一、稀土元素的沉淀浮选(Ⅱ)（论文文献综述）
曹世明[1]（2019）在《氟碳铈矿浮选中金属离子在矿物表面的作用机理研究》文中指出由于我国在稀土资源开发利用过程中存在的种种问题,导致我国稀土资源消耗较快,战略资源优势及其可持续利用现状堪忧,因此作为主要稀土矿物的氟碳铈矿的高效浮选意义重大。但由于对氟碳铈矿浮选的复杂离子环境、氟碳铈矿固液界面的物理化学性质、矿浆中金属离子在矿物表面的作用机理及其对浮选的影响缺乏深入研究,在一定程度上制约了浮选理论与工艺的进一步发展。首先,本论文结合氟碳铈矿浮选环境中金属离子组分的测定和矿物体系中主要矿物的离子释放行为,分析了氟碳铈矿浮选环境中主要金属离子的组成,并进一步通过浮选试验探究了金属离子对氟碳铈矿以及天青石和萤石两种脉石矿物浮选的影响。从氟碳铈矿、天青石和萤石的晶体化学特性入手,分析了矿物的解理特性与常见解理面,并进一步探讨了矿物解理面的性质尤其是固液界面的性质如表面官能团等。在此基础上,通过现代分析测试手段和吸附数据拟合研究了金属离子在矿物固液界面的作用机理。基于上述研究,较为系统地阐明了金属离子对氟碳铈矿浮选体系的影响及其机理。最后,对实际矿石开展浮选试验并获得了较为理想的指标。离子组成分析与矿物的离子释放试验表明,氟碳铈矿矿物体系中常见的方解石、白云石和萤石具有较强的释放Ca2+的能力;白云石能向矿浆中释放一定的Mg2+;天青石溶解性较强,能向矿浆中释放大量的Sr2+;氟碳铈矿与铁矿共生时,铁矿物也能向矿浆中释放一定的Fe3+;氟碳铈矿难以向矿浆中释放稀土离子。选厂所用的新鲜水中也能向矿浆中引入金属离子。以水杨羟肟酸为捕收剂时,各个金属离子均能对三种矿物起到不同程度的抑制作用,Fe3+抑制作用最强,其次为Al3+,二价碱金属离子对浮选的影响相对较弱。天青石对浮选的危害作用主要来自其向溶液中释放的Sr2+,而萤石不但能向矿浆中释放不利于氟碳铈矿浮选的Ca2+,还具有较强的可浮性不利于与氟碳铈矿的浮选分离。矿浆中存在金属离子的情况下,以氟硅酸钠为抑制剂在较低的用量下即可有效抑制天青石和萤石,而对氟碳铈矿可浮性的影响相对较小。根据矿物的晶体化学性质,以矿物晶面的断键密度和层间距为主要分析因素,结合矿物粉末的XRD测试探究了矿物的解理特性。氟碳铈矿在外力作用下最容易沿{110}面方向解理,其次为{100}面和{103}面,在细磨条件下表面能较高的{001}面也可大量暴露。天青石的主要解理面是{001}和{210}面。萤石的主要解理面是{111}面,其次为{110}面。矿物解理面性质受由解理面结构、元素组成、未饱和键性质等多方面因素决定。在氟碳铈矿解理面上的主要断键为≡Ce3+、≡CO32-和少量≡F-未饱和键,在水溶液中,这些未饱和键分别转化为≡CeOH0、≡CO3H0和≡FH0表面官能团;天青石表面的≡Sr2+和≡SO42-未饱和键在水溶液中分别转化为≡SrOH0和≡SO4H0官能团;萤石的解理面上的≡Ca2+和≡F-断键在水溶液中分别转化为≡CaOH0和≡FH0官能团。通过XPS测试、Zeta电位测试等研究了金属离子作用下矿物表面元素浓度、元素化学环境的变化情况,并进一步通过吸附数据拟合分析了金属离子吸附的配位模式。研究发现≡CeOH0是金属离子在氟碳铈矿固液界面的吸附位点。其中Ca2+和Mg2+难以吸附在氟碳铈矿表面;而Sr2+主要通过与矿物表面的≡CeOH0基团络合形成≡Ce-O-Sr+络合物的方式吸附在氟碳铈矿表面;Al3+和Fe3+主要通过多配位的方式与矿物表面≡CeOH0基团中的氧原子络合,以氢氧化物沉淀的方式吸附于矿物表面。Ca2+和Mg2+难以吸在天青石表面吸附,Al3+在天青石表面吸附微弱,吸附机理可能是表面氢氧化物沉淀;Fe3+在天青石表面发生了明显的化学吸附,以氢氧化物沉淀为主要形式。Mg2+和Sr2+难以吸附在萤石表面;Al3+和Fe3+主要以物理作用吸附于萤石表面。二价的碱金属离子主要通过消耗溶液中的捕收剂而抑制矿物浮选,但Sr2+同时也可以吸附在氟碳铈矿表面从而阻碍捕收剂在矿物表面的吸附;Al3+和Fe3+在矿物表面的吸附和对溶液中捕收剂的消耗均能抑制矿物浮选。金属离子与氟硅酸钠之间的相互作用改变了溶液中的组分,影响了其在矿物表面的吸附,从而对浮选造成影响。该论文有图81幅,表27个,参考文献239篇。
罗仙平,钱有军,梁长利[2]（2012）在《从离子型稀土矿浸取液中提取稀土的技术现状与展望》文中进行了进一步梳理综述了沉淀法、沉淀浮选法、溶剂萃取法、离子交换法、液膜分离法等方法从离子型稀土矿浸取液中提取稀土的技术研究进展.在提取稀土的各种方法中,碳酸沉淀法因成功实现了稀土母液无毒化,改善了矿山生态环境等特点,在今后很长的一段时期内仍将是从离子型稀土矿浸取液中提取稀土的主要方法.但溶剂萃取法由于可直接生产出可溶性稀土盐或稀土料液,还能对稀土进行萃取分组以制备稀土分组产品,从而改变了稀土矿山一直以来只能生产混合氧化稀土的不利局面,提高了矿山的经济效益等特点,且符合绿色化学提取稀土资源的要求,将会有很好的发展前景.
