一、从含镍钴红土矿中回收金属钴（论文文献综述）
郭豪杰,段灼,黄宇坤,化全县,曹亦俊[1]（2021）在《含钴二次资源综合回收技术研究进展》文中指出我国钴资源极度匮乏,严重依赖进口,突出的供需矛盾已成为制约我国钴行业发展的关键。开发含钴二次资源的回收利用技术对于缓解供需矛盾具有重要意义。论文概述了钴矿产资源的分布和储量,介绍了钴二次资源来源及种类,并以含钴冶金渣、废合金、加氢催化剂和废电池等二次资源为主要对象,详细阐述了含钴二次资源中钴的回收利用潜力和相关技术。结果表明,目前含钴二次资源通常采用湿法浸出技术进行回收再利用,其中含钴浸出液中钴与杂质元素的高效分离是回收钴的关键环节。因此,选择性溶出提钴体系和工艺的开发是提高含钴二次资源利用率的核心。
郁建成,马保中,马玉天,赵健,王成彦[2]（2021）在《钴资源氨法回收研究进展》文中指出钴作为一种重要的战略资源,在合金材料、催化材料和电池材料等方面具有重要作用。在钴的典型湿法回收过程中,氨法浸出相比于酸法浸出,具有浸出液纯净、流程短、成本低等优点,在钴矿物的冶炼和二次资源的回收过程中都具有广泛应用。对近些年国内外钴资源的氨法回收过程进行了系统总结,包括氨浸原理、氨浸过程以及氨浸液中钴的回收。在氨浸过程中关键要选择合适的氨-铵盐浸出体系,并且根据原料的成分,加入一定的还原剂或氧化剂以提高浸出率。目前从氨浸液中回收制备钴产品的方法还存在成本高、处理量小等缺点,因此,开发高效、经济的从氨浸液中回收并制备钴产品的方法将成为今后研究的重点。
王慧瑶[3]（2020）在《硅镁型贫镍红土矿富集镍铁-尾矿回收镁的研究》文中提出全球可供开发的镍资源主要分为两种:硫化镍矿和氧化镍矿。由于镍需求量的增加,品位高且易处理的硫化镍矿资源随之减少,低品位的红土矿成为研究重点。我国云南某地红土矿具有高MgO、高SiO2,低镍铁含量的特点,是一种典型的低品位硅镁型红土镍矿。国内外学者对其进行了大量的回收镍的研究,镁作为一种价值较高的金属,目前针对红土矿直接提镁具有成本高、回收率低等缺点,本文提出还原焙烧-磁选分离-硫酸浸出实验方法,综合回收该硅镁型红土镍矿中有价金属镍、铁、镁等物质。首先,该红土矿矿物成分含Ni 0.82%、Co 0.033%、Fe 9.67%、MgO 31.49%、SiO2 35.85%。向其中加入7%助熔剂CaF2和8%还原剂无烟煤,氮气保护气氛下,考察了4个不同的焙烧温度对镍铁回收率的影响,综合实验过程,选定在1250℃下焙烧60min,经过湿磨、磁选分离得到镍铁精矿和磁选尾矿。红土矿经过富集,镍铁精矿中镍的品位达到6.60%、铁的品位提高至62.14%其中夹杂有8.65%的氧化镁没有分离彻底。对原矿、焙烧后物料及磁选尾矿进行SEM及EPMA检测分析,高温焙烧使得金属镍铁发生了还原、迁移、聚集并长大的一个富集过程,结合热重及XRD,对其物相在高温下的变化过程进行了具体分析。其次,磁选尾矿作为后续硫酸浸出提镁的原材料,考察了不同的浸出条件对镁、铁、镍浸出率的影响,并进行了单因素实验和重复实验,得到最佳的酸浸条件为:浸出温度80℃、浸出时间4 h、硫酸浓度15%、液固比10:1（以m L/g计）、搅拌速度:450 r/min。并在此条件下进行了三组重复性试验,Mg、Ni、Fe的浸出率分别达到96.69%、98.63%、62.8%。为了得到纯净的氧化镁产品,对其进行了中和水解法除铁实验,因为红土矿中铁为三价铁,不适合采用针铁矿法除铁,同时不宜引入新的Na+、K+等杂质离子,故不适用铁矾法。除铁后液中铁的含量仅剩5.38mg/L。通过向除铁后液中加入氨水NH4·OH调节pH至9.6～9.7,同时分多次向其中加入碳酸铵（NH4）2CO3,经过复分解反应和热解反应两步,得到碱式碳酸镁,在105℃干燥箱中干燥6个小时,得到碱式碳酸镁白色粉末。最后制备产品氧化镁。将碱式碳酸镁磨细在T1700-L-B型竖式喷吹炉中进行高温煅烧,控制温度在550℃煅烧1h,得到产品氧化镁的品位达到98%≥96.0%,达到国家标准GB 1886.216-2016中对于食品级氧化镁的标准含量。
武兵强,齐渊洪,周和敏,万新宇,邹宗树[4]（2019）在《红土镍矿湿法冶金工艺现状及前景分析》文中研究指明随着硫化镍矿资源的不断消耗以及镍需求量的持续增长,红土镍矿将是未来镍的主要来源。红土镍矿具有储量丰富、易开采、便于运输等特点,成为研究开发的热点。对还原焙烧-氨浸工艺、加压酸浸工艺、常压酸浸工艺等湿法冶金处理红土镍矿的工艺特点及现状进行了阐述,并分析了各工艺的优势与不足,介绍了红土镍矿湿法冶金工艺的研究进展。最后探讨了未来红土镍矿湿法冶金工艺的发展前景,指出加压酸浸工艺将在今后红土镍矿湿法冶金中扮演重要角色。
