一、氧化钙分解人造独居石的反应机理（论文文献综述）
马升峰,郭文亮,孟志军,夏郁美,许延辉,黄继民,王荣,郑淇元[1]（2021）在《氯化镁焙烧分解独居石的反应机理》文中研究说明采用六水氯化镁焙烧分解独居石,并对其反应机理进行研究,主要考察焙烧温度、焙烧时间、矿盐比对独居石焙烧分解的影响。结果表明:根据TGA-TG、XRD、SEM、EDS和热力学分析,六水氯化镁首先在310℃分解,其分解产物碱式氯化镁和氯化氢在350℃与独居石反应生成REOCl;碱式氯化镁分解产物氧化镁和氯化氢在500℃与独居石反应生成REOCl,其在550℃又继续分解生成稀土复合氧化物。焙烧温度、焙烧时间和矿盐比对独居石的分解率没有明显影响。氯化氢和水在独居石的分解过程中具有催化分解作用,利用此催化作用可通过分阶段控制焙烧温度来提高独居石的分解率。
陈宇昕[2]（2020）在《利用天然矿物制备Fe-Al2O3复合材料及矿物中微量元素对其性能的影响机理研究》文中认为白云鄂博矿是一个巨大的天然宝藏,目前对于白云鄂博矿物的利用仍然以传统选矿-冶金的方式为主,造成的矿物资源利用率较低且缺乏高附加值的技术以及产品。例如在选矿过程中未利用的稀土、氟、磷等元素进入尾矿中堆存而造成严重浪费,铁精矿中的稀土、锰的进入高炉渣堆存。除此之外,球团烧结、稀土精矿的分解各个环节中,“三废”问题无法得到有效解决,对环境造成严重的污染。近年来,随着材料化冶金研究的深入,科研工作者对利用矿物直接制备复合材料进行了大量的研究,结果也表明这种方式是一种矿物利用的新型方式。因此,面对白云鄂博矿如此丰富的资源和可持续发展战略的推进,有必要开发一种白云鄂博矿物综合利用的新方法,对清洁、高值化利用白云鄂博矿物具有重要意义。本研究以白云鄂博铁精矿作为主要原料,并结合我国的矿物优势,加入部分铝土矿作为陶瓷相。首次以矿物为主要原料利用碳热还原法直接制备高性能Fe-Al2O3复合材料。本文将对该方法的还原过程,工艺条件进行了深入的研究,探索了制备Fe-Al2O3复合材料的最佳工艺条件及矿物中微量元素对材料结构和性能的影响机理。本研究利用热力学计算方法、X射线衍射技术及差热-热重分析仪、扫描电子显微镜、能谱分析仪、电子背散射衍射仪、X射线荧光光谱仪对矿物的碳热还原工艺以及还原烧结过程进行了深入分析。研究了不同还原剂配入量、烧结温度、保温时间对Fe-Al2O3复合材料微观结构和力学性能的影响。对矿物中“杂质”氧化物在复合材料的赋存形式及其对材料性能的影响机理进行了研究,同时对矿物中的微量元素对复合材料结构和性能的影响进行了研究。最后,利用添加CeO2的方式研究了白云鄂博矿物中特有的稀土元素对复合材料的结构和性能影响。主要的研究结果如下:计算结果显示铁氧化物的还原为逐步脱氧过程,即由Fe2O3-Fe3O4-FeO-Fe的还原过程,但由于体系中SiO2和Al2O3的存在,体系中反应得到的FeO会与SiO2或Al2O3生成Fe2SiO4或者FeAl2O4。温度升高至1030℃左右,Fe2SiO4的还原开始,温度升高至1100℃以上,FeAl2O4被分解并还原。对于体系中的非铁氧化物杂质,计算发现MnO2的还原在较低温度下便可以发生,同时,并未发现SiO2、TiO2在该条件下均与活性炭发生反应的产物。通过实验发现,还原温度应当超过1300℃,还原时间应当超过2h。利用白云鄂博铁精矿、氧化铝及活性炭作为主要原料,成功制备了 Fe-Al2O3复合材料。该复合材料以氧化铝作为基体,铁作为增强相以颗粒状均匀分布于氧化铝基体中,在金属颗粒与氧化铝的相界面处以及氧化铝的晶界处有少量玻璃相存在。配碳量的增加会造成金属颗粒的熔点下降,进一步促进复合材料的烧结致密化,提升材料的性能,最佳的配碳量为C/O=3:1,最佳的烧结温度为1400℃,最佳保温时间为3 h。获得最佳的复合材料的性能为:密度4.14 g/cm3,线性收缩率18.74%,抗折强度301 MPa,断裂韧性5.01 MPa·m1/2,硬度13.12 GPa,耐碱性98.20%,耐酸性93.40%。复合材料的强度增加主要依赖于样品致密性的提高。金属相以颗粒状存在于氧化铝基体中,通过对裂纹拓展的观察发现主要通过两方面的机制增强复合材料的韧性:一是裂纹在遇到金属颗粒时,发生明显的偏转,从而增加裂纹拓展的路径;二是通过裂纹的桥接,当裂纹遇到金属颗粒时,裂纹被迫穿过金属颗粒继续向前延伸,而裂纹中间则是有金属颗粒发生塑性变形而桥接。另外,还发现矿物中的微量元素硫及锰会在高配碳量时以MnS析出于金属相周围,具有阻碍裂纹拓展的作用。利用铝土矿代替部分氧化铝实验中,微观结构以及性能显示,最佳的制备工艺条件为还原温度1160℃、烧结温度1380℃。该工艺条件下,样品B3表现出最佳的性能,具体如下:抗折强度310 MPa,断裂韧性5.21 MPa·m1/2,硬度12.14 GPa,耐碱性98.32%,耐酸性95.44%。随着铝土矿添加量的增大,样品的力学性能呈现先增大后减小的趋势。对于抗折强度提升的主要原因在于氧化铝晶粒的细化;而断裂韧性提升的主要原因在于“杂质”氧化物对金属颗粒凝固过程的影响。随着原料中铝土矿含量的增加,样品在烧结过程中硅酸盐液相的含量增加。由于该液相的热容大于氧化铝晶体的热容。因此,随着铝土矿的增加,样品中金属液滴冷却过程中冷却速度较慢,造成金属液滴的过冷度降低,金属颗粒凝固后的热应力降低,内部的位错密度降低。而过冷度较大的样品金属颗粒内部有大量晶界及位错,影响其在受力过程中的塑性变形。利用EBSD分析样品压痕中发现,在样品受力的过程中,B3样品的金属颗粒可以发生明显的塑性变形吸收更多的能量,从而提升样品的力学性能。在CeO2的添加实验中,当CeO2添加量为1%时,CeO2全部溶解于玻璃相中。当CeO2含量大于3%时,部分CeO2继续固溶于玻璃相中,而无法溶解于玻璃相中的CeO2以Ce2O3晶体的形式析出于玻璃相中。当CeO2添加量为5%时,析出的Ce2O3与体系中的Al2O3发生反应,形成了 CeAl11O18。以杨氏模量作为切入点,发现CeO2增强力学性能的主要机理是提高了复合材料中玻璃相的的杨氏模量。通过分析,材料的硬度以及强度与杨氏模量均呈正相关。当CeO2添加量为1%时,CeO2全部溶解于玻璃相中,玻璃相的杨氏模量由未添加CeO2的40 GPa左右增加至100GPa;当CeO2添加量为3%时,玻璃相的杨氏模量继续增大至120 GPa左右,进一步增强玻璃相的强度;而当CeO2添加量为5%时,析出的Ce2O3与A12O3生成CeAl11O18,该晶体的杨氏模量较低,降低了复合材料整体的杨氏模量,进而造成整体的力学性能降低。随着CeO2添加量的增加,其力学性能先提高后降低。CeO2加入量为3%时,复合材料的整体性能最优,具体性能如下:密度为4.21 g/cm3,断裂韧性为6.58 MPa·m1/2,抗弯强度为401 MPa,硬度为13.07 GPa,耐碱性为98.71%,耐酸性为94.78%。
许延辉,马升峰,郭文亮,刘铃声,关卫华,王荣,黄继民[3]（2019）在《氯化镁焙烧分解磷酸铈的反应机理研究》文中研究表明针对高浓度液碱分解独居石工艺废渣废液治理难度大的弊端,采用氯化镁焙烧分解合成磷酸铈。研究了在不同焙烧温度、焙烧时间、矿盐比等工艺条件下,磷酸铈的焙烧矿分解的规律,通过对焙烧矿的X射线衍射、能谱分析和扫描电镜分析,研究了氯化镁分解磷酸铈氯化焙烧过程的反应机理,推断了分解过程的化学反应。结果表明,氯化镁分解产物Mg（OH）Cl和HCl在400℃就能与磷酸铈反应生成氯化铈,氯化铈又分解生成氧化铈;在480℃氯化镁分解产物MgO和HCl与磷酸铈反应生成氯化铈再分解生成氧化铈。氯化镁分解产物氯化氢和水在磷酸铈的分解过程中具有催化分解作用,提高温度有利于磷酸铈的分解。