胡家园[3]（2020）在《稀土废料/渣联合碱焙烧回收稀土的研究》文中认为稀土因拥有独特的物理化学特性,被广泛应用到社会中的各个领域,促使全球对稀土资源的需求随稀土产业的发展逐步提高。而原生稀土资源是无法再生的,稀土产业持续发展意味着原生稀土资源将会不断消耗,最终形成原生稀土矿物无法满足世界对稀土需求这一极端现象。为此,聚焦稀土二次资源的回收形成完善的稀土资源循环利用模式是目前稀土产业重大议题之一。本文针对废稀土荧光粉和稀土熔盐电解渣两种稀土二次资源废弃程度高、处理难、回收率低及企业回收废料单一等弊端,提出稀土废料/渣联合碱焙烧工艺,考虑到废稀土荧光粉中存在的变价稀土元素,本文提出在惰性气氛下稀土废料/渣联合碱焙烧工艺,拟在工业上实现废稀土荧光粉和稀土熔盐电解渣的联合回收。研究内容及结果如下:（1）研究了惰性气氛下联合碱焙烧-酸浸工艺从联合原料中提取稀土的工艺条件。结果表明:在氢氧化钠质量与原料质量比为7.5:10、焙烧温度700℃、焙烧时间70 min、水洗温度为60℃、水洗时间0.5 h、盐酸浓度5 mol·L-1、酸浸时间1 h、酸浸温度50℃和液固比10:1的较优条件下,稀土总提取率可达99.19%。（2）研究了Ce3+、Eu3+、Gd3+、Tb3+、Y3+、Fe2+、Fe3+和Al3+在草酸盐体系中存在形式,并根据质量守恒和化学平衡原理对(Ce3+、Eu3+、Gd3+、Tb3+、Y3+)-C2O42--H2O共沉淀体系进行热力学分析探究杂质Fe2+、Fe3+和Al3+三者对该共沉淀体系的影响。分析得出:在Fe（Ⅱ）、Fe（Ⅲ）、Al三者不存在的条件下,各稀土元素总浓度的极小值所对应的pH值相对于在Fe（Ⅱ）、Fe（Ⅲ）、Al存在的条件下各稀土元素总浓度的极小值所对应的pH值更低;在Fe（Ⅱ）、Fe（Ⅲ）、Al不存在的条件下,随着总草酸浓度的升高各稀土元素总浓度的极小值向左偏移;Fe（Ⅱ）、Fe（Ⅲ）、Al的存在会导致稀土共沉淀的最佳pH值偏高;无Fe（Ⅱ）、Fe（Ⅲ）、Al三者存在下,共沉淀体系最佳沉淀pH在11.5之间。（3）根据上述结果分析,本文提出利用H2O2对酸浸液进行预处理,再通过碱调节pH去除铁和铝,进而进行草酸沉淀稀土并对其工艺条件进行研究。研究结果表明:在2 ml H2O2预处理后,向酸浸液中添加3.7 g/（100ml H20）NaOH,此时溶液pH接近5.1,过滤后溶液中铁含量降至98ppm,铝含量降至109 ppm。经净化后在:草酸用量0.29 g/（50 mL H2O）、沉淀时间40 min、沉淀温度25℃、陈化时间30 min和搅拌速率300 r/min为较优工艺的条件下,各稀土元素的沉淀率分别为Ce 96.85%、Eu 98.03%、Gd 98.54%、Tb 94.81%、Y97.90%。
郑强[4]（2017）在《综合回收白云鄂博弱磁尾矿中铁、稀土、氟和磷的研究》文中指出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。
郑仁基[5]（2019）在《不同缺陷类型萤石浮选行为与机理研究》文中研究表明萤石作为现代化工行业中氟元素的主要来源,已被列入我国战略性矿产资源储备。自然界除了无色萤石外,即便是在同一萤石矿床当中,还常见有多色萤石产出,萤石的多色性主要是由矿物晶格缺陷所引起。由于缺陷存在,不同颜色萤石矿物的表面性质各异,使其可浮性存在差异。而传统的萤石浮选过程忽略了这一特性,对多色萤石进行混合浮选,最终导致萤石精矿浮选回收率低、深色萤石跑尾严重;此外,混合浮选所得到的萤石精矿产品由于多色性而失去了在光学领域中的应用价值,这极大限制了萤石矿产资源综合高效的回收及其产品的高附加值应用。并且,目前有关不同缺陷萤石矿物的理化性质及其浮选行为研究的报道非常少。鉴于此,课题以内蒙古地区某萤石矿床产出的理想萤石（无色,CF）、钇杂质缺陷萤石（绿色,GF）和氟空位缺陷萤石（紫色,PF）为研究对象,以矿物的晶体化学特征为切入点,采用激光拉曼光谱、电子顺磁共振波谱、X射线光电子能谱以及量子化学计算等方法对其晶体结构、表面性质与浮选行为进行了系统研究。论文主要的研究发现及结果如下:（1）矿物特性研究结果表明,尽管三种缺陷萤石的化学组分和矿物组成相近,而它们的晶体结构差异显着。晶格缺陷是导致GF和PF显色的根本原因,且主要的缺陷类型分别为钇杂质取代缺陷和氟空位缺陷。同时,AFM和XPS分析表明缺陷类型还影响着三种缺陷萤石的表面性质:CF、GF和PF的表面粗糙度分别为5.13 nm、5.95 nm和9.15 nm;表面元素Ca/F比值分别为0.52、0.49和0.47。这些表面性质的差异为研究三种缺陷萤石的浮选行为差异提供了理论依据。（2）油酸钠作捕收剂时,三种缺陷萤石的浮选回收率大小顺序为:CF>GF>PF,且均在矿浆pH值为5～10的溶液环境中表现出良好可浮性。PF表面粗糙度大,矿物颗粒的比表面积大,对油酸钠的吸附量大,因此需要在较高的油酸钠浓度条件下才能达到单分子层吸附而上浮。油酸根阴离子是萤石浮选的活性组分,主要与萤石表面的钙活性位点发生作用。CF表面光滑且Ca/F比值大,具有更丰富的钙活性位点,因而油酸钠在低浓度环境下便可在矿物表面形成单分子层吸附而使其上浮,故CF在油酸钠体系中的可浮性要优于GF和PF。（3）烷基磺酸盐表面活性剂对萤石表现出良好的捕收性能。研究发现,烷基磺酸钠在萤石矿物表面的吸附作用随着疏水端烃链长度的增加而增强;而过长的烃链长度不利于捕收剂在水溶液中的溶解和分散,使其活性降低,导致十六烷基磺酸钠（C16）对萤石的实际浮选性能弱于十二烷基磺酸钠（C12）。疏水端中苯基的引入降低了十二烷基苯磺酸钠（C12B）分子前线轨道中HOMO与LUMO之间的能量差,增加了C12B的化学反应活性,使其对萤石的捕收性能增强。三种缺陷萤石在C12B体系中的浮选回收率大小次序为:CF>GF>PF,与药剂吸附量测试结果相吻合。此外,相比于油酸钠,C12B具有更强的抗温性能。（4）萤石在破碎、磨矿过程中,由于矿物晶体习性的存在会沿着表面能小的晶面方向优先解理或暴露,从而导致不同粒度的萤石矿物颗粒表面因暴露面的差异而表现出迥异的理化性质。萤石（111）面表面能小,为萤石的最佳解理面,在粗粒萤石表面最为常见和暴露,且晶胞表面具有100%的Ca┄F断键,对油酸钠表现出很强的亲和作用,故粗粒萤石可浮性好。细粒萤石矿物颗粒表面除了（111）面外,还有表面能较大的（110）面,萤石（110）晶胞表面由于50%的F┄Ca断键存在,对油酸钠的亲和作用远弱于萤石（111）面,故细粒萤石可浮性差。萤石矿物晶面的各向异性是造成不同粒度萤石可浮性差异的关键因素。（5）镜下分析发现三种缺陷萤石矿物晶体中均富含流体包裹体,且包裹体形态各异、分布不均。其中PF中包裹体普遍较大,GF次之,CF最小。包裹体在矿物破碎、磨矿过程中爆裂,所捕获的Ca2+、F-、Cl-、SO42-等离子组分释放至矿浆中,成为矿浆溶液中的难免离子。对比分析萤石矿物表面溶解试验结果可知,流体包裹体组分释放是萤石浮选矿浆溶液中难免钙离子的主要来源,并且浮选试验结果表明少量的Ca2+对萤石浮选起到活化作用,而过量的Ca2+则会优先消耗浮选药剂,对萤石浮选起抑制作用。（6）相比于矿物体相,晶格缺陷更容易在萤石矿物晶体表面形成,并直接影响着矿物的表面性质。其中氟空位的存在导致萤石表面原子的电子态密度整体向低能量方向移动,费米能级则向导带偏移,并降低了萤石表面钙原子的荷正电能力;钇杂质缺陷的形成导致萤石表面钙原子的失电子能力和氟原子的得电子能力均有所下降,并主导了对费米能级的贡献。就表面原子的电荷分布而言,表面氟空位和钇杂质缺陷的存在都将在一定程度上抑制阴离子型捕收剂在萤石矿物表面的作用强度。
