一、黄铁矿烧渣综合利用中温氯化法中间试验（论文文献综述）
春铁军[1]（2014）在《含铁回收料球团金属化烧结新工艺研究》文中研究指明摘要：钢厂含锌粉尘和化工厂硫酸渣具有排量大、含有多种有价金属元素和有害元素及含碳量高等特点,导致难以利用。该类含铁回收料的大量堆存不仅造成二次污染,而且浪费资源。因此,研究该类含铁回收料高效利用新技术,制备出优质高炉炉料,实现其综合利用,将具有重要的现实意义。本文以三种含铅锌粉尘和一种高砷硫酸渣为对象,系统研究了其物理化学性质及工艺矿物学特征。研究了铁氧化物还原和锌、铅氧化物及FeAsO4还原挥发热力学行为；阐明了焙烧过程中锌、铅、砷还原挥发脱除行为,分析了金属化烧结过程脱除锌、铅、砷的可行性。在此基础上开发了“含铁回收料球团金属化烧结新工艺”,研究了烧结料层中锌、铅、砷的迁移规律及其脱除行为,揭示了预还原烧结矿的固结机理。研究所用原料瓦斯灰、干法灰、转炉污泥和硫酸渣的铁品位分别为33.45%、26.40%、56.30%和46.02%；碳含量分别为33.80%、26.50%、0.57%和0.35%；锌含量分别为0.66%、5.77%、2.27%和0.25%；铅含量分别为0.15%、2.25%、0.49%和0.11%。硫酸渣中的砷含量为0.17%。三种含锌粉尘中的锌和铅主要以氧化锌和氧化铅的形式存在,它们主要以游离态吸附在铁氧化物颗粒表面。硫酸渣中的锌和铅主要以硫化物的形式存在,砷主要以FeAsO4的形式存在。因此,采用常规选矿工艺均难以有效脱除原料中的锌、铅和砷。热力学研究表明：当固体碳还原ZnO时,随着温度的升高,ZnO还原对CO含量的要求逐渐降低。当体系温度低于1085℃时,FeO比ZnO更容易还原,当还原温度高于1085℃时,ZnO比FeO更容易还原。PbO极易被还原,在还原温度为800℃时,还原反应所需要的CO/（CO+CO2）比值仅为0.52%。当还原温度为1000℃,只有在弱还原性气氛时,FeAsO4才能还原成As406挥发。若体系中CO/（CO+CO2）比值大于9.39%时,FeAsO4被还原为金属砷挥发。在球团金属化烧结过程中,由于料层中燃烧和预还原带为还原性气氛,最高温度高于1300℃,能够实现铁氧化物的金属化和锌、铅、砷的还原挥发。铁氧化物、氧化锌和氧化铅的还原动力学表明：铁氧化物还原和氧化锌还原挥发的限制环节为界面化学反应控制,其表观活化能分别为43.88KJ.mol-1和7.33KJ.mol-1。氧化铅还原挥发的限制环节为气体扩散控制,其表观活化能为18.22KJ.mol-1。高温快速还原的动力学条件,保证了铁的金属化率及锌、铅、砷的还原挥发。球团金属化烧结新工艺研究表明：在内配无烟煤,生球水分18%,造球时间13min的条件下,得到的生球落下强度、抗压强度和爆裂温度分别为7.4次/0.5m,15N/个和461℃。在总C/Fe为0.5、外配烟煤（内外还原剂按碳量分加比例为50：50）、烧结料层高度400mm及风速0.4m/s的条件下进行鼓风烧结,可得到成品率85.62%、利用系数0.471t·m-2·h-1、转鼓强度81.31%及固体燃耗309.67kg·t-1的良好指标。金属化烧结矿中全铁含量60.53%,金属化率45.23%；Zn、Pb、As含量分别为0.18%、0.015%和0.025%,Zn、Pb、As的脱除率分别为92.78%、96.37%和62.45%。金属化烧结矿总还原度为80.69%,还原粉化指数RDI+3.15为96.45%,是一种优质的高炉炉料。烟气冷凝后得到的粉尘ZnO、PbO和As205含量分别为51.49%、3.15%和1.45%。球团金属化烧结过程中锌、铅、砷迁移规律及还原挥发行为表明：烧结料层可划分为五个反应带：原始料带、过湿带、干燥预热带、燃烧和预还原带和成品矿带。在成品矿带,由于再氧化,球团周围的金属铁被氧化成浮氏体。在燃烧和预还原带,还原剂剧烈燃烧,料层温度迅速升高,最高温度大于1300℃,高温（大于1250℃）保持时间大于5mmin,料层气氛为还原性气氛,烟气中C02含量为12-15%,CO含量为10-13%,02含量为2-5%。球团内为强还原性气氛（球团内C/Fe为0.33）,铁氧化物在该带还原成金属铁,ZnO、PbO和FeAsO4在该带还原成金属而挥发。在干燥预热带,料层温度急剧降低,料层气氛为氧化性气氛,金属锌、铅、砷在挥发过程中氧化,其氧化物在该带冷凝聚集,沉积在干燥预热球团表面。随着烧结过程的推进,冷凝在干燥预热球团表面的锌、铅、砷的氧化物经历再还原、再挥发氧化、再冷凝,如此不断反复循环,直至烧结过程结束而转入烟气。金属化烧结矿的固结机理研究表明：金属化烧结矿的宏观结构是呈葡萄状结构,球团被液相粘结在一起。微观结构是球团内部主要以金属铁形成的金属键相互连接,金属铁含量为39.82%；球团之间粘结相主要以液相粘结为主,主要粘结相为浮氏体、铁橄榄石和钙镁橄榄石,其中浮氏体含量为31.95%,渣相含量为24.29%。金属化烧结矿同时以金属键和液相粘结两种形态实现固结。球团金属化烧结新工艺一步实现了铁与铅、锌、砷等有色金属的分离,得到满足高炉炉料要求的预还原产品。新上艺因利用系数较高、对设备要求简单、生产成本低和对原料适应性强,具有良好的工业应用前景。本研究为大规模高效利用含锌粉尘和硫酸渣开辟了一条新的途径。图111幅,表41个,参考文献216篇
