mn以MnO2形态存在的特点,本研究分别采用H2O2、硫化矿（闪锌矿和方铅矿）作还原剂进行电解锰渣选择性浸锰实验。H2SO4-H2O2体系浸锰热力学分析表明:在酸性条件加强了二氧化锰的氧化能力,过氧化氢氧化分解产生氧气和水。H2SO4-ZnS/PbS体系浸锰热力学分析表明:溶液p H变化导致ZnS/PbS被氧化为Zn2+/Pb2+与S、HSO4-或SO42-,酸性条件下更有利于Mn和Zn同步浸出,PbS最终转化为PbSO4富集在浸出渣中。（3）对H2SO4-H2O2/ZnS/PbS进行浸出实验,最佳条件下Mn的浸出率分别为98.08%、96.04%和98.02%,浸出渣中Pb含量分别为36.89%、44.32%和53.59%。三种还原剂实验结果表明:方铅矿为合适还原剂,具有浸锰效率高、选择性好等优点。对H2SO4-PbS体系浸出进行详细工艺学条件实验,结果表明增加硫酸浓度和反应温度有利于浸出Mn;对浸出过程进行动力学研究,表明浸出速率主要控制因素为界面化学反应,表观活化能为37.396 k J/mol。（4）采用NH4Ac体系对浸锰渣中Pb进行回收,结果表明:在NH4Ac浓度为6 mol/L,液固比为10 m L/g,反应温度为30℃,浸出时间为150 min条件下,一段浸出Pb的浸出率为77.37%,二段浸出Pb的浸出率为87.16%。采用（NH4）2CO3分级沉淀法以Pb CO3和Ca CO3形态提取浸出液中Pb和Ca,结果表明:在[CO32-]T与[Pb2+]T摩尔比为2.6,反应温度为30℃,反应时间为10 min条件下,铅和钙的提取率分别为99.99%和97.89%,其中一级沉淀的Pb和Ca含量分别为71.18%和2.02%,二级沉淀的Pb和Ca含量分为3.27%和38.15%。（5）采用富铅渣和Ba Ac2分别脱出浸出溶液中CO32-和SO42-,实现浸出溶液的再生,结果表明:NH4Ac溶液三轮循环浸出中Pb的浸出率分别为80.03%、88.64%和73.55%;第三轮浸出液再生后CO32-和SO42-的去除率分别为89.81%和99.99%。
凡杰[6]（2021）在《硫化锌精矿氧压酸浸过程中铁离子的作用机理》文中认为锌作为重要有色金属,在国民经济中具有重要的地位。目前80%以上锌金属是通过湿法冶金工艺提取,硫化锌精矿作为主要的提锌矿物,其氧压酸浸工艺已经在湿法冶金炼锌工业得到广泛的应用,但氧压浸出过程中铁离子的作用机理有待于进一步深入研究。因此,本文对硫化锌精矿氧压浸出过程中铁离子的作用机理进行了研究,主要研究内容及结论如下:（1）利用FACTSAGE热力学软件绘制浸出体系相关电位-pH图,结合已有研究成果研究了硫化锌氧压酸浸体系的温度、压力、硫酸浓度对ZnS和单质S0转化条件进行了研究。结果表明,温度和压力增加会促进ZnS和H2S转变为Zn2+、S2-和单质S0,并且溶液中Fe2+存在可以促进稳定单质S0生成。（2）以硫化锌精矿为原料,研究了浸出过程中浸出温度、初始酸度、搅拌速度、氧分压、液固比、添加剂对硫化锌精矿氧压酸浸过程中对锌、铁浸出率和硫转化率的影响和锌浸出动力学,并且对浸出液中铁离子进行了检测。结果表明,锌浸出机理为化学和电化学混合控制,计算活化能E为67.11k J/mol,表明浸出过程受到表面化学反应控制,并且得到锌浸出的动力学方程。（3）采用MS（Materials ttudio 8.0）Castep、Dmol3和Adsorption Locator模块对ZnS晶格中心Zn原子被Fe原子取代后,Fe对ZnS晶格电子结构、能级能带、Zn-S键长及和溶剂相互作用能的影响进行了模拟计算。结果表明,Fe原子取代后ZnS晶格电子非局域化增强,“Zn-S键活化”键长增加,电子跃迁概率增加,并且ZnS（110）面与溶剂组分H2SO4、H2S和O2吸附能更大,有利于化学吸附。（4）通过综合热力学计算、浸出实验和模拟计算,确定硫化锌精矿氧压酸浸过程中铁离子的作用机理为包含酸侵蚀机理的电化学主导混合作用机理,其中硫化锌精矿在酸侵蚀作用下,将矿物中铁被酸溶解进入溶液,产生Fe3+和Fe2+作为电活性物质,为电化学机理作用创造条件,随后电化学机理开始逐步主导浸出反应,这一过程在氧压酸浸条件下,逐渐强化直到平衡,最后随矿物消耗而逐渐停止。
秦雪聪[7]（2021）在《黄铁矿及砷镍铅对硫代硫酸盐浸金的影响与调控机制研究》文中认为随着易处理金矿储量的持续减少和环境保护要求的日益严格,研发无毒、环境友好、适宜于复杂矿石的提金技术势在必行。硫代硫酸盐提金法因无毒、高效、环境友好、适宜处理复杂矿石的特点被认为是最具产业化应用前景的绿色提金技术。试剂耗量大、金回收困难、金的钝化严重制约了该提金工艺的产业化。课题组前期研究中构建的“Cu2+-en-S2O32-”浸金体系,大幅降低了试剂消耗。但伴生矿物及金属杂质对该体系影响机制尚不明了,难以实现有效调控。本文针对“Cu2+-en-S2O32-”体系,研究了分别含有砷、镍、铅单一杂质组分的黄铁矿以及杂质元素镍、铅对该浸金体系溶金过程的影响及机制。用水热法合成了结晶度好、纯度高的纯相黄铁矿、含镍黄铁矿和含铅黄铁矿,并探讨其吸收光谱、禁带宽度及光催化性能。结果发现纯相黄铁矿的吸收光谱和禁带宽度都与天然含砷黄铁矿相差不大,其半导体性能相近,含镍黄铁矿和含铅黄铁矿随着杂质含量的增加禁带宽度减小,光吸收性能和光催化性能增强。通过金箔浸出试验研究了天然含砷黄铁矿和纯相黄铁矿在“Cu2+-en-S2O32-”浸金体系中对金溶解的“钝化作用”和硫代硫酸盐降解的催化作用。探讨了天然含砷黄铁矿的粒度对浸金过程的影响和Au（S2O3）23-的吸附作用,以及体系的充氧量、光照等因素对含黄铁矿的浸金体系产生的影响。结果发现-0.106 mm至+0.074mm粒级的黄铁矿对金溶出的“钝化”作用和Au（S2O3）23-的吸附作用最小;在持续通氧或光照条件下,天然含砷黄铁矿会加速硫代硫酸盐的分解并且抑制金的溶解。在研究镍黄铁矿和含铅黄铁矿中杂质对其光吸收性质、光催化降解性质影响的基础上,考察这两种黄铁矿对于金的溶解、硫代硫酸盐的氧化分解以及Au（S2O3）23-的吸附作用的影响。结果表明随着黄铁矿中镍或铅杂质含量的增加,对金溶解的抑制作用、硫代硫酸盐降解的催化作用和Au（S2O3）23-的吸附能力都会增加。其中含镍黄铁矿会随着镍掺杂量的增加禁带宽度逐渐减小,导致含镍黄铁矿表面产生更多的电子-空穴对,促进了硫代硫酸盐的大量分解,光催化降解速率也随之增大,证明了硫代硫酸盐的催化降解与黄铁矿的半导体性质尤其是光致催化作用有关。研究了镍、铅离子对“Cu2+-en-S2O32-”体系浸金的影响及含砷黄铁矿存在下对金的溶出率的影响和作用机制。结果表明在该体系中,添加镍离子会抑制金的溶解并增加硫代硫酸盐耗量。主要原因是镍离子可与en络合形成稳定的Ni（en）22+,促进Cu（II）转化为Cu（Ⅰ）;但镍离子可有效消除含砷黄铁矿对金溶解的钝化作用,促进金的溶解,在34小时内,浸液中金的浓度达到22.5mg/L。通过XPS、SEM表征发现浸液中的镍离子可使得含铜硫化层大多吸附在了黄铁矿表面,可减弱甚至消除其对金表面“钝化”,促进了金的溶解;在“Cu2+-en-S2O32-”体系添加适当浓度的铅离子会在金箔表面形成二氧化铅斑点,与周围裸露的金形成Pb O2/Au微电池,加速金的溶解,并能降低硫代硫酸盐的消耗;在含有天然含砷黄铁矿的该体系中添加铅离子,亦可有效消除含砷黄铁矿对金溶解的钝化作用,在34小时内使金的浓度提高到21.75mg/L,但也加大了硫代硫酸盐耗量。最后探讨了以空穴-电子清除剂抑制含砷黄铁矿对硫代硫酸盐催化分解作用的可行性,发现氯化钾、乙酸钾、氯化钾、草酸钠和甲醇等能够有效降低含砷黄铁矿对硫代硫酸盐的催化分解作用并加速体系中金的溶出,使硫代硫酸盐耗量减少10%-15%,金浓度增加到18-21mg/L。上述研究结果为伴生黄铁矿存在下,“Cu2+-en-S2O32-”提金过程的调控提供了理论和实验方法参考,对推进该浸金体系的产业化应用具有实际指导意义。
