一、含钒石煤钠化焙烧的研究（论文文献综述）
韩诗华[1]（2014）在《高钙型含钒石煤焙烧过程的矿相变化和钒的分配规律研究》文中研究指明钒以其众多优异的物理化学性能，用途十分广泛，有“金属维生素”之称。石煤在我国的储量巨大，是一种重要的含钒资源。其中高钙型含钒石煤的水浸提钒难度较大，是目前尚待解决的技术难题。现有关石煤焙烧的研究大多只关注焙烧添加剂种类和焙烧工艺参数等外因对钒浸出率的影响，而对于内因和焙烧过程的机理缺乏深入的研究。本文对湖北某高钙型含钒石煤进行钠化焙烧研究，分析钒的水浸率特征及原因，研究不同存在形式的钙对钠化焙烧过程的影响，揭示高钙型含钒石煤钠化焙烧过程的相变机理。进一步研究其它主要化学成分对钠化焙烧过程的矿相变化和钒的分配规律的影响，在此基础上分析焙烧后钒的赋存状态，分析未能回收的钒存在于何种矿物及形成的原因。最后对焙烧过程的实质进行了探讨。主要结论如下：（1）对于该石煤，氯化钠添加量为10%，焙烧温度为850℃，焙烧时间为2h，钒的水浸率只有14.28%，总浸率为69.14%。先进行5%的盐酸除钙后焙烧，钒的水浸率可达47.54%，总浸率为66.16%。对于高钙型含钒石煤，采用盐酸除钙–钠化焙烧工艺，可以显着提高钒的水浸率，降低最佳焙烧温度。（2）导致该石煤钠化焙烧水浸率低的主要原因是原矿中CaO含量高。当氯化钠添加量为04%时，随着氯化钠添加量的增加，云母类矿物不断向长石转化，钙长石的含量不断增加，钒的水浸率随着氯化钠的增加而增加；当氯化钠添加量超过4%时，钙长石向钠长石转变，同时游离氧化钙增加，生成更多的钒酸钙，钒的水浸率反而降低。（3）不同形式的钙对钒水浸率的不利影响由大到小的顺序为：CaCO3（CaO）> CaSiO3> CaSO4。对于高钙型含钒石煤，在焙烧过程中可控制焙烧条件使碳酸钙和氧化钙生成活性小、熔点高的CaSO4，使钙得到固定，抑制不溶性钒酸盐的生成，提高钒的水浸率。（4）过量的SiO2在焙烧样中以石英的形式存在，不会导致钒的水浸率和总浸率降低及烧结现象，对钠化焙烧过程没有不利影响。Fe2O3在焙烧样中以赤铁矿的形式存在，对钠化焙烧过程没有不利影响。加入少量的MgO在焙烧样中以顽火辉石的形式存在，加入大量的MgO则以镁橄榄石的形式存在，对钠化焙烧过程没有不利影响。Al2O3在焙烧样中以镁铝尖晶石和刚玉的形式存在，加入大量的Al2O3还会生成方钠石。Al2O3会与钒形成不溶于水的化合物AlVO4，从而造成钒的水浸率降低。KCl使钾钠长石向透长石转化，但并没有表现出明显的活化作用。（5）在焙烧样中，钒除了形成钒酸钠和钒酸钙以外，钒还以Ca5（VO4）3Cl的形式和磷灰石Ca5（PO4）3Cl共生。在云母颗粒的内部，由于SiO2不足而生成霞石，从而导致大约30%未能回收的钒大部分存在于霞石中，另外少部分钒存在于被石英包裹的钒酸钠和白云母中。（6）对于含钒石煤钠化焙烧过程，影响钒水浸率的最主要化学成分是CaO，影响钒总浸率的最主要化学成分是Al2O3。（7）石煤提钒钠化焙烧过程的本质是矿相变化和钒在各矿物间的重新分配。焙烧的目的是钒的氧化和转化。石煤提钒钠化焙烧过程可通过矿物组成、钒的赋存状态和钒的价态分布这三个角度来综合研究。
韩诗华,张一敏,包申旭[2]（2013）在《高钙对含钒石煤钠化焙烧过程的影响》文中认为对湖北某高钙型含钒石煤进行钠化焙烧-水浸-稀酸浸提钒研究,当氯化钠添加量为10%,850℃下焙烧2 h,钒的水浸率很低,仅为14.28%,总浸率为69.14%。为提高水浸率,研究除钙和固钙后再焙烧提钒。将脱碳样先用5%（体积分数）的盐酸除钙和2%（体积分数）的硫酸固钙后,在相同的条件下进行钠化焙烧,水浸率分别达47.54%和35.01%,总浸率分别为66.16%和60.81%。XRD分析表明,盐酸除钙后的样品中石灰的衍射峰消失,从而使得水浸率得到明显的提高,并可降低最佳焙烧温度;硫酸固钙后的样品中石灰的衍射峰消失,同时半水石膏开始出现,CaSO4的生成可以抑制不溶于水的钒酸钙等物质的生成,从而可以小幅度提高水浸率,提高焙烧的烧结温度、减轻物料烧结,但会造成总浸率小幅度降低,且在加入一定量的氯化钠后CaSO4会发生分解,导致水浸率降低。在相同的焙烧条件下,采用盐酸除钙后焙烧比硫酸固钙后焙烧得到的钒的水浸率高。
李昌林,周云峰,费海霞,周向阳,李劼[3]（2012）在《石煤提钒工艺研究及应用现状》文中认为综述了几种从含钒石煤中提取五氧化二钒的工艺流程及其特点,提出了应针对含钒石煤的性质选择相应的工艺流程以获得较好的经济效益和社会效益。