凌轩[4]（2019）在《改性硫铝酸盐水泥固化高硼溶液机理研究》文中研究说明在核电工业迅速发展的过程中,核废液处置问题日益凸显。水泥固化技术凭借其高效的废液固化能力和简易的工艺操作与设备要求,常常被应用于中低放射性核废液的处置过程。我国压水堆核电站常用硼酸控制核反应速率,故而核废液中常含有大量硼酸盐,而硼酸盐类物质在水泥中常用作为缓凝剂,延缓水泥的水化进程,严重影响水泥固化体的性能,现有水泥固化技术无法满足高硼核废液处置需求。因此,本文采用合理的技术手段表征硫铝酸盐水泥在硼溶液中的水化行为,提出水泥高效固化高硼核废液技术配方,使其满足水泥固化体的性能指标。课题以硫铝酸盐水泥作为水泥基胶凝材料,研究总结了硫铝酸盐水泥在硼溶液中的水化规律:水化反应生成层状无定形硼钠钙石,裹覆水泥颗粒表面阻碍水化;氢氧化钙可以调节该水化过程中离子环境,抑制层状硼钠钙石的生成,加快硫铝酸盐水泥在硼溶液中的水化速率,水泥固化体28d抗压强度可达25MPa。此外,论文通过使用不同外加剂即碳酸钠、镁铝层状双氢氧化物和偏硅酸钠等调节固化体的耐久性,经水浸泡42d后强度损失为9.36%,5次冻融循环后强度损失为4.72%。论文采用XRD,FTIR,TG-DTG,SEM,EPMA,微量热等技术手段,研究硼溶液及外加剂对改性硫铝酸盐水泥水化进程和水化产物的作用关系。采用抗压强度,抗冲击性能,抗冻融强度损失,抗浸泡强度损失评估固化体的力学性能和耐久性。实验研究主要得到以下结论:1)论文研究硫铝酸盐水泥在硼溶液中的水化过程及水化产物。硫铝酸盐水泥在硼溶液中无法正常水化,水泥熟料溶解出的钙离子与溶液中的硼酸根离子和钠离子在熟料颗粒表面生成无定形态的硼钠钙石层状产物,该产物阻隔内部熟料的溶解过程,从而严重延缓水泥的水化反应。2)论文研究氢氧化钙对硫铝酸盐水泥在硼溶液中的水化过程及水化产物影响规律。在硫铝酸盐水泥固化硼溶液过程中,引入氢氧化钙作为产物调节介质,抑制硼钠钙石的生成,生成具有片状结构特征的多羟硼酸钙,有效提高水泥的水化速率。此外,硼以硼酸根分子结构进入钙矾石结构,改变水化产物钙矾石的分子结构层间距。3)论文研究碳酸钠对氢氧化钙改性硫铝酸盐水泥在高硼溶液中的水化过程及水化产物影响规律。碳酸钠诱导浆体中原用于改性介质的氢氧化钙优先反应生成碳酸钙,碳酸钙能够填补孔隙,提高固化体的抗浸泡性能。但是消耗氢氧化钙后导致改性硫铝酸盐水泥无法在高硼溶液中正常水化,固化体的水化程度低,强度发展不足,力学性能降低。4)论文研究煅烧后镁铝层状双氢氧化物（C-LDHs）对氢氧化钙改性硫铝酸盐水泥在高硼溶液的水化过程及水化产物影响规律。C-LDHs优先吸收水分子恢复双层结构并吸收硼酸根离子,降低硼酸根对于硫铝酸盐水泥水化的延缓作用。但是C-LDHs吸收固化体内自由水分子过程会降低氢氧化钙的溶解速率,反而会减弱氢氧化钙促进硫铝酸盐水泥在高硼溶液中水化速率的作用,C-LDHs的最佳掺量为水泥质量的1%。5)论文研究偏硅酸钠对氢氧化钙改性硫铝酸盐水泥在高硼溶液中的水化过程及水化产物影响规律。偏硅酸钠在水泥浆体中与改性用氢氧化钙反应生成硅酸钙和氢氧化钠,由于硅酸钙与水化产物结构紧密,其抗冻融性能提高,最佳偏硅酸钠的掺量为水泥质量的2%。
张成龙[5]（2018）在《GdPO4掺杂羟基磷灰石生物陶瓷材料的制备及性能研究》文中研究说明生物陶瓷是指用作特定生物或生理功能的一类陶瓷材料,主要用于人体骨骼组织的修复和重建。羟基磷灰石（HA）是目前应用最广泛的人造硬组织修复材料,但因断裂韧性较差而难以加工成型,无法满足临床医学中不同形状骨缺损的修复要求,因此,亟需改善和提高HA的力学性能。本文开展了GdPO4掺杂HA（HA-GP）生物陶瓷材料的制备及性能研究,通过改进溶胶凝胶法制备了HA-GP材料,研究了其物相组成、显微形貌、力学性能,选取综合性能较好的组分,评估其核磁共振成像性能,为改性羟基磷灰石生物陶瓷在临床医学中的应用提供理论依据。研究溶胶-凝胶法合成粉末工艺,分析反应物的浓度、滴加速度、溶液pH值以及搅拌、干燥和烧结对合成粉末的影响,确定改进溶胶-凝胶法的制备工艺。研究结果表明,将Ca（NO3）2?4H2O、C6H8O7?H2O和（NH4）2HPO4依次溶解于去离子水,调节反应溶液pH值至2.5,缓慢磁力搅拌反应溶液,采用鼓风干燥,经过650°C烧结2h和900°C烧结4h,即可得到具有高结晶度的HA粉末。采用改进溶胶-凝胶法合成HA-GP生物陶瓷,研究材料的物相组成、显微形貌和力学性能。研究结果表明,合成的HA-GP中含有Ca10（PO4）6（OH）2和β-Ca3（PO4）2,随GdPO4掺杂量增加,β-Ca3（PO4）2含量先减小后增加;当掺杂少量GdPO4时,可提高HA-GP的烧结性并细化晶粒,但过量掺杂会显着增大块材的孔隙率和晶粒尺寸;掺杂GdPO4可以显着改善HA的力学性能,其硬度可提高近3倍,断裂韧性可提高近44%。7.5mol%GdPO4掺杂HA（HA-GP7.5）具有较好的综合性能,只含Ca10（PO4）6（OH）2相,硬度为4.5GPa,断裂韧性可达1.44MPa?m1/2。配制HA-GP7.5溶液研究了其核磁共振成像性能。结果表明,HA-GP7.5粉末水溶液的纵向弛豫（T1）加权成像随其浓度的增加而逐渐变亮,而横向弛豫（T2）加权成像随其浓度的增加而逐渐变暗,核磁共振成像的对比性显着增强。
杨治仁[6]（2017）在《从包头弱磁尾矿中回收稀土的研究》文中认为本论文针对目前包头弱磁尾矿中稀土资源不能有效回收从而造成大量稀土资源浪费的问题进行了详细的研究,由此提出了“浮选-钙化焙烧-浮选”的绿色环保的选冶联合新工艺流程。首先通过对尾矿选矿工艺学的研究得出用浮选法能够有效回收尾矿中稀土的结论,然后通过对尾矿中脉石矿物的选矿工艺学特性以及稀土元素的结构化学理论和地球化学上对元素的分类理论入手,选择具有代表性的羟肟酸类捕收剂（H205）为稀土矿物捕收剂,并对稀土矿的浮选机理做了系统研究。随后对弱磁尾矿中的稀土矿物做了浮选工艺研究,得到了稀土含量在50%（以REO计）以上的标准稀土精矿。再从浮选得到的稀土精矿入手,对所得精矿的钙化焙烧分解机理和分解工艺做了简单的研究。最后对焙烧生成的三种人造矿物的浮选分离做了大量的理论研究。运用矿相解离分析仪（MLA）、光学显微镜、矿相显微镜、扫描电子显微镜（SEM）、X射线衍射分析（XRD）、激光粒度测试、X射线荧光分析等现代分析测试技术,系统研究了包头弱磁尾矿的选矿工艺学特征。结果表明:弱磁尾矿中可供回收的主要元素是RE、Fe、Ca、Ba、F、P、Nb、Sc、Th等。尾矿中主要回收利用的目标元素RE（以REO计）品位达到了 9.60%,可以作为重要的回收稀土的矿物原料。尾矿中主要矿相组成为独居石、氟碳铈矿、萤石、赤铁矿、重晶石、磷灰石、钠闪石、钠辉石、白云石、方解石、石英等。该矿粒度小于74μm占90%以上,无需磨矿工艺,符合选矿工艺学上对粒度的要求。该矿中稀土矿物、萤石等主要矿物大部分都以单体解离的形式存在,稀土的单体解离度为87.28%。