隆岗[2]（2013）在《含金硫酸渣焙烧预处理—非氰浸出新方法研究》文中研究说明随着易选冶金矿石的减少,难选冶低品位矿石已成为我国黄金矿山的主要处理对象。制硫酸原料黄铁矿矿石和浮选硫精矿中,有的含有贵金属金、银等,焙烧过程使其在渣相中得到富集,习惯上称其为含金硫酸渣。有效利用这部分二次黄金资源,既能扩大可利用黄金资源的范围,令其变废为宝,又能减轻环境的负担。本文处理的硫酸渣中金含量为16.1g/t,但因结构复杂、包裹严重,浸出试验指标均低于25%。所以,开发高效、环保的利用途径回收该部分黄金资源具有重要的实际意义。硫酸渣的性质研究结果表明该硫酸渣的粒度较细,-0.074mm含量为84.12%,且金与铁在各个粒级中的分布规律几乎一致。XRD分析表明,主要物相为赤铁矿、磁铁矿、石英、和硅铝酸盐等。铁的化学物相分析表明,赤铁矿占76.65%,磁性铁占21.85%,硫铁矿占0.18%,其他含铁矿物相占1.32%。直接浸出试验结果表明,金浸出率很低。其关键原因在于金的暴露量低,大部分金被铁矿物包裹,无法与药剂充分接触。根据直接浸出效果选择氯酸钠-氯化钠浸出体系和酸性硫脲浸出体系作为非氰化研究的主要方法。为提高金与浸出药剂的接触机会,系统开展了焙烧预处理研究。结果显示,在温度900℃,氯化钠用量20%,时间100min条件下焙烧硫酸渣,水淬后浸出,浸出率为78.36%；在温度900℃、复合添加剂（硫酸氢钠与氯酸钠）用量10%、质量配比1：2、时间60mmin条件下焙烧硫酸渣,水淬后浸出,浸出率为69.49%。为了有效提高金的浸出率,研发了焙烧促进剂RS-1及采用硫酸为盐化剂的新型硫酸盐化焙烧工艺。在温度500℃、硫酸溶液浓度60%（浓硫酸用量960L/t）、焙烧促进剂RS-1用量49.5kg/t、时间70min条件下得到的焙砂在氯酸钠-氯化钠浸金体系中,氯酸钠作氧化剂载体物质,氯化钠作络合剂,在液固比3：1、搅拌速度800rpm、氯化钠用量44kg/t、氯酸钠用量54kg/t、浸出温度80-90℃、浸出时间1.Oh的条件下,得到浸渣品位3.13g/t,浸出率92.26%的良好指标。硫酸盐化焙砂在酸性硫脲浸金体系中,无需额外添加氧化剂。在液固比5：1,搅拌速度800rpm,硫脲用量50kg/t,pH为1.5,浸出温度35℃、浸出时间3.0h的条件下,得到浸渣品位2.55g/t,浸出率95.56%的浸出指标。但由于Fe3+的浓度过高,造成硫脲的消耗高于常规极限用量的10倍左右,致使成本过高难于工业化应用。通过预处理研究和预处理产品的浸出体系研究,最终确定了“硫酸盐化焙烧-氯酸钠氯化浸出”新工艺处理该硫酸渣,金的浸出率高于92%。与“硫酸盐化焙烧-酸性硫脲浸出”工艺相比,其具有成本低廉、反应速度快的优势。本研究成果为硫酸渣中金的回收提供了新的途径,具有一定的实际意义。
李德明[3]（2010）在《硫酸烧渣制备絮凝剂PPFS及在废水处理上的应用》文中研究指明本文从硫酸烧渣目前的回收和利用情况开始,讨论了硫酸烧渣的危害,调研了目前烧渣的主要利用途径,并在此基础上,开展了硫酸烧渣制备絮凝剂在废水处理上的研究。硫酸烧渣在一定的化学反应条件下进行还原焙烧,将三价铁离子(Fe3+)还原成为二价铁离子(Fe2+),用硫酸将二价铁离子析出来得到了硫酸亚铁溶液（FeSO4）,在催化剂的作用下,通过氧化、水解和聚合作用得到了聚合硫酸铁（PFS）。本文在此着重研究了最佳实验条件:焙烧温度850℃;焙烧时间为25min;还原剂用量为80%WT;酸浸时间25min;酸浸温度70℃;硫酸过量系数1.2;硫酸浓度对酸浸影响不大,得到了PFS（液体）达到了国家标准的一类水平。在自制PFS的基础上,对PFS进行了改性,以获得更具有絮凝效果的絮凝剂。本文通过引入磷酸根离子(PO43+),对PFS进行改良,制得了聚磷硫酸铁（PPFS）。由于桥健的作用,聚磷硫酸铁比聚合硫酸铁更具有絮凝性。本文通过配置浊度为70.3NTU的自制水样,取水样400mL于烧杯中,并将烧杯放置于搅拌器上,加入一定量的PPFS后开始搅拌,先快速搅拌（100rpm）1min,而后慢速（60rpm）搅拌5min,于上清液中取出水样,得到最佳絮凝实验条件:絮凝时间60min;絮凝剂用量10mg/L和pH范围6-9。用聚磷硫酸铁来处理本市生活污水水样500mL,研究不同的絮凝剂用量对COD、浊度、NH3-N、TP、SS的影响,并找出最佳投加量为6.0mL。并通过比较得到了改性后的聚合硫酸铁用来处理废水的效果优于其他絮凝剂。
晋帅勇[4]（2010）在《氯化铵—氨—水体系稀液堆浸法处理黄铁矿烧渣的基础理论研究》文中研究说明针对我国铁矿资源紧缺,而每年却有大量富含Fe及Au、Cu等有价元素的黄铁矿烧渣因铁含量低、有害杂质元素含量高而大量堆存废弃的问题,首次提出了采用NH4Cl-NH3-H2O （MACA）体系稀液堆浸法处理黄铁矿烧渣的新工艺,该工艺能综合回收烧渣中的Au、Cu等有价元素,堆浸后的烧渣,经过后续焙烧选矿工艺,可以满足炼铁原料的要求。本文对该工艺进行了系统的理论及工艺研究,得出了一些有意义的结论。论文首先对NH4Cl-NH3-H2O体系稀液堆浸法处理黄铁矿烧渣进行了理论分析,采用质量平衡和电荷平衡的同时平衡原理,运用控制溶液电位的方法分析了Au-NH4Cl-NH3-H2O体系中Au的配合平衡热力学,计算出浸出剂氨水和氯化铵在不同范围变化时,体系中各种离子浓度的变化。指出采用NH4Cl-NH3-H2O体系稀液堆浸法处理黄铁矿烧渣从中回收Au,在热力学上是可行的。采用同样的方法分析了CuS-NH4Cl-NH3-H2O体系中Cu（Ⅱ）的配合平衡热力学,通过分析表明NH4C1-NH3-H2O体系浸出CuS热力学的可行性,预见NH4C1-NH3-H2O体系在处理硫化矿的前景。针对含铜黄铁矿烧渣进行了铜浸出的动力学研究,考查了搅拌速率、浸出剂浓度、烧渣粒度、反应温度等因素对铜浸出率的影响,证明黄铁矿烧渣中铜的浸出过程符合反应区域模型,反应的表观活化能为14.3kJ/mol,反应受灰分层内扩散控制,其宏观动力学方程为：1-2／3α-（1-α）2／3=4.34×10-5C0.39do-2 exp（-14300／RT）。在堆浸工艺研究方面,对含金黄铁矿烧渣进行摇瓶及柱浸等工艺的研究,考查了浸出剂浓度、烧渣粒度等因素对堆浸过程中有价金属浸出率的影响,通过合理的条件选择,瓶浸试验中Au的浸出达到60%左右,柱浸试验含金配合离子的浓度达到0.45mg／L,从而为NH4Cl-NH3-H2O体系稀液堆浸法处理黄铁矿烧渣奠定了工艺基础。