汪大亚[4]（2020）在《含钒石煤中钒预富集分离相关的基础研究》文中认为含钒石煤是我国的一种重要含钒资源,其中的钒储量约占我国钒总储量的87%。然而,含钒石煤中钒的品位低、分布散,难以通过物理分选技术实现钒的有效预富集,获得高品位含钒精矿。因此,现有的石煤提钒技术只能直接对石煤原矿进行处理。这导致单位钒产量的矿物处理量非常巨大,并随之带来了高能耗、高药剂消耗、大量的浸出废液废渣等问题,极大地制约了含钒石煤的开发利用。现有的石煤提钒技术,如钠化焙烧-水浸、钙化焙烧-酸浸、空白焙烧-酸浸等,均是基于氧化焙烧-湿法浸出的原理而设计的。通过氧化焙烧,将类质同象赋存于云母类矿物中的V3+氧化为可溶的V4+和/或V5+。然而,石煤中的C、FeS2等还原性矿物会抑制V3+的氧化,极大地影响钒的浸出率。针对上述问题,论文中提出了一种含钒石煤中钒的物相重构预富集与分离的思路。即利用石煤本身的还原特性,通过还原焙烧改变石煤中钒的赋存状态,将石煤中分散赋存的钒重构为赋存状态统一、且易于分离的含钒富集相。然后,通过物理分离方法将重构的含钒富集相分离,获得高品位含钒精矿。为此,开展了如下研究:（1）采用化学平衡法,在1873 K、氧分压分别为6.9×10-11 atm及1.7×10-9 atm的条件下,测定了CaO-SiO2-VOx系的相平衡关系,构建了不同氧分压时的等温截面图,明晰了氧分压对该体系中钒赋存状态的影响。进而,测定了体系中含钒化合物CaV2O4、CaVO3、V2O3及Ca2Si1-δVδO4（0<δ<0.1）的标准生成吉布斯自由能。这些工作一方面填补了含钒体系的相图和热力学数据空白,同时也为含钒石煤和含钒渣中钒的物相重构富集提供了重要的科学依据。（2）在上述研究的基础上,根据含钒石煤的矿物特性,设计了钒铁尖晶石相Fe3-xVxO4作为含钒石煤中钒的富集相。为此,研究了钒铁尖晶石相Fe3-xVxO4 的磁性,测定了 CaO（15 mass%）-SiO2-Fe,O-V2O3 体系在 1623 K 时的相平衡关系,并构建了该体系的等温截面图。结果表明:钒铁尖晶石相Fe3-xVxO4结构稳定、易于通过磁选分离回收,是一种适合石煤中钒富集和分离的含钒富集相。这些研究结果为含钒资源中可高效富集并分离的含钒富集相的设计提供了科学依据,同时也丰富了含钒氧化物体系的相图数据。（3）采用等温热重分析方法,在不同的实验温度（1273～1473 K）及不同的反应气氛（CO/CO2=0.05～1）下,研究了 Fe2O3及FetO与V2O3粉末反应合成Fe2VO4的动力学规律。结果表明:与FetO相比,Fe2O3与V2O3反应合成Fe2VO4的反应速率更快,转化率更高,说明在还原性的焙烧气氛下,Fe2O3适宜作为含钒石煤中钒的富集载体。此外,实验进一步阐明了 Fe203与V2O3粉末反应合成Fe2VO4的动力学机理,建立了合成反应的动力学模型,获得了活化能及反应级数等重要的动力学参数。这些实验结果为含钒石煤中钒富集条件的优化,提供了重要的参考依据。（4）以上述基础研究为指导,设计了一种含钒石煤中钒预富集与分离的新方法。采用环境友好的Fe203作为含钒石煤中钒的富集载体,利用石煤中的C作为还原剂,通过还原焙烧,将石煤中的钒重构富集为统一的钒铁尖晶石相Fe3-xVxO4,利用钒铁尖晶石相的磁性,通过磁选对含钒富集相进行分离回收,进而获得高品位的含钒精矿。将该方法用于湖北宜昌百果园地区含钒石煤中钒的预富集与分离,最终获得了钒平均品位（以金属钒计）大于12%的含钒精矿,钒回收率大于90%。这说明新方法为含钒石煤的高效绿色利用,提供了新思路,开辟了新途径。
别舒,王兆军,李清海,张衍国[5]（2010）在《石煤提钒钠化焙烧与钙化焙烧工艺研究》文中指出调研了石煤提钒钠化焙烧和钙化焙烧两种工艺的发展现状。高硅低钙含量的石煤宜采用钠化焙烧,高钙含量的石煤宜采用钙化焙烧,两种工艺各有所长。归纳了两种工艺下石煤提钒的最佳焙烧条件,得出最佳焙烧条件分别为:钠化焙烧温度区间800～850℃,焙烧时间2.0～2.5h,磨矿粒度106～180um,氯化钠用量为矿石的10%～20%。钙化焙烧比钠化焙烧要高100℃,温度区间900～950℃,焙烧时间2～3h,磨矿粒度106～180um,石灰用量为矿石的6%～8%。两种焙烧都需要充足的氧化氛围,但钠化焙烧时氧气不宜过多。各最佳焙烧条件之间存在一定耦合关系,在生产实际中,宜针对不同石煤进行特定实验。最后,总结了石煤提钒的主要焙烧设备,其中流化床炉具有较好的发展前景。
张一敏,包申旭,刘涛,黄晶,陈铁军[6]（2015）在《我国石煤提钒研究现状及发展》文中提出综述了近年来我国在石煤选矿富钒、提钒主体工艺（包括焙烧、浸出、浸出液处理等）以及提钒尾渣和废水综合利用等方面开展的研究工作和取得的最新进展,同时展望了今后石煤提钒的发展。