陈丽杰,李子良,龚傲,田磊,徐志峰[6]（2019）在《从稀土废料中回收稀土的研究进展》文中认为中国每年都会产生不同种类的稀土废料,这些废料中包含大量的稀土、铁、铝等有价金属,对稀土废料进行综合回收利用是解决中国稀土资源短缺的有效途径。对废旧稀土荧光粉、钕铁硼废料、稀土熔盐电解渣以及其他稀土废料的综合回收处理方法进行了综述,分析了它们的优势与共性,以期在实际处理过程中提供技术支持和帮助。
王成行[7]（2013）在《碱性岩型稀土矿的浮选理论与应用研究》文中提出稀土元素是镧系元素以及钪和钇等17种元素的合称,在新能源、新材料和尖端科技等领域应用日益广泛,具有“工业味精”的美誉,是不可再生的重要战略资源。至今,世界发现的稀土矿物约有250种,但现在用于工业提取稀土元素的矿物主要有氟碳铈矿、独居石、磷钇矿和风化壳淋积型矿等四种。四川牦牛坪碱性岩型稀土矿的稀土资源储量仅次于白云鄂博稀土矿,位居全国第二位。在选矿过程中,普遍采用基于摇床重选粗选的单一或组合工艺,如“摇床粗选-粗精烘干-干式磁选”工艺,只回收稀土矿物,而重晶石、萤石等伴生矿物根本未考虑进行综合回收,随之尾矿排放丢弃；由于分选工艺落后,稀土选矿回收率也仅有50%左右,造成了这一宝贵矿产资源的严重浪费；同时,工艺存在着生产不连续和粉尘作业的缺点。针对上述问题,基于矿石工艺矿物学研究,开发了一种全湿式组合选矿新工艺,实现了四川牦牛坪稀土矿资源的高效回收；以氟碳铈矿单矿物为研究对象,系统地进行了浮选理论研究,对氟碳铈矿的浮选回收应用具有一定的借鉴意义。在选矿新工艺开发研究方面,首先借助于电子显微镜能谱分析和Mineral Liberation Analyser （MLA）矿物自动检测技术进行了矿石的工艺矿物学研究,查明了稀土矿物和脉石矿物的组成与含量、嵌布关系与状态、解离度和有价元素的赋存状态等工艺特性,结合选矿分级、磁选、重选和浮选探索试验,为合理选矿工艺的原则流程提供了科学依据。在充分遵循利用矿石性质的原则基础上,本着资源综合回收的原则,论文提出了必须采用联合工艺流程的技术路线,开发了“强磁抛尾-重选富集-中矿浮选”的联合选矿工艺,不仅能较好的实现了稀土矿物的高效富集回收,大幅度提高了稀土精矿的回收率和品位,而且兼顾考虑到了共伴生组分归队和后续的综合回收。细粒稀土矿物的浮选回收效果是提高稀土总回收率的关键。为此,对影响浮选效果的磨矿细度、调整剂、捕收剂和辅助捕收剂的种类及用量、矿浆浓度、作用时间、温度、回水比例以及流程结构等主要因素系统地进行了对比试验研究,最终确定了采用选择性羟肟酸类捕收剂GSH在水玻璃分散抑制调浆的溶液体系中进行浮选闭路回收稀土矿物,取得了浮选稀土精矿REO品位65.11%,回收率17.05%的技术指标。与“磁-重”联合工艺获得的粗粒稀土精矿合并,最终全工艺流程获得了REO品位为65.08%,回收率为84.61%的稀土精矿,精矿中REO和非稀土杂质含量全部符合XB/T103-2010中000165牌号产品要求。在氟碳铈矿的浮选理论研究方面,进行了氟碳铈矿在油酸钠和水杨羟肟酸捕收剂作用下的浮选基本行为研究,借助溶液化学计算,动电位、红外光谱、吸附量、溶解量测试和ICP分析等手段系统地对多种调整剂和捕收剂与矿物之间的作用机理进行理论分析,通过对比阐明了调浆的必要性和选择性捕收的相关机理,为进一步的理论研究提供技术参考,也对浮选实际应用具有较好的指导意义。同时,进行了温度对氟碳铈矿的浮选作用机理探讨。氟碳铈矿溶液化学计算结果表明,矿物表面阳离子的水解产物影响着其浮选,一、二级水解产物RE（OH）2+和RE（OH）2+吸附在氟碳铈矿表面有利于药剂捕收,是主要的正活性质点；而三、四级水解产物RE（OH）3和RE（OH）4-吸附在氟碳铈矿表面不利于氟碳铈矿的浮游,是主要的负活性质点。油酸钠和水杨羟肟酸与氟碳铈矿表面作用机理研究结果表明,在pH=6～9时,油酸根离子在溶液中解离生成的离子-分子缔合物在氟碳铈矿矿物表面发生了以化学吸附为主,静电或分子吸附等物理吸附为辅的共吸附；在pH=8～9时,水杨羟肟酸根离子与矿物表面的羟基络合物发生了键合作用,生成稳定性的五元环螫合物,从而实现了氟碳铈矿选择性捕收。无机调整剂的作用机理研究结果表明,碳酸钠的抑制作用与溶液体系中水解的HCO3和CO32-离子和氟碳铈矿表面的CO32-定位离子发生的同离子效应有关；六偏磷酸钠、硅酸钠和氟硅酸钠都在矿物表面发生了吸附作用；碳酸钠、硅酸钠和氟硅酸钠对氟碳铈矿表面的阳离子溶解性基本无作用；六偏磷酸钠对氟碳铈矿的抑制作用明显,可归因于两个方面：（1）六偏磷酸钠吸附在矿物的表面,改变矿物表面的电性质和亲水性,降低了捕收剂吸附作用；（2）六偏磷酸钠电离水解的阴离子与矿物表面的正离子发生络合反应,生成可溶性络合物,使矿物表面的活性质点溶解于矿浆中,降低了矿物表面与捕收剂作用的正活性质点浓度,从而达到抑制效果。在油酸钠作捕收剂的浮选溶液体系中,金属阳离子Ca2+和Al3+对氟碳铈矿具有活化作用,可归因于两者及其部分水解产物能吸附在矿物表面,有助于在矿物表面生成油酸盐沉淀,提高矿物的疏水性；而以水杨羟肟酸作捕收剂时,Ca2+的抑制作用可归因于其静电吸附在氟碳铈矿表面,与稀土阳离子RE3+及其羟基络合物对水杨羟肟酸根离子发生无选择性竞争吸附；Al3+的抑制作用可归因于其可与水杨羟肟酸根离子反应生成比稀土阳离子更加稳定的络合物；两者都降低了氟碳铈矿表面的活性质点密度,从而达到抑制效果；Ca2+对氟碳铈矿的溶解度有一定的影响,这可能与Ca2+和CO32-离子对效应有关。无论是油酸钠还是水杨羟肟酸作捕收剂的单组分浮选体系中,升温均有助于氟碳铈矿的吸附捕收：而在捕收剂GSH浮选体系中,加温浮选实际矿石的效果却与之完全相反,原因初步确定与氟碳铈矿的溶解性无关,而加温可能与固体颗粒、药剂作用和气泡碰撞负载,以及矿浆的表面张力有关,但具体原因有待对多组分矿物进行分解模型化做进一步的检测分析。
杨治仁[8]（2017）在《从包头弱磁尾矿中回收稀土的研究》文中提出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。