王菊[5]（2009）在《碳质银精矿富氧—氯化焙烧工艺及动力学研究》文中认为世界上银的资源较为丰富,但大部分银都与金以伴生或共伴生形式存在,在提取金的同时回收银,因此银的回收率低。而对于银的独立矿床至今没有一种经济、高效、简单的提取工艺,尤其对复杂的碳质银精矿更是束手无策。本论文以吉林省某矿山的碳质银精矿为研究对象,该矿石为高硫高碳型复杂难处理银精矿,精矿中银的直接浸出率仅为33.5%,金为28%。针对碳质银精矿的矿物学特征我们提出了一种新的金银提取工艺,其中预处理部分采用富氧—氯化焙烧法除去银精矿中的碳硫,焙砂采用氯化浸出提取金银。该方法可使精矿中银的浸出率提高到92.2%,金提高到98.51%。本文研究了焙烧工艺参数（氯化剂的质量分数、温度、空气氧气比）对碳硫的去除及金银浸出的影响,试验得出最佳焙烧条件为:氯化剂的质量分数为10%,温度550℃,空气:氧气为0.1:0.15。并对焙烧烟气成分进行分析,得出矿样中的碳主要转化为二氧化碳,硫为二氧化硫,而氯化剂以氯气为主,烟气中还有少量的三氧化硫和氯化氢气体。同时研究了尾气成分随氯化剂的质量分数、温度、空气氧气比的变化关系,其结果与前面确定的工艺参数相吻合。又对富氧—氯化焙烧与氯化焙烧、氧化焙烧进行了对比试验,得出富氧—氯化焙烧在碳硫的去除、金银的浸出、焙烧时间上较其它两种方法有非常显着的优势,因此可以说富氧—氯化焙烧对碳质银精矿是一种高效、经济的预处理方法。此外还对该银精矿的焙烧过程进行了动力学研究。主要根据焙烧过程中硫的氧化率与氯化剂的质量分数、温度、空气氧气比和粒度的关系,得出焙烧过程动力学方程为:硫的氧化率在1080%的动力学方程为:τa =10-80%=0.80727(a1.357 d-0.2334 w0.4432 r0.4979e1483/T)硫的氧化率在90%时的动力学方程为:τa=90%=1.44d-0.4234e2934/T通过该动力学方程可以很明显的看出各个焙烧参数对焙烧过程的影响,其中温度>氯化剂的质量分数>空气氧气比>粒度。此该动力学方程可为今后对富氧—氯化焙烧的进一步研究提供一定的理论依据。
孔磊[6]（2007）在《硫铁矿烧渣制备γ-Fe2O3的研究》文中研究表明硫铁矿烧渣是硫酸工业的固体废弃物，一般每生产1t硫酸会产生0.8t烧渣，我国每年排放约1200万t硫铁矿烧渣，仅有约10％的烧渣用于水泥等工业作辅助原料，不仅利用率低，而且产品的附加值也低，从而限制了烧渣的大规模利用。硫铁矿烧渣的综合利用既消除了烧渣对环境的危害，又使废弃物资源化，充分利用了烧渣中丰富的Fe资源，具有重要的现实意义，而利用硫铁矿烧渣所得到的高质量的FeSO4·7H2O来制备γ-Fe2O3，开辟了综合利用硫铁矿烧渣的新途径。在众多金属氧化物中，γ-Fe2O3因其在磁性、催化和气敏等多方面的广泛使用而倍受瞩目。当前磁记录材料的应用越来越广泛，录音、录象和计算机带等都需要性能良好的γ-Fe2O3磁粉。磁性γ-Fe2O3由于其特殊的超顺磁性，因而在巨磁电阻、磁性液体和磁记录、软磁、永磁、磁致冷、巨磁阻抗材料以及磁光器件、磁探测器等方面具有广阔的应用前景。本论文以武钢金山店铁矿硫酸厂的硫铁矿烧渣为主要原料，在对目前硫铁矿烧渣回收及利用现状进行综合考察，结合实际的研究条件，通过还原焙烧、硫酸浸出、净化工艺制得了硫酸亚铁溶液，并浓缩、冷却结晶得到接近化学试剂纯的硫酸亚铁晶体。以此为原料，采用简易的一步氧化沉淀法制取γ-Fe2O3，并探讨了制备过程中中间产物铁黄的最佳工艺流程以及工艺参数。中间产物铁黄的制备是最终产物γ-Fe2O3生产的关键步骤。制备过程中FeSO4浓度、NH3·H2O浓度，滴定速度，反应温度，pH、烘干时间、烘干温度均对铁黄的质量产生影响。实验结果表明，反应的最佳条件为：FeSO4浓度10％，NH3·H2O浓度20％，滴定速度为10d／min，pH为7.4，反应温度25℃，烘干时间6h，烘干温度为90℃，产物的全铁含量为66.80％。以铁黄为原料，通过热处理确定制备γ-Fe2O3的最佳工艺及参数。γ-Fe2O3的制备受前驱物的处理工艺，热处理温度及热处理时间的影响。经实验得出，反应的最佳条件为：热处理温度为400℃，时间为30min且反应的前驱物需经Na2CO3浸渍处理。所得产物物相为γ-Fe2O3，且粒径约为86～136nm，且粒子间的团聚程度不大。其基本参数符合相关应用标准。与其它相关工艺相比，本工艺具有以下优点：工艺易操作、主要相关参数便于控制、能耗最小、整个流程所需要的流程较短、产品物相单一均匀、稳定性强。所以投入成本少，为对硫铁矿烧渣的广泛利用提供了良好的基础，达到了废物二次利用的目标。
符丽纯[7]（2007）在《硫铁矿烧渣水热法制备氧化铁工艺研究》文中指出氧化铁是一种无机非金属材料，它广泛的应用于磁性材料、颜料、抛光剂、铁氧体的制备和催化剂工业中。本文研究了由硫铁矿烧渣为原料水热法制备Fe2O3的工艺条件，考察了反应温度、反应时间、溶液的pH、总铁浓度、nFe2+／nFe3+（物质量的比）对粗产品中总铁含量、亚铁含量、溶液过滤速度、总铁损失率的影响，得出了水热法制备氧化铁适宜条件为：反应温度为190℃、反应时间为30min、pH为7.0、总铁浓度为3.0mol／L，nFe2+／nFe3+=0.145。此适宜条件下制备得到的粗产品总铁含量为66.26％、亚铁含量2.5％、铁损失率为0.83％、溶液过滤速度60mL／min。其粗产品主要物相是Fe2O3和Fe3O4，所得粗产品为球状粒子。实验研究了添加剂对水热法制备氧化铁的影响。实验结果表明添加柠檬酸、酒石酸、OP乳化剂、CTAB、NaH2PO4使溶液过滤速度减慢；加入SDS、PVP、CO（NH2）2，溶液过滤速度有所加快，但添加SDS产生大量泡沫，不利于生产，而PVP价格较贵，故选取尿素为适宜添加剂。添加剂尿素对水热法制备氧化铁的影响规律不变，但在相同条件下，添加尿素水热法制备得到的产物颗粒明显增大。在添加剂尿素的存在下，水热法制备氧化铁适宜的条件为：反应温度为140℃、反应时间为30min、pH为7.0、nFe2+／nFe3+=0.145，每200mL酸浸液中尿素用量为0.72g。在此条件下制备得到的粗产品中总铁含量为65.09％、亚铁含量2.49％、铁损失率为0.66％、溶液过滤速度34mL／min。添加尿素不影响水热产物形貌和晶形，制备得到的水热粗产品物相为Fe2O3、Fe3O4、FeO（OH），产物颗粒为球状。以硫铁矿烧渣酸浸液为原料水热法制备氧化铁，所得硫酸铵溶液质量浓度为28～30％，滤液中Fe2+为0.00lmol／L、Fe3+为0.002 mol／L。回收硫酸铵适宜的条件为：pH为9，双氧水的加入量为与滤液体积之比为1：200。在此条件下，回收所得到的（NH4）2SO4产品质量达到GB535-1995优等品标准。