李亮[8]（2021）在《低品位高钙镁钛渣碳热氯化的基础及应用研究》文中指出四氯化钛（TiCl4）是制取金属钛、钛白粉的必需原料,是钛产业链中重要中间产品。我国是世界上钛资源储量大国,但资源特点在于原料中Ti O2品位低;冶炼的低品钛渣因钙、镁杂质含量高而无法直接用于沸腾氯化工艺生产TiCl4。高钙镁钛渣用于熔盐氯化工艺制备TiCl4是目前为止我国钛资源高效开发利用最有效的方法,但仍存在碳热氯化反应机理与熔盐物性尚不明确等科学问题、以及钛渣中各组分选择氯化规律和反应过程稳定控制等应用问题。本文针对以上关键问题系统开展了低品位高钙镁钛渣物料特性、钛渣碳热氯化多相反应热力学、碳热氯化过程分子动力学模拟及反应机理、NaCl基熔盐体系物性及工业实践应用等系列研究,实现了低品位高钙镁钛渣的高效高值利用,具有重要学术意义与工业实用价值。对低品位高钙镁钛渣物料特性及其碳热氯化热力学研究结果表明:该类型钛渣主要由黑钛石相、金红石组成,黑钛石中掺杂了Mg、Ca、Al、Si、Mn等杂质元素。在700℃～800℃条件下,钛渣碳热氯化过程中有可能主要发生26个反应,各组分的碳热氯化趋势为:Ca O>Fe2O3>Fe3O4>Fe O>Mg O>Fe2Ti O5>V2O5>Ca O*Ti O2>Mn O>Fe Ti2O5>Mg Ti2O5>Ti O2>Al2O3>Si O2。氯化产物中的SiCl4、VOCl3、TiCl4、AlCl3、FeCl3挥发性极强,将进入粗TiCl4产品中,可进一步分离去除;而FeCl2、MnCl2、MgCl2、CaCl2的饱和蒸气压值较小,将进入氯化残渣中,为实现低品位高钙镁钛渣选择性氯化提钛提供了理论依据和基础。采用第一性原理分子动力学模拟手段对钛渣中M3O5型黑钛石、金红石TiO2、CaO以及中间产物COCl2的氯化过程行为进行模拟计算研究。金红石Ti O2的碳氯化动力学模拟结果表明:氯化过程中Cl原子为重要的中间产物、在C表面形成的Cl原子是活性氯的重要来源,氯化过程中C首先将Ti O2表面Cl2分子解离、Cl原子与Ti成键,但仅在C、Cl原子的共同作用下才能打破Ti O2体系中Ti-O键,吸附态的C夺走表层Ti O2中的O形成CO、CO2分子,而聚集态C难以从Ti O2体系中夺走O原子。Mg Ti4Fe O10的碳氯化模拟结果表明:Cl2可在C及Ti原子表面解离,而Mg对Cl2的解离并无作用。解离后的Cl原子优先与Mg和Fe成键,导致镁和铁氧化物的优先氯化,Mg Ti4Fe O10晶体结构发生断裂,使得钛渣中黑钛石相较金红石Ti O2相更易氯化。中间产物COCl2不能稳定存在,将吸附于金红石上解离出CO和Cl原子,作为氯源之一继续发生氯化反应;Ca O在Cl原子和C原子的作用下Ca-O键断裂,O被C夺走生成CaCl2。动力学模拟研究揭示了低品位高钙镁钛渣的碳热氯化微观行为规律。对多元NaCl-MgCl2-FeCl2-CaCl2的复合熔盐体系相图及密度、粘度、表面张力等物性开展了系统研究,结果表明:700℃～800℃内可形成低熔点均相混合熔盐体系,NaCl基熔盐体系有较宽的MgCl2、CaCl2容纳能力;体系密度随CaCl2、MgCl2增加而增大,随NaCl含量增加而减少;体系粘度随CaCl2、MgCl2增加而增大;体系表面张力随温度的升高而降低。结合实验研究结果确立获得钛渣碳热氯化用熔盐体系中较佳组分为:MgCl2含量<26.3%、CaCl2含量<10%、NaCl含量>38.5%,可指导生产实践应用。在理论研究基础上开展了熔盐介质中低品位高钙镁钛渣碳热氯化实验研究,获得了各组元氯化率的影响因素及规律:钛渣中各组分氯化率随温度升高、氯化时间延长、配碳比增大、钛渣粒度的降低、氯气浓度增大而增加。实验确立的较优的碳热氯化工艺参数为:熔盐温度750℃～780℃、氯化时间>60min、氯气浓度为85%～90%、C:Ti O2质量比为0.2～0.25。各组元对应氯化率为Ti-96.1%、Ca-98.5%、Mg-98.3%、Fe-99%、V-97.8%、Mn-97.6%、Al-61%、Si-2.3%,氯化后残渣主要由残留C、难氯化的Al2O3与Si O2组成,实验结果与热力学分析结论吻合。结合实验与分子动力学模拟结果,提出NaCl基熔盐介质中低品位高钙镁钛渣碳热氯化反应机理,碳热氯化过程主要包含四个阶段:（1）Cl原子的解离;（2）黑钛石中能优先于Ti O2碳热氯化的Ca、Mg、Fe、Mn等组元的选择性氯化;（3）Ti O2的碳热氯化;（4）难氯化组分Al/Si氧化物的选择氯化。在碳热氯化过程中同时伴随O与游离的C反应生成CO2或CO,以及NaCl、Na2MgCl4为主的多组元混合熔盐体系的形成。通过开展熔盐氯化工业应用、氯化残渣与粗TiCl4产品表征、粗TiCl4净化提纯、精TiCl4的应用实践研究,进一步确立出了低品位高钙镁钛渣工业应用技术方案。碳热氯化应用过程能够实现熔盐温度、熔盐组分的稳定调控,粗TiCl4实际产量达90～102t/d,钛的氯化率达95.5%～97.6%,实际氯化效果较小型实验更佳。经沉降-除钒-精馏后所得精TiCl4纯度大于99.9%,成功用于OA级高品质海绵钛、氯化法钛白的生产制备,打通了我国低品位钛资源高效高值化应用途径。
杭桂华[9]（2020）在《低品位腐泥土型红土镍矿制备镍铁相关基础研究》文中研究说明镍是一种重要的战略资源,主要用于不锈钢生产,随着全球不锈钢产量的快速增长和镍在新兴产业中的广泛应用,全球镍消费量逐年上升。当前可供开发利用的镍矿资源为硫化镍矿和红土镍矿,硫化镍矿因历经开采而趋于枯竭,因此红土镍矿成为镍金属供应的主要来源。我国是不锈钢制造大国,也是镍资源的主要消费国,然而我国红土镍矿资源极度匮乏,主要依赖进口。近年来,因进口红土镍矿来源国印度尼西亚政策变化,国内红土镍矿供应紧张,加快了国内镍生产企业的海外产业布局。红土镍矿床各矿层矿物组成和结构复杂多样,不同类型红土镍矿处理工艺各不相同,现行冶炼工艺存在原料适应性差、生产能耗高、工艺稳定性不足和环境污染等问题。还原-磁选工艺不仅适用于各类红土镍矿的处理,并且工艺流程简单、生产能耗低。该工艺目前主要的存在的问题是:低温下还原得到的镍铁难以富集、添加剂使用量过大和熔融或半熔融态物料易与窑体发生结圈。此外,对于低品位红土镍矿的开发利用也是应对当前红土镍矿资源短缺的重要措施,尤其是开发以低品位红土镍矿制备高品位镍铁的新技术越来越引起人们的重视。本文以低品位腐泥土型红土镍矿为研究对象,在研究矿石物理化学特性的基础上,通过固体碳还原镍、铁氧化物的热力学分析,揭示了红土镍矿煤基还原过程和机理,进行了红土镍矿煤基还原试验,对主要影响因素进行了分析讨论,采用等温还原-化学分析方法研究了红土镍矿煤基还原过程中镍、铁氧化物的还原动力学。红土镍矿煤基自还原是多相、多组分参与进行的复杂化学反应过程,主要化学反应包括固体碳直接还原、CO还原和碳的气化反应,还原反应过程中起主要还原作用的是CO。固体碳选择性还原镍、铁氧化物仅是在还原过程中当还原气氛下降时出现的阶段选择性还原。镍、铁氧化物的金属化影响因素包括:还原剂加入量、还原温度和时间。还原反应前15分钟镍、铁氧化物的还原速率快于15分钟以后,整个还原过程中铁氧化物的还原速率要快于镍氧化物的还原速率。针对红土镍矿自还原过程中镍铁颗粒聚集长大行为的研究,分别以Ca F2和Ca SO4作添加剂,观察红土镍矿自还原产物中镍铁颗粒在添加剂作用下的粒径变化,系统分析了镍铁颗粒聚集长大的影响因素。通过分析添加剂作用下红土镍矿自还原产物的矿物组成和微观结构,揭示了不同添加剂对镍铁颗粒聚集长大行为的作用机制。提出了以复合添加剂协同作用,降低添加剂使用量并使添加剂作用最大化的技术思路。红土镍矿自还原过程中影响镍铁颗粒聚集的主要因素有:镍铁颗粒自身的迁移能力、脉石对镍铁颗粒迁移行为的限制和镍铁颗粒在脉石中的分布;聚集后镍铁颗粒的长大行为主要受镍铁颗粒表面张力影响。Ca F2使晶体结构致密的镁橄榄石和顽火辉石向晶体结构较为疏松的透闪石转变,同时降低了脉石相的熔点,改善了镍铁颗粒的迁移环境,降低了脉石对镍铁颗粒迁移行为的限制。Ca SO4通过还原分解得到的S2和Ca O协同作用促进镍铁颗粒的聚集长大,S2与Fe O或金属铁反应生成Fe S,Fe S与金属铁形成Fe S-Fe共晶体,不仅降低了镍铁颗粒表面张力,同时通过液相驱动镍铁颗粒迁移;Ca O与镁橄榄石形成易变辉石,改善了镍铁颗粒的迁移环境。本文提出了一种低品位红土镍矿自还原-选择性氧化的方法制备高品位镍铁的方法,通过分析镍、铁金属分别被O2和CO2氧化的热力学行为,探索了选择性氧化分离金属镍、铁的可行性;并进行了红土镍矿自还原-CO2/CO混合气氛氧化的试验;通过对产物的矿物组成和微观结构分析,揭示了红土镍矿自还原产物中镍铁合金在CO2/CO混合气氛中的氧化行为。镍在CO2中具有很好的化学稳定性,不能被氧化。铁在温度高于570°C,CO2浓度高于铁被CO2氧化生成Fe O反应平衡时气相CO2浓度时,铁易被CO2氧化生成Fe O。将红土镍矿试样（C/O=1.2,4wt%Ca F2）在1200°C还原25分钟,自还原产物在1100°C,CO2/（CO2+CO）=70vol%气氛中氧化50分钟,熔分后得到一种含镍37.2wt%的镍铁合金,镍、铁回收率分别为95.89%和13.47%。红土镍矿自还原-CO2/CO混合气氛氧化-高温熔分试验结果表明:镍铁合金中铁的氧化行为与温度和CO2浓度有关,高温、高CO2浓度有利于镍铁中铁的氧化,温度高于1100°C时,氧化后的镍铁合金镍含量远高于温度低于1000°C氧化所得镍铁合金中的镍含量。