最后对弱磁尾矿中主要矿物的选矿学特性分析得出:用浮选药剂调节稀土矿物与萤石、重晶石、钠闪石和钠辉石等脉石矿物的可浮性,可将弱磁尾矿中的稀土矿物浮选出来。根据稀土元素的结构化学理论和地球化学上对元素的分类理论,分析得出稀土矿物是亲氧元素类的矿物,而含有配位氧元素的有机化合物是稀土矿物最良好的捕收剂,因此选择具有代表性的羟肟酸类捕收剂（H205）对稀土矿的浮选机理做了系统研究。研究结果表明,H205对稀土矿物具有良好的捕收性能,在pH=8～9的范围内均具有较好的可浮性,在pH约为9附近时稀土矿物的可浮性最佳。通过浮选溶液化学分析、动电位分析和红外光谱分析技术等得出,H205解离出来的羟肟酸阴离子会和矿物表面的稀土离子发生化学吸附反应,生成稳定的5原子环络合物,从而使稀土矿物疏水上浮。以性能更强的P8（此捕收剂中起捕收稀土作用的药剂主要是H205）为浮选稀土矿的捕收剂,以水玻璃为调整剂,松醇油为起泡剂,进行了稀土粗选条件实验。最后得到浮选的最佳条件是:矿浆浓度为30%、捕收剂用量为2.4kg/t、抑制剂用量为5.6kg/t、浮选温度为65℃、pH为8-9、起泡剂用量为0.36kg/t、浮选机通气量为200 L/h、抑制剂搅拌时间为6分钟、捕收剂搅拌时间为3分钟、起泡剂搅拌时间为3分钟、浮选刮泡时间为5分钟。在粗选条件实验的基础上,采用一次粗选、三次精选、一次扫选的开路实验和闭路流程实验,最终得到REO品位为50.3%,回收率为78.6%的合格稀土精矿和品位为2.8%,回收率为21.4%的稀土尾矿。采用热分析技术（TG-DTA）和XRD分析方法研究了 Ca（OH）2-NaOH焙烧分解浮选稀土精矿的反应过程。结果表明:添加Ca（OH）2-NaOH后,稀土精矿的分解过程分为两个阶段,第一阶段在350～500℃区间主要是氟碳铈矿的分解,稀土生成氧化物,氟以氟化钙的形式固定于焙烧产物中;第二阶段在500～650℃区间主要是Ca（OH）2、CaF2、NaOH分解独居石,生成稀土氧化物及氟磷酸钙。对Ca（OH）2加入量、NaOH加入量、焙烧温度和焙烧时间四个因素对稀土精矿分解的影响进行了研究,获得了优化工艺条件为:焙烧温度为630℃,氢氧化钙加入量为30%,氢氧化钠加入量为20%和焙烧时间30min。此条件下,稀土精矿的分解率达到97.7%。对浮选精矿钙化焙烧后的人造矿物进行了 XRD,SEM-EDS和激光粒度分析。结果表明,钙化焙烧浮选精矿主要生成稀土氧化物,氟化钙和氟磷酸钙等三种人造矿物,焙烧后的人造矿物粒度相比焙烧前的精矿基本上没有变化。用浮选药剂调节稀土氧化物与氟化钙、氟磷酸钙等的可浮性,有可能将焙烧精矿中的这三种人造矿物分选出来。浮选精矿钙化焙烧分解生成了 REO（稀土氧化物）、CaF2（人造萤石）和Ca5F（P04）3（人造氟磷灰石）等三种主要人造矿物。为了便于研究,并为这三种人造矿物的浮选分离提供科学的理论依据,本文模拟合成了这三种人造单矿物,然后通过大量的浮选试验,分别研究了三种人造矿物在两种捕收剂油酸钠和苯乙烯膦酸（SPA,其化学式为C8H7PO（OH）2）浮选体系下的可浮性,并考查了无机调整剂水玻璃、磷酸三钠和焦磷酸钠,有机小分子调整剂乳酸、酒石酸和柠檬酸及有机高分子化合物玉米淀粉、羧甲基淀粉钠和叔氨基阳离子醚化淀粉等调整剂对三种人造矿物可浮性的影响。试验结果表明,三种人造矿物在油酸钠为捕收剂时都有相似的可浮性,在pH=8～9时的可浮性最佳,其回收率都在90%以上。而在SPA浮选体系中,在整个浮选pH范围内,CaF2和Ca5F（P04）3基本不上浮,其最大回收率只有20%,但REO在pH=5左右时具有良好的可浮性,其回收率可以达到90%以上。在本文选择的具有代表性的三类抑制剂中,只有焦磷酸钠和柠檬酸对这三种人造矿物有较强的抑制作用。在单矿物浮选条件实验的基础上,对模拟焙烧混合矿物进行了浮选分离实验,其结果与单矿物浮选规律基本一致。通过浮选溶液化学、表面动电位测试、红外光谱以及X射线光电子能谱（XPS）分析等现代分析测试技术对捕收剂、有机抑制剂和无机抑制剂等作用后的三种人造矿物的浮选机理进行了研究。结果表明:在油酸钠浮选体系中,油酸钠的捕收作用主要是通过在人造矿物表面形成油酸盐沉淀而使矿物疏水易浮的,人造矿物与油酸钠发生了化学吸附。在SPA浮选体系中,当2.0<pH<7.0时,C8H7PO（OH）（O-）占优势,而此时REO表面带正电荷,会和SPA离子发生静电的物理吸附作用。pH>7.0时,C8H7PO32-占优势,而此时REO表面带负电荷,由于要克服它们之间的静电排斥作用,而导致REO与SPA离子不会发生吸附作用。在抑制剂体系中,焦磷酸钠在溶液中与人造矿物表面的金属离子发生化学吸附而形成亲永的螯合物导致矿物受到抑制。柠檬酸在溶液中与人造矿物表面的金属离子发生化学吸附而形成亲水的螯合物导致矿物受到抑制。
郑强[7]（2017）在《综合回收白云鄂博弱磁尾矿中铁、稀土、氟和磷的研究》文中研究说明白云鄂博矿是世界上罕见的铁、稀土、铌等元素共生的大型多金属矿床,由于其具有元素和矿物组成多、品位低、有用矿物粒度细、矿石种类繁杂等特点,给矿物的分离、提取带来了很多困难。目前工业上应用“弱磁—强磁—浮选”的选矿工艺,资源回收率不高。因此,开发研究综合回收利用白云鄂博资源的新工艺对我国的稀土工业具有重要的意义。本文以白云鄂博弱磁尾矿为原料,构思了一个从白云鄂博弱磁尾矿中回收铁、稀土、氟和磷的选冶联合新流程,并对选冶联合流程的工艺条件和反应机理进行了研究。采用X射线衍射、扫描电子显微镜、矿物解离分析仪、激光粒度分布仪和电子探针等检测技术,研究了白云鄂博弱磁尾矿的工艺矿物学特征。结果表明:白云鄂博弱磁尾矿矿物粒度较细,小于75 μm的矿物颗粒占90.75%;主要回收矿物中,赤铁矿的颗粒全部在10 μμm以上,98.61%的氟碳铈矿颗粒粒度大于10 μμm,95.62%的独居石颗粒粒度大于10 μm,99.92%的萤石颗粒粒径在10 μm以上,磷灰石颗粒粒度都分布在10 μm以上的易选粒径范围;有价元素品位较低,其中铁（TFe）、稀土（REO）、氟（F）和磷（P205）含量分别为14.38%、9.60%、12.57%和3.53%;铁主要赋存于赤铁矿中,稀土主要赋存在氟碳铈矿和独居石中,氟主要赋存在萤石和氟碳铈矿中,磷主要赋存在磷灰石和独居石中;脉石矿物较多,主要脉石矿物有钠辉石、钠闪石、石英、重晶石、白云石和云母类矿物等。根据尾矿工艺矿物学性质,提出了“重选—浮选—一步法焙烧—弱磁选—盐酸浸出”的选冶联合流程。重选实验结果表明:97.77%的稀土和93.39%的铁可以选入重选精矿中,77.21%的氟和59.99%的磷选入重选尾矿中;重选尾矿浮选回收萤石结果表明:通过“一粗二精”的闭路实验,可得到品位（CaF2）为81.86%、作业回收率为92.68%的萤石精矿;浮选萤石后的尾矿用于浮选回收磷灰石,通过“一粗一精一扫”的闭路实验,可以得到品位（以Ca5（P04）3F计）为54.38%、作业回收率为93.61%的磷灰石精矿。采用同步热分析技术和X射线衍射技术研究了一步法焙烧重选精矿过程中所发生的化学反应,并进行热力学分析。结果表明:赤铁矿还原为磁铁矿的反应和稀土矿物分解反应在650℃均可发生。通过单因素实验,得到了一步法焙烧的优化工艺条件:焙烧温度650℃:,焙烧时间60min,煤加入量4%,Ca（OH）2加入量6%,NaOH加入量2%。