一、微山稀土精矿经固氟后采用氯化铵法回收稀土（论文文献综述）
宋世哲,周延,薛向欣,杨合[1]（2021）在《MgO对包头选铁尾矿磁化焙烧和稀土分解的影响》文中研究说明为对包头选铁尾矿中的铁和稀土进行回收利用,以MgO为添加剂进行了磁化焙烧实验研究,考察了焙烧温度、MgO添加量、焙烧时间对稀土分解率和磁化率的影响。结果表明:在焙烧温度为750℃,MgO添加量为10%,工业煤粉添加量为0.67%,焙烧时间为120 min的实验条件下,稀土分解率达到98.68%,磁化率为3.04。采用X射线衍射（XRD）、热重-差示扫描量热分析（TG-DSC）、扫描电镜-能谱分析（SEM-EDS）等检测手段,对MgO焙烧过程中的物相变化和反应进行了分析,分析表明,MgO促进了氟碳铈矿和独居石的分解,分解反应分别发生在390～551℃和551～756℃温度区间内,分解产物为混合稀土氧化物;MgO会与Fe2O3反应生成含镁铁磁性物质(Mg1-x,Fex)O·Fe2O3,有利于铁的磁选回收。
李光柱,李梅,肖赫,高凯,孔儒豪[2]（2021）在《不同粒度下微山稀土矿物颗粒赋存研究》文中指出采用工艺矿物学自动分析仪（BPMA）、扫描电子显微镜等先进设备对山东微山稀土矿物中稀土的赋存状态进行了研究。结果表明,矿物中的稀土矿物主要赋存于氟碳酸岩中,极少数赋存于独居石、铈磷灰石中。同时稀土矿物与方解石、天青石、萤石、石英等嵌布十分密切。通过对不同研磨时间的矿物颗粒进行分析,发现稀土矿物颗粒中方解石呈微细胞颗粒分布于稀土矿物颗粒中,很难分离,是造成品位低的重要因素。探究出稀土矿物中氟碳酸盐颗粒的粒度、解离度的变化曲线,发现在粒度分布图中20～50μm处于峰值时解离度达到最大值,是最佳浮选区间,粒度小于20μm解离度反而会下降,影响稀土浮选。
张栋梁[3]（2019）在《混合型稀土精矿中三价/四价铈的酸浸行为及其氟、钙资源转化的基础研究》文中研究指明白云鄂博Fe-RE-Nb多金属共生矿是世界最大的混合型轻稀土矿,在我国有着重要得战略地位。目前处理混合型轻稀土矿的主流工艺为浓硫酸焙烧法和氢氧化钠分解法,但两者都存在着严重的三废污染和伴生资源浪费的问题。本研究团队长期致力于白云鄂博稀土资源的绿色开发与综合利用研究,以源头治理、学科交叉的思路,提出了白云鄂博稀土资源选冶联合绿色提取新技术工艺。新技术实现了高品位稀土精矿的产业化推广,开发了高品位混合型稀土精矿酸浸碱溶清洁高效提取新技术,并进行了工业示范。本研究即针对新技术工业示范过程存在的问题展开关键技术的机理研究,以便更好的指导工艺生产,实现稀土资源的绿色提取。具体研究内容如下:针对稀土精矿焙烧-酸浸过程存在铈的氧化、浸出酸雾等问题,展开不同焙烧气氛下（氧化/非氧化）混合稀土精矿的焙烧反应机制研究,以及浸出过程中RE与F协同浸出规律的研究。通过研究发现,在600℃无论是在氧化焙烧还是非氧化焙烧的情况下,混合稀土精矿中的氟碳铈矿都会分解为（Ce,La）OF,氧化焙烧矿（Ce,La）OF相中铈以Ce4+为主存在,而非氧化焙烧矿以Ce3+为主。研究了酸浸温度、盐酸浓度、液固比与Zeta电位随酸浸时间的变化规律,证实了浸出过程中Ce3+、Ce4+、F-、H+之间的协同浸出行为。由于氧化焙烧矿与非氧化焙烧矿Ce3+/Ce4+含量比不同,反应初期氧化焙烧矿表面对于H+的排斥力要大于非氧化焙烧矿,因此在低温、低酸度下,Ce4+比Ce3+和非铈稀土难浸出;而高温、高酸度下,溶液中H+离子运动加剧,突破了氧化焙烧矿中Ce4+对于H+的排斥力,致使氧化焙烧矿表面开始吸附大量的H+离子,Ce4+会短时间内与F-形成[CeFx]4-x络合物,同时促进了（Ce,La）OF相中稀土的溶解。而且Ce4+易被Cl-还原成Ce3+并放出氯气,Ce3+又会与F-形成CeF3沉淀。最终得到氧化焙烧矿的最佳浸出率为:Ce 51.28%,非Ce稀土 45.66%;而非氧化焙烧矿中铈主要以Ce3+存在,Ce与非铈稀土元素保持同步浸出,浸出过程温和且无氯气的放出,但总浸出率低于氧化焙烧矿,最终得到非氧化焙烧矿的最佳浸出率为:Ce 42.38%,非Ce稀土 42.07%。为了提高非氧化焙烧矿的浸出率,采用超声波外场强化手段对来促进稀土的浸出,稀土浸出率大幅度提升,最终得到非氧化焙烧矿的超声波助浸最佳浸出率为:Ce 87.54%,非Ce稀土 86.43%。主要因为超声波对稀土浸出过程具有物理机制和化学机制两方面的作用。