齐涛,王伟菁,魏广叶,朱兆武,曲景奎,王丽娜,张绘[5]（2019）在《战略性稀有金属资源绿色高值利用技术进展》文中提出从资源紧缺、环境污染、产品低端等方面,总结了我国钒、钛、镍、钴、锂稀有金属资源在战略性新兴产业迅猛发展时代所面临的国家重大需求,回顾了领域近年来通过升级和变革传统稀有金属资源利用技术取得的主要进展和成就。其中煤基钠化冶炼、高温碳化-低温氯化、亚熔盐氧化等非常规介质强化手段是实现钒钛磁铁矿中钒、钛绿色高值高效利用的核心;盐酸常压浸出-低温选择性水解-共沉淀新技术是一种低成本、短流程高效高值利用红土镍矿全组分的先进技术代表;双功能协同复合萃取原理是实现高镁盐湖卤水的锂资源绿色利用的关键基础。基于固废资源化和源头减废两个思路,现阶段战略性金属资源的利用技术初步解决了环境污染和资源利用率低的问题,但仍存在资源绿色利用基础原理匮乏、产品科技含量低等普遍问题。以战略性产业关键材料为导向的绿色高值利用技术的应用基础研究是稀有金属相关绿色产业战略性发展的重要科技保障,是未来重要的前沿研究方向。要点:（1）煤基钠化冶炼、高温碳化-低温氯化、亚熔盐氧化等非常规介质强化手段是实现钒钛磁铁矿中钒、钛绿色高值利用的核心。（2）盐酸常压浸出-低温选择性水解-共沉淀新技术是一种低成本、短流程高效高值利用红土镍矿全组分的先进技术代表。（3）双功能协同复合萃取原理是实现高镁盐湖卤水的锂资源绿色利用的关键基础。（4）以战略性产业关键材料为导向的稀有金属资源绿色高值利用的应用基础研究是未来战略性稀有金属领域的重要发展方向。
吕学明[6]（2019）在《红土镍矿半熔融态冶炼镍铁的理论基础及工艺研究》文中提出不锈钢具有优良的耐腐蚀性,在军事、工业或民用中应用广泛。镍基不锈钢是不锈钢的重要组成部分,占不锈钢总产量的60%以上。近年来,不锈钢产量快速增长加大了对镍资源的需求。随着硫化镍矿及高品位红土镍矿资源的日益枯竭,充分利用中低品位红土镍矿资源是解决未来我国巨大镍铁需求的主要途径。直接还原—磁选工艺根据还原过程物料的状态分为半熔融态冶炼工艺和固态冶炼工艺,其中半熔融态冶炼工艺通过添加熔剂来调控渣相或金属相的性质,使渣相或金属相局部熔化,促进还原后的金属聚集长大,通过冷却、破碎和分选,直接得到镍铁合金产品。半熔融态冶炼工艺具有流程短、能耗低、原料适应性强等优势,总体能耗中由8085%由煤提供,是目前处理红土镍矿较为经济的办法。本文围绕红土镍矿半熔融态冶炼镍铁工艺,分别针对红土镍矿基础性质、红土镍矿冶炼热力学、还原动力学、镍铁晶粒生长行为、渣金分离行为、冶炼工艺等方面进行了理论及实验研究,核心思想是阐明不同调控手段对镍铁氧化物还原、镍铁晶粒生长、渣金分离及金属产品中镍品位的影响规律。对研究所使用的红土镍矿分别进行化学成分、物相组成及热重-差热分析,结果表明该原料为典型的硅镁质型红土矿;所含结晶水主要存在于斜方钙沸石中,干燥过程中在292o C左右被脱除;矿物所含羟基主要存在于叶蛇纹石和利蛇纹石中,干燥过程中在627o C左右被脱除。通过对铁、镍氧化物还原过程的热力学计算,分析了添加剂作用下红土镍矿还原过程的物相转变规律。结果表明,添加硫酸钠后,Na2SO4极易被还原为Na2S。当铁氧化物被还原为FeO时,在SiO2存在的情况下,FeO能与Na2S反应生成FeS。FeS会与Fe形成低熔点化合物,降低镍铁合金的熔点,从而促进镍铁合金颗粒的聚集长大。红土镍矿还原过程中,碳酸钠很难被还原。与Mg2SiO4相比,MgSiO3更易与Na2SO4或Na2CO3发生反应。红土镍矿半熔融态冶炼过程中,FeO及钠盐的加入均能降低渣相的熔化温度及粘度,有利于镍铁合金颗粒的聚集长大。根据热分析动力学理论,研究了添加剂作用下红土镍矿的还原动力学。结果表明,添加硫酸钠后,碳的气化反应开始温度相比无添加剂时提前50oC左右。碳热还原过程第一阶段,硫酸钠被还原为Na2S。第二阶段,碳的气化反应发生,固固还原反应转变为气固还原反应。第三阶段,主要为Fe2SiO4的还原反应。添加碳酸钠后,碳的气化反应开始温度相比无添加剂时提前200o C左右,与添加硫酸钠时相比提前150o C左右。碳热还原过程第一阶段,碳酸钠与顽火辉石MgSiO3反应生成Na2Mg2Si2O7,破坏顽火辉石结构,有利于附存于其中的镍和铁氧化物的还原。第二阶段碳的气化反应发生,固固还原反应转变为气固还原反应。第三阶段,主要为FeO及Fe2SiO4的还原反应。添加碳酸钠后,红土镍矿碳热还原反应的活化能值相比添加硫酸钠时更低,且碳的气化反应开始温度更低,有利于改善红土镍矿碳热还原的动力学条件,因此就促进红土镍矿还原方面,碳酸钠催化作用强于硫酸钠。通过对镍铁晶粒的生长动力学及渣金分离行为进行研究,获得以下结论:金属渗碳量增加或添加硫化亚铁时,球团中镍铁合金的熔点明显降低;添加碳酸钠、硫化钠及氧化亚铁时,球团中渣相的熔化温度明显降低。渣相或金属相熔化温度的降低均能使焙烧过程中产生更多的液相,从而有利于球团中镍铁颗粒的聚集长大。添加碳、硫化钠、硫化亚铁、碳酸钠及氧化亚铁都可以降低渣金分离开始温度。添加硫化钠或碳酸钠时,渣金分离行为主要受渣的熔化影响;金属渗碳量增加或添加硫化亚铁、氧化亚铁时,渣金分离行为受渣的熔化及金属的熔化共同影响。围绕红土镍矿半熔融态冶炼镍铁工艺,模拟转底炉的升温制度,探讨了还原温度、添加剂、褐铁矿型红土镍矿及还原剂配比对磁选精矿中镍品位的影响。研究结果表明:碳酸钠、硫酸钠及褐铁矿型红土镍矿的配入均有利于提高磁选精矿中镍的品位,但配入过多的褐铁矿型红土镍矿会使铁氧化物的还原量增加,导致磁选精矿中镍品位下降。添加硫酸钠后,硫酸钠还原产物Na2S不仅可以降低渣相的熔化温度,同时Na2S可与FeO及SiO2反应生成FeS,Fe与FeS形成低熔点物相,降低金属的熔点,有利于金属颗粒的聚集长大及渣金分离。在一定范围内降低还原剂配比有利于提高磁选精矿中镍的品位,但还原剂配比减少过多会降低金属颗粒中的渗碳量,提高金属颗粒的熔点,不利于其聚集长大,从而导致磁选精矿中镍品位降低。
贾露萍[7]（2018）在《浅谈三个澳大利亚镍红土矿项目》文中研究表明简要介绍澳大利亚三个镍红土矿项目（Murrin Murrin、Bulong、Cawse）的基本情况、工艺流程、在工业化实践中遇到的问题,并总结其开发经验,为类似镍红土矿开发提供参考。