谢祎黎[10]（2020）在《铁基纳米材料结构调控对低浓度砷高效吸附性能及微观机制研究》文中研究指明砷广泛存在于自然界,砷及其化合物毒性较大,过量摄入以及长期持续性接触可分别导致急、慢性中毒甚至癌症,对人体健康造成严重损害。包括我国在内的多数国家地下水中砷的浓度范围为0.01-10 mg·L-1,属于低浓度污染问题,这促使我国今后对作为饮用水来源的地下水除砷技术提出了更高的要求。通常,水体中砷污染普遍以无机砷（As（Ⅴ）和As（Ⅲ））的两种形态存在,无机As（Ⅲ）比无机As（Ⅴ）具有更高的毒性,更易迁移,更难被调控。目前,吸附技术被认为是最经济、高效、适合处理砷污染的净水技术。由于国家的提标要求,传统的吸附材料已不能达到对无机砷的处理标准本论文分别合成并表征一系列高吸附性的铁基纳米材料,以低浓度的无机As（Ⅴ）和As（Ⅲ）作为目标污染物,实现低浓度砷的高效去除,并在此基础上探究铁基纳米材料吸附除砷的协同增强机制,为铁基纳米材料在砷污染治理和环境修复应用中提供理论依据和技术支持。基于此,本论文开展了以下研究:（1）通过溶剂热还原的方法,构建了单分散性、高有序度的铁酸锰尖晶石（Mn Fe2O4）,实现了对水中低浓度As（Ⅴ）的高效去除。吸附结果表明,Mn Fe2O4表现出对低浓度As（Ⅴ）很高的吸附容量(20.79 mg·g-1)和吸附亲和力(KL 1.11 L·g-1)。与Mn Fe2O4相比,其同构的Mg Fe2O4对低浓度As（Ⅴ）的吸附效果和亲和力均明显降低。通过系统的实验研究,结合X射线光电子能谱（XPS）和扩展X射线吸收精细结构谱（EXAFS）技术分析,表明Mn的掺杂增加了材料表明羟基的数量,在原有As-Fe双齿双核配位形式的基础上,发现了As-Mn之间的单齿单核的配位方式。首次揭示了金属原子所形成的表面羟基M-OH与As的配位是决定整个吸附反应性能的关键因素。（2）通过溶剂热法调控Mn/Fe掺杂比例构建一系列不同Mn含量的铁酸锰尖晶石(MnxFe3-xO4),深入研究Mn含量及其占位分布对于As（Ⅴ）的吸附性能。X射线衍射仪（XRD）精修结果表明,Mn同时掺杂进入尖晶石结构中的四面体和八面体中心位点,形成混合型尖晶石结构的铁酸锰纳米材料,并且随着Mn掺杂量的增加,材料的尺寸逐渐增大。并且,当x<1.8时,Mn原子主要分布在尖晶石八面体中心位置;而当x>1.8时,铁酸锰尖晶石结构发生反转,Mn逐渐向四面体中扩散。吸附实验结果表明,对于不同Mn含量的MnxFe3-xO4,当x=1.8时,材料有最好的As（Ⅴ）吸附效果,根据Langmuir拟合计算结果,在初始浓度为10 mg·L-1,吸附剂剂量为1 g·L-1时,Mn1.8Fe1.2O4最大的理论As（Ⅴ）吸附容量为41.27 mg·g-1。XPS研究表明,Mn原子掺杂加强尖晶石吸附As（Ⅴ）能力的主要原因在于增加了材料表面羟基基团含量。用EXAFS研究表明,Mn1.8Fe1.2O4与As（Ⅴ）同时形成了As-Fe双齿双核和As-Mn单齿单核的配合物。（3）分别采用一步和两步法分别制备了硫化纳米零价铁（S-n ZVI）,并用于去除水体中的As（Ⅲ）。采用XRD、电感耦合等离子体光谱仪（ICP）等方法表征了材料结构及元素化学形态等特性,通过XPS表征不同合成方法的材料S-n ZVI-1和S-n ZVI-2表面及不同刻蚀深度下S2-,S22-,Sn2-,SO32-和SO42-物种的分布,优选出对As（Ⅲ）去除效果最好的S-n ZVI纳米材料。在此基础上,考察S-n ZVI非晶相及晶相结构对As（Ⅲ）的去除效果的影响及作用机制。通过对反应后材料的XPS和XRD结构分析,确定As（Ⅲ）在吸附过程中伴随着氧化还原过程;通过自由基屏蔽实验,阐明非晶相结构的S-n ZVI在反应过程中产生的活性自由基变化对砷的氧化去除效果的影响及机理。
二、Study of Thermodynamics and Kinetics of CH_4-CaSO_4 and H_2S-Fe_2O_3 Systems（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、Study of Thermodynamics and Kinetics of CH_4-CaSO_4 and H_2S-Fe_2O_3 Systems（论文提纲范文）
（1）外热式气基直接还原炼铁工艺的基础与应用研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 国内外气基直接还原炼铁工艺的发展 |
| 2.1.1 竖炉工艺基本特点 |
| 2.1.2 Midrex工艺流程 |
| 2.1.3 HYL-Ⅲ/Energiron工艺 |
| 2.1.4 CSDRI工艺 |
| 2.1.5 煤制气-气基竖炉直接还原工艺 |
| 2.1.6 使用焦炉煤气生产还原铁工艺 |
| 2.1.7 外热式竖炉工艺 |
| 2.1.8 氢冶金研究进展 |
| 2.2 气体还原铁氧化物的研究现状 |
| 2.3 课题研究的目的和意义 |
| 3 研究内容和研究方法 |
| 3.1 外热式气基直接还原炼铁工艺的设想 |
| 3.2 多元多相平衡的研究 |
| 3.2.1 多元气体还原铁氧化的反应特点 |
| 3.2.2 热力学平衡的研究方法 |
| 3.2.3 最小自由能法 |
| 3.3 多元多相气基直接还原炼铁的热力学平衡模型 |
| 3.3.1 气基直接还原铁氧化物的最小自由能模型 |
| 3.3.2 吉布斯自由能函数的推导 |
| 3.3.3 初始反应条件的设置 |
| 3.3.4 多元多相平衡状态的解析 |
| 3.4 金属铁完全还原时平衡态组成和反应热焓的计算方法 |
| 3.5 还原过程能量消耗模型 |
| 3.6 小结 |
| 4 CO+H_2还原气对Fe_2O_3还原的热力学研究 |
| 4.1 还原气量对平衡状态的影响 |
| 4.1.1 还原气量对平衡态产物的影响 |
| 4.1.2 还原气量对气体利用率的影响 |
| 4.1.3 还原气量对气体平衡态浓度的影响 |
| 4.1.4 还原气量对气体平衡浓度的影响 |
| 4.1.5 还原气量对还原参与度的影响 |
| 4.1.6 还原气量对体系反应热焓的影响 |
| 4.1.7 体系设定对平衡态产物的影响 |
| 4.1.8 体系设定对平衡状态的影响 |
| 4.2 还原温度对平衡产物的影响 |
| 4.2.1 体系设定中不含Fe_3C+C+CH_4对平衡状态的影响 |
| 4.2.2 体系设定中包含Fe_3C+C+CH_4对平衡状态的影响 |
| 4.3 对平衡状态影响因素的分析 |
| 4.3.1 温度和压强对还原参与度的影响 |
| 4.3.2 温度和压强对平衡浓度的影响 |
| 4.3.3 温度和压强对平衡态浓度的影响 |
| 4.3.4 温度和压强对气体利用率的影响 |
| 4.4 气基还原过程能源消耗影响因素的分析 |
| 4.4.1 还原温度对能源消耗的影响 |
| 4.4.2 体系压强对能源消耗的影响 |
| 4.4.3 初始浓度对能源消耗的影响 |
| 4.4.4 还原温度900℃时的气基直接还原炼铁的能耗分析 |
| 4.4.5 热回收率的影响因素分析 |
| 4.5 小结 |
| 5 含CH_4还原气对Fe_2O_3还原的热力学研究 |
| 5.1 还原气量对平衡状态的影响 |
| 5.1.1 还原气量对平衡态下产物的影响 |
| 5.1.2 还原气量对气体利用率的影响 |
| 5.1.3 还原气量对气体平衡态浓度的影响 |
| 5.1.4 还原气量对气体平衡浓度的影响 |
| 5.1.5 还原气量对还原参与度的影响 |
| 5.1.6 还原气量对体系反应热焓的影响 |
| 5.1.7 还原气量对CH_4转化率的影响 |
| 5.1.8 还原气量对产气比的影响 |
| 5.2 平衡态的影响因素分析 |
| 5.2.1 温度对平衡态的影响 |
| 5.2.2 压强对平衡态的影响 |
| 5.2.3 CO初始浓度对平衡态的影响 |
| 5.2.4 CH_4初始浓度对平衡态的影响 |
| 5.3 CH_4初始浓度对能源消耗的影响 |
| 5.3.1 CH_4初始浓度对还原气需求量的影响 |
| 5.3.2 CH_4初始浓度对体系反应热焓的影响 |
| 5.3.3 CH_4初始浓度对还原气升温显热的影响 |
| 5.3.4 CH_4初始浓度对体系热效应的影响 |
| 5.4 焦炉煤气还原Fe_2O_3的研究 |
| 5.4.1 焦炉煤气量对还原Fe_2O_3的影响 |