在该优化工艺条件下,稀土浸出率可以达到93.14%,赤铁矿还原率可达到2.31。将优化条件下的焙烧矿进行弱磁选实验,通过阶段磨矿,一次粗选（200mT）和一次精选（100 mT）,得到了全铁品位为72.35%、全铁回收率为86.28%的磁选精矿;98.86%的稀土富集到磁选尾矿中,磁选尾矿中稀土品位提高到24.30%。采用扫描电子显微镜和X射线衍射技术研究了一步法焙烧过程中赤铁矿还原、氟碳铈矿和独居石分解的反应机理,结果表明:赤铁矿、氟碳铈矿和独居颗粒均按照由外及内的顺序逐渐反应;物相变化规律分别为:Fe2O3→Fe3O4,REFCO3→REOF+REO+CaF2→REO+CaF2,REPO4→Ca3（PO4）2+REO→REO+Ca5（PO4）3F。利用未反应核模型研究了一步法焙烧过程赤铁矿还原和稀土矿分解的反应动力学,发现赤铁矿还原和稀土矿分解的动力学模型均可用未反应核模型进行表征,赤铁矿还原反应速度受化学反应控制,表观活化能为48.22 kJ·mol-1;稀土矿分解反应速度受固体产物层扩散控制,表观活化能为 13.80kJ·mol-1。研究了盐酸—柠檬酸混合酸从弱磁选尾矿中浸出磷灰石和酸浸液碱化回收磷的工艺条件,得到了磷浸出的优化工艺条件:盐酸浓度为0.50 mol·L-1、柠檬酸浓度0.05 mol·L-1浸出温度40℃、液固比10:1、搅拌速度200r·min-1、浸出时间50min,在此条件下,磷的浸出率为97.36%;碱化回收磷的优化工艺条件:pH值为9.5、温度20℃、时间30 min,在此条件下,磷的回收率可以达到98.55%。研究了盐酸从浸磷渣中回收稀土的工艺条件,结果表明:在盐酸浓度为3.50 mol·L-1、浸出温度为50℃、浸出时间70 min、液固比10:1、搅拌速度200 r·min-1的条件下,稀土的浸出率可以达到97.42%。研究了白云鄂博弱磁尾矿中有价元素在选冶联合流程的分布,结果表明:全铁的总回收率为80.57%,稀土的总回收率为91.04%,氟的总回收率为71.59%,磷的总回收率为91.83%。同时对铌、钪和钍进行了追踪,发现79.63%的铌（Nb2O5）、50.48%的钪（Sc2O3）和81.44%的钍（ThO2）在稀土浸渣中得到富集。选冶联合流程兼顾了铁、稀土、氟和磷的回收,同时使铌、钪和钍富集到稀土浸渣中,为进一步提取回收铌、钪和钍提供原料。综上所述,本文研究的综合回收白云鄂博弱磁尾矿中铁、稀土、氟和磷的选冶联合新流程可以满足白云鄂博资源综合回收利用的目标,为白云鄂博资源综合回收利用提供一定的技术条件。
李梅,耿彦华,张栋梁,高凯,李健飞,乔晓明[8]（2016）在《Na2CO3-NaOH焙烧高品位混合型稀土精矿的研究》文中研究指明以包头混合型稀土精矿为原料,运用差热分析、X射线衍射分析技术及化学分析等手段,研究了Na2CO3-NaOH体系下焙烧温度、焙烧时间、Na2CO3加入量、NaOH加入量对稀土浸出率的影响。结果表明:在焙烧温度为500℃,焙烧时间为90 min,Na2CO3加入量为20%（质量分数）,NaOH加入量为16%（质量分数）的条件下,稀土浸出率达到了99%以上。
刘江[9]（2015）在《包头混合稀土矿钙化转型高效提取稀土的研究》文中认为稀土是我国的特色资源,我国稀土资源具有储量大、品种全、品位高等优点。随着稀土及其合金在军事、能源、信息、生物等多领域的应用,稀土元素的高效提取方法越来越受到各界广泛的关注。包头稀土混合矿是具有重要工业价值的稀土矿物,工业上主要采用传统的浓硫酸焙烧分解法和氢氧化钠碱分解法提取稀土,但由于在生产过程含氟和硫的废气难以回收以及大量的废水难以处理,对环境造成污染,而发生受到严重的限制。本文针对该类矿物的特点以及传统生产方法存在的问题,提出了采用“钙化转型-酸浸”的全湿法生产新思路,采用均相反应器对钙化过程进行机械强化,实现钙化固氟及包头混合矿中有价稀土元素的高效、清洁提取。本文通过对包头稀土混合矿的机械化学钙化转型的研究,得出以下结论:（1）根据本实验所用混合稀土精矿的粒径以及均相反应器中钢球的运动理论分析,计算得到最佳配球个数比为:4mm:5mm:6mm:1 Omm:12mm=2:3:4:3:2。（2）由于稀土精矿为多种稀土元素的混合矿,其热力学数据难以详细的计算,因此,本文以铈元素为代表采用25℃条件下矿中部分组分的热力学溶解平衡常数对钙化转型进行了简单的热力学分析,画出Ce-F-CO32-H2O体系、Ca-F-H20体系热力学平衡优势区图。（3）机械化学钙化转型最适宜的工艺条件为:球料比80:1,氢氧化钠加入量35%,氧化钙加入量20%,温度250℃,时间4h,液固比5:1,此条件下稀土的浸出率为:Ce为86.93%,La 为 97.85%,Nd 为 99.96%,稀土总浸出率为 92.16%。（4）在最优的钙化转型条件下,钙化转型过程中氟的损失率为8.17%,磷几乎不损失。（5）对钙化渣以及酸浸渣进行XRD物相、SEM表观形貌分析,研究了钙化转型过程中混合稀土精矿中各组元的转型机理。结果发现,经过钙化转型的稀土矿,氟碳铈和独居石均发生分解,稀土以氢氧化物的形式存在,有利于酸浸提取;而氟则以萤石的形式存在,在酸浸过程中仍然能稳定存在,进而达到固氟的效果;磷随着独居石的分解,进一步与钙结合生成偏磷酸钙。
张丽[10]（2013）在《包头稀土矿碳酸钠焙烧过程铈（Ⅳ）、氟、磷的相互作用及萃取机理研究》文中进行了进一步梳理包头混合稀土矿在稀土资源中占据着重要的地位，研究包头稀土资源的清洁冶金技术，已经成为我国稀土资源有效利用和环境保护的重要课题。离子液体具有稳定性好、绿色和性质可调等优点，在金属分离领域具有广泛的应用。本论文围绕包头混合稀土矿的碳酸钠焙烧-硫酸浸出工艺和离子液体在稀土溶剂萃取中的应用进行了相关的研究，具体研究内容如下：1.包头混合稀土精矿的碳酸钠焙烧-硫酸浸出工艺过程中三价铈被氧化成四价，该工艺能够得到高的铈氧化率，可选择性地与稀土（Ⅲ）进行分离，节约成本。论文中对影响铈的氧化率的因素进行了详细的研究，如焙烧时间、碳酸钠加入量、焙烧温度以及在碳酸钠焙烧的基础上添加助剂等。另外，实验还对水洗过程中，氟、磷的除去情况及其对酸浸过程中稀土、铈（Ⅳ）和钍的提取率的影响进行了详细的研究。研究结果表明，氟、磷量对于铈（Ⅳ）和稀土的浸出有重要的影响。2.包头混合稀土矿的碳酸钠焙烧-硫酸浸出液是含铈、氟、磷、硫等的混合体系，在该复杂体系中萃取Ce（Ⅳ）存在着很多的问题，限制了该工艺的工业化，因此研究在H2SO4/HF体系和H2SO4/H3PO4体系中铈（Ⅳ）的萃取具有重要的意义。本实验预先模拟了处理独居石及独居石和氟碳铈矿的混合矿得到的含Ce（Ⅳ）的硫磷混酸体系，采用双功能离子液体萃取剂[A336][C272]、[A336][P507]、[A336][P204]在硫磷混酸体系中萃取Ce（Ⅳ），考察了硫酸浓度、萃取剂浓度、盐析剂浓度等因素对萃取的影响，得到了该实验条件下可能的萃取机理，并且跟Cyanex923、TBP等萃取剂做了对照实验。温度实验表明该萃取反应为放热反应。实验中对萃取Ce（Ⅳ）、Ce（Ⅲ）、Th（Ⅳ）做了对比实验，结果表明在该体系中可以选择性地萃取分离Ce（Ⅳ）。在用H2O2还原反萃负载有机相的过程中得到磷酸铈纳米材料，采用XRD、SEM及荧光光谱法对制备的样品进行了表征。