在物理机制方面,超声波对氟碳铈矿的固体表面造成极大的剪切应力,并有助于钝化膜的去除,从而促进了稀土的浸出;在化学机制方面发现,超声波辅助浸出过程中通过羟基氧化将矿物表面的Ce3+氧化成Ce4+,Ce4+与F-形成络合物并促进了稀土的浸出;同时通过溶液中的H202将Ce4+还原成Ce3+,防止了氯离子被氧化成氯气。针对酸浸渣碱分解效率低,碱液回用率低等问题,采用氢氧化钠亚熔盐体系分解酸浸渣。通过对温度、浓度、固碱比、时间等条件的研究,确定了最佳的工艺条件:反应温度180℃,碱浓度70%,液固比为5:1,反应时间为90分钟,稀土的转化率为98.02%,大幅度提高了碱分解的效率。并对反应过程进行了动力学分析,得出分阶段的动力学方程,证实了亚熔盐体系分解酸浸渣的工艺可行性。短时间阶段（0～20min）的表观活化能为40821.74J/mol,反应速率受界面传质和产物层扩散共同控制,通过计算结合经验公式确定了酸浸渣分解的动力学方程为:长时间阶段（20～90min）的表观活化能为10475.64J/mol,反应速率只受到产物层扩散的影响,其动力学方程为:针对混合氯化稀土溶液杂质含量高的问题,研究了以稀土化合物作为除氟剂来高效去除溶液中微量的氟。通过对稀土化合物种类、含量、反应时间、反应温度、稀土浓度和溶液pH等相关参数的研究,得到在碳酸镧含量8%,稀土浓度240g/L,溶液PH≤1,温度90℃,反应时间2h,保温1h的实验条件下,溶液除氟率可以达到99.60%。对滤渣进行分析表明,向溶液中加入碳酸稀土后,一方面可以生成具有高比表面积的碱式碳酸稀土 RECO3（OH）,会对氟产生较强的吸附作用;另一方面溶液中的氟离子会和碳酸稀土通过形成极性共价键而生成稳定的氟碳稀土化合物REFC03,以达到除氟的目的。同时研究了硫酸沉淀法去除混合氯化稀土溶液中钙的工艺,并得出最佳工艺条件为:稀土浓度为350g/L,反应温度25℃,反应时间2h,硫酸用量为钙含量的1.0倍,在此条件下,钙元素的去除率为80.35%,稀土的损失率为16.86%。液相中Ca/REO为1.67,达到萃取指标要求;再通过逆流循环洗涤工艺回收钙渣中的稀土和钙元素,得到最佳回收工艺条件:液固比5:1,水洗温度25℃,水洗时间2h,洗涤级数3,稀土的回收率高达97.03%;再将最终的钙渣制备成硫酸钙晶须,实现资源的转化利用。
郭凡[4]（2018）在《稀土磷酸盐热分解处理的过程研究》文中研究说明稀土矿产属于重要的战略性资源,而稀土元素又有“工业维生素”之称。稀土元素的被利用领域十分广泛,在稀土元素的某些应用中对其所含稀土或非稀土杂质的要求均很高,经常在ppm级,这样就对稀土元素的分离提出了更高的要求。稀土元素的分离工艺包括了稀土矿的选矿、稀土精矿的分解及稀土的水冶纯化等各工序。针对目前我国稀土精矿的分解过程中存在的环境污染及资源浪费等问题,本文分别采用浓硫酸低温焙烧法和烧碱常压分解法对包头矿独居石渣和纯独居石精矿进行分解处理,详细研究了稀土磷酸盐的分解过程。包头矿独居石渣是包头混合型稀土精矿经过“氧化焙烧→硫酸浸出”处理得到的,对其进行稀土分离处理,采用浓硫酸低温焙烧将独居石渣中的稀土磷酸盐转变成易溶的稀土硫酸盐,再经硫酸溶液浸出,最终实现从包头矿独居石渣中分离富集稀土的目的。详细探索了不同实验条件,包括:焙烧温度、焙烧时间、拌酸量、浸出时液固比、浸出时间等对独居石分离过程的影响,最后得出最佳分离条件,在此条件下稀土分解率为95.01%。与传统浓硫酸低温焙烧法相比较,本研究在实验过程中酸耗量少,有效避免了硫化气体的排放,同时还能使设备腐蚀这一现象大大降低,具有环境友好及降低生产成本等特点。独居石精矿是由（Ce、Nd、La、Pr）PO4及具有放射性的钍、铀组成的磷酸盐矿物,是轻稀土元素的主要提取矿源之一,对其进行开采利用可以大大减小单一稀土矿的开采,节约稀土矿产资源,但在独居石矿的分离过程中一直都存在的环境破坏及水耗量较大等问题难以解决。本文选择纯独居石精矿为原料对其进行烧碱法处理,主要研究了焙烧过程中焙烧温度、焙烧时间,以及浸出过程中不同浸出实验条件:浸出液浓度、液固比、反应时间等对稀土元素浸出率的影响。并对烧碱法分离过程中水洗步骤的磷去除率对稀土元素浸出的影响进行了探讨。与传统液碱常压分解法相比较,该工艺操作简单,与传统烧碱法相比较,耗碱量明显降低,在焙烧过程中利用铈具有易变价的性质,可以将独居石矿中的三价铈氧化成四价铈,氧化率在95%以上,有利于将铈与其他三价稀土元素分离开来,降低了稀土收集的难度,同时降低了生产成本。本实验最高稀土浸出率为96%。水洗实验中得到的水洗液通过蒸发、结晶制得磷酸钠产品,使独居石矿中的磷资源得以有效回收。利用XRD、ICP-OES等多种测试手段对矿物不同阶段的物相、组成等进行了表征分析。