郑雅杰[8]（2002）在《硫铁矿烧渣制备聚合硫酸铁和聚磷硫酸铁新工艺及基础理论研究》文中研究说明硫铁矿烧渣是硫酸工业的固体废弃物，硫铁矿烧渣的综合利用既能消除烧渣对环境的危害，又作为资源进行了利用。因此，硫铁矿烧渣的综合利用具有十分重要的意义。本研究利用硫铁矿烧渣制备得到高质量的硫酸亚铁、聚合硫酸铁（PFS）和新型絮凝剂聚磷硫酸铁（PPFS）。 为了提高烧渣中铁的回收率，采用了熟化法处理烧渣。烧渣与硫酸混合后经过熟化和水浸，铁浸出率达到91％以上。适宜的熟化条件是熟化温度200～300℃、熟化时间1～2h、硫酸浓度65～85％、硫酸用量系数为1～1.2。 研究证明在适当条件下，烧渣直接与硫酸反应后铁的浸出率也可达到90％。适宜的酸浸条件为反应温度95～115℃、反应时间3～4h、硫酸浓度40～50％、硫酸用量系数0.9～1.1。酸浸工艺比熟化工艺简单、反应温度低。 经XRD实验首次发现烧渣和硫酸混合后固化料和熟化料均有FeHSO4 4H2O晶体物质生成，SEM证实熟化料为晶体状。烧渣与硫酸反应时，Fe3O4的反应活性高于Fe2O3，烧渣中Fe2O3与硫酸反应受扩散控制，符合颗粒收缩芯模型，动力学方程为1-（1-xB）2／3=kt。反应速度常数与温度的关系式为k=8.33×104e-6.936／RT，反应活化能E0为6.936kJ／mol。 烧渣酸浸液中加入铁皮，反应温度高于50℃、Fe3+浓度低于2mol／L、反应4h后，酸浸液中Fe3+被完全还原，9～17℃冷却还原液，得到绿矾。首次采用胶体分散法和氯酸钠部分氧化法由烧渣酸浸液制备得到液体PFS，在PFS溶液中加入磷酸钠得到PPFS。将液体PFS蒸发浓缩后，于60～80℃下搅拌干燥7h得到固体PFS，采取同样的方法也可制备得到固体PPFS。氯酸钠部分氧化法优点是工艺简单，减少了氧化剂用量，降低了成本，有利于产业化。 TG-DTA实验发现加热PFS和PPFS凝胶样至500℃，出现2次吸热和失重变化，吸热和失重温度区间分别大致为27～160℃和170-290℃。通过XRD首次发现固体PFS和PPFS主要物相为Fe4.67（SO4）6（OH）2·20H2O，经过130℃以上温度处理后，Fe4.67（SO4）6（OH）2·20H2O物相消失。因此可知失重是由于失去游离水、部分结晶水和Fe4.67（SO4）6（OH）2·20H2O的分解而产生。FTIR分析说明固体PFS和PPFS有3400cm-1、1635cm-1OH基团吸收峰和998cm-1 Fe-OH弯曲振动吸收峰。XRD和FTIR实验结果证实PFS和PPFS含有羟基。 PFS和PPFS与盐酸反应非常迅速，酸解液pH值不随时间变化。PFS和PPFS中形态比依次为Fe（a）／Fe总＞Fe（b）／Fe总＞Fe（c）／Fe总。固体PFS、液体PPFS、液体PFS的Fe（b）和Fe（c）百分含量依次增加，Fe（b）和Fe（c）百分含量并随盐基度和中南大学博士学位论文摘要，;（P）:n（Fe）增加而增加。固体PFS、液体PPFS和液体PFs最高Fe（a）zFe:比分别为56，76%、76.99%、79.57%，最高Fe（b）/Fe总比分别为27.8x%、21.72叹、一8.7x%，Fe（e）/Fe总比分别为21.71%、13.76%、13.77%。电中和能力由强到弱依次为固体PFs>液体PPFS>液体PFS。絮凝硅藻土悬浊液，胶体杏电位变化范围为一60mv一+3omV。絮凝生活污水，胶体咨电位变化范围为一30mV一+l ZmV PFS和PPFS去除CODcr和浊度的能力为固体PFS>液体PPFS>液体PFS .PFs和PPFS絮凝规律表现出与PFS和PPFS的电中和能力和形态变化相似的规律。B=14.40%的固体PFS、B=9.33%和n（P）:n（Fe）=0.05的液体PPFS、B=14.40%液体PFs具有最佳絮凝效果，这些絮凝剂处理浊度为55.3mg/L、pH=7 .46的硅藻土悬浊液，加人的剂量（Fe，+）为2.76mg/L时，浊度去除率分别为90.78%、88.61%、84.99%。 pH值为7.49、浊度56mg/L、CODer为163.5mg/L的城市生活污水经固体pFS、液体PPFs、液体PFs、FeZ（504）3、PeA处理，剂量为o.smmol/L(以Fe3+或A13+、}一。时，浊度去除率大于99%， CODc:去除率分别为70.00%、69.00%、66.60%、62.13%、60.00%，PFS和PPFS处理生活污水后达到了8978一1996综合污水排放的一级标准PFs处理总磷含量为4.1 lmg/L的生活污水，剂量（Fe3+）为11.lmg/L时，，曾、磷去除率为68.12%。PPFs絮凝总磷为0.37 mg/L的自来水，剂量（Fe3+）达到27.6mg/L时，总磷下降到。.17 mg/L。 液体PPFs去除euZ+和PbZ+的效果好于液体PFs。终点pH值为6.8、齐}J量(Fe又+。为27 .6mg/L时，模拟重金属污水经PPFS和PFs处理后，cuZ十去除率分别为93.。%和88.7%，Pb2+去除率分别100%和99.2%。 实验结果说明PFS和PPFS处理硅藻土悬浊液和城市污水效果好，并能够有效地去除重金属和总磷。
张培梧,葛秋萍,周宝石[9]（1996）在《我国硫铁矿烧渣综合利用的研究与实践概况》文中提出叙述了我国硫酸工业硫铁矿烧渣在水泥助焙剂、脱硫剂、净水剂、炼铁、制造铁系化工产品、回收有色金属及贵金属、制砖等多方面综合利用的研究与实践，并结合我国实际情况提出了加强科研成果的推广应用等建议。