王鑫[7]（2017）在《微生物对低品位含钒石煤的浸出及机理研究》文中提出含钒石煤作为一种重要的钒矿资源,在我国分布广泛且储量丰富。石煤中钒多以类质同象形式赋存于钒云母的晶格中,结构较稳定。传统火法焙烧提钒工艺存在环境污染严重或酸浸过程耗酸量高等问题。基于此,本文以湖北郧西某含钒石煤为研究对象,采用氧化亚铁硫杆菌（At.f）和胶质芽孢杆菌（B.M.）浸提石煤中钒,研究了细菌对钒的浸出工艺条件及不同强化方法对含钒石煤浸出的影响规律。主要研究结果如下:研究获得了At.f对含钒石煤的最佳浸出工艺条件:初始pH值2.0、矿浆浓度为20g/L、接种量10%、初始Fe2+浓度12g/L,30d钒浸出率为47.56%;获得了 B.M.对含钒石煤的最佳浸出工艺条件:pH值6.0、矿浆浓度为20g/L、接种量10%、以蔗糖为碳源,添加量为20g/L,30d钒浸出率为44.31%。在此基础上进行了 B.M.不同诱变方法的研究,发现最佳诱变方法为紫外诱变,诱变菌种的草酸和柠檬酸代谢量分别比诱变前提高了 37.67%和33.01%,钒浸出率提高了 7.86%。研究发现,采用“空白焙烧预处理含钒石煤”强化细菌浸出效果,B.M.和At.f对钒浸出率分别可达92.62%和60.63%,较未采用强化处理工艺,钒浸出率分别提高了 48.31%和13.07%。对含钒石煤进行了热力学、SEM、FTIR及XRD分析,发现有机质、黄铁矿和钒的氧化反应在热力学上均可以自发进行,且钒云母铝氧四面体的结构失稳、基本构成单元发生畸变和垮塌且赋存于残渣态的钒含量降低,是微生物浸钒的主要机制。研究了不同浸出不同工艺,发现含钒石煤原矿及空白焙烧预处理后含钒石煤以及菌种的作用顺序等对钒的浸出率影响较大,钒浸出率大小顺序为:B.M.+At.f（94.27%,原矿焙烧）>B.M.（92.62%,原矿焙烧）>Atf.+R.M.（85.54%,原矿焙烧）>Af.f（60.63%,原矿焙烧）>At.f（47.56%,原矿不焙烧）>B.M.（44.31%,原矿不焙烧）>酸浸（42.37%,原矿焙烧）>水浸（18.36%,原矿焙烧）。At.f浸出过程中,钒云母表面逐渐被黄钾铁矾覆盖而形成钝化层,阻碍了微生物及其代谢产物与钒云母颗粒的作用,影响其对钒的浸出效果。首先采用B.M.进行浸出,而后采用At.f进行浸出,可以避免At.f浸出过程中产生的黄钾铁矾对浸出效果的影响。论文的研究成果对于采用微生物浸出含钒石煤具有重要的指导作用,可为低品位含钒利用提供一定的理论基础和依据。
胡艺博[8]（2019）在《从低品位石煤钒矿中提取五氧化二钒的研究》文中认为石煤是我国独特的、储量最为丰富的钒矿资源,然而,由于其钒品位低、赋存状态复杂等,导致其利用程度很低,大量的资源仍处于待开发状态。现有提钒工艺虽多,特点也各不相同,但普遍存在“污染重、能耗大、作业周期长、回收率低、产品纯度不高”的问题。针对现有提钒工艺所存在的问题,依据石煤钒矿的工艺矿物学特点,本文提出了“低温硫酸化焙烧-水浸-溶剂萃取”的提钒（V2O5）新工艺,并对该工艺开展了系统的试验与机理研究。首先从矿物学角度出发,查明了试样的性质特点:贵州省江口县石煤钒矿V2O5含量很低,仅0.62%,其中的钒多以V（Ⅲ）呈类质同相形式取代Al（Ⅲ）而赋存于云母、伊利石等铝硅酸盐矿物的晶格中,属于低品位难浸出矿石。依据石煤钒矿的工艺矿物学特点,优选采用低温硫酸化焙烧-水浸的工艺,考察了主要因素的影响及内在原因,分析了焙烧过程中的钒价态与主要矿相的变化规律,结果表明:在焙烧粒度-0.074 mm粒级占比60%、硫酸用量20%、焙烧温度250℃的条件下低温硫酸化焙烧2 h,试样中的V（Ⅲ）已基本转化为更高价态的V（Ⅳ）和V（Ⅴ）,含钒铝硅酸盐矿物特征衍射峰明显减弱,晶格得以有效破坏;焙烧熟料在最佳条件下（浸出温度90℃、液固比1.5:1、搅拌速度300 r/min、浸出时间1.5 h）,钒浸出率高达80.32%,指标理想。浸出液的净化富集采用溶剂萃取法,在萃取体系优选和萃前预处理研究的基础上,考察了主要因素对萃取、反萃的影响,结果显示:采用“10%P204+5%TBP+85%磺化煤油”为有机相萃钒,具有选择性好、萃取速度快、萃取率高等优点,在室温、相比O:A=1:4、pH=3.0、萃取时间5 min的条件下进行五级逆流萃取,钒萃取率达96%以上,铁萃取率仅6.77%,获得了很好的萃钒和钒铁分离效果;以硫酸为反萃剂,反萃时分相速度快、界面清晰、反萃率高,在室温、硫酸浓度2.0 mol/L、反萃时间15 min、反萃相比O:A=4:l的条件下进行五级逆流反萃,钒反萃率高达99%以上,而铁反萃率仅4.68%;经萃取-反萃,钒得以有效富集,杂质基本被完全除去,反萃液可直接用于沉钒。同时,对P204萃钒的溶液化学行为进行了分析:为了确保钒的主要存在形式为VO2+并降低Fe3+的水解,应在pH<4.03的范围内,尽量降低H+浓度以获得较高的萃取率,同时平衡与水解钒损之间的关系。反萃液氧化后采用酸性铵盐沉钒法处理,研究了主要因素对沉钒的影响规律、探讨其内在原因,在最佳条件下,结晶出橘红色多钒酸铵沉淀（红饼APV）。红饼经煅烧,获得了高质量的精钒产品,浸出液到精钒产品的回收率高达94.19%。钒总回收率达75.65%,与常规、传统提钒工艺钒总回收率不足60%相比,指标大幅提升。提钒新工艺具有能耗低、作业周期短、回收率高、产品纯度好的优点。同时对焙烧、水浸、净化与富集、沉钒、煅烧过程中产生的粉尘、废气、废渣、废水等污染物的危害、处理和回收方法进行了分析,为石煤钒矿的清洁生产提供依据。