袁帅[5]（2018）在《含混合型稀土尾矿钙剂固氟配煤焙烧—酸浸出的工艺探索》文中研究指明稀土作为一种世界公认的战略资源,对每个国家的发展有着重要意义。我国稀土储量、产量及供应量均居世界首位,是稀土资源大国。包头的白云鄂博矿作为我国最大的稀土资源矿床,自投产以来一直采用“以铁为主,稀土为辅”的工艺流程回收利用,导致大量的稀土资源随选铁尾矿进入尾矿坝,不仅造成了稀土资源的严重浪费,还对环境造成了严重的影响,因此,固氟浸出新工艺对尾矿中的稀土资源进行回收利用已经迫在眉睫。本文将以白云鄂博含混合型稀土尾矿作为研究对象,首先,采用不同钙剂配工业煤的方法固氟焙烧含混合型稀土尾矿,以达到四个目的:①使氟碳铈矿和独居石有效分解;②使氟留在焙烧矿中,减少环境污染,以达到固氟的目的;③避免三价铈被氧化成四价铈,更有利于铈的进一步回收;④选出最适合钙剂作为焙烧混合型稀土矿物的活化剂。然后,采用不同种类的酸浸出焙烧矿,找到最适合浸出焙烧矿的酸试剂。最终,获得一种含混合型稀土尾矿的清洁回收利用工艺。经过一系列的实验研究与数据分析得到如下结论:（1）以氧化钙（CaO）作为钙剂配工业煤固氟焙烧含混合型稀土尾矿的结果表明:CaO分解稀土矿物的过程分两个阶段进行,第一阶段是氟碳铈矿（REFCO3）的分解,分解温度在380～431℃之间,REFCO3经过两步骤反应分解为稀土氧化物（REO）;第二阶段是独居石（REPO4）的分解,分解温度在605～716℃之间,CaO和氟化钙（CaF2）共同作用分解REPO4得到REO。REFCO3中的氟以CaF2和氟磷酸钙（Ca5F（PO4）3）的形式留在焙烧矿中。分解前后稀土矿物的形貌也发生了很大的变化,由反应前光滑致密的矿物表面变成了反应后粗糙并伴有裂缝的矿物表面。CaO固氟焙烧分解含混合型稀土尾矿的最佳工艺条件为:焙烧时间60min,焙烧温度750℃,CaO添加量20%,最佳工艺条件下的稀土矿物分解率高达99.87%。并且在稀土矿物分解的最佳工艺条件下,CaO的固氟率可以达到94.35%。（2）碳酸钙（CaCO3）作为钙剂配工业煤固氟焙烧含混合型稀土尾矿的研究结果表明:CaCO3分解稀土矿物的过程包括两个阶段,首先,是REFCO3发生第一步分解反应,分解温度在454～495℃之间,REFCO3分解为稀土氟氧化物（REOF）;然后,在CaCO3的作用下,REOF和REPO4发生分解,分解温度在669～755℃之间,其中,REOF被直接分解为REO,而REPO4需要CaCO3和CaF2共同作用分解得到REO。氟以CaF2和Ca5F（PO4）3的形式留在焙烧矿中。分解前后稀土矿物的形貌同样发生了很大的变化,由反应前光滑致密的矿物表面变成了反应后粗糙并伴有裂缝的矿物表面。CaCO3固氟焙烧分解含混合型稀土尾矿的最佳工艺条件为:焙烧时间60min,焙烧温度750℃,CaCO3添加量30%,最佳工艺条件下的稀土矿物分解率高达98.01%。并且在稀土矿物分解的最佳工艺条件下,CaCO3的固氟率可以达到94.75%。（3）氢氧化钙（Ca（OH）2）作为钙剂配工业煤固氟焙烧含混合型稀土尾矿的研究结果表明:Ca（OH）2分解稀土矿物的过程包括两个阶段,首先,是REFCO3的分解,分解温度在380～441℃之间,经过两步分解反应REFCO3被完全分解为REO;然后,在Ca（OH）2和CaF2的共同作用下,REPO4发生分解,分解温度在605～705℃之间。焙烧的最佳工艺条件为:焙烧时间60min,焙烧温度700℃,Ca（OH）2添加量30%,最佳工艺条件下的稀土矿物分解率高达97.85%。并且在稀土矿物分解的最佳工艺条件下,Ca（OH）2的固氟率为96.57%。（4）CaO、CaCO3和Ca（OH）2分别作为钙剂固氟焙烧含混合型稀土尾矿的对比分析结果表明,Ca（OH）2和CaO是更适合的钙剂活化剂。（5）盐酸作为浸出剂浸出焙烧矿的研究结果表明:最佳浸出工艺条件为:浸出时间60min,浸出温度80℃,盐酸浓度3 mol·L-1,液固比16:1,搅拌速度300 r·min-1,最佳工艺条件下REO的浸出率为98.68%。（6）硝酸作为浸出剂浸出焙烧矿的研究结果表明:最佳浸出工艺条件为:浸出时间70min,浸出温度80℃,硝酸浓度3 mol·L-1,液固比20:1,搅拌速度300 r·min-1,最佳工艺条件下REO的浸出率为96.98%。