| 5.4.2 压强对焦炉煤气还原Fe_2O_3的影响 |
| 5.4.3 温度对焦炉煤气还原Fe_2O_3的影响 |
| 5.5 CO+H_2+CH_4还原Fe_2O_3的能源消耗研究 |
| 5.6 小结 |
| 6 多元多相气基直接还原平衡的实验验证 |
| 6.1 还原-熔分实验 |
| 6.1.1 实验原料 |
| 6.1.2 实验方法 |
| 6.1.3 实验结果与讨论 |
| 6.2 气基直接还原过程析碳现象实验 |
| 6.2.1 实验方法与过程 |
| 6.2.2 实验结果与讨论 |
| 6.3 小结 |
| 7 外热式气基直接还原炼铁工艺的应用研究 |
| 7.1 外热式还原竖炉的构成 |
| 7.2 外加热下气基还原体系的物料平衡的研究 |
| 7.2.1 碳酸钙球团在还原过程的分解研究 |
| 7.2.2 原料铁品位对还原铁的铁含量的影响 |
| 7.2.3 气体利用率对还原气量的影响 |
| 7.2.4 气体利用率对炉顶气成分的影响 |
| 7.3 外热式气基还原体系的热平衡的研究 |
| 7.3.1 炉顶段热平衡研究 |
| 7.3.2 还原段热平衡研究 |
| 7.3.3 炉下段热平衡研究 |
| 7.3.4 炉底段热平衡研究 |
| 7.3.5 还原体系所需的能量补充和燃气需求量的分析 |
| 7.4 外热式气基还原体系中还原气体压强变化的研究 |
| 7.4.1 外热式还原竖炉的温度分布和气体分布 |
| 7.4.2 气体压降模型的基本原理 |
| 7.4.3 气体压降模型的应用 |
| 7.4.4 气基还原炉体系内部压降分析 |
| 7.4.5 气体利用率对炉内压降的影响 |
| 7.5 外热式气基还原体系中各系统间传热的研究 |
| 7.5.1 火道燃烧室的供热研究 |
| 7.5.2 外加热火道燃烧室与炉壳间散热损失的研究 |
| 7.5.3 火道蓄热室的换热损失研究 |
| 7.5.4 火道导热壁的传热研究 |
| 7.5.5 气体与球团的换热研究 |
| 7.6 讨论 |
| 7.6.1 球团尺寸对气体压降的影响 |
| 7.6.2 还原气浓度组成对外热式竖炉工艺参数的影响 |
| 7.6.3 Fe产量对外热式竖炉工艺参数的影响 |
| 7.7 小结 |
| 8 结论和展望及创新点 |
| 8.1 结论 |
| 8.2 展望 |
| 8.3 创新点 |
| 参考文献 |
| 附录A 以Lingo求解最小自由能问题的程序和结果 |
| 作者简历及在学研究成果 |
| 学位论文数据集 |
（2）煤焦化学链气化系统的优化及载氧体研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 煤气化概述 |
| 1.1.1 煤气化技术简介 |
| 1.1.2 煤气化原理 |
| 1.1.3 煤气化工艺 |
| 1.2 化学链气化技术概述 |
| 1.2.1 化学链气化原理 |
| 1.2.2 化学链气化技术的优点与不足 |
| 1.2.3 化学链气化的研究现状 |
| 1.3 载氧体的研究进展 |
| 1.3.1 载氧体的性能要求 |
| 1.3.2 载氧体的选择 |
| 1.3.3 铁基复合载氧体的研究现状 |
| 1.4 本文研究内容及思路 |
| 2 实验部分 |
| 2.1 实验原料及设备 |
| 2.2 煤焦固定床化学链气化实验 |
| 2.3 实验原料及载氧体的制备 |
| 2.4 载氧体表征方法 |
| 2.5 产物分析 |
| 2.5.1 气化产物分析 |
| 2.5.2 碳转化率、残炭率以及合成气选择性计算 |
| 3 基于Fe_2O_3煤焦化学链气化系统热力学模拟研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 反应过程中热力学计算及分析 |
| 3.3 煤焦化学链气化系统模拟 |
| 3.3.1 模型假设 |
| 3.3.2 模型建立 |
| 3.3.3 模拟计算条件 |
| 3.4 煤焦化学链气化模拟结果及讨论 |
| 3.4.1 氧碳比的影响 |
| 3.4.2 水碳比的影响 |
| 3.4.3 温度的影响 |
| 3.4.4 气化反应器能量分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 Fe_2O_3载氧体煤焦化学链气化实验研究 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 气化条件对煤焦化学链气化的影响 |
| 4.2.1 水蒸气流量的影响 |
| 4.2.2 氧碳比的影响 |
| 4.2.3 温度的影响 |
| 4.3 煤焦化学链气化的机理研究 |
| 4.3.1 水蒸气对煤焦化学链气化的影响 |
| 4.3.2 水蒸气对载氧体的影响 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 Fe基复合载氧体气化性能研究 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 金属助剂对Fe基复合载氧体性能的影响 |
| 5.2.1 金属助剂对Fe基复合载氧体氧化还原性能的影响 |
| 5.2.2 金属助剂对Fe基复合载氧体居里温度的影响 |
| 5.2.3 金属助剂对Fe基复合载氧体气化性能的影响 |
| 5.3 Fe-Ni复合载氧体的气化性能研究 |
| 5.3.1 Ni基负载量对煤焦化学链气化过程的影响 |
| 5.3.2 载氧体的分析 |
| 5.4 Fe-Cu复合载氧体的气化性能研究 |
| 5.4.1 Cu基负载量对煤焦化学链气化过程的影响 |
| 5.4.2 载氧体的分析 |
| 5.5 本章小结 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 攻读硕士学位期间发表学术论文情况 |
| 致谢 |
（3）焦炭和铁氧化物在高炉内气固反应机理（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 高炉炼铁工艺概况及气固反应的重要性 |
| 2.1.1 高炉炼铁工业概况 |
| 2.1.2 炼铁工艺中的气固反应 |
| 2.2 高炉内焦炭和铁氧化物气固反应机理及其作用 |
| 2.2.1 焦炭气化反应 |
| 2.2.2 铁氧化物间接还原反应 |
| 2.2.3 碳的燃烧反应 |
| 2.3 高炉内矿物质对气固反应的影响 |
| 2.3.1 矿物质对气反应影响 |
| 2.3.2 矿物质对还原反应的影响 |
| 2.3.3 矿物质对燃烧反应的影响 |
| 2.4 气固反应机理研究 |
| 2.4.1 气固反应动力学研究 |
| 2.4.2 矿物质催化反应过程机理研究 |
| 2.4.3 第一性原理研究进展 |
| 2.5 研究意义 |
| 2.6 研究内容与方法 |
| 3 焦炭气孔结构对气化反应的影响 |
| 3.1 前言 |
| 3.2 原料及实验 |
| 3.2.1 原料制备 |
| 3.2.2 设备及实验步骤 |
| 3.3 气固反应动力学模型 |
| 3.4 实验结果与分析 |
| 3.4.1 四种焦炭显微结构 |
| 3.4.2 四种焦炭微晶结构与矿物质结构 |
| 3.4.3 块状焦炭等温气化反应结果分析 |
| 3.4.4 粉状焦炭非等温气化反应结果分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 CO_2与焦炭碳层表面吸附机理研究 |
| 4.1 前言 |
| 4.2 模拟方法 |
| 4.3 实验结果与分析 |
| 4.3.1 CO_2与焦炭碳层表面相互作用 |
| 4.3.2 焦炭碳层表面的物理吸附特征 |
| 4.3.3 焦炭碳层表面的化学吸附特征 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 铁对焦炭气化反应影响机理 |
| 5.1 前言 |
| 5.2 实验与理论计算方法 |
| 5.3 实验与理论计算结果与分析 |
| 5.3.1 铁对焦炭气化反应的影响 |
| 5.3.2 铁对焦炭气化反应的动力学分析 |
| 5.3.3 铁对焦炭气化反应催化机理 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 MgO与CaO对FeO还原反应的影响 |
| 6.1 前言 |
| 6.2 理论计算方法 |
| 6.3 模拟结果与分析 |
| 6.3.1 FeO与MgO/CaO表面的相互作用 |
| 6.3.2 FeO与CO和H_2的相互作用 |