二、氧化钙分解人造独居石的反应机理（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、氧化钙分解人造独居石的反应机理（论文提纲范文）
（1）氯化镁焙烧分解独居石的反应机理（论文提纲范文）
| 1 实验 |
| 1.1 原料 |
| 1.2 实验方法及分析方法 |
| 2 结果与讨论 |
| 2.1 混合矿的热重分析 |
| 2.2 焙烧矿的XRD分析 |
| 2.2.1 不同焙烧温度下焙烧矿的XRD分析 |
| 2.2.2 不同焙烧时间下焙烧矿XRD分析 |
| 2.2.3 不同矿盐比下焙烧矿XRD分析 |
| 2.3 热力学分析 |
| 2.4 焙烧矿的SEM及EDS分析 |
| 3 结论 |
（2）利用天然矿物制备Fe-Al2O3复合材料及矿物中微量元素对其性能的影响机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 引言 |
| 1 文献综述 |
| 1.1 白云鄂博矿及应用现状 |
| 1.1.1 白云鄂博矿概述 |
| 1.1.2 白云鄂博矿利用 |
| 1.1.3 白云鄂博矿存在问题 |
| 1.2 矿物制备复合材料 |
| 1.2.1 钛铁矿制备复合材料 |
| 1.2.2 铝土矿制备复合材料 |
| 1.2.3 矿物制备复合材料优势 |
| 1.3 复合材料增韧机制及Fe-Al_2O_3复合材料研究进展 |
| 1.3.1 复合材料的增韧机制 |
| 1.3.2 Fe-Al_2O_3复合材料制备研究 |
| 1.3.3 Fe-Al_2O_3复合材料的应用研究 |
| 1.4 本研究复合材料设计原则 |
| 1.5 研究内容及意义 |
| 2 实验原料与方法 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.1.1 化学试剂 |
| 2.1.2 矿物类原料 |
| 2.2 分析方法 |
| 2.2.1 X射线衍射(XRD)分析 |
| 2.2.2 扫描电子显微镜(SEM)及能谱(EDS)分析 |
| 2.2.3 X射线荧光光谱(XRF)分析 |
| 2.2.4 电子背散射衍射(EBSD)分析 |
| 2.2.5 差示扫描量热-热重(DSC-TG)分析 |
| 2.2.6 电子探针(EPMA)分析 |
| 2.2.7 性能测试 |
| 3 还原、烧结过程研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 材料的制备 |
| 3.3 结果与讨论 |
| 3.3.1 热力学计算 |
| 3.3.2 还原过程的研究 |
| 3.3.3 还原温度及还原时间的影响 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 复合材料的合成及强韧化机制的分析 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 材料的制备 |
| 4.2.1 成分设计 |
| 4.2.2 复合材料制备过程 |
| 4.3 结果与讨论 |
| 4.3.1 配碳量对样品结构及性能的影响 |
| 4.3.2 工艺条件对样品结构和性能的影响 |
| 4.3.3 金属颗粒在复合材料中的增韧机制分析 |
| 4.3.4 微量元素对复合材料影响机理分析 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 杂质元素对复合材料结构及性能的影响研究 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 材料的制备 |
| 5.2.1 成分设计 |
| 5.2.2 实验过程 |
| 5.3 结果与讨论 |
| 5.3.1 工艺条件优化实验 |
| 5.3.2 杂质元素对材料性能的影响分析 |
| 5.3.3 杂质元素对复合材料性能影响机理研究 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 稀土元素对Fe-Al_2O_3复合材料结构和性能的影响 |
| 6.1 引言 |
| 6.2 材料的制备 |
| 6.2.1 成分设计 |
| 6.2.2 样品的制备 |
| 6.3 结果与讨论 |
| 6.3.1 稀土添加对Fe-Al_2O_3复合材料物相及微观结构的影响 |
| 6.3.2 稀土添加对复合材料性能的影响 |
| 6.3.3 稀土元素对复合材料断裂模式的影响 |
| 6.3.4 稀土元素对复合材料性能的影响机理分析 |
| 6.3.5 稀土资源利用分析 |
| 6.4 本章小结 |
| 7 结论与展望 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 展望 |
| 7.3 主要创新点 |
| 参考文献 |
| 在学研究成果 |
| 致谢 |
（3）氯化镁焙烧分解磷酸铈的反应机理研究（论文提纲范文）
| 1 实验部分 |
| 1.1 原料和试剂 |
| 1.2 实验方法 |
| 2 结果和讨论 |
| 2.1 混合矿的热重分析 |
| 2.2 焙烧矿的XRD分析 |
| 2.2.1 不同焙烧温度下焙烧矿的XRD分析 |
| 2.2.2 不同焙烧时间下焙烧矿XRD分析 |
| 2.2.3 不同矿盐比下焙烧矿XRD分析 |
| 2.3 焙烧矿的SEM及能谱分析 |
| 3 结论 |
（4）改性硫铝酸盐水泥固化高硼溶液机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 研究背景及意义 |
| 1.1.1 核电站的发展历史 |
| 1.1.2 核电站种类和废液成分 |
| 1.2 现有固化技术研究 |
| 1.3 水泥固化技术及国内外研究现状 |
| 1.3.1 水泥固化 |
| 1.3.2 研究现状 |
| 1.4 硫铝酸盐水泥水化及固化体研究现状 |
| 1.5 各种外加剂改性水泥固化体研究现状 |
| 1.6 研究目标与内容 |
| 1.6.1 研究目标及意义 |
| 1.6.2 研究内容 |
| 第2章 硼溶液延缓硫铝酸盐水泥水化机理研究 |
| 2.1 引言 |
| 2.2 实验原材料 |
| 2.2.1 原材料分析 |
| 2.2.2 溶液制备与试块成型 |
| 2.2.3 测试方法 |
| 2.3 实验配合比设计 |
| 2.4 水化热力学过程研究 |
| 2.5 水化产物与微观结构分析 |
| 2.6 本章小结 |
| 第3章 氢氧化钙对硫铝酸盐水泥在硼溶液中水化过程影响研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 原材料及测试方法 |
| 3.2.1 原材料 |
| 3.2.2 测试方法与试块成型 |
| 3.3 实验配合比设计 |
| 3.4 水化热力学过程研究 |
| 3.5 水化产物与微观结构分析 |
| 3.6 本章小结 |
| 第4章 氢氧化钙提升水泥固化体性能及其机理研究 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 原材料与测试方法 |
| 4.2.1 原材料 |
| 4.2.2 溶液制备与试块成型 |
| 4.2.3 测试方法 |
| 4.3 实验配合比设计 |
| 4.4 力学性能 |