马松勃[8]（2018）在《金川镍闪速炉渣深度还原高效回收有价金属基础研究》文中提出本文采用“深度还原为磁选”技术处理金川镍冶炼闪速炉渣,旨在回收其中的铁、镍、铜、钴有价金属。采用深度还原技术将闪速炉渣中以铁橄榄石形式存在的铁还原成金属铁,同时将以金属锍形式存在的部分镍、铜、钴还原成金属,再对深度还原物料进行磨矿磁选回收有价金属。此基础研究为回收镍闪速炉渣中有价金属提供了理论依据,对综合利用闪速炉渣发展循环经济和实施环境保护具有指导意义。运用显微镜、X射线衍射仪、扫描电镜、化学分析和能谱分析,对闪速炉渣和还原物料的化学组成、矿物组成、结晶粒度等工艺矿物学特性进行了较系统的分析。研究结果表明闪速炉渣主要的化学元素为铁、硅、氧,含有少量的镁、钙、硫、铜、镍、钴。主要矿物成分为铁橄榄石,含有少量的硅酸镁和铁硫化物,镍、铜、钴以锍的形式不均匀的分布在铁橄榄石基质中。深度还原热力学计算和模拟表明,标准状态下,1473～1623K的温度范围内,C或CO能还原FeO·SiO2和2FeO·SiO2等铁复杂化合物,不能还原CaO、MgO、SiO2等非铁氧化物,也不能还原金属硫化物。采用HSC Chemistry软件对深度还原平衡相的组成模拟结果表明,2FeO·SiO2最终被还原成金属Fe和SiO2。锍中Ni、Cu、Co也被部分还原成金属单质,添加CaO对Ni、Cu、Co的还原有一定影响。深度还原动力学研究表明,等温还原过程分为初期、中期和后期三个阶段。不同时期动力学机理函数和限制性环节均不同,炉渣还原初期受界面化学反应控制,还原中期受3-D diffusion（Z-L-T）扩散控制,还原后期限制性环节的模型为Avrami-Erofeev Equation方程的随机成核和随后生长。不同还原条件下还原产物XRD图谱分析表明,铁橄榄石和镁铁橄榄石中的铁是直接被还原成金属铁的。金属铁颗粒形成及生长机理研究显示,金属颗粒生长是一个较为复杂的过程,还原温度和时间对金属颗粒的平均粒径影响显着。建立的金属颗粒生长动力学模型适于描述炉渣深度还原过程中金属铁颗粒的生长。还原产物XRD、EDS、面扫描图片分析表明,炉渣中以锍形式存在的镍、铜、钴在深度还原后主要以合金或金属的形式存在于金属铁颗粒中,还原过程中添加CaO对镍、钴的赋存状态和分布规律产生影响。还原温度、还原时间、配碳系数和添加C aO对还原物料金属化率及金属铁颗粒粒度有重要影响。试验确定的适宜还原条件为还原温度1573K、还原时间60min、CaO添加量15%、配碳系数2.0,在此条件下还原产物中铁金属化率为99.22%。还原产物分选试验适宜工艺条件为磨矿细度-0.045mm含量占82.00%,两段磁选,磁场强度分别为8000e和600Oe,得到铁品位77.91%,铁回收率92.79%的磁选精矿。本文的研究成果加深了对炉渣深度还原过程的认识,丰富了镍闪速炉渣深度还原理论体系,不仅对突破镍闪速炉渣深度还原关键技术提供理论支撑,而且对其它冶炼炉渣的高效利用有良好的借鉴意义。
卢超[9]（2017）在《促进剂及含铁量对贫镍红土矿煤基还原富集镍的研究》文中指出全球镍资源的勘探主要涉及硫化镍矿和红土镍矿两种矿石,随着硫化镍矿资源的日益开采导致其储量急剧下降,储量更丰富的红土镍矿吸引了人们的兴趣,越来越多的研究致力去改善红土矿中的镍的回收利用。本文以云南两种低品位红土镍矿为原料,对褐铁型红土镍矿开展了煤基还原-磁选工艺研究,并通过改变两种矿的配比或在硅镁型红土矿中添加铁的氧化物来研究含铁矿物对红土镍矿还原富集的影响,研究结果为我国低品位红土镍矿的有效利用提供了理论支撑。对两种矿样的物化性质比较可得,两种矿样属于完全不同类型的氧化矿。硅镁型红土矿主要物相为利蛇纹石,镍在硅酸盐中的分布率达到84.15%,氧化物中的分布率为10.98%,共计95.13%;褐铁型红土镍矿主要物相是针铁矿,镍在硅酸盐中的分布率达到69.35%,氧化物中的分布率为27.40%,共计96.75%。在硫酸钠作用下对褐铁型红土镍矿的还原过程进行了热力学分析和还原焙烧-磁选实验研究,从而确定了影响实验指标的主要参数还原温度、还原时间、硫酸钠用量和无烟煤用量。研究结果表明,在还原温度1100℃C、还原时间60min、20%Na2SO4和8%还原剂用量的条件下,在200mT的磁场强度下进行湿式磁选,可以从含镍1.17%,含铁35.71%的矿样中富集得到镍、铁品位分别为13.26%和67.34%,回收率分别为88.4%和14.71%的镍铁精矿。硫酸钠在还原过程中的主要作用是:破坏了矿物中硅酸盐结构,释放出其中嵌布的Ni和Fe,同时生成的FeS抑制了 Fe的深度还原,从而选择性还原了 Ni,FeS的生成降低了体系的熔点,有利于金属离子的传质,促进了镍铁的聚集。研究含铁矿物对红土镍矿还原的影响,对两种矿样在不同温度下焙烧发现矿中的含铁矿物在焙烧过程中的物相变化相同,在焙烧温度上升的过程中,磁赤铁矿都转变为赤铁矿,随着温度进一步升高,赤铁矿再与矿中的含镍,含镁矿物作用生成尖晶石相。通过改变两种矿的配比或在硅镁型红土矿中添加铁的氧化物来研究分析,发现在还原过程中赤铁矿和非结晶型的硅酸盐反应生成辉石,避免了更多橄榄石的生成,同时生成镁铁矿,镁铁矿与含镍硅酸盐反应生成更容易还原的铁镍矿,铁镍矿的生成加强了镍铁的聚集。