| 6.3.3 电子结构分析 |
| 6.3.4 FeO还原反应原子路径分析 |
| 6.4 本章小结 |
| 7 Na与K对Fe_2O_3还原反应的影响 |
| 7.1 前言 |
| 7.2 Fe_2O_3晶体结构 |
| 7.3 理论计算方法 |
| 7.4 模拟结果与分析 |
| 7.4.1 Na/K与Fe_2O_3表面的相互作用 |
| 7.4.2 Fe_2O_3表面上的CO/H_2吸附构型 |
| 7.4.3 电子结构分析 |
| 7.4.4 Fe_2O_3还原的原子路径分析 |
| 7.5 本章小结 |
| 8 结论及创新点 |
| 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 |
（4）湿法炼锌溶液中杂质铁的臭氧氧化去除基础研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 锌的概述 |
| 1.1.1 锌的性质 |
| 1.1.2 锌的生产消费和应用现状 |
| 1.2 锌冶炼工艺概述 |
| 1.2.1 火法炼锌 |
| 1.2.2 湿法炼锌 |
| 1.3 湿法炼锌过程中除铁现状 |
| 1.3.1 黄钾铁矾法 |
| 1.3.2 赤铁矿法 |
| 1.3.3 针铁矿法 |
| 1.3.4 中和-水解法 |
| 1.3.5 除铁方法小结 |
| 1.3.6 氧化剂的选择 |
| 1.4 臭氧氧化技术 |
| 1.4.1 臭氧简介 |
| 1.4.2 臭氧在冶金领域的应用现状 |
| 1.5 论文研究意义及内容 |
| 1.5.1 研究意义 |
| 1.5.2 研究内容 |
| 第二章 实验部分 |
| 2.1 实验原料、试剂和仪器 |
| 2.1.1 实验试剂 |
| 2.1.2 实验原料 |
| 2.1.3 实验仪器和设备 |
| 2.2 实验工艺流程和方法 |
| 2.3 分析表征方法 |
| 2.3.1 ZnSO_4溶液中Fe~(2+)含量的测定 |
| 2.3.2 ZnSO_4溶液中总Fe和 Mn含量的测定 |
| 2.3.3 ZnSO_4溶液中Zn含量的测定 |
| 2.3.4 沉淀渣的表征 |
| 第三章 湿法炼锌溶液中杂质铁的臭氧氧化去除实验研究 |
| 3.1 臭氧氧化除铁的热力学研究 |
| 3.1.1 臭氧氧化除铁反应的热力学分析 |
| 3.1.2 Fe-Zn-H_2O电位-pH图 |
| 3.2 实验结果和讨论 |
| 3.2.1 空气和臭氧氧化下氧化锌用量的影响 |
| 3.2.2 反应温度的影响 |
| 3.2.3 臭氧流量的影响 |
| 3.2.4 反应时间的影响 |
| 3.2.5 搅拌速率的影响 |
| 3.3 沉淀渣相分析 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 湿法炼锌溶液中杂质铁的臭氧氧化去除动力学研究 |
| 4.1 实验结果与讨论 |
| 4.1.1 反应动力学推导 |
| 4.1.2 初始Fe~(2+)浓度的影响 |
| 4.1.3 溶液pH值的影响 |
| 4.1.4 反应温度的影响 |
| 4.1.5 臭氧流量的影响 |
| 4.1.6 动力学方程的确定 |
| 4.2 本章小结 |
| 第五章 结论及展望 |
| 5.1 结论 |
| 5.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 作者攻读硕士学位期间取得的研究成果 |
（5）富铅电解锰渣中锰和铅回收工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 电解锰工艺原理及发展 |
| 1.2 电解锰生产的现状 |
| 1.3 电解锰渣的属性 |
| 1.3.1 电解锰渣的环境属性 |
| 1.3.2 电解锰渣的资源属性 |
| 1.4 锰冶炼方法 |
| 1.4.1 无机还原剂 |
| 1.4.2 有机还原剂 |
| 1.5 炼铅研究进展 |
| 1.5.1 火法炼铅 |
| 1.5.2 湿法炼铅 |
| 1.6 论文的提出 |
| 1.6.1 研究的内容 |
| 1.6.2 研究的创新点 |
| 1.6.3 技术路线 |
| 第二章 实验材料与方法 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.1.1 电解锰渣 |
| 2.1.2 闪锌矿 |
| 2.1.3 方铅矿 |
| 2.2 实验试剂与设备 |
| 2.3 实验方法 |
| 2.3.1 双氧水浸出锰实验 |
| 2.3.2 闪锌矿和方铅矿浸出锰实验 |
| 2.3.3 方铅矿浸出锰动力学实验 |
| 2.3.4 乙酸铵浸出铅实验 |
| 2.3.5 碳酸铵沉淀铅钙实验 |
| 2.3.6 乙酸铵浸出液再生循环实验 |
| 2.4 分析与表征 |
| 2.4.1 金属离子的定量分析 |
| 2.4.2 非金属离子的定量分析 |
| 2.4.3 固体化学成分半定量分析 |
| 2.4.4 固体化学物相表征 |
| 2.4.5 固体形貌及化学成分半定量分析 |
| 第三章 过氧化氢/闪锌矿-硫酸体系浸锰探究 |
| 3.1 过氧化氢-硫酸体系浸出锰 |
| 3.1.1 Mn-S-H_2O与 H_2O_2-H_2O系热力学分析 |
| 3.1.2 过氧化氢-硫酸体系浸出锰工艺研究 |
| 3.1.3 最优条件的分析与表征 |
| 3.2 闪锌矿-硫酸体系浸出锰 |
| 3.2.1 Mn-Zn-S-H_2O系热力学分析 |
| 3.2.2 闪锌矿-硫酸体系浸锰工艺研究 |
| 3.2.3 最优条件的分析与表征 |
| 3.3 本章小结 |
| 第四章 方铅矿-硫酸体系浸出锰 |
| 4.1 Mn-Pb-S-H_2O系热力学分析 |
| 4.2 方铅矿-硫酸体系浸锰工艺研究 |
| 4.2.1 浸出时间的影响 |
| 4.2.2 反应温度的影响 |
| 4.2.3 硫酸浓度的影响 |
| 4.2.4 方铅矿用量的影响 |
| 4.2.5 液固比的影响 |
| 4.3 最优条件的分析与表征 |
| 4.4 硫酸-方铅矿体系浸锰动力学研究 |
| 4.4.1 建立动力学模型 |
| 4.4.2 拟合动力学模型 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 NH_4Ac浸出与(NH_4)_2CO_3沉淀提取铅 |
| 5.1 NH_4Ac体系浸出富铅渣中的铅 |
| 5.1.1 Pb~(2+)/Ca~(2+)-Ac~--SO_4~(2-)-H_2O系热力学分析 |
| 5.1.2 NH_4Ac体系浸铅工艺研究 |
| 5.1.3 最优条件的分析与表征 |
| 5.2 (NH_4)_2CO_3分级沉淀提取铅和钙 |
| 5.2.1 (NH_4)_2CO_3分级沉淀铅和钙理论分析 |
| 5.2.2 (NH_4)_2CO_3分级沉淀铅和钙工艺研究 |
| 5.2.3 最优条件的分析与表征 |
| 5.3 NH_4Ac溶液的再生与循环探索 |
| 5.3.1 NH_4Ac溶液再生 |
| 5.3.2 循环浸出-沉淀-再生探索实验 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 结论与建议 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 建议 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录 攻读硕士期间研究成果 |
（6）硫化锌精矿氧压酸浸过程中铁离子的作用机理（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 锌冶炼方法及其发展 |
| 1.2 锌湿法冶金的发展 |
| 1.3 硫化锌矿直接氧压酸浸工艺 |
| 1.4 课题的提出及研究内容 |
| 第二章 实验原料及研究方法 |
| 2.1 实验仪器、原料与试剂 |
| 2.2 化学成分及物相分析 |
| 2.3 实验流程及研究方法 |
| 2.4 实验分析检测 |
| 第三章 热力学分析 |
| 3.1 S-H_2O体系电位-pH图 |
| 3.2 Fe-H_2O体系电位-pH图 |
| 3.3 Zn-S-H_2O体系电位-pH图 |
| 3.4 Fe-S-H_2O体系电位-pH图 |
| 3.5 ZnS-Fe S-H_2O体系的电位-pH图 |
| 3.6 浸出过程中其它金属的浸出顺序 |
| 3.7 浸出过程O_2的作用的热力学分析 |
| 3.8 浸出过程中Fe~(2+)的作用 |