| 4.5 耐久性 |
| 4.6 性能提升机理研究 |
| 4.7 本章小结 |
| 第5章 复合外加剂对水泥固化体性能影响及机理研究 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 原材料与测试方法 |
| 5.2.1 原材料 |
| 5.2.2 测试方法 |
| 5.3 实验配合比设计 |
| 5.4 碳酸钠与氢氧化钙复合影响研究 |
| 5.5 C-LDHs与氢氧化钙复合影响研究 |
| 5.6 偏硅酸钠与氢氧化钙复合影响研究 |
| 5.7 本章小结 |
| 第6章 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（5）GdPO4掺杂羟基磷灰石生物陶瓷材料的制备及性能研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 羟基磷灰石及其研究现状 |
| 1.2.1 羟基磷灰石 |
| 1.2.2 羟基磷灰石性质 |
| 1.2.3 羟基磷灰石制备方法 |
| 1.2.4 羟基磷灰石复合材料研究现状 |
| 1.3 磷酸钆与核磁共振成像 |
| 1.4 本文的研究目的和主要内容 |
| 第2章 实验原料和设备 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.2 实验设备 |
| 2.3 实验方法 |
| 2.3.1 粉体制备 |
| 2.3.2 块材制备 |
| 2.4 性能测试 |
| 2.4.1 热稳定性检测 |
| 2.4.2 物相检测 |
| 2.4.3 显微形貌检测 |
| 2.4.4 力学性能检测 |
| 2.4.5 磁性曲线检测 |
| 2.4.6 核磁共振成像检测 |
| 第3章 溶胶-凝胶法制备GdPO_4 掺杂羟基磷灰石的新工艺研究 |
| 3.1 溶胶-凝胶法的粉末合成工艺研究 |
| 3.2 溶胶-凝胶法的粉末合成工艺的实验步骤研究 |
| 3.2.1 反应物浓度和滴加速度 |
| 3.2.2 反应溶液的pH值 |
| 3.2.3 搅拌 |
| 3.2.4 干燥 |
| 3.2.5 烧结 |
| 3.3 改进溶胶-凝胶法的粉末合成工艺 |
| 3.4 本章小结 |
| 第4章 GdPO_4 掺杂羟基磷灰石生物陶瓷性能分析 |
| 4.1 GdPO_4 掺杂羟基磷灰石生物陶瓷材料的物相组成分析 |
| 4.2 GdPO_4 掺杂羟基磷灰石生物陶瓷材料的显微形貌分析 |
| 4.3 GdPO_4 掺杂羟基磷灰石生物陶瓷材料的力学性能分析 |
| 4.4 GdPO_4 掺杂羟基磷灰石生物陶瓷材料的MRI性能分析 |
| 4.5 本章小结 |
| 第5章 结论 |
| 参考文献 |
| 发表论文和参加科研情况说明 |
| 发表的论文 |
| 参与的科研项目 |
| 致谢 |
（6）从包头弱磁尾矿中回收稀土的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 稀土元素及其性质 |
| 1.2 稀土元素的应用 |
| 1.3 稀土资源及其分布 |
| 1.4 稀土矿物 |
| 1.4.1 独居石 |
| 1.4.2 氟碳铈矿 |
| 1.5 稀土矿的分选 |
| 1.5.1 磁选方法 |
| 1.5.2 浮选方法 |
| 1.6 稀土精矿的处理 |
| 1.6.1 酸法 |
| 1.6.2 碱法 |
| 1.6.3 氯化法 |
| 1.6.4 钙化焙烧法 |
| 1.7 本论文的研究意义及内容 |
| 第2章 实验研究方法 |
| 2.1 设备与仪器 |
| 2.2 实验样品 |
| 2.3 实验试剂 |
| 2.4 研究方法 |
| 2.4.1 单矿物浮选实验 |
| 2.4.2 包头弱磁尾矿粗选实验 |
| 2.4.3 正交实验 |
| 2.4.4 包头弱磁尾矿的开路与闭路实验 |
| 2.4.5 X射线衍射分析 |
| 2.4.6 扫描电镜-能谱分析 |
| 2.4.7 MLA自动矿物分析 |
| 2.4.8 激光粒度分析 |
| 2.4.9 红外光谱分析 |
| 2.4.10 动电位测试 |
| 2.4.11 稀土精矿的矿钙化分解 |
| 2.4.12 热分析实验 |
| 2.4.13 X射线光电子能谱测试 |
| 第3章 包头弱磁尾矿的工艺矿物学研究 |
| 3.1 包头弱磁尾矿化学成分分析 |
| 3.2 包头弱磁尾矿的矿相 |
| 3.2.1 包头弱磁尾矿的XRD分析 |
| 3.2.2 包头弱磁尾矿中主要稀土矿物的SEM-EDS分析 |
| 3.2.3 包头弱磁尾矿的矿物组成及含量 |
| 3.3 包头弱磁尾矿粒度分析 |
| 3.4 包头弱磁尾矿的矿物解离度分析 |
| 3.5 包头弱磁尾矿中主要矿物的选矿特性分析 |
| 3.6 本章小结 |
| 第4章 包头弱磁尾矿中浮选稀土的研究 |
| 4.1 浮选药剂的选择 |
| 4.1.1 捕收剂的选择 |
| 4.1.2 抑制剂的选择 |
| 4.2 H205对稀土的捕收机理分析 |
| 4.2.1 单矿物浮选实验 |
| 4.2.2 浮选溶液化学分析 |
| 4.2.3 动电位分析 |
| 4.2.4 红外光谱分析 |
| 4.3 水玻璃的抑制作用分析 |
| 4.4 粗选条件的研究 |
| 4.4.1 捕收剂用量对稀土矿物浮选的影响 |
| 4.4.2 抑制剂用量对稀土矿物浮选的影响 |
| 4.4.3 浮选pH对稀土浮选的影响 |
| 4.4.4 浮选温度对稀土浮选的影响 |
| 4.4.5 起泡剂添加量对稀土浮选的影响 |
| 4.4.6 浮选机搅拌频率和通气量对稀土浮选的影响 |
| 4.4.7 搅拌时间对稀土浮选的影响 |
| 4.4.8 矿浆浓度对稀土浮选的影响 |
| 4.4.9 浮选时间对稀土矿物浮选的影响 |
| 4.4.10 尾矿粒度对稀土矿物浮选的影响 |
| 4.4.11 粗选正交实验 |
| 4.5 开路实验和闭路实验 |
| 4.5.1 开路实验 |
| 4.5.2 闭路实验 |
| 4.6 本章小结 |
| 第5章 浮选精矿的钙化焙烧分解研究 |
| 5.1 钙化焙烧分解机理研究 |
| 5.1.1 浮选稀土精矿的成分分析 |
| 5.1.2 Ca(OH)_2-NaOH的理论用量计算 |
| 5.1.3 浮选精矿的焙烧分解过程研究 |
| 5.2 钙化焙烧分解工艺条件研究 |
| 5.2.1 Ca(OH)_2加入量对精矿分解的影响 |
| 5.2.2 NaOH加入量对分解的影响 |
| 5.2.3 焙烧温度的影响 |
| 5.2.4 焙烧时间的影响 |
| 5.2.5 钙化焙烧分解正交实验 |
| 5.3 钙化焙烧后人造矿物选矿工艺学分析 |
| 5.3.1 焙烧矿的XRD分析 |
| 5.3.2 浮选精矿钙化焙烧后的扫描电镜-能谱分析 |
| 5.3.3 焙烧精矿的粒度分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 浮选药剂体系中三种人造矿物的浮选行为研究 |
| 6.1 三种人造单矿物的合成与基本可浮性的分析 |
| 6.1.1 三种单矿物的合成 |
| 6.1.2 三种人造矿物的基本可浮性分析 |
| 6.2 浮选分离三种人造矿物的药剂选择 |