高建勇[10]（2017）在《褐铁矿型红土镍矿钠化离析焙烧分离研究》文中研究表明镍呈银白色,具有良好的耐腐蚀性,经常被用于不锈钢生产、医药、军工、航天等领域,是一种具有重要战略性意义的金属。地球上目前具有开采利用价值的陆基镍矿石大致分为硫化镍矿和氧化镍矿（红土镍矿）。全球镍的生产有超过60%源自于硫化镍矿,但随着高品位硫化镍矿日渐枯竭,低品位且更难进行冶炼的红土镍矿越来越得到人们的青睐。红土镍矿冶炼工艺大致可以分为火法和湿法两种。本实验所涉及的YN红土镍矿属于褐铁矿型红土镍矿,其镍含量较低,同时又有着较高的铁和铝。由于铝含量过高,无法直接入高炉使用。采用传统的火法冶金工艺,也不能得到品位和价值较高的镍铁产品,高附加值综合利用较困难。本文以YN红土镍矿作为原材料,采用钠化焙烧还原-磁选法处理。该工艺可以得到品位较高的镍铁产品、氧化铝和铁含量超过50%的磁选尾矿,其主要实验结果如下:1)通过偏光显微镜、扫描电镜、XRD和MLA矿物分析等多种分析手段考察了实验用镍矿的物相成分、镍元素赋存规律等。结果表明:该镍矿的主要物相构成为针铁矿,其次还有铬铁矿和赤铁矿。其中镍主要赋存于针铁矿中。2)对该工艺中可能发生的化学反应做了反应吉布斯自由能的计算。结果表明:配加钠盐添加剂、还原剂煤粉后,该镍矿在高温下经还原焙烧后进行物理磁选的思路是可行的。3)通过正交实验,找到了红土镍矿、硫酸钠添加剂和还原剂煤粉的配加比例,以及焙烧温度和焙烧时间等因素的大致范围。并通过单因素实验,找出了配加硫酸钠条件下实验的主要参数。由实验结果可以得出,当红土镍矿、硫酸钠和煤粉的质量配比为100:22:9,试样在1200℃下焙烧80min,磁场强度为150mT时,得到的镍铁精矿镍品位可达11.36%,整个流程镍元素的回收率可以达到83.35%。所得产品可直接作为原料冶炼不锈钢。4)通过添加碳酸钠可以使得实验用矿中的铝元素得以部分回收。由实验可得以下结论:红土矿,硫酸钠,碳酸钠和还原剂煤粉的质量配比为100:14:8:8,焙烧温度为1200℃以及焙烧时间为80min时,可以得到品位为4.59%,镍收率为88.58%的镍铁精矿,同时浸出过程中的铝浸出率可以达到60%以上。5)针对两种工艺开展了公斤级扩大实验,由于扩大实验的条件变化,所得镍铁精矿品位有了明显的提高。将得到的镍铁精矿进行熔分,熔分过程可以使产品品位有了进一步的提高。将复合钠盐工艺下产生的浸出液通过调整pH等操作,可以使铝资源得到了一定的回收。上述工艺可以得到镍品位较高的镍铁精矿,铁含量50%以上的磁选尾矿（富铁料）,氧化铝等产品,使得所处理红土镍矿得到了有效的综合利用。
二、从含镍钴红土矿中回收金属钴（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、从含镍钴红土矿中回收金属钴（论文提纲范文）
（1）含钴二次资源综合回收技术研究进展（论文提纲范文）
| 引 言 |
| 1 钴矿资源现状 |
| 1.1 世界钴矿产资源现状 |
| 1.2 中国钴矿产资源现状 |
| 2 钴二次资源来源及种类 |
| 3 钴二次资源回收技术现状 |
| 3.1 含钴二次资源的预处理 |
| 3.2 含钴二次资源的浸出 |
| 3.2.1 无机酸浸出法 |
| 3.2.2 有机酸浸出法 |
| 3.2.3 碱浸/酸碱两段浸出法 |
| 3.3 浸出液的净化除杂 |
| 3.4 浸出液中金属离子的分离 |
| 3.4.1 化学沉淀法分离回收 |
| 3.4.2 溶剂萃取法分离回收 |
| 4 结论与展望 |
（2）钴资源氨法回收研究进展（论文提纲范文）
| 1 钴资源情况及分布 |
| 2 钴资源氨浸过程 |
| 2.1 氨浸原理 |
| 2.2 钴资源氨浸过程 |
| 3 从氨浸液中回收钴 |
| 3.1 沉淀法 |
| 3.1.1 硫化沉淀法 |
| 3.1.2 液相还原沉淀法 |
| 3.2 气体还原法 |
| 3.3 溶剂萃取法 |
| 3.4 离子交换法 |
| 3.5 蒸氨法 |
| 4 结束语与展望 |
（3）硅镁型贫镍红土矿富集镍铁-尾矿回收镁的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 红土镍矿资源现状 |
| 1.2 红土镍矿制备镍铁合金研究现状 |
| 1.2.1 煤基粒铁法直接还原制备镍铁合金 |
| 1.3 氧化镁生产工艺现状 |
| 1.3.1 氧化镁的性质和用途 |
| 1.3.2 氧化镁的生产工艺 |
| 1.3.3 蛇纹石提镁工艺现状 |
| 1.4 本论文的主要研究内容及研究意义 |
| 1.4.1 课题研究的意义 |
| 1.4.2 本论文主要研究内容 |
| 第二章 实验原料、设备及研究方法 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.1.1 元江红土矿 |
| 2.2 实验试剂 |
| 2.3 实验设备 |
| 2.4 实验用分析仪器 |
| 2.5 化学分析测定 |
| 2.5.1 全镍的测定 |
| 2.5.2 铁的测定 |
| 2.5.3 金属镍的测定 |
| 2.5.4 氧化镍相中镍的分析测定 |
| 2.6 实验方法 |
| 2.6.1 实验流程 |
| 2.7 本章小结 |
| 第三章 还原焙烧-磁选分离回收镍铁实验研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 实验方法及原理 |