| 3.9 本章小结 |
| 第四章 硫化锌精矿氧压酸浸研究 |
| 4.1 浸出条件实验研究 |
| 4.2 浸出动力学研究 |
| 4.3 铁离子作用机理 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 硫化锌矿物结构对浸出的影响 |
| 5.1 分子模拟计算原理及方法 |
| 5.2 Fe原子取代中心Zn原子后第一性原理研究 |
| 5.3 计算模型和方法 |
| 5.4 计算结果分析 |
| 5.5 小结 |
| 第六章 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 攻读硕士学位期间发表的论文 |
（7）黄铁矿及砷镍铅对硫代硫酸盐浸金的影响与调控机制研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 浸金方法概述 |
| 1.1.1 氰化法 |
| 1.1.2 非氰化法 |
| 1.2 硫代硫酸盐浸金技术研究现状及存在的问题 |
| 1.2.1 硫代硫酸盐法浸金的优势及存在的问题 |
| 1.2.2 共伴生矿物对硫代硫酸盐法浸金的影响 |
| 1.2.3 金表面的钝化 |
| 1.3 黄铁矿的基本性质及研究现状 |
| 1.3.1 黄铁矿结构 |
| 1.3.2 黄铁矿的半导体性质 |
| 1.3.3 人工合成黄铁矿研究现状 |
| 1.4 课题的提出 |
| 1.5 主要研究内容 |
| 1.6 研究意义 |
| 第二章 试验材料与方法 |
| 2.1 试验试剂与设备 |
| 2.1.1 试验原料 |
| 2.1.2 试验试剂 |
| 2.1.3 主要仪器设备 |
| 2.2 试验原材料及制备方法 |
| 2.2.1 Au(S_2O_3)_2~(3-)溶液的制备 |
| 2.2.2 纯相黄铁矿的合成 |
| 2.2.3 含铅黄铁矿的合成 |
| 2.2.4 含镍黄铁矿的合成 |
| 2.2.5 Au-PbO_2复合电极的制备 |
| 2.3 实验研究方法 |
| 2.3.1 纯金箔模拟浸出实验 |
| 2.3.2 黄铁矿对Au(S_2O_3)_2~(3-)的吸附实验 |
| 2.3.3 电化学实验 |
| 2.3.4 光催化降解实验 |
| 2.4 分析方法 |
| 2.4.1 浸出液中金浓度的分析 |
| 2.4.2 硫代硫酸盐消耗量的分析 |
| 2.4.3 Cu(en)_2~(2+)配合物浓度的测定 |
| 2.5 表征方法 |
| 2.5.1 X射线衍射分析 |
| 2.5.2 SEM-EDS分析 |
| 2.5.3 X射线光电子能谱分析(XPS) |
| 2.5.4 透射电子显微镜(TEM) |
| 2.5.5 循环伏安法测量 |
| 2.5.6 塔菲尔曲线的测量 |
| 2.5.7 紫外-可见分光光度法 |
| 第三章 含砷黄铁矿和纯相黄铁矿对硫代硫酸盐浸金的影响 |
| 3.1 纯相黄铁矿的合成与表征 |
| 3.1.1 合成黄铁矿的条件与纯度 |
| 3.1.2 合成黄铁矿的SEM和 TEM分析 |
| 3.2 含砷黄铁矿及纯相黄铁矿对Cu~(2+)-en- S_2O_3~(2-)体系浸金的影响 |
| 3.2.1 含砷黄铁矿及纯相黄铁矿对金溶解的影响 |
| 3.2.2 含砷黄铁矿及纯相黄铁矿对硫代硫酸盐分解的影响 |
| 3.3 含砷黄铁矿粒度对硫代硫酸盐浸金的影响 |
| 3.3.1 含砷黄铁矿粒度对硫代硫酸盐浸金的影响 |
| 3.3.2 含砷黄铁矿粒度对Au(S_2O_3)_2~(3-)吸附作用的影响 |
| 3.3.3 含砷黄铁矿粒度对Cu~(2+) -en(NH_3)-S_2O_3~(2-)浸金体系中Au(S_2O_3)_2~(3-)的吸附作用 |
| 3.4 光照及充氧条件下含砷黄铁矿对硫代硫酸盐浸金的影响 |
| 3.4.1 光照及充氧条件下含砷黄铁矿对Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系浸金的影响 |
| 3.4.2 光照及充氧条件下纯相黄铁矿对Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系浸金的影响 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 含镍黄铁矿对硫代硫酸盐浸金的影响 |
| 4.1 镍掺杂含量对于黄铁矿性质的影响 |
| 4.1.1 含镍黄铁矿的物相分析 |
| 4.1.2 镍掺杂量对合成产物半导体性质的影响 |
| 4.1.3 镍含量对合成产物光催化降解性质的影响 |
| 4.2 含镍黄铁矿对Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系浸金的影响 |
| 4.2.1 含镍黄铁矿对金浸出速率的影响 |
| 4.2.2 含镍黄铁矿对硫代硫酸盐消耗量的影响 |
| 4.2.3 含镍黄铁矿对 Cu(en)_2~(2+)消耗量的影响 |
| 4.3 含镍黄铁矿对 Cu~(2+)-en-S_2O_3~(2-)浸金的机理分析 |
| 4.3.1 浸出后金箔的XPS分析 |
| 4.3.2 浸出后含镍黄铁矿的XPS分析 |
| 4.3.3 浸出后金箔的SEM分析 |
| 4.3.4 浸出后含镍黄铁矿的 SEM 分析 |
| 4.3.5 Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)浸金体系中含镍黄铁矿对浸金的作用机理 |
| 4.4 含镍黄铁矿对金的吸附 |
| 4.4.1 含镍黄铁矿对Au(S_2O_3)_2~(3-)的吸附作用 |
| 4.4.2 吸附后含镍黄铁矿的 XPS 表征 |
| 4.4.3 吸附后纯相黄铁矿与含镍黄铁矿表面SEM表征 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 含铅黄铁矿对硫代硫酸盐浸金的影响 |
| 5.1 铅掺杂含量对于合成黄铁矿半导体性质的影响 |
| 5.1.1 铅掺杂黄铁矿的物相分析 |
| 5.1.2 铅含量对合成含铅黄铁矿半导体性质的影响 |
| 5.1.3 铅含量对合成产物光催化降解性质的影响 |
| 5.2 含铅黄铁矿对Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系浸金的影响 |
| 5.2.1 含铅黄铁矿对金浸出速率的影响 |
| 5.2.2 含铅黄铁矿对硫代硫酸盐消耗量的影响 |
| 5.3 含铅黄铁矿对 Cu~(2+)-en-S_2O_3~(2-)浸金的机理分析 |
| 5.3.1 浸出后金箔的 XPS 表征 |
| 5.3.2 浸出后黄铁矿的 XPS 表征 |
| 5.3.3 浸出后金箔的 SEM 表征 |
| 5.3.4 浸出后含铅黄铁矿的SEM表征 |
| 5.4 含铅黄铁矿对Au(S_2O_3)_2~(3-)的吸附作用 |
| 5.4.1 含铅黄铁矿对Au(S_2O_3)_2~(3-)的吸附 |
| 5.4.2 吸附Au(S_2O_3)_2~(3-)后含铅黄铁矿表面XPS表征 |
| 5.4.3 吸附后含铅黄铁矿表面SEM表征 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 铅、镍离子与含砷黄铁矿对铜-乙二胺-硫代硫酸盐浸金的影响 |
| 6.1 铅离子对硫代硫酸盐浸金的影响 |
| 6.1.1 铅离子对Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系浸金的影响 |
| 6.1.2 浸出后金表面形貌及物质的测定 |
| 6.1.3 铅离子影响Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系中金浸出的机理 |
| 6.2 铅离子消除含砷黄铁矿对金钝化机制的研究 |
| 6.2.1 铅离子与含砷黄铁矿对Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系浸金的影响 |
| 6.2.2 铅离子消除含砷黄铁矿对金钝化的机理分析 |
| 6.3 镍离子消除天然含砷黄铁矿对金钝化机制的研究 |
| 6.3.1 镍离子对Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系浸金的影响 |
| 6.3.2 浸出后金表面形貌及物质的测定 |
| 6.3.3 镍离子影响Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系中金浸出的机理 |