谢葆琦,肖克剑[10]（1989）在《论含金银硫铁矿的综合利用》文中研究说明本文论述了采用高温氯化挥发工艺实现对黄铁矿特别是含金银黄铁矿资源综合利用的理论依据及工业实践,对我省有色、钢铁和化工工业的发展及环境治理有着重要的意义。
二、黄铁矿烧渣综合利用中温氯化法中间试验（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、黄铁矿烧渣综合利用中温氯化法中间试验（论文提纲范文）
（1）含铁回收料球团金属化烧结新工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 文献综述 |
| 1.1 钢厂含锌粉尘利用现状 |
| 1.1.1 返回处理法 |
| 1.1.2 稳定化处理法 |
| 1.1.3 常规选矿工艺 |
| 1.1.4 湿法工艺 |
| 1.1.5 火法工艺 |
| 1.1.6 火法湿法联合工艺 |
| 1.2 硫酸渣利用现状 |
| 1.2.1 建材原料 |
| 1.2.2 铁系化工产品 |
| 1.2.3 回收有价金属 |
| 1.3 本研究的目的和内容 |
| 1.3.1 本研究的目的 |
| 1.3.2 本研究的内容 |
| 2 原料物化性能研究 |
| 2.1 含铁原料的主要物化性能 |
| 2.1.1 化学成分 |
| 2.1.2 物料性能 |
| 2.1.3 热态性能 |
| 2.1.4 工艺矿物学 |
| 2.2 还原剂主要物化性能 |
| 2.3 本章小结 |
| 3 铁、锌、铅的氧化物和FeAsO_4还原热力学基础 |
| 3.1 铁氧化物还原热力学 |
| 3.2 ZnO还原热力学 |
| 3.3 PbO还原热力学 |
| 3.4 FeAsO4还原热力学 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 铁氧化物还原和锌、铅、砷还原挥发脱除研究 |
| 4.1 实验原料 |
| 4.2 研究方法 |
| 4.2.1 实验方法与设备 |
| 4.2.2 评价指标 |
| 4.3 铁、锌、铅氧化物还原动力学 |
| 4.3.1 铁氧化物还原动力学 |
| 4.3.2 锌还原挥发动力学 |
| 4.3.3 铅还原挥发动力学 |
| 4.4 实验结果及分析 |
| 4.4.1 C/Fe |
| 4.4.2 焙烧温度 |
| 4.4.3 焙烧时间 |
| 4.4.4 空气流量 |
| 4.4.5 气体中氧含量 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 球团金属化烧结新工艺 |
| 5.1 新工艺的提出 |
| 5.2 研究方法 |
| 5.2.1 试验方法与设备 |
| 5.2.2 性能评价 |
| 5.3 球团金属化烧结新工艺 |
| 5.3.1 球团制备 |
| 5.3.2 球团金属化烧结 |
| 5.4 产品性能分析 |
| 5.4.1 预还原产品 |
| 5.4.2 含锌铅砷粉尘 |
| 5.5 新工艺的应用前景 |
| 5.6 本章小结 |
| 6 球团金属化烧结过程锌、铅、砷迁移规律及烧结矿的固结机理 |
| 6.1 研究方法 |
| 6.2 料层温度与气氛的变化规律 |
| 6.3 锌、铅、砷在烧结料层中的迁移规律 |
| 6.4 固结机理 |
| 6.5 本章小结 |
| 7 结论 |
| 参考文献 |
| 攻读博士学位期间的主要研究成果 |
| 致谢 |
（2）含金硫酸渣焙烧预处理—非氰浸出新方法研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 从含金矿石及物料中提金概述 |
| 1.1.1 氰化法提金 |
| 1.1.2 非氰化法提金 |
| 1.2 难浸物料的预处理工艺 |
| 1.2.1 焙烧氧化法 |
| 1.2.2 加压氧化法 |
| 1.2.3 微生物氧化法 |
| 1.2.4 化学氧化法 |
| 1.2.5 微波氧化法 |
| 1.3 从含金硫酸渣中回收金的现状 |
| 1.3.1 氰化法 |
| 1.3.2 氯化法 |
| 1.3.3 硫代硫酸盐法 |
| 1.3.4 现阶段存在的问题及发展趋势 |
| 1.4 课题选题背景、主要研究内容及意义 |
| 1.4.1 选题背景 |
| 1.4.2 主要研究内容及意义 |
| 第2章 试验原料、试剂、仪器设备及方法 |
| 2.1 试验原料和试剂 |
| 2.1.1 试验原料 |
| 2.1.2 试剂 |
| 2.2 试验仪器和设备装置 |
| 2.3 试验方法 |
| 2.3.1 预处理试验 |
| 2.3.2 浸出试验 |
| 2.4 分析与检测方法 |
| 2.4.1 金的测定 |
| 2.4.2 化学分析法 |
| 2.4.3 X射线衍射分析 |
| 2.4.4 扫描电子显微镜 |
| 第3章 直接浸出探索性试验 |
| 3.1 直接非氰浸出探索试验 |
| 3.1.1 硫代硫酸盐浸出试验 |
| 3.1.2 硫脲浸出试验 |
| 3.1.3 次氯酸钠浸出试验 |
| 3.1.4 氯酸钠浸出试验 |
| 3.1.5 过硫酸铵氧化-氯盐浸出 |
| 3.2 本章小结 |
| 第4章 焙烧预处理试验研究 |
| 4.1 氯化焙烧单因素条件试验 |
| 4.1.1 焙烧温度对预处理效果的影响 |
| 4.1.2 氯化钠用量对预处理效果的影响 |
| 4.1.3 焙烧时间对预处理效果的影响 |
| 4.1.4 最佳条件下焙砂的特性研究 |
| 4.2 复合添加剂焙烧单因素条件试验 |
| 4.2.1 焙烧温度对预处理效果的影响 |
| 4.2.2 复合添加剂用量对预处理效果的影响 |
| 4.2.3 复合添加剂配比对预处理效果的影响 |
| 4.2.4 焙烧时间对预处理效果的影响 |
| 4.2.5 最佳条件下焙砂的特性研究 |
| 4.3 硫酸盐化焙烧试验研究 |
| 4.3.1 硫酸溶液浓度对预处理效果的影响 |