| 3.2.1 实验方法 |
| 3.2.2 镍铁精矿的成分分析 |
| 3.2.3 红土矿还原过程中CaF_2的作用机理 |
| 3.3 硅镁型贫镍红土矿高温还原过程 |
| 3.3.1 原矿TG-DSC表征 |
| 3.3.2 还原过程中主要发生的化学反应 |
| 3.3.3 红土矿还原过程中镍铁分布变化规律 |
| 3.3.4 镍铁精矿中镍铁的回收率计算 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 磁选尾矿酸浸-除铁-沉镁实验研究 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 实验方法及原理 |
| 4.2.1 硫酸浸出-除铁-沉镁的实验方法 |
| 4.2.2 磁选尾矿化学成分分析 |
| 4.3 磁选尾矿常压酸浸条件研究 |
| 4.3.1 单因素条件实验对镁、铁浸出率的影响 |
| 4.3.2 浸出条件优化实验 |
| 4.4 磁选尾矿酸浸浸出液除杂 |
| 4.4.1 浸出液中元素成分 |
| 4.4.2 黄钠铁矾法除铁 |
| 4.4.3 浸出液除铁实验研究 |
| 4.4.4 中和水解法除铁 |
| 4.5 沉镁实验研究 |
| 4.5.1 实验方法 |
| 4.5.2 氧化镁的制备 |
| 4.6 本章小结 |
| 第五章 总结与展望 |
| 5.1 总结 |
| 5.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附件 |
（4）红土镍矿湿法冶金工艺现状及前景分析（论文提纲范文）
| 1 红土镍矿湿法处理工艺现状及进展 |
| 1.1 还原焙烧-氨浸工艺 |
| 1.2 加压酸浸工艺 |
| 1.3 常压酸浸工艺 |
| 2 红土镍矿湿法冶金工艺前景分析 |
| 3 结论 |
（5）战略性稀有金属资源绿色高值利用技术进展（论文提纲范文）
| 1 前言 |
| 2 钒钛资源的利用技术发展与应用 |
| 2.1 钒钛磁铁精矿利用技术 |
| 2.1.1 高炉冶炼-铁水提钒-钒渣生产氧化钒工艺 |
| 2.1.2 钠化提钒-预还原-电炉熔分工艺 |
| 2.1.3 煤基钠化冶炼提铁-湿法提钒钛工艺 |
| 2.2 钛精矿利用技术 |
| 2.3 钒钛产品高值化技术 |
| 2.3.1 钒产品高值化技术 |
| 2.3.2 钛产品高值化技术 |
| 3 镍钴资源利用技术的发展与应用 |
| 3.1 红土镍矿火法工艺 |
| 3.1.1 镍锍工艺 |
| 3.1.2 镍铁工艺 |
| 3.2 红土镍矿湿法工艺 |
| 3.2.1 还原焙烧-氨浸法工艺 |
| 3.2.2 高压硫酸浸出工艺 |
| 3.2.3 盐酸浸出工艺 |
| 3.3 红土镍矿清洁利用新技术 |
| 3.3.1 碱-酸双循环法处理红土镍矿清洁生产集成新技术 |
| 3.3.2 盐酸常压浸出-低温水解耦合新技术 |
| 3.3.3 镍钴产品高值化技术 |
| 4 锂资源利用技术的发展与应用 |
| 5 结语与展望 |
（6）红土镍矿半熔融态冶炼镍铁的理论基础及工艺研究（论文提纲范文）
| 中文摘要 |
| 英文摘要 |
| 1 绪论 |
| 1.1 镍的性质及用途 |
| 1.2 镍资源概况 |
| 1.2.1 全球镍资源的分布 |
| 1.2.2 我国镍资源的分布 |
| 1.2.3 红土镍矿概述 |
| 1.2.4 红土镍矿的开发前景 |
| 1.3 红土镍矿冶炼工艺现状 |
| 1.3.1 湿法工艺 |
| 1.3.2 火法工艺 |
| 1.4 红土镍矿半熔融态冶炼工艺研究进展 |
| 1.5 本文研究意义及内容 |
| 2 实验原料和研究方法 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.1.1 红土镍矿 |
| 2.1.2 其它原料 |
| 2.2 研究方法 |
| 2.2.1 红土镍矿还原动力学研究 |
| 2.2.2 镍铁晶粒聚集长大行为研究 |
| 2.2.3 渣金分离行为研究 |
| 2.2.4 半熔融态冶炼镍铁工艺研究 |
| 2.3 本章小结 |
| 3 红土镍矿半熔融态冶炼镍铁热力学基础 |
| 3.1 热力学计算方法 |
| 3.2 镍铁氧化物还原热力学 |
| 3.3 硫酸钠对红土镍矿还原热力学的影响 |
| 3.4 碳酸钠对红土镍矿还原热力学的影响 |
| 3.5 添加剂对金属相及渣相高温物化性能的影响 |
| 3.6 本章小结 |
| 4 红土镍矿非等温还原动力学研究 |
| 4.1 热分析动力学理论 |
| 4.2 红土镍矿还原动力学分析 |
| 4.2.1 失重曲线及尾气分析 |
| 4.2.2 转化率分析 |
| 4.2.3 动力学参数 |
| 4.2.4 还原产物分析 |
| 4.3 硫酸钠对红土镍矿还原动力学的影响 |
| 4.3.1 失重曲线及尾气分析 |
| 4.3.2 转化率分析 |
| 4.3.3 动力学参数 |
| 4.3.4 还原产物分析 |
| 4.4 碳酸钠对红土镍矿还原动力学的影响 |
| 4.4.1 失重曲线及尾气分析 |
| 4.4.2 转化率分析 |
| 4.4.3 动力学参数 |
| 4.4.4 还原产物分析 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 镍铁晶粒聚集及分离行为研究 |