| 6.4 镍离子和含砷黄铁矿对硫代硫酸盐浸金的影响 |
| 6.4.1 镍离子与天然黄铁矿对Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系浸金的影响 |
| 6.4.2 浸出后金箔与黄铁矿的表征 |
| 6.4.3 镍离子消除黄铁矿对Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系中金钝化作用的机理研究 |
| 6.5 本章小结 |
| 第七章 天然含砷黄铁矿催化降解硫代硫酸盐的调控 |
| 7.1 空穴和电子清除剂对含砷黄铁矿催化硫代硫酸盐降解的影响 |
| 7.2 空穴和电子清除剂存在时天然含砷黄铁矿对Cu~(2+) -en(NH_3)-S_2O_3~(2-)浸金的影响 |
| 7.3 经过空穴和电子清除剂预处理后的天然含砷黄铁矿Cu~(2+) -en- S_2O_3~(2-)体系浸金的影响 |
| 7.4 本章小结 |
| 第八章 结论与创新 |
| 8.1 结论 |
| 8.2 创新点 |
| 8.3 后续工作与展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 攻读博士期间的科研成果 |
（8）低品位高钙镁钛渣碳热氯化的基础及应用研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 钛资源分布及特点 |
| 1.1.1 全球钛资源分布 |
| 1.1.2 中国钛资源特点分析 |
| 1.1.3 钛资源的主要利用途径 |
| 1.2 四氯化钛的需求及工艺技术现状 |
| 1.2.1 四氯化钛的需求分析 |
| 1.2.2 沸腾氯化法制备四氯化钛工艺技术现状 |
| 1.2.3 熔盐氯化法制备四氯化钛工艺技术现状 |
| 1.2.4 高温碳化-低温氯化制备四氯化钛工艺技术现状 |
| 1.3 钛渣碳热氯化基础研究进展 |
| 1.3.1 钛渣氯化热力学及反应机理研究现状 |
| 1.3.2 氧化物碳热氯化分子动力学模拟研究进展 |
| 1.3.3 氯化物熔盐体系物性研究现状 |
| 1.4 论文研究意义、内容与研究方法 |
| 1.4.1 论文研究意义 |
| 1.4.2 论文主要研究内容 |
| 1.4.3 论文研究方法 |
| 第二章 低品位高钙镁钛渣特性及碳热氯化热力学 |
| 2.1 低品位高钙镁钛渣原料特性研究 |
| 2.1.1 钛渣化学组成分析及粒度 |
| 2.1.2 低品位高钙镁钛渣物相分析 |
| 2.1.3 低品位高钙镁钛渣扫描电镜分析 |
| 2.1.4 低品位高钙镁钛渣矿物解离MLA分析 |
| 2.2 低品位高钙镁钛渣碳热氯化热力学 |
| 2.2.1 碳热氯化热力学理论基础 |
| 2.2.2 M-O-Cl体系化学反应热力学 |
| 2.2.3 M-C-O-Cl体系化学反应热力学 |
| 2.2.4 M-O-Cl体系优势区图分析 |
| 2.2.5 氯化过程有机物生成热力学 |
| 2.2.6 氯化产物热力学行为分析 |
| 2.3 本章小结 |
| 第三章 低品位高钙镁钛渣碳热氯化分子动力学模拟研究 |
| 3.1 动力学模拟计算VASP软件简介 |
| 3.2 具体计算方法 |
| 3.3 模拟计算结果与讨论 |
| 3.3.1 金红石碳热氯化过程动力学模拟 |
| 3.3.2 MgTi_4FeO_(10)的碳热氯化动力学模拟 |
| 3.3.3 COCl_2在TiO_2和MgTi_4FeO_(10)表面的行为研究 |
| 3.3.4 CaO的碳热氯化动力学模拟 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 钛渣氯化用NaCl-MgCl_2-CaCl_2熔盐体系物性研究 |
| 4.1 熔盐体系组成分析 |
| 4.2 熔盐物性研究实验原理及方法 |
| 4.2.1 密度的测量原理及方法 |
| 4.2.2 粘度的测量原理及方法 |
| 4.2.3 表面张力的测量原理及方法 |
| 4.2.4 实验用主要原料 |
| 4.3 实验结果与讨论 |
| 4.3.1 熔盐体系密度测试结果分析 |
| 4.3.2 熔盐体系粘度测试结果分析 |
| 4.3.3 熔盐体系表面张力测试结果分析 |
| 4.4 熔盐体系的优选 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 低品位高钙镁钛渣碳热氯化实验及反应机理研究 |
| 5.1 实验方法及原料 |
| 5.1.1 实验方法 |
| 5.1.2 实验原料 |
| 5.2 实验结果与讨论 |
| 5.2.1 氯化温度的影响 |
| 5.2.2 氯化时间的影响 |
| 5.2.3 钛渣粒度的影响 |
| 5.2.4 还原剂种类及配比的影响 |
| 5.2.5 氯气浓度的影响 |
| 5.2.6 低品位高钙镁钛渣碳热氯化工艺参数优选 |
| 5.3 钛渣碳热氯化过程熔盐及残渣表征 |
| 5.3.1 氯化过程熔盐表征 |
| 5.3.2 氯化过程未反应残渣表征 |
| 5.4 钛渣碳热氯化反应机理 |
| 5.5 本章小结 |
| 第6章 低品位高钙镁钛渣碳热氯化工业试验研究 |
| 6.1 熔盐中碳热氯化工业试验研究 |
| 6.1.1 氯化工艺及设备 |
| 6.1.2 氯化过程温度调控 |
| 6.1.3 氯化过程的熔盐组成调控 |
| 6.1.4 工业试验氯化残渣表征 |
| 6.2 粗四氯化钛产品表征 |
| 6.3 粗四氯化钛的净化提纯 |
| 6.3.1 粗四氯化钛沉降效果分析 |
| 6.3.2 粗四氯化钛中溶解性杂质的去除 |
| 6.4 精四氯化钛的应用 |
| 6.4.1 精TiCl_4在海绵钛生产中的应用 |
| 6.4.2 精TiCl_4在钛白生产中的应用 |
| 6.5 低品位高钙镁钛渣工业应用技术方案与前景分析 |
| 6.6 本章小结 |
| 第七章 结论与展望 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 创新点 |
| 7.3 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 攻读学位期间取得的代表性成果 |
（9）低品位腐泥土型红土镍矿制备镍铁相关基础研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 引言 |
| 第1章 文献综述 |
| 1.1 镍的性质 |
| 1.2 镍的用途及消费 |
| 1.3 镍矿资源概况 |
| 1.3.1 全球镍矿资源概况 |
| 1.3.2 国内镍矿资源概况 |
| 1.3.3 全球红土镍矿资源概况及矿床特征 |
| 1.4 红土镍矿处理工艺 |
| 1.4.1 火法冶炼工艺 |
| 1.4.2 湿法浸出工艺 |
| 1.4.3 其它处理工艺 |
| 1.5 红土镍矿还原-磁选工艺研究进展 |
| 1.5.1 红土镍矿的还原机理研究进展 |
| 1.5.2 添加剂强化红土镍矿还原-磁选工艺研究现状 |
| 1.6 红土镍矿选择性富集镍制备高品位镍铁研究现状 |
| 1.6.1 红土镍矿选择性还原 |
| 1.6.2 红土镍矿硫化还原 |
| 1.7 国内红土镍矿还原焙烧-磁选工艺工业应用现状 |
| 1.8 论文研究意义及研究内容 |
| 第2章 实验研究方法和原料性能检测 |
| 2.1 实验设备 |
| 2.1.1 红土镍矿预处理及制样装置 |
| 2.1.2 高温实验装置 |
| 2.2 红土镍矿分析测试方法与性能表征 |
| 2.3 原料物理化学性质 |
| 2.3.1 红土镍矿化学成分 |
| 2.3.2 红土镍矿XRD分析 |
| 2.3.3 红土镍矿TG-DSC分析 |
| 2.3.4 辅料性质分析 |
| 2.4 本章小结 |
| 第3章 红土镍矿煤基自还原机理 |
| 3.1 热力学计算方法 |
| 3.2 镍、铁氧化物的煤基还原热力学 |
| 3.3 红土镍矿的煤基自还原试验 |
| 3.3.1 实验方法 |
| 3.3.2 测试分析及表征 |
| 3.3.3 还原结果及影响因素分析 |
| 3.4 红土镍矿煤基自还原动力学 |
| 3.4.1 实验方法 |
| 3.4.2 测试分析及表征 |
| 3.4.3 镍、铁氧化物还原度及动力学模型 |
| 3.4.4 镍、铁氧化物反应中前期还原动力学 |
| 3.4.5 镍、铁氧化物反应后期还原动力学 |
| 3.5 本章小结 |
| 第4章 CaF_2强化红土镍矿自还原过程中镍铁颗粒聚集长大 |