贺宇龙[9]（2020）在《白云鄂博尾矿综合回收稀土、萤石、铌、钪选矿新工艺》文中研究说明白云鄂博矿床是铁-稀土-铌多金属共生矿床,多年来主要被作为铁矿石进行开采,稀土、铌、钪和萤石的回收率十分低下,大量的有用矿物被抛弃至尾矿中堆存,造成了资源巨大浪费的同时,对周边环境产生了不利影响。因此对白云鄂博稀土尾矿中有价组分的回收利用具有重要的意义。本文采用白云鄂博尾矿为研究对象,采用“磁选-超导磁选-浮选-浸出”联合工艺进行有价元素的回收,开发高回收、短流程的新型工艺流程。通过工艺矿物学分析,发现尾矿中含有较高的Fe、SiO2、CaF2和少量的REO、Nb2O5、Sc2O3等有价组分,其连生矿物主要为包裹连生,毗邻连生较少,非常难选。为此,采用永磁磁选工艺预除铁,再利用超导高梯度磁选将除铁矿物中微弱磁性的稀土、铌、钪等矿物与无磁性的萤石、石英等脉石矿物进行分离,结果发现超导磁选后的矿样中,稀土、铌、钪等有价组分90%以上聚集于弱磁性矿物中,而萤石、石英等脉石矿物聚集于无磁矿物中,表明超导磁选分离微弱磁性矿物和无磁性矿物效果明显。分别采用浮选工艺从无磁性矿物中分离萤石和石英等脉石矿物,从弱磁性矿物中分离稀土、铌、钪。首先采用“一粗六精-中矿返回”浮选闭路流程得到萤石品位为91.80%的萤石精矿,进一步采用超导磁选,萤石品位提高到97.58%,作业回收率为72.45%。然后采用“一粗二精-中矿返回”浮选闭路流程获得了稀土品位60.83%、作业回收率77.65%的稀土精矿;对稀土浮选尾矿采用“一粗三精-中矿返回”闭路工艺进行铌的回收,获得铌品位2.71%、作业回收率85.78%的铌精矿;而钪富集在铌尾矿中,通过酸浸,得到了钪含量为330.18ppm的浸出液,浸出率达到了97.51%。综上,超导磁选对于白云鄂博尾矿有着良好的选别性,对于矿物中的微弱磁性矿物与无磁性矿物能很好地进行分离,从而降低了后续浮选时易浮脉石矿物对多种类有价矿物浮选的影响,进而少药剂用量,缩短浮选流程,降低生产成本。本工艺为实现白云鄂博稀土尾矿高值化利用提供新路径,可用于实际生产。
田君[10]（2010）在《风化壳淋积型稀土矿浸取动力学与传质研究》文中进行了进一步梳理在导师悉心指导下,围绕本人主持的在研国家自然科学基金项目——“风化壳淋积型稀土矿贫矿浸取动力学与传质研究”（№50664004）,确定了博士论文题目为“风化壳淋积型稀土矿浸取动力学与传质研究”,在风化壳淋积型稀土矿浸取应用基础研究方面开展了一些研究工作：1.风化壳淋积型稀土矿浸取稀土动力学研究针对代表性的江西龙南足洞稀土风化壳淋积型稀土矿,从浸取动力学角度出发,考察了浸取反应温度、浸出剂初始浓度、搅拌强度及矿石粒度对稀土浸出速率的影响。研究结果表明,风化壳淋积型稀土矿浸取是一个典型的液-固非均相反应,浸取过程较好地符合收缩未反应芯模型,尝试法求出动力学控速步骤为属固膜扩散控制,导出了浸出动力学方程为：求得风化壳淋积型稀土矿浸取反应级数为2级,浸取反应活化能为9.24 kJ/mol。2.风化壳淋积型稀土矿浸取铝动力学研究以代表性的江西龙南足洞稀土原矿,针对风化壳淋积型稀土矿离子相形态铝,开展浸取铝动力学研究,考察了浸取反应温度对铝浸出速率的影响。研究表明,风化壳淋积型稀土矿铝的浸取也是一个典型的液-固非均相反应,其浸取过程也可用“收缩未反应芯模型”描述。用尝试法求出铝浸取动力学控速步骤,结果发现1-（1-η）1/3对浸取时间t作图得到一系列直线,且通过原点。通过铝浸取Arrhenius图,求得风化壳淋积型稀土矿浸取铝反应动力学方程为：计算得出铝浸取反应活化能为41.57 kJ/mol介于40 kJ/mol到160 kJ/mol之间,表明风化壳淋积型稀土矿铝浸取过程受化学反应动力学控制。而且铝浸取的表观活化能远高于稀土浸取表观活化能,显示铝浸取平衡时间长于稀土浸取平衡时间,铝浸取速率远低于稀土浸取速率。3.风化壳淋积型稀土矿浸取传质研究用色层塔板理论研究和实验方法,研究了风化壳淋积型稀土矿浸取传质过程,探索淋浸速度、浸出剂初始浓度、矿石粒度及原矿品位对浸出效果的影响,用浸理论塔板高度评价浸取传质效果,对浸取传质过程进行了优化。实验表明,风化壳淋积型稀土矿浸取理论塔板高度与浸取流速关系可用Van Deemter方程描述,稀土矿浸取理论塔板高度存在最小值,在此流速条件下,浸取浸取过程传质效果最好,该浸取流速为最佳值（Uopt）,低于或高于此流速（Uopt）,浸取过程塔板高度均增大。通过研究浸取剂初始浓度对稀土浸取传质过程影响,结果显示,由于风化壳淋积型稀土矿浸取动力学受固膜内扩散控制,当浸取剂浓度足够高时,再提高浸取剂初始浓度,对稀土浸取理论塔板高度的影响不大,此时对传质的影响不明显。因而浸取剂初始浓度以选择2%～3%为宜。通过研究不同矿石粒度下风化壳淋积型稀土矿的浸取过程,结果表明,随着矿石粒度的增大,浸取理论塔板高度增大,浸取过程传质效果较差,柱效降低。而随着矿石粒度的减小,浸取渗透性能下降,当浸取流速低于是佳流速Uopt时,理论塔板高度将增大,浸取过程传质效果变差。研究稀土矿品位风化壳淋积型稀土矿浸取的影响表明,原矿稀土品位越高,浸取理论塔板高度越小,随着矿石品位的降低,浸取过程理论塔板高度增大。4.风化壳淋积型稀土矿稀土浸取动力学分离铝研究基于风化壳淋积型稀土矿其浸取稀土为内膜扩散控制动力学模型,而铝为离子交换反应化学控制动力学模型这一显着差异,进一步探索不同浸取条件下稀土浸取行为与铝浸取行为。结果表明,风化壳淋积型稀土矿稀土浸取曲线与铝浸取曲线变化并不同步,稀土浸取曲线随着浸取进程的增长,浸取稀土浓度出现峰值,而铝浸取曲线随着浸取进程的增长,铝浓度不变显着。在不同浸取流速条件下,风化壳淋积型稀土矿浸取液稀土浓度峰值浓度随浸取流速变化明显,而浸取液中铝的浓度随浸取流速变化不显着,浸取过程中稀土与铝在浸取动力学分离存在差异,在一定的浸取流速条件下,浸取过程中稀土与铝存在分离作用。通过研究风化壳淋积型稀土矿浸出液中铝与稀土相对含量随浸取流速变化,结果表明,在低流速时,浸出液中铝与稀土相对含量随浸取流速增大而减小,到一定流速时,再加快流速,浸出液中铝与稀土相对含量随浸取流速增大而增大,浸取过程中有一最佳流速,经优化得到优化流速为U=0.23mL/min,此时,稀土浸出液中含铝最低,AI/RE=0.012,因而在浸取过程中产生了浸取动力学分离铝效果。5.风化壳淋积型稀土矿贫矿浸取传质过程优化研究针对这些风化壳淋积型稀土矿贫矿的复杂性,以江西有代表性的龙南风化壳淋积型稀土矿贫矿为对象,用色层理论和实验方法探索其浸取传质特性,实验不同流速条件下稀土贫矿浸取行为,用理论塔板高度评价浸取传质效果,对浸取传质过程进行优化。研究结果表明,风化壳淋积型稀土矿贫矿浸取曲线峰形窄,峰高较低。浸取传质过程可用理论塔板高度变化来进行优化,风化壳淋积型稀土矿贫矿浸取时,随着浸取流速的增大,起初浸取理论塔板高HETP减小,但超过0.9mL/min速度后,浸取理论塔板高HETP增大,因而浸取有一个最佳流速,风化壳淋积型稀土矿贫矿浸取优化流速为0.9mL/min。对于风化壳淋积稀土矿贫矿,不同装矿高度条件下其浸取稀土曲线显示,浸出液稀土峰值浓度随浸矿柱径比增加而降低,表明浸取柱径比越大,浸取过程扩散距离越长,扩散作用越强。风化壳淋积型稀土矿贫矿浸取稀土时装矿高度越低,理论塔板高度越低,表明浸取传质效果越好。对稀土贫矿浸取时浸矿剂浓度优化结果表明,贫矿浸出液稀土峰值浓度高随浸取剂浓度的提高而升高,但当浸矿剂浓度达到2%后,浸矿剂浓度再升高,对贫矿浸取稀土峰值浓度影响不大,因而浸取剂初始浓度以选择～2%为宜