| 6.2.1 捕收剂选择 |
| 6.2.2 抑制剂选择 |
| 6.3 油酸钠为捕收剂时三种人造矿物的可浮性 |
| 6.3.1 油酸钠用量实验 |
| 6.3.2 pH对三种人造矿物的可浮性的影响 |
| 6.3.3 无机抑制剂对三种人造矿物的可浮性的影响 |
| 6.3.4 有机小分子抑制剂对三种人造矿物的可浮性的影响 |
| 6.3.5 有机高分子抑制剂对三种人造矿物的可浮性的影响 |
| 6.4 苯乙烯膦酸为捕收剂时三种人造矿物的可浮性研究 |
| 6.4.1 苯乙烯膦酸用量实验 |
| 6.4.2 pH对三种人造矿物的可浮性的影响 |
| 6.4.3 无机抑制剂对人造矿物的可浮性的影响 |
| 6.4.4 有机小分子抑制剂对人造矿物的可浮性的影响 |
| 6.4.5 有机高分子抑制剂对人造矿物的可浮性的影响 |
| 6.5 混合矿物浮选验证实验 |
| 6.6 本章小结 |
| 第7章 三种人造矿物浮选机理研究 |
| 7.1 捕收剂作用机理 |
| 7.1.1 油酸钠作用机理分析 |
| 7.1.2 苯乙烯膦酸作用机理分析 |
| 7.2 抑制剂作用机理分析 |
| 7.2.1 无机抑制剂作用机理分析 |
| 7.2.2 有机抑制剂作用机理分析 |
| 7.3 本章小结 |
| 第8章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读博士期间参与的科研项目与发表的相关论文 |
（7）综合回收白云鄂博弱磁尾矿中铁、稀土、氟和磷的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 白云鄂博矿资源概况 |
| 1.2 稀土资源概况 |
| 1.2.1 稀土矿物 |
| 1.2.2 世界稀土资源 |
| 1.2.3 我国稀土资源 |
| 1.3 白云鄂博矿利用 |
| 1.3.1 白云鄂博矿选矿工艺 |
| 1.3.2 白云鄂博尾矿的利用 |
| 1.3.3 白云鄂博稀土矿物的冶炼 |
| 1.4 白云鄂博矿开发存在的问题 |
| 1.5 研究目的及意义 |
| 1.6 主要研究内容 |
| 1.6.1 主要研究内容 |
| 1.6.2 技术路线 |
| 第2章 白云鄂博弱磁尾矿工艺矿物学研究 |
| 2.1 引言 |
| 2.2 测试方法 |
| 2.2.1 X射线衍射技术 |
| 2.2.2 扫描电子显微镜 |
| 2.2.3 自动矿物解离分析技术 |
| 2.2.4 激光粒度分析 |
| 2.2.5 电子探针分析 |
| 2.3 白云鄂博弱磁尾矿的组成 |
| 2.3.1 化学组成 |
| 2.3.2 矿物组成 |
| 2.4 主要矿物的特征及嵌布关系 |
| 2.4.1 粒度分析 |
| 2.4.2 主要元素的赋存状态 |
| 2.4.3 主要矿物的嵌布关系 |
| 2.5 选冶联合流程的提出 |
| 2.6 本章小结 |
| 第3章 重选—浮选回收萤石和磷灰石的研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 实验原料与方法 |
| 3.2.1 实验原料 |
| 3.2.2 测试方法 |
| 3.2.3 实验试剂及设备 |
| 3.2.4 实验过程 |
| 3.3 重选实验 |
| 3.3.1 -0.038 mm粒级摇床分选实验 |
| 3.3.2 +0.038 mm粒级摇床分选实验 |
| 3.4 浮选萤石 |
| 3.4.1 单矿物浮选行为研究 |
| 3.4.2 重选尾矿中浮选萤石的工艺研究 |
| 3.5 浮选磷灰石 |
| 3.5.1 粗选实验研究 |
| 3.5.2 开路实验 |
| 3.5.3 闭路实验 |
| 3.6 本章小结 |
| 第4章 一步法焙烧及弱磁选铁的研究 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 实验原料与方法 |
| 4.2.1 实验原料 |
| 4.2.2 分析测试方法 |
| 4.2.3 实验过程 |
| 4.2.4 工艺评价指标 |
| 4.3 一步法焙烧热力学研究 |
| 4.3.1 一步法焙烧反应研究 |
| 4.3.2 一步法焙烧热力学分析 |
| 4.4 一步法焙烧工艺条件研究 |
| 4.4.1 焙烧温度的影响 |
| 4.4.2 焙烧时间的影响 |
| 4.4.3 煤量的影响 |
| 4.4.4 Ca(OH)_2加入量的影响 |
| 4.4.5 NaOH加入量的影响 |
| 4.4.6 优化条件实验 |
| 4.5 一步法焙烧机理研究 |
| 4.5.1 一步法焙烧过程中物相变化规律 |
| 4.5.2 一步法焙烧过程中矿相重构规律 |
| 4.5.3 一步法焙烧过程中赤铁矿还原动力学机理研究 |
| 4.5.4 一步法焙烧过程中稀土矿物分解动力学机理研究 |
| 4.6 焙烧产物弱磁选实验研究 |
| 4.6.1 弱磁粗选实验 |
| 4.6.2 弱磁精选实验 |
| 4.6.3 弱磁选优化条件实验 |
| 4.7 本章小结 |
| 第5章 回收磷和稀土的研究 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 实验原料与方法 |
| 5.2.1 实验原料 |
| 5.2.2 实验仪器 |
| 5.2.3 分析方法 |
| 5.3 实验过程 |
| 5.3.1 磷的酸浸实验 |
| 5.3.2 稀土的酸浸实验 |
| 5.4 磷的酸浸及回收研究 |
| 5.4.1 柠檬酸的作用 |
| 5.4.2 磷的酸浸工艺条件研究 |
| 5.4.3 碱化回收磷的研究 |
| 5.5 酸浸回收稀土的研究 |
| 5.5.1 盐酸浓度的影响 |
| 5.5.2 浸出时间的影响 |
| 5.5.3 液固比的影响 |
| 5.5.4 浸出温度的影响 |
| 5.5.5 搅拌速度的影响 |
| 5.5.6 优化工艺条件综合分析 |
| 5.6 本章小结 |
| 第6章 白云鄂博弱磁尾矿中有价元素在选冶联合流程的分布 |
| 6.1 选冶联合流程中主要元素的分布 |
| 6.2 选冶联合流程中铌、钪和钍的分布 |
| 6.2.1 铌、钪和钍在选冶联合流程的分布 |
| 6.2.2 铌、钪和钍的赋存状态 |
| 6.3 与现行工艺对比 |
| 6.4 本章小结 |
| 第7章 结论 |
| 参考文献 |
| 攻读博士学位期间取得的学术成果 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
（8）Na2CO3-NaOH焙烧高品位混合型稀土精矿的研究（论文提纲范文）
| 1 实验 |
| 1. 1 原料 |
| 1. 2 仪器 |
| 1. 3 试验步骤 |
| 2 结果与讨论 |
| 2. 1 混合稀土精矿热分解过程 |
| 2. 2 焙烧温度对浸出率的影响 |
| 2. 3 焙烧时间的影响 |
| 2. 4 Na2CO3加入量对浸出率的影响 |
| 2. 5 Na OH加入量对浸出率的影响 |
| 2. 6 焙烧条件的优化分析 |
| 3 结论 |
（9）包头混合稀土矿钙化转型高效提取稀土的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 稀土元素 |
| 1.2 稀土矿物的分布及种类 |