（7）在较低温度条件下,硫酸浸出稀土氧化物的最佳工艺条件为浸出时间60min,浸出温度80℃,硫酸浓度1 mol/L,液固比20:1,搅拌速度300 r·min-1,最佳工艺条件下REO的浸出率为85.43%。（8）在较高温度条件下,硫酸浸出稀土同时蒸馏脱氟的最佳工艺条件为浸出时间90min,硫酸浓度9 mol·L-1,液固比16:1,搅拌速度900 r·min-1,最佳工艺条件下REO的浸出率为91.27%,而此条件下的脱氟率可以达到98.52%。（9）盐酸、硝酸和硫酸分别作为浸出剂浸出焙烧矿中的REO时的对比分析结果表明:盐酸是首选的稀土氧化物浸出剂,硝酸次之,而硫酸不适合浸出白云鄂博尾矿焙烧后的矿样。
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。
时文中,徐启杰,左春山,褚意新[7]（2017）在《NH4Cl焙烧氯化Pr2O3及其动力学研究》文中提出研究了NH4Cl（s）焙烧氯化Pr2O3（s）制备PrCl3（s）的热力学可行性、反应过程、适宜条件和动力学.结果表明:NH4Cl（s）焙烧氯化Pr2O3（s）制备PrCl3（s）在热力学上是可行的;氯化反应的过程为NH4Cl（s）先与Pr2O3（s）生成2NH4Cl·PrCl3（s）,然后NH4Cl·PrCl3（s）渐渐分解为PrCl3（s）;氯化反应的起始温度为457.35 K,497 K时反应进行完全;T≥643 K时PrCl3（s）开始水解为Pr OCl（s）;氯化焙烧温度理论上应控制在T≤643 K.制备PrCl3（s）的适宜条件为n（NH4Cl）∶n（Pr2O3）=12∶1、T=（623±10）K和t=40 min,氯化率为100%;氯化反应动力学符合Bagdasarrym模型,反应进度遵从Erofeev方程,氯化反应的表观活化能48.246 k J·mol-1,频率因子A0为2.28×103,反应过程限制环节是界面化学反应控制.
褚意新,时文中,左春山,朱国才,徐启杰[8]（2016）在《NH4Cl（s）焙烧氯化Sm2O3（s）及其动力学研究》文中提出研究了采用氯化铵焙烧氯化氧化钐的热力学、反应过程、适宜条件和动力学.结果表明:氯化铵焙烧氯化氧化钐（单斜）在热力学上是可行的,反应自发进行的最低温度为521.8 K,当温度高于576.89 K时Sm2O3（s）完全转化为SmCl3（s）;氯化反应的适宜条件为nNH4Cl∶nSm2O3=12∶1、T=350±10℃和t=40 min,氯化率为100%,使用2倍理论量的氯化铵是提高氯化率的关键;氯化反应动力学符合Bagdasarrym模型,反应进度遵从Erofeev方程,反应的表观活化能Ea为58.275 k J·mol-1,频率因子A0为1.48×104,反应过程是界面化学反应控制.
时文中,左春山,褚意新,徐启杰[9]（2016）在《氯化铵焙烧氯化氧化镧的热力学研究》文中研究指明利用化学热力学原理和热力学函数的数据,通过计算分析氯化铵焙烧氯化氧化镧制备无水氯化镧的可行性和技术关键。结果表明:氯化铵焙烧氯化氧化镧制备无水氯化镧在热力学上是可行的;氯化反应的起始温度为420.43 K,反应进行完全的最低温度约为457.83 K;当T≥554.02 K时,氯化铵抑制La Cl3（s）水解的反应开始进行,T≥724.28 K时,氯化铵彻底抑制La Cl3（s）水解;NH4Cl（s）焙烧氯化La2O3（s）生成La Cl3（s）的理论温度为573 K左右;La OCl（s）是无水氯化镧中的主要杂质,使用2倍理论量的氯化铵是提高氯化率和无水氯化镧含量的关键。
时文中,褚意新,左春山,朱国才,徐启杰[10]（2016）在《氯化铵焙烧氯化氧化钕及其动力学研究》文中提出研究了氯化铵焙烧氯化氧化钕的热力学、反应过程、适宜条件和动力学.结果表明:氯化铵焙烧氯化氧化钕在热力学上是可行的;氯化反应自发进行的最低温度为425 K,反应进行完全（K≥105）的理论温度为456 K;氯化铵首先与氧化钕反应生成2NH4Cl·NdCl3（s）中间复合物,而后2NH4Cl·Nd Cl3（s）受热分解为NdCl3（s）;氯化反应的适宜条件为nNH4Cl∶nNd2O3=12∶1、氯化温度320340℃、氯化时间30 min,氯化率100%;过量的氯化铵是提高氯化率的关键;氯化反应的表观活化能Ea为52.73 k J·mol-1,频率因子A0为7.9×103.