二、稀土元素的沉淀浮选(Ⅱ)（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、稀土元素的沉淀浮选(Ⅱ)（论文提纲范文）
（1）氟碳铈矿浮选中金属离子在矿物表面的作用机理研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| abstract |
| 变量注释表 |
| 1 绪论 |
| 1.1 课题来源与研究背景 |
| 1.2 稀土资源概述 |
| 1.3 氟碳铈矿浮选研究进展 |
| 1.4 金属离子对浮选的影响及其机理 |
| 1.5 研究内容与技术路线 |
| 2 矿样、药剂、仪器设备及研究方法 |
| 2.1 矿样制备 |
| 2.2 试验药剂 |
| 2.3 试验所用仪器设备 |
| 2.4 研究方法 |
| 3 氟碳铈矿浮选矿浆中金属离子组成及对浮选的影响 |
| 3.1 氟碳铈矿浮选矿浆中金属离子的组成和来源 |
| 3.2 金属离子对矿物浮选的影响 |
| 3.3 本章小结 |
| 4 矿物晶体化学及解理特性研究 |
| 4.1 氟碳铈矿的晶体化学与解理特性 |
| 4.2 天青石的晶体化学与解理特性 |
| 4.3 萤石的晶体化学与解理特性和解理面性质 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 金属离子与矿物表面的相互作用机理 |
| 5.1 金属离子的溶液化学分析 |
| 5.2 金属离子与氟碳铈矿表面的相互作用 |
| 5.3 金属离子与天青石表面的相互作用 |
| 5.4 金属离子与萤石表面的相互作用 |
| 5.5 本章小结 |
| 6 金属离子对氟碳铈矿、天青石和萤石浮选影响机理 |
| 6.1 金属离子对矿物浮选的影响机理 |
| 6.2 金属离子-氟硅酸钠对矿物浮选的影响机理 |
| 6.3 本章小结 |
| 7 实际矿石浮选试验 |
| 7.1 实际矿物试样 |
| 7.2 浮选条件试验 |
| 7.3 氟碳铈矿浮选闭路试验 |
| 7.4 本章小结 |
| 8 结论 |
| 8.1 主要研究结论 |
| 8.2 主要创新点 |
| 8.3 研究工作展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（2）从离子型稀土矿浸取液中提取稀土的技术现状与展望（论文提纲范文）
| 0前言 |
| 1 从离子型稀土矿浸取液中提取稀土的技术研究现状 |
| 1.1 沉淀法 |
| 1.1.1 草酸沉淀法 |
| 1.1.2 碳酸沉淀法 |
| 1.2 沉淀浮选法 |
| 1.3 溶剂萃取法 |
| 1.4 离子交换法 |
| 1.5 液膜分离法 |
| 2 从离子型稀土矿浸取液中提取稀土的技术展望 |
| 3 结束语 |
（3）稀土废料/渣联合碱焙烧回收稀土的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 废稀土荧光粉和稀土熔盐电解渣来源及属性 |
| 1.3 废稀土荧光粉与稀土熔盐电解渣国内外回收研究现状 |
| 1.3.1 废稀土荧光粉国内外研究现状 |
| 1.3.1.1 物理法 |
| 1.3.1.2 化学法 |
| 1.3.2 稀土熔盐电解渣国内外研究现状 |
| 1.4 课题研究意义及内容 |
| 1.4.1 研究意义 |
| 1.4.2 研究内容 |
| 1.4.3 拟解决的关键问题 |
| 第二章 实验原料、设备及分析方法 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.2 实验仪器设备 |
| 2.3 实验流程 |
| 2.3.1 废稀土荧光粉与熔盐电解渣联合碱焙烧实验步骤 |
| 2.3.2 焙烧产物水洗步骤 |
| 2.3.3 水洗渣酸浸实验步骤 |
| 2.3.4 酸浸液调节pH除杂步骤 |
| 2.3.5 草酸沉淀实验步骤 |
| 2.4 分析检测方法 |
| 第三章 废稀土荧光粉与熔盐电解渣联合碱焙烧工艺研究 |
| 3.1 焙烧过程中各因素对提取稀土的影响 |
| 3.1.1 物料比对提取稀土的影响 |
| 3.1.2 焙烧温度对提取稀土的影响 |
| 3.1.3 焙烧时间对提取稀土的影响 |
| 3.2 水洗过程对稀土浸出率的影响 |
| 3.3 酸浸过程中各因素对稀土浸出率的影响 |
| 3.3.1 盐酸浓度对提取稀土的影响 |
| 3.3.2 酸浸时间对提取稀土的影响 |
| 3.3.3 酸浸温度对提取稀土的影响 |
| 3.3.4 液固比对提取稀土的影响 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 稀土共沉淀热力学分析 |
| 4.1 计算方法及数学模型 |
| 4.2 各金属总浓度对数与pH的关系 |
| 4.3 本章小结 |
| 第五章 草酸沉淀法提取酸浸液中稀土实验研究 |
| 5.1 pH净化铁,铝热力学分析 |
| 5.2 酸浸液预处理除Al和Fe的研究 |
| 5.3 草酸共沉淀法回收稀土研究 |
| 5.3.1 草酸用量对稀土沉淀效果的影响 |
| 5.3.2 沉淀时间对稀土沉淀效果的影响 |
| 5.3.3 沉淀温度对稀土沉淀效果的影响 |
| 5.3.4 陈化时间对稀土沉淀效果的影响 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间的研究成果 |
（4）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 |
（5）不同缺陷类型萤石浮选行为与机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 萤石资源概况 |
| 1.1.1 萤石基本性质与应用 |
| 1.1.2 矿床类型与资源现状 |
| 1.2 萤石致色机制研究现状 |
| 1.2.1 杂质元素致色 |
| 1.2.2 晶体缺陷致色 |
| 1.2.3 有机质致色 |
| 1.3 萤石浮选实践与理论研究概述 |
| 1.3.1 浮选药剂作用机理研究 |