| 4.3.2 焙烧温度对预处理效果的影响 |
| 4.3.3 硫酸用量对预处理效果的影响 |
| 4.3.4 焙烧促进剂RS-1用量对预处理结果的影响 |
| 4.3.5 焙烧时间对预处理效果的影响 |
| 4.3.6 最佳条件下焙砂的特性研究 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 氯酸钠-氯化钠浸金体系研究 |
| 5.1 基本原理 |
| 5.2 试验方法及工艺流程 |
| 5.3 氯酸钠-氯化钠浸金体系条件试验 |
| 5.3.1 盐酸用量对金浸出率及浸渣品位的影响 |
| 5.3.2 氯化钠用量对金浸出率及浸渣品位的影响 |
| 5.3.3 氯酸钠用量对金浸出率及浸渣品位的影响 |
| 5.3.4 浸出温度对金浸出率及浸渣品位的影响 |
| 5.3.5 液固比对金浸出率及浸渣品位的影响 |
| 5.3.6 浸出时间对金浸出率及浸渣品位的影响 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 酸性硫脲浸金体系研究 |
| 6.1 基本原理 |
| 6.2 试验方法及工艺流程 |
| 6.3 酸性硫脲浸出体系条件试验 |
| 6.3.1 液固比对金浸出率及浸渣品位影响 |
| 6.3.2 浸出温度对金浸出率及浸渣品位的影响 |
| 6.3.3 pH对金浸出率及浸渣品位的影响 |
| 6.3.4 硫脲浓度对金浸出率及浸渣品位的影响 |
| 6.3.5 浸出时间对金浸出率及浸渣品位的影响 |
| 6.3.6 硫脲低用量浸出试验 |
| 6.4 本章小结 |
| 第7章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
（3）硫酸烧渣制备絮凝剂PPFS及在废水处理上的应用（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 致谢 |
| 前言 |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 硫酸烧渣的基本特征和分类 |
| 1.2 烧渣的化学成分和矿物组成 |
| 1.3 硫酸烧渣的危害 |
| 1.4 硫酸烧渣的国外利用情况 |
| 1.5 硫酸烧渣的国内利用情况 |
| 1.5.1 利用硫酸烧渣制砖 |
| 1.5.2 用作水泥添加剂 |
| 1.5.3 回收铁 |
| 1.5.4 在染料方面的应用 |
| 1.5.5 有色金属及贵金属的回收利用 |
| 1.5.6 用来回收含油产物 |
| 1.6 絮凝剂的概况 |
| 1.6.1 絮凝剂的定义 |
| 1.6.2 絮凝剂的分类 |
| 1.6.3 铁系絮凝剂的概况 |
| 1.6.4 聚合硫酸铁的概况 |
| 1.7 研究的内容和研究意义 |
| 第二章 硫酸烧渣制备聚合硫酸铁 |
| 2.1 实验原料与试剂 |
| 2.1.1 实验原料 |
| 2.1.2 主要实验试剂 |
| 2.1.3 主要实验仪器 |
| 2.2 实验原理 |
| 2.2.1 还原焙烧原理 |
| 2.2.2 酸浸原理 |
| 2.2.3 聚合硫酸铁（PFS）的制备原理 |
| 2.3 实验步骤和流程 |
| 2.3.1 实验步骤 |
| 2.3.2 制备聚合硫酸铁的流程 |
| 2.4 确定最佳实验条件 |
| 2.4.1 还原焙烧阶段 |
| 2.4.2 酸浸阶段 |
| 2.4.3 聚合阶段 |
| 2.5 自制 PFS 的主要性能指标 |
| 2.6 小结 |
| 第三章 利用自制的PFS 来制备PPFS |
| 3.1 聚磷硫酸铁的制备 |
| 3.1.1 实验药品和仪器 |
| 3.1.2 实验原理 |
| 3.1.3 实验步骤及流程 |
| 3.2 絮凝性能的检验 |
| 3.2.1 反应时间对除浊率的影响 |
| 3.2.2 絮凝剂用量对混凝效果的影响 |
| 3.2.3 pH 值对絮凝效果的影响 |
| 第四章 PPFS 对城市污水的处理 |
| 4.1 实验材料 |
| 4.2 实验设备和仪器 |
| 4.3 实验步骤 |
| 4.4 PPFS 对城市污水的处理 |
| 4.4.1 对浊度去除率的影响 |
| 4.4.2 对 COD 去除率的影响 |
| 4.4.3 对 NH_3-N 去除率的影响 |
| 4.4.4 对 TP 去除率的影响 |
| 4.4.5 絮凝剂投加量对pH 的影响 |
| 4.5 絮凝效果的比较 |
| 第五章 结论 |
| 参考文献 |
（4）氯化铵—氨—水体系稀液堆浸法处理黄铁矿烧渣的基础理论研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 目录 |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 前言 |
| 1.2 黄铁矿烧渣的性质 |
| 1.3 黄铁矿烧渣铁资源利用现状 |
| 1.3.1 生产建筑材料 |
| 1.3.2 生产铁系颜料 |
| 1.3.3 生产铁盐 |
| 1.3.4 生产铁精粉 |
| 1.4 黄铁矿烧渣中回收有色金属 |
| 1.4.1 从黄铁矿烧渣中回收金 |
| 1.4.2 黄铁矿烧渣中回收其他有色金属 |
| 1.5 本课题研究背景及意义 |
| 1.5.1 本课题研究背景 |
| 1.5.2 本课题研究内容及意义 |
| 第二章 MACA体系稀液堆浸黄铁矿烧渣热力学分析 |
| 2.1 前言 |
| 2.2 Au-NH_4Cl-NH_3-H_2O体系热力学分析 |
| 2.2.1 热力学数据筛选 |
| 2.2.2 热力学模型构建 |
| 2.3 CuS-NH_4Cl-NH_3-H_2O体系热力学分析 |
| 2.3.1 热力学数据筛选 |
| 2.3.2 热力学模型构建 |
| 2.4 MACA体系稀液堆浸法处理黄铁矿烧渣的可行性 |
| 2.5 本章小结 |
| 第三章 实验方法及设备 |
| 3.1 实验原料、试剂及设备 |