| 5.1 Hillert理论 |
| 5.2 实验结果及分析 |
| 5.2.1 时间对镍铁晶粒聚集的影响 |
| 5.2.2 温度对镍铁晶粒聚集的影响 |
| 5.2.3 渣相性能调控对镍铁晶粒聚集的影响 |
| 5.2.4 金属相性能调控对镍铁晶粒聚集的影响 |
| 5.2.5 渣、金性能调控对渣金分离的影响 |
| 5.3 本章小结 |
| 6 红土镍矿半熔融态冶炼镍铁工艺研究 |
| 6.1 理论计算 |
| 6.2 添加剂对半熔融态冶炼镍铁的影响 |
| 6.2.1 添加剂对镍铁品位及回收率的影响 |
| 6.2.2 还原剂配比对镍铁品位及回收率的影响 |
| 6.3 红土镍矿混合冶炼镍铁工艺 |
| 6.3.1 褐铁矿型红土镍矿配比对镍铁品位及回收率的影响 |
| 6.3.2 还原温度对镍铁品位及回收率的影响 |
| 6.3.3 还原剂配比对镍铁品位及回收率的影响 |
| 6.4 本章小结 |
| 7 结论 |
| 参考文献 |
| 附录 |
| A.攻读博士学位期间发表的科研成果目录 |
| A1.发表的论文 |
| A2.申请的专利 |
| B.攻读博士学位期间参加的学术交流 |
| C.攻读博士学位期间主持或参与的科研项目 |
| D.攻读博士学位期间获奖情况 |
| E.学位论文数据集 |
| 致谢 |
（7）浅谈三个澳大利亚镍红土矿项目（论文提纲范文）
| 0前言 |
| 1 项目简介 |
| 2 工艺简介 |
| 2.1 Murrin Murrin工艺简介 |
| 2.2 Cawse工艺简介 |
| 2.3 Bulong工艺简介 |
| 3 存在的问题 |
| 3.1 资源问题 |
| 3.2 投资严重超支 |
| 3.3 设计不严谨 |
| 3.4 设备故障率高 |
| 3.5 生产能力不配套 |
| 3.6 达产达标难 |
| 4 经验和总结 |
| 4.1 工艺流程要精简成熟 |
| 4.2 工艺条件应简单易得 |
| 4.3 工艺必须经过半工业化试验的验证 |
| 4.4 装备水平和材料有所突破 |
| 4.5 红土矿投资要求充裕的资金 |
| 5 结语 |
（8）金川镍闪速炉渣深度还原高效回收有价金属基础研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 我国冶炼炉渣资源概况 |
| 1.2.1 钢铁冶炼炉渣资源概况 |
| 1.2.2 有色金属冶炼炉渣资源概况 |
| 1.3 冶炼炉渣的危害 |
| 1.4 冶炼炉渣的综合利用 |
| 1.4.1 钢铁冶炼渣的综合利用 |
| 1.4.2 有色金属冶炼渣的综合利用 |
| 1.5 碳还原工艺 |
| 1.6 研究意义和研究内容 |
| 1.6.1 研究意义 |
| 1.6.2 技术路线和研究内容 |
| 第2章 试验原料 |
| 2.1 原料制备 |
| 2.2 原料的性质 |
| 第3章 深度还原热力学基础 |
| 3.1 还原的热力学计算与分析 |
| 3.1.1 碳的气化反应 |
| 3.1.2 铁氧化物的还原热力学 |
| 3.1.3 非铁氧化物的还原热力学 |
| 3.1.4 铁复杂化合物的还原热力学 |
| 3.1.5 硫化物的还原热力学 |
| 3.2 深度还原过程平衡相组成计算与模拟 |
| 3.2.1 FeO-C体系 |
| 3.2.2 2FeO·SiO_2-C体系 |
| 3.2.3 2FeO·SiO_2-SiO_2-C体系 |
| 3.2.4 2FeO·SiO_2-SiO_2-CaO-C体系 |
| 3.2.5 2FeO·SiO_2-SiO_2-CaO-MgO-C体系 |
| 3.2.6 2FeO·SiO_2-SiO_2-CaO-MgO-MeS-C体系 |
| 3.2.7 2FeO·SiO_2-SiO_2-CaO(添加)-MgO-MeS-C体系 |
| 3.3 炉渣的热稳定性分析 |
| 3.4 小结 |
| 第4章 深度还原动力学研究 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 试验方法 |
| 4.2.1 试验装置 |
| 4.2.2 试验过程 |
| 4.2.3 还原度及还原速率计算 |
| 4.2.4 动力学分析方法 |
| 4.3 等温动力学研究 |
| 4.3.1 还原度及还原速率 |
| 4.3.2 等温动力学模型 |
| 4.3.3 还原过程分析 |
| 4.3.4 深度还原过程模型 |
| 4.4 小结 |
| 第5章 金属相的形成及生长特性 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 研究方法 |
| 5.2.1 试验流程及样品制备 |
| 5.2.2 铁氧化物深度还原指标 |
| 5.2.3 扫描电子显微镜 |
| 5.2.4 金属颗粒粒度测量 |
| 5.2.5 金属颗粒粒度表征 |
| 5.3 金属相形成及微观形貌 |
| 5.3.1 金属化过程 |
| 5.3.2 金属相的微观形貌 |
| 5.4 金属铁颗粒的粒度分布规律 |
| 5.4.1 还原条件对铁颗粒粒度分布的影响 |
| 5.4.2 铁颗粒粒度分布函数 |
| 5.5 金属颗粒生长动力学 |
| 5.5.1 还原温度和时间对铁颗粒生长的影响 |
| 5.5.2 铁颗粒生长动力学模型建立 |