| 1.3.2 含钙矿物之间的分离 |
| 1.3.3 矿浆中难免离子对矿物浮选的影响 |
| 1.4 矿物浮选晶格缺陷理论的研究概述 |
| 1.4.1 矿物的晶格缺陷 |
| 1.4.2 矿物晶格缺陷与可浮性 |
| 1.5 课题研究的目的、意义及内容 |
| 1.5.1 研究目的和意义 |
| 1.5.2 研究内容 |
| 第2章 试验原料、设备及研究方法 |
| 2.1 试验原料 |
| 2.1.1 试样制备 |
| 2.1.2 萤石纯矿物 |
| 2.2 试验用药剂 |
| 2.3 仪器及设备 |
| 2.4 试验研究方法 |
| 2.4.1 纯矿物浮选试验 |
| 2.4.2 浮选药剂吸附试验 |
| 2.4.3 表面张力测试 |
| 2.4.4 矿物表面电动电位测试 |
| 2.4.5 傅立叶红外光谱(FTIR)测试 |
| 2.4.6 光学显微镜分析 |
| 2.4.7 激光拉曼光谱(La-Raman)测试 |
| 2.4.8 流体包裹体测温 |
| 2.4.9 电子顺磁共振(EPR)测试 |
| 2.4.10 X射线光电子能谱(XPS)测试 |
| 2.4.11 原子力显微镜(AFM)测试 |
| 2.4.12 等离子体质谱/发射光谱(ICP-MS/OES)测试 |
| 2.4.13 高效离子色谱(IC)测试 |
| 2.4.14 量子化学计算与分子动力学模拟 |
| 第3章 三种缺陷萤石矿物晶体结构与表面性质 |
| 3.1 萤石矿物稀土元素地球化学特征 |
| 3.2 萤石矿物激光拉曼光谱分析 |
| 3.3 萤石矿物电子顺磁共振分析 |
| 3.4 萤石矿物致色机制探讨 |
| 3.5 萤石矿物晶体几何与电子结构 |
| 3.5.1 计算模型的构建 |
| 3.5.2 理想萤石矿物的电子结构和性质 |
| 3.5.3 空位缺陷对萤石矿物电子结构的影响 |
| 3.5.4 杂质缺陷对萤石矿物电子结构的影响 |
| 3.6 萤石矿物表面形貌及组分分析 |
| 3.7 小结 |
| 第4章 三种缺陷萤石浮选行为研究 |
| 4.1 油酸钠体系中三种缺陷萤石浮选行为与机理 |
| 4.1.1 三种缺陷萤石的浮选行为 |
| 4.1.2 三种缺陷萤石对油酸钠的吸附量 |
| 4.1.3 油酸钠溶液表面张力测试 |
| 4.1.4 矿物表面电动电位分析 |
| 4.1.5 油酸钠在萤石表面的吸附行为 |
| 4.1.6 油酸钠体系中三种缺陷萤石浮选差异机制 |
| 4.2 油酸钠在萤石表面吸附的晶体化学研究 |
| 4.2.1 不同粒度萤石的浮选行为 |
| 4.2.2 不同粒度萤石的药剂吸附量分析 |
| 4.2.3 萤石矿物晶体化学性质 |
| 4.2.4 萤石与油酸钠作用的分子动力学模拟 |
| 4.2.5 萤石矿物晶面各向异性研究 |
| 4.3 磺酸盐体系中三种缺陷萤石浮选行为与机理 |
| 4.3.1 不同疏水基团磺酸盐体系中萤石浮选行为 |
| 4.3.2 矿物表面电动电位测定 |
| 4.3.3 不同疏水基团磺酸盐溶液表面张力分析 |
| 4.3.4 磺酸盐类捕收剂与萤石作用的红外光谱分析 |
| 4.3.5 磺酸盐类捕收剂与萤石作用的XPS分析 |
| 4.3.6 表面活性剂前线分子轨道能量和HLB值计算 |
| 4.3.7 十二烷基苯磺酸钠体系中三种缺陷萤石的浮选行为 |
| 4.3.8 磺酸盐捕收剂耐温性能研究 |
| 4.4 小结 |
| 第5章 萤石流体包裹体及其组分释放研究 |
| 5.1 萤石流体包裹体光学显微分析 |
| 5.2 萤石流体包裹体岩相学研究 |
| 5.2.1 流体包裹体均一温度测定 |
| 5.2.2 流体包裹体冰点温度测定 |
| 5.2.3 流体包裹体盐度及密度计算 |
| 5.2.4 流体包裹体成分分析 |
| 5.3 萤石流体包裹体组分释放 |
| 5.4 萤石流体包裹体研究对矿物浮选的意义 |
| 5.4.1 Ca2+对萤石浮选行为的影响 |
| 5.4.2 流体包裹体组分释放对萤石浮选的影响机制 |
| 5.5 小结 |
| 第6章 晶格缺陷对萤石矿物表面性质的影响 |
| 6.1 萤石矿物表面结构模型 |
| 6.2 理想萤石矿物表面的电子结构与性质 |
| 6.2.1 萤石矿物表面原子的弛豫 |
| 6.2.2 萤石矿物表面电子结构及性质 |
| 6.3 空位缺陷萤石矿物表面的电子结构和性质 |
| 6.3.1 空位缺陷形成能及其对表面电荷分布的影响 |
| 6.3.2 空位缺陷萤石表面电子结构特征 |
| 6.4 杂质缺陷萤石矿物表面的电子结构和性质 |
| 6.4.1 杂质缺陷形成能及其对表面电荷分布的影响 |
| 6.4.2 杂质缺陷萤石表面电子结构特征 |
| 6.5 晶格缺陷对萤石浮选行为影响的探讨 |
| 6.6 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 |
| 攻读学位期间主要的研究成果 |
（6）从稀土废料中回收稀土的研究进展（论文提纲范文）
| 1 从废旧稀土荧光粉中提取稀土 |
| 1.1 废旧稀土荧光粉概述 |
| 1.2 废旧稀土荧光粉中稀土的回收方法 |
| 1.2.1 化学法 |
| (1) 酸法: |
| (2) 碱法: |
| (3) 生物法: |
| 1.2.2 物理法 |
| (1) 浮选法: |
| (2) 端切/空气推动法: |
| (3) 机械活化法: |
| 1.3 废旧稀土荧光粉中回收稀土方法的对比 |
| 2 从钕铁硼废料中提取稀土 |
| 2.1 钕铁硼废料概述 |
| 2.2 钕铁硼废料中稀土的回收方法 |
| 2.2.1 湿法 |
| 2.2.2 火法 |
| 2.2.3 短流程再制造法 |
| 2.3 钕铁硼废料中回收稀土方法的对比 |
| 3 从稀土熔盐电解渣中提取稀土 |
| 3.1 稀土熔盐电解渣概述 |
| 3.2 稀土熔盐电解渣的回收方法 |
| 3.2.1 酸法 |
| 3.2.2 碱法 |
| 3.3 稀土熔盐电解渣中回收稀土方法的对比 |
| 4 从其他稀土废料中提取稀土 |
| 5 结 论 |
（7）碱性岩型稀土矿的浮选理论与应用研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪言 |
| 1.1 稀土元素及矿物概述 |
| 1.1.1 稀土元素及用途 |
| 1.1.2 稀土矿物及性质 |
| 1.2 世界稀土资源的分布及特点 |
| 1.2.1 国外稀土资源的分布及特点 |
| 1.2.2 我国稀土资源的分布及特点 |
| 1.3 我国稀土资源的利用现状 |
| 1.4 稀土矿的选矿技术研究 |
| 1.4.1 稀土矿的选矿工艺研究 |
| 1.4.2 稀土矿的选矿药剂研究 |
| 1.5 氟碳铈矿的浮选机理研究 |
| 1.5.1 抑制剂作用机理研究 |