祁存君[9]（2019）在《低品位含钒资源中钒分离的研究》文中指出钒及钒的氧化物是一种重要资源,广泛用于冶金、化工、材料等领域。含钒石煤和钒（钛）磁铁矿是两种最重要的含钒矿物资源,占钒储量的90%以上。目前,含钒石煤直接作为湿法提钒原料,但因其品位低带来能耗高、环境污染严重等问题;钒（钛）磁铁矿作为炼铁原料,无论是否采用造钒渣工艺,最终有很大一部分钒进入钢渣,形成含钒钢渣,由于钒含量低,目前也没有有效的钒回收方法。鉴于此,本研究提出含钒石煤与含钒钢渣联合钒富集的思路,也即通过将酸性含钒石煤与高碱性含钒钢渣高温联合处理,创造合适的物理化学条件使其中的钒形成高品位钒富集相,再通过选矿分离该富集相而获得高品位提钒原料。这不仅减少后续湿法提钒矿物处理量,减少污染,且有利于分离后尾渣的利用。为此,本文先通过热力学分析,设计合适富钒相,最终确定:热力学稳定性高、钒含量高、以及磁性强的钒铁尖晶石相Fe3O4·FeV2O4为钒富集相。基于热力学预测的结果,实验研究了碱度、以及主要氧化物FeO,MgO,Al2O3的含量对于钒铁尖晶石相形成的影响规律。实验结果表明:二元碱度低于1.7时,钒铁尖晶石相可以形成,钒主要集中在钒铁尖晶石相中,磷存在于硅酸二钙相或液相中;FeO含量的增加,有利于钒铁尖晶石相中的形成,但该相中钒品位随之下降;MgO含量的增加,可提高熔渣中FeO的活度,促进尖晶石相生成,但该相中MgO含量也随之增加,降低了钒的品位;当Al2O3含量大于6%时,钒富集相以镁铝尖晶石为主,钒品位低于12%。综合考虑各因素的影响得出钒铁尖晶石相形成合适的物理化学条件:二元碱度R为1.3-1.5,FeO的含量在15%-20%,MgO含量在3%-7%,Al2O3含量低于6%,在此实验条件下（Fe,V,Al）3O4较容易形成,其中V2O3含量高于19.4%。基于合成渣热力学平衡研究结果,进行了含钒钢渣与含钒石煤联合处理实验,结果表明:当温度控制在1350℃,二元碱度R控制在1.5时,钒分离率达到80%以上,所得钒矿物中V2O5含量最高达到5%以上,钒品位提升到原样的的5倍。该研究为含钒石煤与含钒钢渣钒富集与回收提供理论支持与技术指导。
王明玉,王学文[10]（2010）在《石煤提钒浸出过程研究现状与展望》文中进行了进一步梳理介绍了我国钒资源以及石煤的分布情况,指出了石煤提钒的难点和关键,综述了国内主要石煤提钒浸出过程的工艺条件、应用情况及各自的优缺点。空白焙烧-低酸浸出成本低、钒的浸出率高、污染少,但该技术不具有普适性;石煤碱浸出提钒、钙化焙烧提钒及石煤高酸浸出提钒,污染少,都能够获得高钒浸出率,但高的浸出成本,限制了其应用。钠化焙烧提钒普适性强,钒浸出率高,浸出液中钒的提取过程简单,在焙烧过程添加固氯剂后,产生的Cl2和HCl气体能够75%以上被固化下来,可大大降低烟气治理的成本。
二、含钒石煤钠化焙烧的研究（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、含钒石煤钠化焙烧的研究（论文提纲范文）
（1）高钙型含钒石煤焙烧过程的矿相变化和钒的分配规律研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 目录 |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 钒及含钒石煤概述 |
| 1.1.1 钒的物理化学性质及应用 |
| 1.1.2 钒的化合物 |
| 1.1.3 含钒石煤概述 |
| 1.2 石煤提钒焙烧工艺现状 |
| 1.2.1 钠化焙烧 |
| 1.2.2 空白焙烧 |
| 1.2.3 钙化焙烧 |
| 1.2.4 复合添加剂焙烧 |
| 1.3 焙烧机理研究现状 |
| 1.3.1 矿相变化 |
| 1.3.2 钒价态变化 |
| 1.3.3 NaCl 作用机理 |
| 1.3.4 烧结机理 |
| 1.4 高钙型含钒石煤的研究现状及存在问题 |
| 1.5 研究意义、目的及内容 |
| 1.5.1 研究意义及目的 |
| 1.5.2 研究内容 |
| 第2章 试验原料、仪器及研究方法 |
| 2.1 试验原料 |
| 2.1.1 试样制备 |
| 2.1.2 化学组成分析 |
| 2.1.3 矿物组成分析 |
| 2.1.4 钒的赋存状态分析 |
| 2.1.5 钒的价态分析 |
| 2.2 试验药剂及仪器 |
| 2.3 研究方法 |
| 2.3.1 研究方案 |
| 2.3.2 分析测试方法 |
| 2.3.3 试验指标及计算方法 |
| 第3章 高钙型含钒石煤钠化焙烧试验 |
| 3.1 钠化焙烧试验 |
| 3.1.1 氯化钠添加量对钒浸出的影响 |
| 3.1.2 焙烧温度对钒浸出的影响 |
| 3.2 盐酸除钙-钠化焙烧试验 |
| 3.2.1 盐酸体积浓度对钒浸出的影响 |
| 3.2.2 氯化钠添加量对钒浸出的影响 |
| 3.2.3 焙烧温度对钒浸出的影响 |
| 3.3 本章小结 |
| 第4章 钙对含钒石煤钠化焙烧过程的影响 |