二、微山稀土精矿经固氟后采用氯化铵法回收稀土（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、微山稀土精矿经固氟后采用氯化铵法回收稀土（论文提纲范文）
（1）MgO对包头选铁尾矿磁化焙烧和稀土分解的影响（论文提纲范文）
| 1 实验 |
| 1.1 原料 |
| 1.2 实验方法 |
| 2 结果与讨论 |
| 2.1 焙烧温度对稀土分解率及铁磁化率的影响 |
| 2.2 Mg O添加量对稀土分解率及铁磁化率的影响 |
| 2.3 焙烧时间对稀土分解率及铁磁化率的影响 |
| 2.4 焙烧过程中物相变化分析 |
| 2.4.1 XRD分析 |
| 2.4.2 SEM-EDS分析 |
| 2.5 TG-DSC分析 |
| 3 结论 |
（2）不同粒度下微山稀土矿物颗粒赋存研究（论文提纲范文）
| 1 矿物的性质 |
| 1.1 样品的制备和分析的方法 |
| 1.2 原矿物的化学成分 |
| 1.3 矿样的矿物组成 |
| 2 稀土矿物的镜下产出特征 |
| 2.1 氟碳铈矿（Ce,La)(CO3)F |
| 2.2 氟碳钙铈矿（Ce,La)2Ca(CO3)3F2和氟碳钙钕矿（Nd,Ce)2Ca(CO3)3F2 |
| 3 稀土矿物粒度及解离度变化特征 |
| 3.1 稀土矿物粒度变化特征 |
| 3.2 稀土矿物的解离度 |
| 4 结论 |
（3）混合型稀土精矿中三价/四价铈的酸浸行为及其氟、钙资源转化的基础研究（论文提纲范文）
| 学位论文数据集 |
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 稀土概论 |
| 1.1.1 稀土元素 |
| 1.1.2 稀土的物理化学性质 |
| 1.1.3 稀土的用途 |
| 1.2 稀土资源概况 |
| 1.2.1 世界稀土资源分布 |
| 1.2.2 我国稀土资源分布 |
| 1.3 白云鄂博混合型稀土矿分解工艺概述 |
| 1.3.1 混合型稀土矿的特点 |
| 1.3.2 混合型稀土矿的分解工艺 |
| 1.3.3 酸浸碱溶工艺 |
| 1.4 酸浸碱溶工艺关键技术环节的共性问题 |
| 1.4.1 热分解 |
| 1.4.2 NaOH分解 |
| 1.4.3 盐酸浸出 |
| 1.4.4 氯化稀土溶液净化 |
| 1.5 课题研究目的及意义 |
| 1.6 本课题的主要研究内容 |
| 第二章 混合稀土精矿的焙烧机制及浸出过程中RE与F的协同浸出规律 |
| 2.1 实验部分 |
| 2.1.1 实验原料 |
| 2.1.2 研究方法 |
| 2.1.3 实验设备 |
| 2.1.4 表征手段 |
| 2.2 结果与讨论 |
| 2.2.1 氧化与非氧化焙烧气氛下混合稀土精矿的焙烧及浸出机理研究 |
| 2.2.1.1 氧化与非氧化焙烧气氛下混合稀土精矿的焙烧机制 |
| 2.2.1.2 焙烧矿中各元素的协同浸出行为及元素迁移规律 |
| 2.2.1.3 酸浸温度、盐酸浓度与Zeta电位随酸浸时间的变化规律 |
| 2.2.2 超声波外场强化下的Ce、非Ce稀土与F的浸出行为规律研究 |
| 2.2.2.1 超声波外场强化下Ce与非Ce稀土的浸出行为规律研究 |
| 2.2.2.2 超声波外场强化下F的浸出行为规律研究 |
| 2.2.2.3 超声波辅助浸出非氧化焙烧氟碳铈矿浸出机理 |
| 2.3 本章小结 |
| 第三章 亚熔盐体系中稀土矿物的分解行为及动力学研究 |
| 3.1 实验部分 |
| 3.1.1 实验原料 |
| 3.1.2 实验设备 |
| 3.1.3 实验步骤 |
| 3.1.4 分析测试方法 |
| 3.2 NaOH亚熔盐体系分解酸浸渣的过程研究 |
| 3.2.1 温度对稀土转化率的影响 |
| 3.2.2 NaOH浓度对稀土转化率的影响 |
| 3.2.3 液固比对稀土转化率的影响 |
| 3.3 NaOH亚熔盐分解酸浸渣宏观动力学研究 |
| 3.3.1 动力学研究方法 |
| 3.3.2 短时间阶段 |
| 3.3.3 长时间阶段 |
| 3.3.4 酸浸渣在NaOH亚熔盐分解过程中相的变化 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 混合氯化稀土溶液中的深度除氟机制 |
| 4.1 实验部分 |
| 4.1.1 实验原料 |
| 4.1.2 实验仪器与设备 |
| 4.1.3 实验步骤 |
| 4.1.4 分析测试方法 |
| 4.2 结果与讨论 |
| 4.2.1 稀土化合物-除氟剂的选择 |
| 4.2.2 反应时间对除氟率的影响 |
| 4.2.3 原料液稀土浓度对除氟率的影响 |
| 4.2.4 原料液PH的影响对除氟率的影响 |
| 4.3 本章小结 |
| 第五章 混合氯化稀土溶液中的深度除钙机制 |
| 5.1 实验部分 |
| 5.1.1 实验原料 |
| 5.1.2 试验设备 |
| 5.1.3 研究方法 |
| 5.1.4 测试方法 |
| 5.2 结果与讨论 |