| 3.1.1 原料 |
| 3.1.2 试剂及辅料 |
| 3.1.3 实验设备 |
| 3.2 实验方法 |
| 3.2.1 理论研究 |
| 3.2.2 堆浸工艺研究 |
| 3.3 分析方法 |
| 3.3.1 烧渣中全铁分析 |
| 3.3.2 烧渣中金的分析 |
| 3.3.3 溶液中元素分析 |
| 第四章 MACA体系浸出黄铁矿烧渣中铜的动力学研究 |
| 4.1 前言 |
| 4.2 动力学机理 |
| 4.3 结果及讨论 |
| 4.3.1 搅拌速度的影响 |
| 4.3.2 总氨浓度的影响 |
| 4.3.3 烧渣粒度的影响 |
| 4.3.4 温度的影响 |
| 4.3.5 宏观动力学方程 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 MACA体系稀液堆浸黄铁矿烧渣工艺研究 |
| 5.1 摇瓶试验 |
| 5.1.1 液固比对浸出率的影响 |
| 5.1.2 浸出剂浓度对浸出率的影响 |
| 5.1.3 烧渣粒度对浸出率的影响 |
| 5.2 柱浸探索试验 |
| 5.2.1 No.1柱浸试验 |
| 5.2.2 No.2柱浸试验 |
| 5.3 浸出液中富集金的探索 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 结论及建议 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 建议 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读硕士期间的主要研究成果 |
（5）碳质银精矿富氧—氯化焙烧工艺及动力学研究（论文提纲范文）
| 内容提要 |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.2 难处理矿石的概述 |
| 1.2.1 难处理银矿石的特性 |
| 1.2.2 银矿石类型 |
| 1.3 银的提取工艺 |
| 1.3.1 银的工艺矿物学 |
| 1.3.2 火法工艺 |
| 1.3.3 湿法工艺 |
| 1.4 碳质难处理银矿的简要介绍及处理方法 |
| 1.4.1 碳质物对金银浸出的影响 |
| 1.4.2 碳质物的处理方法 |
| 1.5 试验研究的目的和内容 |
| 1.5.1 研究目的 |
| 1.5.2 研究内容 |
| 第2章 试验原理、设备及测试方法 |
| 2.1 试验原理 |
| 2.2 试剂、仪器及装置 |
| 2.2.1 试剂 |
| 2.2.2 仪器 |
| 2.2.3 试验装置图 |
| 2.3 试验及测试方法 |
| 2.3.1 焙砂中碳、硫含量测试方法 |
| 2.3.2 尾气成分测试方法 |
| 2.3.3 焙砂中金银的测定方法 |
| 第3章 结果与讨论 |
| 3.1 富氧-氯化焙烧工艺试验及研究 |
| 3.1.1 原矿的矿物组成及银的赋存状态 |
| 3.1.2 银精矿的多元素及物相分析 |
| 3.1.3 焙烧工艺的选择 |
| 3.1.4 焙烧工艺条件试验 |
| 3.1.5 焙烧条件对尾气成分的影响及其变化规律 |
| 3.1.6 焙烧条件对金银浸出率的影响 |
| 3.1.7 富氧—氯化焙烧与氯化焙烧、氧化焙烧的对比试验 |
| 3.2 焙烧过程动力学的研究 |
| 3.2.1 温度对富氧氯化焙烧的影响 |
| 3.2.2 氯化剂的质量分数对焙烧试验的影响 |
| 3.2.3 空气氧气比对焙烧试验的影响 |
| 3.2.4 矿样粒度对焙烧试验的影响 |
| 3.2.5 各个影响因素的综合考虑 |
| 3.2.6 硫的去除率在90%时的动力学讨论 |
| 3.2.7 小结 |
| 第4章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 中文摘要 |
| ABSTRACT |
（6）硫铁矿烧渣制备γ-Fe2O3的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 硫铁矿烧渣概述 |
| 1.1.1 硫铁矿烧渣的组成与分类 |
| 1.1.2 硫铁矿烧渣的危害 |
| 1.1.3 硫铁矿烧渣的综合利用 |
| 1.2 氧化铁的研究与应用 |
| 1.2.1 氧化铁的制备方法 |
| 1.2.2 氧化铁的应用 |
| 1.2.3 磁性氧化铁的种类 |
| 1.3 γ-Fe_2O_3的研究及应用现状 |
| 1.3.1 γ-Fe_2O_3结构及性质 |
| 1.3.2 γ-Fe_2O_3的应用及发展前景 |
| 1.3.3 γ-Fe_2O_3的主要制备方法 |
| 1.4 研究的目的意义及内容 |
| 1.4.1 研究目的与意义 |
| 1.4.2 研究内容 |
| 第2章 实验原料及方法 |
| 2.1 实验原料、试剂和仪器 |
| 2.1.1 主要实验原料 |
| 2.1.2 主要实验试剂 |
| 2.1.3 主要仪器和设备 |
| 2.2 实验方法及工艺流程 |
| 2.3 实验原理 |
| 2.3.1 硫酸亚铁的制备原理 |
| 2.3.2 铁黄的制备原理 |
| 2.3.3 γ-Fe_2O_3的制备原理 |
| 2.4 样品性能测试与表征 |
| 2.4.1 Fe~(2+)的测定 |
| 2.4.2 Fe~(3+)的测定 |
| 2.4.3 结果表达 |
| 2.4.4 全铁的测定 |
| 2.4.5 样品表征 |
| 第3章 实验结果及讨论 |
| 3.1 硫铁矿烧渣精制硫酸亚铁溶液 |
| 3.2 铁黄晶种的制备 |
| 3.2.1 实验步骤 |
| 3.2.2 正交实验分析 |
| 3.2.3 铁黄产品的物相分析 |
| 3.2.4 铁黄晶种实验小结 |
| 3.3 γ-Fe_2O_3的制备 |
| 3.3.1 反应温度的确定 |
| 3.3.2 实验结果讨论 |
| 3.3.3 样品的形貌 |