| 5.5.3 金属相生长过程及限制环节描述 |
| 5.6 小结 |
| 第6章 镍、铜、钴的迁移及赋存状态 |
| 6.1 镍、铜、钴在还原产物中的赋存状态和分布规律 |
| 6.1.1 镍、铜、钴在还原产物中的赋存状态 |
| 6.1.2 还原产物中镍、铜、钴的分布规律 |
| 6.2 还原条件对镍、铜、钴赋存状态的影响 |
| 6.2.1 还原时间的影响 |
| 6.2.2 还原温度的影响 |
| 6.2.3 添加CaO的影响 |
| 6.3 还原条件对镍、铜、钴分布规律的影响 |
| 6.3.1 还原时间的影响 |
| 6.3.2 还原温度的影响 |
| 6.3.3 添加CaO的影响 |
| 6.4 还原过程中镍、铜、钴的迁移 |
| 6.5 小结 |
| 第7章 深度还原及分选试验研究 |
| 7.1 研究方法 |
| 7.1.1 试验原料 |
| 7.1.2 试验设备 |
| 7.1.3 试验流程 |
| 7.2 炉渣深度还原试验 |
| 7.2.1 配碳系数对还原效果的影响 |
| 7.2.2 还原温度对还原效果的影响 |
| 7.2.3 还原时间对还原效果的影响 |
| 7.2.4 炉渣粒度对还原效果的影响 |
| 7.2.5 添加CaO对还原效果的影响 |
| 7.3 还原产物的分选试验 |
| 7.3.1 磨矿时间试验 |
| 7.3.2 磨矿细度试验 |
| 7.3.3 磁场强度试验 |
| 7.3.4 磁选流程试验 |
| 7.4 分选产品分析 |
| 7.5 还原过程中主要元素的走向 |
| 7.5.1 铁 |
| 7.5.2 碳 |
| 7.5.3 硫 |
| 7.5.4 硅 |
| 7.5.5 钙 |
| 7.6 小结 |
| 第8章 结论与展望 |
| 8.1 结论 |
| 8.2 研究展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读博士期间发表的论文 |
（9）促进剂及含铁量对贫镍红土矿煤基还原富集镍的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 镍的性质及用途 |
| 1.2.1 镍的性质 |
| 1.2.2 镍的用途 |
| 1.3 镍资源及其利用现状 |
| 1.3.1 硫化矿资源及利用现状 |
| 1.3.2 红土矿资源及利用现状 |
| 1.4 红土镍矿处理工艺 |
| 1.4.1 火法工艺 |
| 1.4.2 湿法工艺 |
| 1.4.3 其他处理工艺 |
| 1.5 还原焙烧-磁选工艺 |
| 1.6 课题主要研究内容及意义 |
| 第二章 实验原料、设备及研究方法 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.1.1 红土镍矿 |
| 2.1.2 还原剂及促进剂 |
| 2.2 实验设备及分析设备 |
| 2.2.1 实验设备 |
| 2.2.2 分析设备 |
| 2.3 实验研究方法及流程 |
| 2.3.1 还原焙烧-磁选流程 |
| 2.3.2 结果评价指标 |
| 2.3.3 化学分析测定 |
| 第三章 促进剂作用下红土镍矿煤基还原-磁选工艺研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 还原热力学分析 |
| 3.2.1 氧化镍、氧化铁碳还原热力学 |
| 3.2.2 硫酸钠作用下红土镍矿选择性还原热力学分析 |
| 3.3 红土镍矿选择性还原焙烧-磁选研究 |
| 3.3.1 还原温度对镍铁富集的影响 |
| 3.3.2 还原时间对镍铁富集的影响 |
| 3.3.3 促进剂量对镍铁富集的影响 |
| 3.3.4 还原剂量对镍铁富集的影响 |
| 3.3.5 焙砂SEM-EDS分析 |
| 3.3.6 精矿与尾矿分析 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 含铁量对红土镍矿还原的影响 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 红土镍矿焙烧过程中的相转变 |
| 4.2.1 硅镁型红土矿焙烧过程中的相转变 |
| 4.2.2 褐铁型红土矿焙烧过程中的相转变 |
| 4.3 褐铁型矿对硅镁型矿还原的影响 |
| 4.5 含铁氧化物对硅镁型矿还原的影响 |
| 4.6 本章小结 |
| 第五章 总结与展望 |
| 5.1 总结 |
| 5.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（10）褐铁矿型红土镍矿钠化离析焙烧分离研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 红土镍矿资源概况 |
| 1.3 红土镍矿资源的特点 |
| 1.3.1 红土镍矿的类型 |
| 1.3.2 红土镍矿开发利用的优势 |
| 1.4 主要处理工艺及现状 |
| 1.4.1 红土镍矿火法冶炼工艺 |
| 1.4.2 红土镍矿湿法冶炼工艺 |
| 1.4.3 其他工艺 |
| 1.5 研究目的、意义及内容 |
| 1.5.1 研究目的和意义 |
| 1.5.2 研究内容 |
| 第二章 YN红土镍矿矿物学分析及实验方法 |
| 2.1 YN红土镍矿的原矿性质 |
| 2.1.1 YN红土镍矿样品描述 |