| 5.2.1 硫酸法除钙研究 |
| 5.2.1.1 稀土浓度对除钙过程的影响 |
| 5.2.1.2 反应时间对除钙过程的影响 |
| 5.2.1.3 反应温度对除钙过程的影响 |
| 5.2.1.4 硫酸用量对除钙过程的影响 |
| 5.2.1.5 除钙渣的XRD分析 |
| 5.2.1.6 除钙渣的SEM分析 |
| 5.2.2 钙和稀土的分离 |
| 5.2.2.1 稀土的回收 |
| 5.2.2.2 洗钙渣的XRD分析 |
| 5.2.2.3 洗钙渣的SEM分析 |
| 5.2.2.4 钙元素的回收 |
| 5.2.2.5 硫酸钙晶须的SEM分析 |
| 5.3 本章小结 |
| 结论 |
| 本论文的创新点 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 研究成果及发表的学术论文 |
| 作者和导师简介 |
| 附录 |
（4）稀土磷酸盐热分解处理的过程研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 资源分布 |
| 1.3 包头稀土精矿的分解 |
| 1.3.1 浓硫酸法 |
| 1.3.2 烧碱分解法 |
| 1.3.3 碳酸钠焙烧法 |
| 1.3.4 固氟氯化法 |
| 1.4 独居石矿的分解 |
| 1.4.1 独居石矿的性质 |
| 1.4.2 独居石矿的开发利用现状 |
| 1.4.3 独居石矿的分解方法 |
| 1.5 论文的主要工作及创新点 |
| 第二章 浓硫酸法低温焙烧分解包头矿独居石渣 |
| 2.1 引言 |
| 2.2 实验部分 |
| 2.2.1 主要试剂和仪器 |
| 2.2.2 实验操作和分析方法 |
| 2.3 结果与讨论 |
| 2.3.1 实验原料分析 |
| 2.3.2 独居石的硫酸焙烧热力学研究 |
| 2.3.3 独居石渣与浓硫酸混合物的差热分析 |
| 2.3.4 焙烧实验 |
| 2.3.5 硫酸浸出焙烧矿实验 |
| 2.4 本章小结 |
| 第三章 氢氧化钠焙烧分解独居石精矿 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 实验部分 |
| 3.2.1 主要试剂与仪器 |
| 3.2.2 实验分析方法 |
| 3.2.3 实验操作 |
| 3.3 结果与讨论 |
| 3.3.1 实验原料分析 |
| 3.3.2 氢氧化钠与独居石矿混合物的差热分析 |
| 3.3.3 氢氧化钠焙烧分解独居石矿实验 |
| 3.3.4 水洗实验 |
| 3.3.5 硫酸浸出实验 |
| 3.4 磷酸钠产品的制备 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 总结与展望 |
| 4.1 总结 |
| 4.2 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
（5）含混合型稀土尾矿钙剂固氟配煤焙烧—酸浸出的工艺探索（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 稀土元素概述 |
| 1.3 稀土资源的概况 |
| 1.3.1 世界稀土资源的分布 |
| 1.3.2 中国稀土资源的特点 |
| 1.3.3 我国稀土资源分布的具体情况 |
| 1.4 稀土应用 |
| 1.4.1 稀土在冶金工业领域的应用 |
| 1.4.2 稀土在军事领域的应用 |
| 1.4.3 稀土在石油化工领域的应用 |
| 1.4.4 稀土在玻璃陶瓷领域的应用 |
| 1.4.5 稀土在农业方面的应用 |
| 1.4.6 稀土在新材料领域的应用 |
| 1.4.7 其他应用 |
| 1.5 稀土矿的分解方法及工艺 |
| 1.5.1 浓硫酸焙烧分解法 |
| 1.5.2 烧碱法 |
| 1.5.3 碳酸钠焙烧法 |
| 1.5.4 氯化铵焙烧法 |
| 1.5.5 碳热氯化法 |
| 1.5.6 氧化钙-氯化钠焙烧法 |
| 1.6 白云鄂博矿产资源概述 |
| 1.7 白云鄂博稀土尾矿回收利用情况 |
| 1.7.1 白云鄂博稀土尾矿概述 |
| 1.7.2 稀土尾矿回收利用情况 |
| 1.8 氟资源及氟的回收利用 |
| 1.8.1 氟元素概述 |
| 1.8.2 氟的影响 |
| 1.8.3 氟污染控制方法 |
| 1.8.4 氟的回收利用 |
| 1.9 本论文研究的背景、目的及主要内容 |
| 1.9.1 本文研究背景 |
| 1.9.2 本文研究目的 |
| 1.9.3 本文研究主要内容 |
| 第2章 实验原料及研究方法 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.1.1 白云鄂博含混合型稀土尾矿的分析 |
| 2.1.2 实验用还原剂 |
| 2.1.3 实验用试剂 |
| 2.2 实验步骤 |
| 2.2.1 混料 |
| 2.2.2 压块成型 |
| 2.2.3 焙烧 |
| 2.2.4 焙烧矿分析 |