| 1.5.2 捕收剂作用机理研究 |
| 1.6 论文的选题及主要研究内容 |
| 1.6.1 论文研究的提出及意义 |
| 1.6.2 论文的主要研究内容 |
| 第二章 试验样品、药剂、仪器及方法 |
| 2.1 试验样品、药剂与仪器 |
| 2.1.1 矿样 |
| 2.1.2 药剂 |
| 2.1.3 仪器 |
| 2.2 试验及研究方法 |
| 2.2.1 单矿物浮选试验 |
| 2.2.2 实际矿石选矿试验 |
| 2.2.3 动电位测量及分析 |
| 2.2.4 红外光谱测试及分析 |
| 2.2.5 溶解量的测定及分析 |
| 2.2.6 吸附量的测定及分析 |
| 2.2.7 Mineral Liberation Analyser(MLA)测试 |
| 第三章 矿物的晶体结构与表面电性研究 |
| 3.1 矿物的晶体结构及物化性质 |
| 3.1.1 氟碳铈矿的晶体结构及物化性质 |
| 3.1.2 重晶石的晶体结构及物化性质 |
| 3.1.3 萤石的晶体结构及物化性质 |
| 3.1.4 方解石的晶体结构及物化性质 |
| 3.2 矿物的表面电性 |
| 3.2.1 氟碳铈矿的表面电性 |
| 3.2.2 重晶石的表面电性 |
| 3.2.3 萤石的表面电性 |
| 3.2.4 方解石的表面电性 |
| 第四章 不同浮选体系中矿物的浮选行为研究 |
| 4.1 捕收剂对矿物自然可浮性的影响 |
| 4.1.1 捕收剂浓度对矿物自然可浮性的影响 |
| 4.1.2 不同捕收剂浮选体系中pH值对矿物自然可浮性的影响 |
| 4.2 无机调整剂对矿物可浮性的影响 |
| 4.2.1 无机调整剂种类及浓度对矿物可浮性的影响 |
| 4.2.2 金属阳离子对矿物可浮性的影响 |
| 4.2.3 不同调整剂浮选体系中pH值对矿物可浮性的影响 |
| 4.3 温度对氟碳铈矿可浮性的影响 |
| 4.4 小结 |
| 第五章 氟碳铈矿浮选机理研究与分析 |
| 5.1 氟碳铈矿的溶液化学计算与分析 |
| 5.2 阴离子捕收剂在氟碳铈矿表面吸附机理研究 |
| 5.2.1 捕收机理的溶液化学 |
| 5.2.2 吸附机理的红外光谱分析 |
| 5.2.3 阴离子捕收剂存在下矿物表面动电位的变化与作用机理 |
| 5.3 无机调整剂对氟碳铈矿表面作用机理研究 |
| 5.3.1 抑制机理的溶液化学 |
| 5.3.2 无机调整剂存在下矿物表面动电位的变化与作用机理 |
| 5.3.3 调整剂在矿物表面的吸附量测试及分析 |
| 5.3.4 稀土阳离子溶解量的测定及分析 |
| 5.4 温度对氟碳铈矿的作用机理探讨 |
| 5.5 小结 |
| 第六章 稀土矿分选及浮选分离工艺研究 |
| 6.1 原矿工艺矿物学研究 |
| 6.1.1 矿石的化学成分分析 |
| 6.1.2 矿石的矿物组成 |
| 6.1.3 主要矿物的嵌布粒度、单体解离度及物理特性测定 |
| 6.1.4 主要矿物选矿工艺特性和嵌布状态 |
| 6.1.5 主要有价元素REO的赋存状态 |
| 6.1.6 小结 |
| 6.2 原矿选矿探索试验研究 |
| 6.2.1 重选探索试验结果及分析 |
| 6.2.2 磁选探索试验结果及分析 |
| 6.2.3 浮选探索试验结果及分析 |
| 6.3 原则工艺流程的选择及确定 |
| 6.4 浮选分离前的磁-重联合工艺选别试验 |
| 6.4.1 磁选前的磨矿分级处理 |
| 6.4.2 磁-重联合工艺分选试验 |
| 6.5 稀土矿浮选分离选别试验 |
| 6.5.1 磨矿细度对浮选的影响 |
| 6.5.2 抑制剂种类及用量对浮选的影响 |
| 6.5.3 捕收剂种类及用量对浮选的影响 |
| 6.5.4 辅助捕收剂用量对浮选的影响 |
| 6.5.5 矿浆浓度对浮选的影响 |
| 6.5.6 浮选时间对粗选的影响 |
| 6.5.7 浮选温度对浮选的影响 |
| 6.5.8 浮选回水对浮选的影响 |
| 6.5.9 浮选闭路试验结果及分析 |
| 6.6 稀土矿全流程试验结果 |
| 6.7 本章小结 |
| 第七章 结论及创新 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 特点与创新 |
| 致谢 |
| 附录A 攻读博士学位期间主要学术成果 |
| 附录B 攻读博士学位期间参与或负责的科研项目 |
| 参考文献 |
（8）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 |
（9）白云鄂博尾矿综合回收稀土、萤石、铌、钪选矿新工艺（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 文献综述 |
| 1.1 尾矿资源概述 |
| 1.1.1 国内外尾矿研究概况 |
| 1.1.2 尾矿用途 |
| 1.2 稀土概述及其用途 |
| 1.2.1 稀土概述 |
| 1.2.2 世界稀土概况 |
| 1.2.3 稀土选别工艺及研究现状 |
| 1.3 铌资源概述及其用途 |
| 1.3.1 铌资源概述 |
| 1.3.2 世界铌资源 |
| 1.3.3 铌矿物选矿研究现状及进展 |
| 1.4 钪资源概述及其用途 |
| 1.4.1 钪资源概述 |
| 1.4.2 世界钪资源概述 |
| 1.4.3 钪资源选矿研究现状及进展 |
| 1.5 萤石资源概述及用途 |
| 1.5.1 萤石资源概述 |
| 1.5.2 世界萤石资源概况 |
| 1.5.3 萤石选矿研究现状及进展 |
| 1.6 超导磁选机的发展及应用 |
| 1.6.1 超导磁选机发展简史 |
| 1.6.2 超导磁选机主要特点 |
| 1.6.3 超导磁选机的应用现状 |
| 1.7 研究目的、意义及内容 |
| 1.7.1 课题研究目的及意义 |
| 1.7.2 研究内容 |
| 2 试验原料制备及设备 |
| 2.1 原料制备 |
| 2.2 试验设备 |
| 3 工艺矿物学研究 |
| 3.1 矿物的化学组成 |
| 3.2 矿物组成分析 |
| 3.3 矿样结构与形态 |
| 3.4 矿物解离度分析 |
| 3.5 矿物的粒度分析 |
| 3.6 工艺矿物学分析 |
| 3.7 拟采用工艺流程 |
| 4 磁选工艺 |
| 4.1 弱磁磁选试验 |
| 4.2 电磁高梯度磁选试验 |
| 4.2.1 矿浆浓度对磁选的影响 |
| 4.2.2 磁场强度对磁选的影响 |
| 4.2.3 电磁最佳条件试验 |
| 4.3 超导磁选试验 |
| 4.3.1 超导磁选场强条件对磁选的影响 |
| 4.3.2 超导磁选浓度条件对磁选的影响 |
| 4.3.3 超导磁选最佳条件试验 |
| 4.4 系列流程多元素走向分析 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 浮选工艺 |