| 1.3 稀土的应用 |
| 1.3.1 稀土在冶金工业中的应用 |
| 1.3.2 稀土在石油化工中的应用 |
| 1.3.3 稀土在玻璃陶瓷中的应用 |
| 1.3.4 稀土在军事上的应用 |
| 1.3.5 稀土在材料上的应用 |
| 1.4 包头混合矿的分解工艺 |
| 1.4.1 浓硫酸分解法 |
| 1.4.2 氢氧化钠分解法 |
| 1.4.3 碳酸钠焙烧分解法 |
| 1.4.4 氧化钙分解法 |
| 1.4.5 氯化铵分解法 |
| 1.5 课题的提出及主要研究内容 |
| 第2章 实验研究方法 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.1.1 包头混合型稀土精矿 |
| 2.1.2 实验药品 |
| 2.2 实验研究方法 |
| 2.2.1 实验仪器及分析设备 |
| 2.2.2 试验流程 |
| 2.3 分析方法 |
| 2.3.1 XRD检测物相 |
| 2.3.2 稀土含量的测定 |
| 2.3.3 氟含量的测定 |
| 2.3.4 磷含量的测定 |
| 2.3.5 SEM表观形貌检测 |
| 2.4 包头矿中氟碳铈矿和独居石含量的测定 |
| 第3章 机械化学钙化转型过程的研究 |
| 3.1 均相反应搅拌器的工作原理及理论分析 |
| 3.1.1 均相反应搅拌器的工作原理 |
| 3.1.2 钢球的工作状况分析 |
| 3.1.3 钢球的运动理论分析 |
| 3.1.4 均相反应器的配球方案 |
| 3.2 机械化学钙化过程的影响因素研究 |
| 3.2.1 球料比对钙化转型效果的影响 |
| 3.2.2 氢氧化钠加入量对钙化转型效果的影响 |
| 3.2.3 氧化钙加入量对钙化转型效果的影响 |
| 3.2.4 钙化温度对钙化转型效果的影响 |
| 3.2.5 钙化时间对钙化转型效果的影响 |
| 3.2.6 液固比对钙化转型效果的影响 |
| 3.3 本章小结 |
| 第4章 机械化学钙化对矿相转变的影响 |
| 4.1 稀土热力学 |
| 4.2 球料比对钙化转型过程中矿相转变的影响 |
| 4.2.1 对钙化渣和酸浸渣的XRD分析 |
| 4.2.2 对钙化渣和酸浸渣的SEM分析 |
| 4.3 氢氧化钠加入量对钙化转型中矿相转变的影响 |
| 4.3.1 对钙化渣和酸浸渣的XRD分析 |
| 4.3.2 对钙化渣和酸浸渣的SEM分析 |
| 4.4 氧化钙加入量对钙化转型过程中矿相转变的影响 |
| 4.4.1 对钙化渣和酸浸渣的XRD分析 |
| 4.4.2 对钙化渣的SEM分析 |
| 4.5 钙化温度对钙化转型过程中矿相转变的影响 |
| 4.5.1 钙化渣和酸浸渣的XRD分析 |
| 4.5.2 钙化渣和酸浸渣的SEM分析 |
| 4.6 钙化时间对钙化转型过程中矿相转变的影响 |
| 4.6.1 对钙化渣和酸浸渣的XRD分析 |
| 4.6.2 对钙化渣和酸浸渣的SEM分析 |
| 4.7 液固比对钙化转型过程中矿相转变的影响 |
| 4.7.1 对钙化渣和酸浸渣的XRD分析 |
| 4.7.2 对钙化渣和酸浸渣的SEM分析 |
| 4.8 本章小结 |
| 第5章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
（10）包头稀土矿碳酸钠焙烧过程铈（Ⅳ）、氟、磷的相互作用及萃取机理研究（论文提纲范文）
| 中文摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 稀土湿法冶金 |
| 1.2.1 稀土资源概况 |
| 1.2.2 稀土矿的分解方法 |
| 1.2.3 包头混合型稀土矿的分解 |
| 1.3 稀土的溶剂萃取 |
| 1.4 离子液体 |
| 1.4.1 离子液体简介 |
| 1.4.2 离子液体在萃取分离中的应用 |
| 1.5 本论文研究的主要内容与意义 |
| 参考文献 |
| 第二章 包头混合稀土矿碳酸钠焙烧-硫酸浸出工艺的研究 |
| 2.1 引言 |
| 2.2 实验部分 |
| 2.2.1 试剂及仪器 |
| 2.2.2 实验与分析方法 |
| 2.3 结果与讨论 |
| 2.3.1 焙烧时间对铈氧化率的影响 |
| 2.3.2 碳酸钠的添加量对铈氧化率的影响 |
| 2.3.3 焙烧温度对铈氧化率的影响 |
| 2.3.4 反应助剂 NaCl、CaO 的添加对铈的氧化率的影响 |
| 2.3.5 水洗过程对硫酸浸出过程的影响 |
| 2.3.6 直接浸出渣和水洗后浸出渣的物相组成分析 |
| 2.4 小结 |
| 参考文献 |
| 第三章 双功能离子液体萃取剂硫磷混酸体系中萃取铈(Ⅳ)的研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 实验部分 |
| 3.2.1 试剂及仪器 |
| 3.2.2 实验与分析方法 |
| 3.3 结果与讨论 |
| 3.3.1 [A336][P507]、[A336][P_2O_4]萃取 H_2SO_4、H_3PO_4实验 |
| 3.3.2 NaH_2PO_4浓度对 Ce(Ⅳ)萃取的影响 |
| 3.3.3 H_2SO_4浓度对 Ce(Ⅳ)萃取的影响 |
| 3.3.4 萃取机理的研究 |
| 3.3.5 硫磷混酸体系中不同萃取剂萃取 Ce(Ⅳ)的对照实验. |
| 3.3.6 硫磷混酸体系中萃取 Ce(Ⅲ)、Ce(Ⅳ)、Th(Ⅳ)的对比 |
| 3.3.7 温度对萃取 Ce(Ⅳ)的影响 |
| 3.3.8 反萃实验 |
| 3.3.9 [P]_(o)/[Ce(Ⅳ)]_(o)的测定 |
| 3.3.10 CePO_4纳米材料的制备与表征 |
| 3.4 小结 |
| 参考文献 |
| 作者简介及在学期间所得的科研成果 |
| 致谢 |
四、氧化钙分解人造独居石的反应机理（论文参考文献）
- [1]氯化镁焙烧分解独居石的反应机理[J]. 马升峰,郭文亮,孟志军,夏郁美,许延辉,黄继民,王荣,郑淇元. 中国有色金属学报, 2021(05)
- [2]利用天然矿物制备Fe-Al2O3复合材料及矿物中微量元素对其性能的影响机理研究[D]. 陈宇昕. 内蒙古科技大学, 2020(05)
- [3]氯化镁焙烧分解磷酸铈的反应机理研究[J]. 许延辉,马升峰,郭文亮,刘铃声,关卫华,王荣,黄继民. 稀土, 2019(05)
- [4]改性硫铝酸盐水泥固化高硼溶液机理研究[D]. 凌轩. 武汉理工大学, 2019(07)
- [5]GdPO4掺杂羟基磷灰石生物陶瓷材料的制备及性能研究[D]. 张成龙. 天津大学, 2018(06)
- [6]从包头弱磁尾矿中回收稀土的研究[D]. 杨治仁. 东北大学, 2017(01)
- [7]综合回收白云鄂博弱磁尾矿中铁、稀土、氟和磷的研究[D]. 郑强. 东北大学, 2017(01)
- [8]Na2CO3-NaOH焙烧高品位混合型稀土精矿的研究[J]. 李梅,耿彦华,张栋梁,高凯,李健飞,乔晓明. 中国稀土学报, 2016(01)
- [9]包头混合稀土矿钙化转型高效提取稀土的研究[D]. 刘江. 东北大学, 2015(12)
- [10]包头稀土矿碳酸钠焙烧过程铈（Ⅳ）、氟、磷的相互作用及萃取机理研究[D]. 张丽. 吉林大学, 2013(09)