| 2.2.5 酸浸出 |
| 2.3 实验中所用仪器设备 |
| 2.4 实验流程图 |
| 第3章 CaO配煤固氟焙烧含混合型稀土尾矿的工艺探索 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 实验材料及分析方法 |
| 3.2.1 实验原料及试剂 |
| 3.2.2 实验仪器设备 |
| 3.2.3 研究分析方法 |
| 3.3 焙烧过程中稀土矿物的热分解过程分析 |
| 3.3.1 焙烧矿的XRD分析 |
| 3.3.2 差热-热重分析 |
| 3.3.3 热力学分析 |
| 3.3.4 SEM-EDS分析 |
| 3.3.5 小结 |
| 3.4 最佳焙烧工艺研究 |
| 3.4.1 焙烧时间对稀土矿物分解率的影响 |
| 3.4.2 焙烧温度对稀土矿物分解率的影响 |
| 3.4.3 CaO添加量对稀土矿物分解率的影响 |
| 3.4.4 CaO焙烧过程的固氟效果分析 |
| 3.4.5 小结 |
| 3.5 稀土矿物分解的反应过程分析 |
| 3.5.1 反应过程分析 |
| 3.5.2 小结 |
| 3.6 本章小结 |
| 第4章 CaCO_3配煤固氟焙烧含混合型稀土尾矿的工艺探索 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 实验材料及分析方法 |
| 4.2.1 实验原料与试剂 |
| 4.2.2 实验仪器设备 |
| 4.2.3 研究分析方法 |
| 4.3 焙烧过程稀土矿物的热分解过程分析 |
| 4.3.1 焙烧矿的XRD分析 |
| 4.3.2 差热-热重分析 |
| 4.3.3 热力学分析 |
| 4.3.4 SEM-EDS分析 |
| 4.3.5 小结 |
| 4.4 最佳焙烧工艺研究 |
| 4.4.1 焙烧时间对稀土矿物分解率的影响 |
| 4.4.2 焙烧温度对稀土矿物分解率的影响 |
| 4.4.3 CaCO_3添加量对稀土矿物分解率的影响 |
| 4.4.4 CaCO_3焙烧过程的固氟效果分析 |
| 4.4.5 小结 |
| 4.5 CaCO_3作为添加剂时稀土矿物分解的反应过程分析 |
| 4.5.1 反应过程分析 |
| 4.5.2 小结 |
| 4.6 本章小结 |
| 第5章 Ca(OH)_2配煤固氟焙烧含混合型稀土尾矿的工艺探索 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 实验材料及分析方法 |
| 5.2.1 实验试剂 |
| 5.2.2 实验仪器设备 |
| 5.2.3 研究分析方法 |
| 5.3 焙烧过程稀土矿物的热分解过程分析 |
| 5.3.1 焙烧矿的XRD分析 |
| 5.3.2 差热-热重分析 |
| 5.3.3 热力学分析 |
| 5.3.4 SEM-EDS分析 |
| 5.3.5 小结 |
| 5.4 最佳焙烧工艺研究 |
| 5.4.1 焙烧时间对稀土矿物分解率的影响 |
| 5.4.2 焙烧温度对稀土矿物分解率的影响 |
| 5.4.3 Ca(OH)_2添加量对稀土矿物分解率的影响 |
| 5.4.4 Ca(OH)_2焙烧过程的固氟效果分析 |
| 5.4.5 小结 |
| 5.5 Ca(OH)_2作为添加剂时稀土矿物分解的反应过程分析 |
| 5.5.1 反应过程分析 |
| 5.5.2 小结 |
| 5.6 Ca(OH)_2、CaO和CaCO_3分别作为添加剂时的对比分析 |
| 5.6.1 热分解过程的对比 |
| 5.6.2 工艺条件的对比 |
| 5.6.3 反应过程分析的对比 |
| 5.7 本章小结 |
| 第6章 盐酸浸出焙烧矿的工艺过程 |
| 6.1 引言 |
| 6.2 实验材料及分析方法 |
| 6.2.1 实验试剂 |
| 6.2.2 实验仪器设备 |
| 6.2.3 实验过程及研究分析方法 |
| 6.3 盐酸浸出焙烧矿的最佳工艺条件 |
| 6.3.1 浸出时间对稀土浸出率的影响 |
| 6.3.2 浸出温度对稀土浸出率的影响 |
| 6.3.3 盐酸浓度对稀土浸出率的影响 |
| 6.3.4 液固比对盐酸浸出率的影响 |
| 6.3.5 搅拌速度对稀土浸出率的影响 |
| 6.3.6 盐酸浸出稀土的最佳工艺条件分析 |
| 6.3.7 小结 |
| 6.4 盐酸浸出稀土氧化物的反应过程分析 |
| 6.4.1 反应过程分析 |
| 6.4.2 小结 |
| 6.5 本章小结 |
| 第7章 硝酸浸出焙烧矿的工艺过程 |
| 7.1 引言 |
| 7.2 实验材料及分析方法 |
| 7.2.1 实验试剂 |
| 7.2.2 实验仪器设备 |
| 7.2.3 实验过程及研究分析方法 |
| 7.3 硝酸浸出焙烧矿的最佳工艺条件 |
| 7.3.1 浸出时间对稀土浸出率的影响 |
| 7.3.2 浸出温度对稀土浸出率的影响 |
| 7.3.3 硝酸浓度对稀土浸出率的影响 |
| 7.3.4 液固比对盐酸浸出率的影响 |
| 7.3.5 搅拌速度对稀土浸出率的影响 |