| 5.1 萤石浮选工艺 |
| 5.2 稀土浮选工艺 |
| 5.3 铌浮选工艺 |
| 5.4 钪的浸出工艺 |
| 5.5 工艺流程路线 |
| 5.6 全流程数质量流程图 |
| 5.7 本章小结 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
（10）风化壳淋积型稀土矿浸取动力学与传质研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 稀土矿产资源 |
| 1.1.1 世界稀土矿产资源 |
| 1.1.2 我国稀十矿产资源 |
| 1.1.3 稀土矿物中稀土元素赋存状态 |
| 1.1.4 稀土矿物类型 |
| 1.2 稀土矿物加工 |
| 1.2.1 矿物相稀土浮选技术 |
| 1.2.2 风化壳淋积型稀土矿浸取技术 |
| 1.2.3 胶态相稀土的提取技术 |
| 1.3 风化壳淋积型稀土矿浸出液提取 |
| 1.3.1 风化壳淋积型稀土矿浸出液净化 |
| 1.3.2 沉淀法提取 |
| 1.3.3 非沉淀法从风化壳淋积型稀土矿浸出液提取稀土 |
| 1.4 本论文研究的目的意义 |
| 1.4.1 风化壳淋积型稀土矿提取存在科学问题 |
| 1.4.2 本论文研究的目的意义 |
| 1.5 本论文研究内容 |
| 第二章 实验原料及方法 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.1.1 风化壳淋积型稀土矿 |
| 2.1.2 风化壳淋积型稀土矿铝赋存状态 |
| 2.1.3 风化壳淋积型稀土矿贫矿 |
| 2.1.4 风化壳淋积型稀土矿贫矿稀土赋存状态 |
| 2.2 实验方法 |
| 2.2.1 稀土浸出动力学实验装置 |
| 2.2.2 稀土浸出动力学实验方法 |
| 2.2.3 铝浸出动力学实验装置和方法 |
| 2.2.4 稀土浸取传质研究实验装置和方法 |
| 2.2.5 浸取动力学分离研究实验装置和方法 |
| 2.3 分析测试方法 |
| 2.3.1 稀土矿物中稀土总量分析 |
| 2.3.2 稀土矿物中稀土赋存状态分析 |
| 2.3.3 稀土浸出液稀土浓度分析 |
| 2.3.4 稀土配分分析 |
| 2.3.5 稀土矿浸出液铝含量分析 |
| 2.3.6 稀土矿物中铝赋存状态分析 |
| 2.3.7 稀土矿物中铁含量分析 |
| 2.3.8 稀土矿物中硅含量分析 |
| 2.4 化学试剂 |
| 2.5 实验仪器 |
| 第三章 风化壳淋积型稀土矿浸取动力学研究 |
| 3.1 风化壳淋积型稀土矿浸取化学反应 |
| 3.2 风化壳淋积型稀土矿浸取动力学模型 |
| 3.3 温度对风化壳淋积型稀土矿稀土浸出的影响 |
| 3.4 风化壳淋积型稀土矿浸取稀土动力学方程 |
| 3.5 风化壳淋积型稀土矿浸取稀土表观活化能 |
| 3.6 浸取剂浓度对稀土浸出的影响 |
| 3.7 搅拌强度对稀土浸出的影响 |
| 3.8 矿石粒度对稀土浸取的影响 |
| 3.9 本章小结 |
| 第四章 风化壳淋积型稀土矿铝浸取动力学研究 |
| 4.1 风化壳淋积型稀土矿铝浸取化学反应 |
| 4.2 温度对风化壳淋积型稀土矿浸取铝的影响 |
| 4.3 风化壳淋积型稀土矿铝浸取动力学方程 |
| 4.4 风化壳淋积型稀土矿浸取铝表观活化能 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 风化壳淋积型稀土矿浸出传质过程研究 |
| 5.1 风化壳淋积型稀土矿浸出传质过程 |
| 5.2 浸取流速与理论塔板高度的关系 |
| 5.3 浸取剂浓度对理论塔板高度的影响 |
| 5.4 矿石粒度对理论塔板高度的影响 |
| 5.5 矿石稀土品位对理论塔板高度的影响 |
| 5.6 本章小结 |
| 第六章 风化壳淋积型稀土矿稀土浸取动力学分离铝 |
| 6.1 风化壳淋积型稀土矿稀土及铝浸取特性 |
| 6.2 不同流速下风化壳淋积型稀土矿稀土浸取行为 |
| 6.3 不同流速下风化壳淋积型稀土矿铝浸取行为 |
| 6.4 风化壳淋积型稀土矿浸取动力学分离铝作用 |
| 6.5 风化壳淋积型稀土矿浸取动力学分离铝优化 |
| 6.6 本章小结 |
| 第七章 风化壳淋积型稀土矿贫矿浸取传质过程优化 |
| 7.1 风化壳淋积型稀土矿贫矿浸取存在问题 |
| 7.2 不同流速下风化壳淋积型稀土矿贫矿浸取行为 |
| 7.3 流速对风化壳淋积型稀土矿贫矿浸取HETP影响 |
| 7.4 装矿高度对稀土贫矿浸出传质影响 |
| 7.5 浸矿剂浓度对稀土贫矿浸出传质影响 |
| 7.6 风化壳淋积型稀土矿贫矿浸取流速优化 |
| 7.7 本章小结 |
| 第八章 结论 |
| 8.1 风化壳淋积型稀土矿浸取稀土动力学研究结论 |
| 8.2 风化壳淋积型稀土矿浸取铝动力学研究结论 |
| 8.3 风化壳淋积型稀土矿浸取传质过程研究结论 |
| 8.4 风化壳淋积型稀土矿稀土浸取动力学分离铝研究结论 |
| 8.5 风化壳淋积型稀土矿贫矿浸取传质过程优化研究结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读博士期间发表的论文论着与研究成果 |
| 攻读博士期间发表研究学术论文 |
| 攻读博士期间出版的相关学术论着 |
| 攻读博士期间主持和参加科研项目 |
四、稀土元素的沉淀浮选(Ⅱ)（论文参考文献）
- [1]氟碳铈矿浮选中金属离子在矿物表面的作用机理研究[D]. 曹世明. 中国矿业大学, 2019
- [2]从离子型稀土矿浸取液中提取稀土的技术现状与展望[J]. 罗仙平,钱有军,梁长利. 有色金属科学与工程, 2012(05)
- [3]稀土废料/渣联合碱焙烧回收稀土的研究[D]. 胡家园. 江西理工大学, 2020(01)
- [4]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)
- [5]不同缺陷类型萤石浮选行为与机理研究[D]. 郑仁基. 武汉理工大学, 2019(07)
- [6]从稀土废料中回收稀土的研究进展[J]. 陈丽杰,李子良,龚傲,田磊,徐志峰. 中国稀土学报, 2019(03)
- [7]碱性岩型稀土矿的浮选理论与应用研究[D]. 王成行. 昆明理工大学, 2013(07)
- [8]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)
- [9]白云鄂博尾矿综合回收稀土、萤石、铌、钪选矿新工艺[D]. 贺宇龙. 内蒙古科技大学, 2020(01)
- [10]风化壳淋积型稀土矿浸取动力学与传质研究[D]. 田君. 中南大学, 2010(02)