| 4.1 碳酸钙对钠化焙烧过程的影响 |
| 4.2 氧化钙对钠化焙烧过程的影响 |
| 4.3 硫酸钙对钠化焙烧过程的影响 |
| 4.4 硅酸钙对钠化焙烧过程的影响 |
| 4.5 本章小结 |
| 第5章 化学成分对含钒石煤钠化焙烧过程的影响 |
| 5.1 SiO_2对含钒石煤钠化焙烧过程的影响 |
| 5.2 Fe_2O_3对含钒石煤钠化焙烧过程的影响 |
| 5.3 MgO 对含钒石煤钠化焙烧过程的影响 |
| 5.4 Al_2O_3对含钒石煤钠化焙烧过程的影响 |
| 5.5 KCl 对含钒石煤钠化焙烧过程的影响 |
| 5.6 本章小结 |
| 第6章 高钙型含钒石煤钠化焙烧过程的机理研究 |
| 6.1 钙在钠化焙烧过程中的行为 |
| 6.2 钒在焙烧样中的赋存状态研究 |
| 6.3 含钒石煤钠化焙烧过程的本质 |
| 6.4 本章小结 |
| 第7章 结论、创新点与展望 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 创新点 |
| 7.3 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 攻读硕士学位期间研究成果 |
（2）高钙对含钒石煤钠化焙烧过程的影响（论文提纲范文）
| 1 实验 |
| 1.1 原料 |
| 1.2 原理 |
| 1.3 方法 |
| 2 结果与讨论 |
| 2.1 传统钠化焙烧实验 |
| 2.1.1 氯化钠添加量实验 |
| 2.1.2 氯化钠焙烧温度实验 |
| 2.2 盐酸除钙后焙烧实验 |
| 2.2.1 除钙盐酸体积浓度实验 |
| 2.2.2 盐酸除钙后氯化钠添加量实验 |
| 2.2.3 盐酸除钙后焙烧温度实验 |
| 2.3 硫酸固钙后焙烧实验 |
| 2.3.1 固钙硫酸体积分数实验 |
| 2.3.2 硫酸固钙后氯化钠添加量实验 |
| 2.3.3 硫酸固钙后焙烧温度实验 |
| 3 结论 |
（3）石煤提钒工艺研究及应用现状（论文提纲范文）
| 1 前言 |
| 2 石煤提钒工艺 |
| 2.1 钠化焙烧?浸出工艺 |
| 2.2 无盐 (空白) 焙烧?浸出工艺 |
| 2.3 钙化焙烧?浸出工艺 |
| 2.4 复合盐焙烧?浸出工艺 |
| 2.5 直接酸浸工艺 |
| 2.6 直接碱浸工艺 |
| 2.7 硫酸化焙烧工艺 |
| 2.8 选矿?酸浸工艺 |
| 2.9 微生物提钒工艺 |
| 3 结语 |
（4）含钒石煤中钒预富集分离相关的基础研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 钒资源概述 |
| 2.1.1 世界含钒资源 |
| 2.1.2 我国含钒资源 |
| 2.2 石煤提钒 |
| 2.2.1 含钒石煤的选矿预富集工艺 |
| 2.2.2 含钒石煤焙烧-浸出提钒工艺 |
| 2.2.3 石煤提钒工艺存在的不足及原因分析 |
| 2.3 含钒钢渣提钒 |
| 2.4 含钒体系中钒预富集行为的基础研究 |
| 2.5 本论文的研究思路 |
| 3 CaO-SiO_2-VO_x系的相图和热力学性质 |
| 3.1 实验原理与实验步骤 |
| 3.2 实验结果与讨论 |
| 3.2.1 1873 K时,CaO-SiO_2-VO_x系在不同氧分压时的等温截面图 |
| 3.2.2 CaO-SiO_2-VO_x系中含钒化合物的标准生成吉布斯自由能 |
| 3.3 小结 |
| 4 含钒石煤中钒富集相的预设计 |
| 4.1 实验步骤 |
| 4.2 实验结果与讨论 |
| 4.3 小结 |
| 5 CaO(15 mass%)-SiO_2-Fe_tO-V_2O_3系1623 K时的相图 |
| 5.1 实验原料与实验步骤 |
| 5.2 实验结果与讨论 |
| 5.2.1 1623 K时,CaO(15 mass%)-SiO_2-Fe_tO-VO_x系中的相平衡关系 |
| 5.2.2 CaO(15 mass%)-SiO_2-Fe_tO-VO_x系1623 K时的等温截面图 |
| 5.3 小结 |
| 6 Fe_2VO_4的固相反应合成动力学 |
| 6.1 实验方法与实验设备 |
| 6.2 实验结果与讨论 |
| 6.2.1 Fe_2O_3、Fe_tO分别与V_2O_3反应合成Fe_2VO_4的对比 |
| 6.2.2 Fe_2O_3和V_2O_3反应合成Fe_2VO_4的动力学 |
| 6.3 小结 |
| 7 含钒石煤中钒富集与分离的新方法 |
| 7.1 含钒石煤的矿物性质研究 |
| 7.1.1 含钒石煤的化学组成 |
| 7.1.2 含钒石煤中的矿物组成 |
| 7.1.3 含钒石煤中重要矿物的嵌布特征 |
| 7.2 实验方法与实验步骤 |
| 7.2.1 球团的焙烧 |
| 7.2.2 富钒相的磁选分离 |
| 7.3 实验结果和讨论 |
| 7.3.1 焙烧温度对形成富钒相的影响 |