| 4.1 实验方法与过程 |
| 4.1.1 红土镍矿煤基自还原-磁选实验 |
| 4.1.2 测试分析与表征 |
| 4.1.3 镍铁颗粒的粒径测定及计算方法 |
| 4.2 结果分析与讨论 |
| 4.2.1 还原温度和时间对红土镍矿自还原产物中金属颗粒粒径的影响 |
| 4.2.2 CaF_2加入量对红土镍矿自还原产物中金属颗粒粒径的影响 |
| 4.3 CaF_2促进金属颗粒长大的动力学分析 |
| 4.4 CaF_2促进镍铁颗粒聚集长大机理 |
| 4.5 CaF_2强化红土镍矿自还原-细磨-磁选试验 |
| 4.6 本章小结 |
| 第5章 CaSO_4促进红土镍矿自还原过程中镍铁颗粒聚集长大机理 |
| 5.1 实验方法与过程 |
| 5.1.1 红土镍矿煤基自还原-磁选实验 |
| 5.1.2 测试分析与表征 |
| 5.1.3 镍铁颗粒的粒径测定及计算方法 |
| 5.2 结果分析与讨论 |
| 5.2.1 红土镍矿自还原产物中金属颗粒分布及粒径变化 |
| 5.2.2 添加剂作用下红土镍矿自还原产物中金属颗粒粒径变化 |
| 5.3 CaSO_4促进红土镍矿自还原过程中镍铁颗粒长大机理 |
| 5.3.1 不同添加剂作用下红土镍矿自还原产物中矿物组成变化 |
| 5.3.2 不同添加剂作用下红土镍矿自还原产物的微观结构 |
| 5.4 添加剂作用下红土镍矿自还原-磁选试验 |
| 5.4.1 磁性产品分析 |
| 5.4.2 磁选尾渣分析 |
| 5.4.3 镍、铁回收率 |
| 5.5 红土镍矿自还原过程镍铁颗粒聚集长大机理 |
| 5.6 本章小结 |
| 第6章 红土镍矿自还原-CO_2/CO选择性氧化制备高品位镍铁 |
| 6.1 金属镍、铁氧化热力学基础 |
| 6.1.1 金属镍、铁被O_2氧化热力学 |
| 6.1.2 金属镍、铁被CO_2氧化热力学 |
| 6.2 实验方法与过程 |
| 6.2.1 红土镍矿自还原-选择性氧化实验 |
| 6.2.2 测试分析与表征 |
| 6.3 结果分析与讨论 |
| 6.3.1 红土镍矿自还原-高温熔分试验 |
| 6.3.2 红土镍矿自还原-CO_2/CO选择性氧化-熔分试验 |
| 6.3.3 红土镍矿自还原产物及其氧化产物矿物组成 |
| 6.3.4 红土镍矿自还原产物氧化前后镍、铁元素化学价态变化 |
| 6.3.5 红土镍矿自还原产物及其氧化产物的微观分析 |
| 6.4 红土镍矿自还原产物在CO_2/CO混合气氛中的氧化行为 |
| 6.5 与红土镍矿硫化还原方法的比较分析 |
| 6.6 本章小结 |
| 第7章 结论与展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录1 攻读博士学位期间取得的科研成果 |
| 附录2 攻读博士学位期间参加的科研项目 |
（10）铁基纳米材料结构调控对低浓度砷高效吸附性能及微观机制研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.1.1 砷的种类及其存在形态 |
| 1.1.2 砷污染的来源和分布 |
| 1.1.3 砷的毒性和控制标准 |
| 1.2 水体中砷污染的去除方法 |
| 1.2.1 氧化法 |
| 1.2.2 离子交换法 |
| 1.2.3 混凝沉淀法 |
| 1.2.4 膜分离法 |
| 1.2.5 生物法 |
| 1.2.6 吸附法 |
| 1.3 铁基纳米材料除砷研究进展 |
| 1.3.1 新型除砷(纳米)吸附材料 |
| 1.3.2 尖晶石铁酸盐 |
| 1.3.3 纳米零价铁 |
| 1.3.4 纳米零价铁的改性研究 |
| 1.4 本课题研究意义与内容 |
| 1.4.1 研究意义 |
| 1.4.2 研究内容 |
| 1.4.3 技术路线 |
| 第二章 实验材料与方法 |
| 2.1 实验材料 |
| 2.1.1 实验试剂 |
| 2.1.2 实验仪器/设备 |
| 2.2 测试分析方法 |
| 2.2.1 X射线衍射分析(XRD) |
| 2.2.2 扫描电子显微镜(SEM) |
| 2.2.3 比表面及孔隙度分析仪(BET) |
| 2.2.4 X射线光电子能谱(XPS) |
| 2.2.5 电感耦合等离子体发射光谱仪(ICP) |
| 2.3 同步辐射表征技术 |
| 2.3.1 同步辐射简介 |
| 2.3.2 X射线吸收精细结构(XAFS) |
| 2.4 重金属离子去除/吸附实验 |
| 2.4.1 吸附动力学实验 |
| 2.4.2 吸附等温线实验 |
| 第三章 不同金属掺杂尖晶石铁酸盐用于低浓度As(Ⅴ)的去除机理研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 实验部分 |
| 3.2.1 实验试剂 |
| 3.2.2 尖晶石铁酸盐的合成 |
| 3.2.3 吸附实验 |
| 3.2.4 材料的表征 |
| 3.2.5 XAFS测定 |
| 3.3 结果与讨论 |
| 3.3.1 材料的制备与表征 |
| 3.3.2 吸附动力学分析 |
| 3.3.3 吸附等温线分析 |
| 3.4 吸附机理研究 |
| 3.4.1 吸附机制 |
| 3.4.2 配位机制 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 不同锰含量及占位分布对铁酸锰尖晶石去除低浓度As(Ⅴ)的影响及机理研究 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 实验部分 |
| 4.2.1 实验试剂 |
| 4.2.2 Mn_xFe_(3-x)O_4尖晶石的合成 |
| 4.2.3 吸附实验 |
| 4.2.4 解吸和循环吸附实验 |
| 4.2.5 表征与测试 |
| 4.2.6 XAFS测定 |
| 4.3 结果与讨论 |
| 4.3.1 材料物相鉴定及结构精修 |
| 4.3.2 材料形貌表征 |
| 4.3.3 Mn_xFe_(3-x)O_4尖晶石吸附材料对As(Ⅴ)的吸附效能研究 |
| 4.4 吸附机理研究 |
| 4.4.1 吸附机制 |
| 4.4.2 配位机制 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 不同晶体形态硫化纳米零价铁用于水中低浓度As(Ⅲ)的去除机理研究 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 实验部分 |
| 5.2.1 实验试剂 |
| 5.2.2 n ZVI和 S-n ZVI的合成 |
| 5.2.3 材料的表征 |
| 5.2.4 吸附实验 |
| 5.3 结果与讨论 |
| 5.3.1 材料优化 |
| 5.3.2 无定形相硫化纳米零价铁对As(Ⅲ)去除研究 |
| 5.4 吸附机理研究 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 本论文的创新之处 |
| 6.3 展望 |
| 参考文献 |
| 攻读博士学位期间取得的研究成果 |
| 致谢 |
| 附件 |
四、Study of Thermodynamics and Kinetics of CH_4-CaSO_4 and H_2S-Fe_2O_3 Systems（论文参考文献）
- [1]外热式气基直接还原炼铁工艺的基础与应用研究[D]. 孙贯永. 北京科技大学, 2021(08)
- [2]煤焦化学链气化系统的优化及载氧体研究[D]. 单良. 大连理工大学, 2021(01)
- [3]焦炭和铁氧化物在高炉内气固反应机理[D]. 王子明. 北京科技大学, 2021(08)
- [4]湿法炼锌溶液中杂质铁的臭氧氧化去除基础研究[D]. 张佳乐. 昆明理工大学, 2021(01)
- [5]富铅电解锰渣中锰和铅回收工艺研究[D]. 孙俊. 昆明理工大学, 2021(01)
- [6]硫化锌精矿氧压酸浸过程中铁离子的作用机理[D]. 凡杰. 昆明理工大学, 2021(01)
- [7]黄铁矿及砷镍铅对硫代硫酸盐浸金的影响与调控机制研究[D]. 秦雪聪. 昆明理工大学, 2021(02)
- [8]低品位高钙镁钛渣碳热氯化的基础及应用研究[D]. 李亮. 昆明理工大学, 2021(02)
- [9]低品位腐泥土型红土镍矿制备镍铁相关基础研究[D]. 杭桂华. 武汉科技大学, 2020(01)
- [10]铁基纳米材料结构调控对低浓度砷高效吸附性能及微观机制研究[D]. 谢祎黎. 华南理工大学, 2020(05)