| 7.3.6 硝酸浸出稀土的最佳工艺条件分析 |
| 7.3.7 小结 |
| 7.4 硝酸浸出稀土氧化物的反应过程分析 |
| 7.4.1 反应过程分析 |
| 7.4.2 小结 |
| 7.5 本章小结 |
| 第8章 硫酸浸出焙烧矿的工艺过程 |
| 8.1 引言 |
| 8.2 实验材料及分析方法 |
| 8.2.1 实验试剂 |
| 8.2.2 实验仪器设备 |
| 8.2.3 实验过程及研究分析方法 |
| 8.3 硫酸浸出焙烧矿的最佳工艺条件 |
| 8.3.1 浸出时间对稀土浸出率的影响 |
| 8.3.2 浸出温度对稀土浸出率的影响 |
| 8.3.3 硫酸浓度对稀土浸出率的影响 |
| 8.3.4 液固比对盐酸浸出率的影响 |
| 8.3.5 搅拌速度对稀土浸出率的影响 |
| 8.3.6 硫酸浸出稀土的最佳工艺条件分析 |
| 8.4 高温硫酸浸出稀土氧化物的工艺研究 |
| 8.4.1 浸出时间对稀土浸出率和脱氟率的影响 |
| 8.4.2 硫酸浓度对稀土浸出率和脱氟率的影响 |
| 8.4.3 液固比对稀土浸出率和脱氟率的影响 |
| 8.4.4 搅拌速度对稀土浸出率和脱氟率的影响 |
| 8.4.5 高温硫酸浸出稀土脱氟最佳工艺条件分析 |
| 8.4.6 小结 |
| 8.5 三种酸分别作为焙烧矿浸出剂时的对比 |
| 8.5.1 浸出工艺条件的对比 |
| 8.5.2 浸出反应过程分析的对比 |
| 8.6 本章小结 |
| 第9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 |
（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）NH4Cl焙烧氯化Pr2O3及其动力学研究（论文提纲范文）
| 1 试验部分 |
| 1.1 试验材料与仪器 |
| 1.2 试验方法 |
| 2 结果与讨论 |
| 2.1 NH4Cl(s)氯化Pr2O3(s)的热力学 |
| 2.2 NH4Cl(s)氯化Pr2O3(s)的反应过程 |
| 2.3 NH4Cl(s)氯化Pr2O3(s)的动力学曲线 |
| 2.4 NH4Cl(s)氯化Pr2O3(s)的适宜条件 |
| 2.5 NH4Cl(s)氯化Pr2O3(s)的动力学 |
| 3 结论 |
（8）NH4Cl（s）焙烧氯化Sm2O3（s）及其动力学研究（论文提纲范文）
| 1 氯化铵氯化氧化钐的反应 |
| 1.1 氯化铵氯化氧化钐(单斜)反应的热力学 |
| 1.2 氯化铵氯化氧化钐的反应过程 |
| 2 试验部分 |
| 2.1 试验材料与仪器 |
| 2.2 试验方法 |
| 3 结果及讨论 |
| 3.1氧化钐的氯化动力学曲线 |
| 3.2氯化铵氯化氧化钐反应的适宜条件 |
| 3.3氯化反应的动力学 |
| 4 结论 |
（9）氯化铵焙烧氯化氧化镧的热力学研究（论文提纲范文）
| 0 引言 |
| 1 氯化铵焙烧氯化氧化镧可能发生的反应 |
| 2 氯化铵焙烧氯化氧化镧的热力学分析 |
| 3 结论 |
（10）氯化铵焙烧氯化氧化钕及其动力学研究（论文提纲范文）
| 1 氯化铵氯化氧化钕的热力学及反应过程 |
| 1.1 氯化铵氯化氧化钕的热力学 |
| 1.2 氯化铵氯化氧化钕的反应过程 |
| 2 试验部分 |
| 2.1 试验材料与仪器 |
| 2.2 试验方法 |
| 3 结果及讨论 |
| 3.1 氧化钕的氯化动力学曲线 |
| 3.2 氯化反应动力学方程 |
| 3.3 氯化铵氯化Nd2O3(s)反应的适宜条件 |
| 4 结论 |
四、微山稀土精矿经固氟后采用氯化铵法回收稀土（论文参考文献）
- [1]MgO对包头选铁尾矿磁化焙烧和稀土分解的影响[J]. 宋世哲,周延,薛向欣,杨合. 中国稀土学报, 2021
- [2]不同粒度下微山稀土矿物颗粒赋存研究[J]. 李光柱,李梅,肖赫,高凯,孔儒豪. 有色金属(选矿部分), 2021(01)
- [3]混合型稀土精矿中三价/四价铈的酸浸行为及其氟、钙资源转化的基础研究[D]. 张栋梁. 北京化工大学, 2019(06)
- [4]稀土磷酸盐热分解处理的过程研究[D]. 郭凡. 内蒙古大学, 2018(01)
- [5]含混合型稀土尾矿钙剂固氟配煤焙烧—酸浸出的工艺探索[D]. 袁帅. 东北大学, 2018(12)
- [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]NH4Cl焙烧氯化Pr2O3及其动力学研究[J]. 时文中,徐启杰,左春山,褚意新. 化学研究, 2017(01)
- [8]NH4Cl（s）焙烧氯化Sm2O3（s）及其动力学研究[J]. 褚意新,时文中,左春山,朱国才,徐启杰. 河南科学, 2016(11)
- [9]氯化铵焙烧氯化氧化镧的热力学研究[J]. 时文中,左春山,褚意新,徐启杰. 南阳理工学院学报, 2016(06)
- [10]氯化铵焙烧氯化氧化钕及其动力学研究[J]. 时文中,褚意新,左春山,朱国才,徐启杰. 河南科学, 2016(10)