| 2.1.2 YN红土镍矿化学成分分析 |
| 2.1.3 YN红土镍矿中水分分析 |
| 2.1.4 YN红土镍矿矿物组成分析 |
| 2.2 YN红土镍矿中主要矿物相的矿物学特征 |
| 2.2.1 针铁矿相FeOOH |
| 2.2.2 铬铁矿相(Fe)Cr_2O_4 |
| 2.2.3 赤铁矿相Fe_2O_3 |
| 2.3 原矿和主要矿相的粒度分布特征及相关单体解离度 |
| 2.3.1 原矿和主要矿相的粒度特征 |
| 2.3.2 原矿中针铁矿、铬铁矿、赤铁矿单体解离度的测定 |
| 2.4 磨矿前后红土镍矿MLA矿物分析仪测试彩图 |
| 2.5 YN红土镍矿中主要单矿物中元素的配分 |
| 2.5.1 针铁矿相的元素配分 |
| 2.5.2 铬铁矿相中元素的配分 |
| 2.5.3 锰尖晶石相中元素的配分 |
| 2.5.4 铁橄榄石相中元素的配分 |
| 2.5.5 绿泥石相中元素的配分 |
| 2.6 镍、铬、钴在YN红土镍矿中的赋存状态分析 |
| 2.7 红土镍矿中主要矿物的连生关系分析 |
| 2.8 原矿样品性质对镍铁分离工艺的影响 |
| 2.8.1 矿物相的确定 |
| 2.8.2 主要矿物粒度和嵌布特性对选矿的影响 |
| 2.9 实验方法 |
| 2.9.1 实验原材料 |
| 2.9.2 实验仪器设备 |
| 2.9.3 实验方法 |
| 2.10 本章小结 |
| 第三章 红土镍矿煤基直接还原实验 |
| 3.1 理论基础研究 |
| 3.1.1 红土镍矿直接还原吉布斯自由能计算 |
| 3.1.2 富镍铁料氨浸理论基础 |
| 3.2 直接还原焙烧研究 |
| 3.2.1 直接还原焙烧实验 |
| 3.2.2 YN红土镍矿还原焙烧磁选实验 |
| 3.2.3 YN红土镍矿还原焙烧氨浸实验 |
| 3.3 本章小结 |
| 第四章 硫酸钠添加剂对还原焙烧-磁选的影响 |
| 4.1 热力学计算 |
| 4.2 正交实验 |
| 4.3 焙砂浸铝条件实验 |
| 4.4 红土矿焙砂物相组成 |
| 4.4.1 红土矿焙砂的显微结构分析 |
| 4.4.2 红土矿焙砂的能谱成分分析 |
| 4.5 单因素实验研究 |
| 4.5.1 硫酸钠添加量的影响 |
| 4.5.2 煤添加量的影响 |
| 4.5.3 焙烧温度的影响 |
| 4.5.4 焙烧时间的影响 |
| 4.5.5 磁场强度的影响 |
| 4.6 公斤级实验 |
| 4.6.1 还原焙烧实验 |
| 4.6.2 磁选实验 |
| 4.6.3 熔分实验 |
| 4.7 十公斤级实验 |
| 4.7.1 还原焙烧实验 |
| 4.7.2 磁选实验 |
| 4.7.3 熔分实验 |
| 4.8 本章小结 |
| 第五章 复合钠盐添加剂对还原焙烧-磁选的影响 |
| 5.1 碳酸钠对铝浸出的影响 |
| 5.2 红土镍矿焙砂物相组成 |
| 5.2.1 红土镍矿焙砂的显微结构分析 |
| 5.2.2 红土镍矿焙砂的化学元素分析 |
| 5.2.3 红土矿焙砂的元素赋存 |
| 5.3 单因素实验 |
| 5.3.1 S/C比的影响 |
| 5.3.2 煤添加量的影响 |
| 5.3.3 焙烧温度的影响 |
| 5.3.4 焙烧时间的影响 |
| 5.4 公斤级实验 |
| 5.4.1 还原焙烧实验 |
| 5.4.2 浸铝实验 |
| 5.4.3 磁选实验 |
| 5.4.4 熔分实验 |
| 5.5 十公斤级实验 |
| 5.5.1 还原焙烧实验 |
| 5.5.2 浸铝实验 |
| 5.5.3 磁选实验 |
| 5.5.4 熔分实验 |
| 5.5.5 沉铝实验 |
| 5.6 本章小结 |
| 第六章 结论、创新点与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 创新点 |
| 6.3 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
四、从含镍钴红土矿中回收金属钴（论文参考文献）
- [1]含钴二次资源综合回收技术研究进展[J]. 郭豪杰,段灼,黄宇坤,化全县,曹亦俊. 矿产保护与利用, 2021(05)
- [2]钴资源氨法回收研究进展[J]. 郁建成,马保中,马玉天,赵健,王成彦. 有色金属科学与工程, 2021
- [3]硅镁型贫镍红土矿富集镍铁-尾矿回收镁的研究[D]. 王慧瑶. 昆明理工大学, 2020(04)
- [4]红土镍矿湿法冶金工艺现状及前景分析[J]. 武兵强,齐渊洪,周和敏,万新宇,邹宗树. 中国冶金, 2019(11)
- [5]战略性稀有金属资源绿色高值利用技术进展[J]. 齐涛,王伟菁,魏广叶,朱兆武,曲景奎,王丽娜,张绘. 过程工程学报, 2019(S1)
- [6]红土镍矿半熔融态冶炼镍铁的理论基础及工艺研究[D]. 吕学明. 重庆大学, 2019(11)
- [7]浅谈三个澳大利亚镍红土矿项目[J]. 贾露萍. 有色设备, 2018(06)
- [8]金川镍闪速炉渣深度还原高效回收有价金属基础研究[D]. 马松勃. 东北大学, 2018(01)
- [9]促进剂及含铁量对贫镍红土矿煤基还原富集镍的研究[D]. 卢超. 昆明理工大学, 2017(01)
- [10]褐铁矿型红土镍矿钠化离析焙烧分离研究[D]. 高建勇. 昆明理工大学, 2017(01)