| 7.3.2 焙烧气氛对形成富钒相的影响 |
| 7.3.3 Fe_2O_3的添加量对形成富钒相的影响 |
| 7.3.4 钒精矿中钒品位的进一步提高 |
| 7.4 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 |
（5）石煤提钒钠化焙烧与钙化焙烧工艺研究（论文提纲范文）
| 1 钠化焙烧和钙化焙烧 |
| 2 最佳焙烧条件 |
| 2.1 焙烧温度 |
| 2.2 焙烧时间 |
| 2.3 磨矿粒度 |
| 2.4 添加剂用量 |
| 2.5 焙烧气氛 |
| 3 焙烧设备 |
| 4 结 语 |
（6）我国石煤提钒研究现状及发展（论文提纲范文）
| 1石煤提钒工艺概况 |
| 2石煤提钒研究现状 |
| 2.1石煤选矿预富集钒研究 |
| 2.1.1浮选 |
| 2.1.2重选 |
| 2.1.3重—浮联合 |
| 2.2石煤提钒焙烧研究 |
| 2.2.1焙烧过程矿相变化特征 |
| 2.2.2石煤化学组成对焙烧及钒浸出的影响 |
| 2.2.2.1 CaO |
| 2.2.2.2 SiO2 |
| 2.2.2.3 Fe2O3 |
| 2.2.3焙烧气氛对物相变化和钒浸出的影响 |
| 2.2.4焙烧方式对钒浸出的影响 |
| 2.2.5焙烧—浸出过程中钒的转化和迁移规律 |
| 2.3石煤提钒浸出研究 |
| 2.3.1助浸剂浸出 |
| 2.3.2多级逆流浸出 |
| 2.3.3机械活化浸出 |
| 2.3.4氧压浸出 |
| 2.3.5混合酸浸出 |
| 2.4浸出液净化富集研究 |
| 2.5环境评价及提钒废物综合处理 |
| 2.5.1提钒工艺环境评价研究 |
| 2.5.2提钒尾渣综合利用研究 |
| 2.5.3提钒废水处理 |
| 3结论与展望 |
（7）微生物对低品位含钒石煤的浸出及机理研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 钒简介 |
| 2.1.1 钒元素发现简史 |
| 2.1.2 钒的物理化学性质 |
| 2.1.3 钒的应用 |
| 2.2 钒资源储量及利用概况 |
| 2.2.1 国外钒资源储量及利用概况 |
| 2.2.2 中国钒资源储量及利用概况 |
| 2.3 石煤提钒工艺现状及存在问题 |
| 2.3.1 石煤中钒的物相及赋存状态 |
| 2.3.2 石煤提钒工艺 |
| 2.3.3 存在问题 |
| 2.4 微生物浸矿技术研究现状 |
| 2.4.1 浸矿微生物 |
| 2.4.2 中温嗜酸硫杆菌属和硅酸盐细菌浸矿机理研究现状 |
| 2.5 微生物浸出含钒石煤工艺与理论的关键问题 |
| 3 研究内容与试验方法 |
| 3.1 研究内容和目标 |
| 3.1.1 研究内容 |
| 3.1.2 研究目标 |
| 3.2 技术路线 |
| 3.3 试验材料 |
| 3.3.1 矿样 |
| 3.3.2 试验菌种 |
| 3.3.3 培养基 |
| 3.3.4 试验药剂 |
| 3.3.5 试验设备和仪器 |
| 3.4 试验方法 |
| 3.4.1 氧化亚铁硫杆菌浸出含钒石煤的影响因素试验 |
| 3.4.2 胶质芽孢杆菌浸出含钒石煤的影响因素试验 |
| 3.4.3 菌种诱变 |
| 3.4.4 强化细菌浸出含钒石煤试验 |
| 3.4.5 石煤钒的形态分析 |
| 3.5 评价指标及检测方法 |
| 3.5.1 评价指标 |
| 3.5.2 检测方法 |
| 4 微生物对含钒石煤的浸矿效果及条件研究 |
| 4.1 氧化亚铁硫杆菌对含钒石煤的浸矿效果 |
| 4.1.1 初始pH值对含钒石煤浸出效果的影响 |
| 4.1.2 矿浆浓度对含钒石煤浸出效果的影响 |
| 4.1.3 菌种接种量对含钒石煤浸出效果的影响 |
| 4.1.4 初始Fe~(2+)浓度对含钒石煤浸出效果的影响 |
| 4.2 胶质芽孢杆菌对含钒石煤的浸矿效果及条件研究 |
| 4.2.1 初始pH值对含钒石煤浸出效果的影响 |
| 4.2.2 矿浆浓度对含钒石煤浸出效果的影响 |
| 4.2.3 菌种接种量对含钒石煤浸出效果的影响 |
| 4.2.4 石煤投加时间对含钒石煤浸出效果的影响 |
| 4.2.5 碳源种类及添加量对含钒石煤浸出效果的影响 |
| 4.2.6 补充蔗糖对含钒石煤浸出效果的影响 |
| 4.3 石煤对浸出体系中钒的吸附 |
| 4.4 小结 |
| 5 胶质芽孢杆菌的诱变 |
| 5.1 紫外线诱变 |
| 5.1.1 紫外诱变对菌种的致死率的影响 |
| 5.1.2 紫外诱变菌种的培养 |
| 5.1.3 紫外诱变菌种对含钒石煤的浸矿效果 |
| 5.2 微波诱变 |
| 5.2.1 微波诱变对菌种的致死率 |
| 5.2.2 微波诱变菌种的培养 |
| 5.2.3 微波诱变菌种对含钒石煤的浸矿效果 |
| 5.3 化学诱变 |
| 5.3.1 化学诱变对菌种的致死率 |