| 第4章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
（7）硫铁矿烧渣水热法制备氧化铁工艺研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 前言 |
| 1.1 硫铁矿烧渣及其综合利用现状 |
| 1.1.1 用作建筑材料 |
| 1.1.2 选矿炼铁 |
| 1.1.3 制备硫酸亚铁 |
| 1.1.4 制作铁系颜料 |
| 1.1.5 制备高纯氧化铁 |
| 1.1.6 有色金属及贵金属的回收利用 |
| 1.1.7 在环境保护中的应用 |
| 1.2 氧化铁的生产及其应用 |
| 1.2.1 氧化铁的制备 |
| 1.2.2 氧化铁制备工艺改进 |
| 1.2.3 纳米氧化铁的制备 |
| 1.3 硫铁矿烧渣制备氧化铁的研究意义 |
| 第二章 水热法制备氧化铁 |
| 2.1 实验 |
| 2.1.1 实验原理 |
| 2.1.2 实验原料 |
| 2.1.3 实验仪器 |
| 2.1.4 实验步骤 |
| 2.1.5 分析与检测 |
| 2.2 实验结果与讨论 |
| 2.2.1 反应温度的影响 |
| 2.2.2 反应时间的影响 |
| 2.2.3 溶液pH值的影响 |
| 2.2.4 总铁浓度的影响 |
| 2.2.5 nFe~(2+)与nFe~(3+)物质量之比的影响 |
| 2.3 本章结论 |
| 第三章 添加剂对水热法制备氧化铁的影响 |
| 3.1 实验步骤 |
| 3.2 实验结果与讨论 |
| 3.2.1 添加剂的选择 |
| 3.2.2 CO(NH_2)_2对水热法制备氧化铁的影响 |
| 3.2.2.1 反应温度的影响 |
| 3.2.2.2 CO(NH_2)_2用量的影响 |
| 3.2.2.3 反应时间的影响 |
| 3.2.2.4 pH值的影响 |
| 3.2.2.5 nFe~(2+)/nFe~(3+)比值的影响 |
| 3.2.2.6 烧渣酸浸液硫酸用量系数的影响 |
| 3.3 热重—差热分析(TG—DSC) |
| 3.4 本章结论 |
| 第四章 硫酸铵的回收及水热法制备氧化铁物料衡算 |
| 4.1 回收实验步骤 |
| 4.2 硫酸铵回收实验结果与讨论 |
| 4.2.1 双氧水用量的影响 |
| 4.2.2 pH的影响 |
| 4.2.3 最佳pH下双氧水投加量的影响 |
| 4.2.4 硫酸铵回收放大实验 |
| 4.3 水热法制备氧化铁实验室放大实验 |
| 4.4 水热法制备氧化铁工艺流程 |
| 4.5 水热法制备氧化铁物料衡算及物料利润估算 |
| 4.6 本章结论 |
| 第五章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间的主要研究成果 |
（8）硫铁矿烧渣制备聚合硫酸铁和聚磷硫酸铁新工艺及基础理论研究（论文提纲范文）
| 中文摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 PFS制备技术概况 |
| 1.3 PFS及改性PFS的应用 |
| 1.4 聚铁基础理论研究进展 |
| 1.5 硫铁矿烧渣的用途与制备PFS和PPFS原理分析 |
| 1.6 硫铁矿烧渣湿法制备PFS和PPFS的理论研究 |
| 1.7 课题的选择与研究意义 |
| 第二章 烧渣的熟化及熟化机理 |
| 2.1 云浮硫铁矿烧渣的基本特性 |
| 2.2 熟化及熟化因素对铁浸出率影响 |
| 2.3 熟化机理的讨论 |
| 2.4 本章小结 |
| 第三章 烧渣的酸浸及酸浸动力学 |
| 3.1 酸浸因素对铁浸出率的影响 |
| 3.2 烧渣酸浸放大实验及与熟化工艺的比较 |
| 3.3 烧渣酸浸动力学 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 硫酸亚铁的制备 |
| 4.1 前言 |
| 4.2 酸浸液还原法制备硫酸亚铁 |
| 4.3 酸浸液所得硫酸亚铁的溶解度 |
| 4.4 酸浸液还原法和其它方法制备绿矾的比较 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 PFS和PPFS制备新工艺 |
| 5.1 胶体分散法制备PFS |
| 5.2 氯酸钠部分氧化法制备PFS |
| 5.3 PFS溶液稳定性的讨论 |
| 5.4 胶体分散法与氯酸钠部分氧化法比较 |
| 5.5 液体PPFS的制备 |
| 5.6 本章小结 |
| 第六章 固体PFS和PPFS的制备及结构分析 |
| 6.1 前言 |
| 6.2 固体PFS及PPFS的制备 |
| 6.3 PFS和PPFS固化过程热分析 |
| 6.4 固体PFS及PPFS结构分析 |
| 6.5 本章小结 |
| 第七章 PFS和PPFS溶液的化学特征 |
| 7.1 PFS和PPFS溶液的酸解 |
| 7.2 PFS及PPFS形态特征 |
| 7.3 PFS和PPFS絮凝过程的胶体ζ电位 |
| 7.4 本章小结 |
| 第八章 PFS和PPFS絮凝规律的研究 |
| 8.1 PFS及PPFS对硅藻土悬浊液的处理 |
| 8.2 PFS及PPFS对模拟重金属污水的处理 |
| 8.3 PFS和PPFS对城市生活污水的处理 |
| 8.4 本章小结 |
| 第九章 总结 |
| 附录 |
| 读博期间作者发表的论文、撰写的科研报告及获得的奖励 |
| 致谢 |
四、黄铁矿烧渣综合利用中温氯化法中间试验（论文参考文献）
- [1]含铁回收料球团金属化烧结新工艺研究[D]. 春铁军. 中南大学, 2014(12)
- [2]含金硫酸渣焙烧预处理—非氰浸出新方法研究[D]. 隆岗. 东北大学, 2013(03)
- [3]硫酸烧渣制备絮凝剂PPFS及在废水处理上的应用[D]. 李德明. 合肥工业大学, 2010(03)
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