| 5.3.2 化学诱变菌种的培养 |
| 5.3.3 化学诱变菌种对含钒石煤的浸矿效果 |
| 5.4 小结 |
| 6 不同强化方法对含钒石煤细菌浸出的影响 |
| 6.1 表面活性剂对胶质芽孢杆菌浸出效果的影响 |
| 6.1.1 吐温-20对胶质芽孢杆菌浸出效果的影响 |
| 6.1.2 吐温-80对胶质芽孢杆菌浸出效果的影响 |
| 6.1.3 十二烷基硫酸钠(SDS)对胶质芽孢杆菌浸出效果的影响 |
| 6.1.4 三种表面活性剂对胶质芽孢杆菌浸出效果的影响 |
| 6.2 微波焙烧预处理含钒石煤对胶质芽孢杆菌浸出效果的影响 |
| 6.3 空白焙烧预处理含钒石煤对细菌浸出效果的影响 |
| 6.3.1 空白焙烧预处理对胶质芽孢杆菌浸出效果的影响 |
| 6.3.2 空白焙烧预处理对At.f浸出效果的影响 |
| 6.3.3 石煤空白焙烧预处理过程理论研究 |
| 6.4 不同工艺条件钒的浸出效果 |
| 6.5 小结 |
| 7 微生物对含钒石煤浸出机理 |
| 7.1 石煤微生物浸出的中间过程研究 |
| 7.1.1 石煤微生物浸出中间过程形貌变化分析 |
| 7.1.2 石煤微生物浸出中间过程颗粒表面元素面分布分析 |
| 7.1.3 石煤微生物浸出中间过程金属钒形态变化 |
| 7.2 石煤微生物浸出前后的物相分析 |
| 7.2.1 氧化亚铁硫杆菌-石煤浸出体系样品XRD分析 |
| 7.2.2 胶质芽孢杆菌-石煤浸出体系样品XRD分析 |
| 7.3 石煤微生物浸出前后FTIR分析 |
| 7.3.1 氧化亚铁硫杆菌-石煤浸出体系样品FTIR分析 |
| 7.3.2 胶质芽孢杆菌-石煤浸出体系样品FTIR分析 |
| 7.4 石煤微生物浸出前后矿物的微观形貌变化分析 |
| 7.4.1 氧化亚铁硫杆菌-石煤浸出体系样品SEM分析 |
| 7.4.2 胶质芽孢杆菌-石煤浸出体系样品SEM分析 |
| 7.5 石煤微生物浸出前后钒的形态分析 |
| 7.5.1 氧化亚铁硫杆菌-石煤浸出体系钒形态分析 |
| 7.5.2 胶质芽孢杆菌-石煤浸出体系钒形态分析 |
| 7.6 小结 |
| 8 结论 |
| 8.1 主要结论 |
| 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 |
（8）从低品位石煤钒矿中提取五氧化二钒的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 钒的简介 |
| 1.1.1 钒的物理性质 |
| 1.1.2 钒的化学性质 |
| 1.2 钒的生产、消费和应用现状 |
| 1.2.1 钒的应用现状 |
| 1.2.2 钒的生产及消费现状 |
| 1.3 钒资源概述 |
| 1.4 石煤钒矿概述 |
| 1.4.1 石煤钒矿的性质 |
| 1.4.2 石煤钒矿的资源状况 |
| 1.5 石煤钒矿的提钒现状 |
| 1.5.1 钠化焙烧-浸出提钒 |
| 1.5.2 钙化焙烧-浸出提钒 |
| 1.5.3 空白焙烧-浸出提钒 |
| 1.5.4 直接浸出提钒 |
| 1.5.5 低温硫酸化焙烧-浸出提钒 |
| 1.5.6 其他工艺 |
| 1.6 石煤钒矿浸出液净化富集工艺 |
| 1.6.1 化学沉淀法 |
| 1.6.2 离子交换法 |
| 1.6.3 溶剂萃取法 |
| 1.7 选题的研究内容和意义 |
| 1.7.1 选题意义 |
| 1.7.2 研究内容 |
| 第二章 试验研究 |
| 2.1 试样 |
| 2.2 试剂及设备 |
| 2.3 试验及分析方法 |
| 2.3.1 试验方法 |
| 2.3.2 分析方法 |
| 第三章 工艺矿物学研究 |
| 3.1 化学成分分析 |
| 3.2 钒的价态分析 |
| 3.3 物相分析及矿物组成 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 新工艺的提出 |
| 4.1 传统钠化焙烧-酸浸提钒 |
| 4.2 空白焙烧-酸浸提钒 |
| 4.3 直接酸浸提钒 |
| 4.4 低温硫酸化焙烧-水浸提钒 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 低温硫酸化焙烧-水浸提钒 |
| 5.1 低温硫酸化焙烧 |
| 5.1.1 焙烧粒度 |
| 5.1.2 硫酸用量 |
| 5.1.3 焙烧温度 |
| 5.1.4 焙烧时间 |
| 5.1.5 焙烧前后的钒价态与物相变化 |
| 5.2 水浸 |
| 5.2.1 助浸剂 |
| 5.2.2 浸出温度 |
| 5.2.3 浸出液固比 |
| 5.2.4 浸出时间 |
| 5.2.5 搅拌转速 |
| 5.3 低温硫酸化焙烧-水浸提钒综合试验 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 净化富集和精钒制取 |
| 6.1 溶剂萃取 |
| 6.1.1 萃取体系的确定 |
| 6.1.2 萃前预处理 |
| 6.1.3 萃取 |
| 6.1.4 P204 萃取的溶液化学行为分析 |
| 6.1.5 反萃 |
| 6.2 精钒制取 |
| 6.2.1 沉钒 |
| 6.2.2 煅烧及回收率的计算 |
| 6.3 本章小结 |
| 第七章 试验工艺流程和清洁生产 |
| 7.1 试验工艺流程和最佳条件 |
| 7.2 石煤提钒污染物 |
| 7.2.1 污染物种类 |
| 7.2.2 污染物的危害 |
| 7.3 石煤提钒清洁生产 |
| 7.3.1 粉尘处理 |
| 7.3.2 焙烧废气处理 |
| 7.3.3 浸渣及除杂渣处理 |
| 7.3.4 贫有机相再生处理 |
| 7.3.5 萃余、沉钒废水处理 |
| 7.3.6 煅烧废气处理 |
| 7.4 本章小结 |
| 第八章 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录A:硕士研究生期间取得的科研成果 |
| 附录B:硕士研究生期间参与的科研项目 |
| 附录C:硕士研究生期间获得的证书荣誉 |
（9）低品位含钒资源中钒分离的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 引言 |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 钒的性质及应用 |
| 1.2 国内外钒资源概括 |
| 1.2.1 国外钒资源简介 |
| 1.2.2 我国钒资源简介 |
| 1.3 提钒传统工艺 |
| 1.3.1 火法湿法联合工艺 |
| 1.3.2 全湿法提钒工艺 |
| 1.4 新型提钒处理技术概括 |
| 1.5 提钒存在的问题 |
| 1.6 本课题研究的内容与意义 |
| 第二章 富钒相的设计 |
| 2.1 热力学分析 |
| 2.2 实验验证 |
| 2.3 本章小结 |
| 第三章 碱度对钒铁尖晶石相析出影响 |
| 3.1 实验方案 |
| 3.2 实验结果和分析 |
| 3.3 本章小结 |
| 第四章 熔渣中其他氧化物对钒铁尖晶石相析出影响 |
| 4.1 实验方案 |
| 4.2 实验结果及分析 |
| 4.2.1 FeO对钒铁尖晶石相析出的影响 |
| 4.2.2 MgO对钒铁尖晶石形成的影响 |
| 4.2.3 Al_2O_3 对钒铁尖晶石相析出的影响 |
| 4.3 本章小结 |
| 第五章 石煤和含钒钢渣联合提钒的研究 |
| 5.1 实验方案 |
| 5.2 实验结果和分析 |
| 5.2.1 惰性气体保护下二元碱度对Fe_2O_3含量的影响 |
| 5.2.2 惰性气体保护下二元碱度对V_2O_5含量的影响 |
| 5.2.3 惰性气体保护下二元碱度对P_2O_5含量的影响 |
| 5.3 本章小结 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 在校研究成果 |
| 致谢 |
（10）石煤提钒浸出过程研究现状与展望（论文提纲范文）
| 1 石煤资源 |
| 2 石煤提钒浸出过程及其进展 |
| 2.1 钠化焙烧提钒 |
| 2.2 空白焙烧-低酸浸出 |
| 2.3 石煤碱浸出提钒 |
| 2.4 钙化焙烧提钒浸出过程 |
| 2.5 石煤高酸浸出过程 |
| 2.5.1 石煤直接酸浸出 |
| 2.5.2 石煤氧压酸浸出 |
| 2.5.3 石煤低温硫酸焙烧浸出 |
| 2.5.4 石煤HF酸浸出 |
| 3 结语 |
四、含钒石煤钠化焙烧的研究（论文参考文献）
- [1]高钙型含钒石煤焙烧过程的矿相变化和钒的分配规律研究[D]. 韩诗华. 武汉理工大学, 2014(04)
- [2]高钙对含钒石煤钠化焙烧过程的影响[J]. 韩诗华,张一敏,包申旭. 稀有金属, 2013(05)
- [3]石煤提钒工艺研究及应用现状[J]. 李昌林,周云峰,费海霞,周向阳,李劼. 稀有金属与硬质合金, 2012(06)
- [4]含钒石煤中钒预富集分离相关的基础研究[D]. 汪大亚. 北京科技大学, 2020(06)
- [5]石煤提钒钠化焙烧与钙化焙烧工艺研究[J]. 别舒,王兆军,李清海,张衍国. 稀有金属, 2010(02)
- [6]我国石煤提钒研究现状及发展[J]. 张一敏,包申旭,刘涛,黄晶,陈铁军. 有色金属(冶炼部分), 2015(02)
- [7]微生物对低品位含钒石煤的浸出及机理研究[D]. 王鑫. 北京科技大学, 2017(07)
- [8]从低品位石煤钒矿中提取五氧化二钒的研究[D]. 胡艺博. 昆明理工大学, 2019(04)
- [9]低品位含钒资源中钒分离的研究[D]. 祁存君. 安徽工业大学, 2019(02)
- [10]石煤提钒浸出过程研究现状与展望[J]. 王明玉,王学文. 稀有金属, 2010(01)
标签：芽孢杆菌;