一、Thermodynamic Analysis of Desulfurization of Fine Coal by Electrochemical Reduction Flotation（论文文献综述）
马子鉴[1]（2021）在《超临界流体携带助剂对煤中硫分脱除研究》文中提出我国的优质焦肥煤属于稀缺煤种,然而煤中较高硫分的存在影响着煤的洁净化加工与利用,因此对高硫煤低硫化处理具有重要研究意义。物理方法只能脱除煤中的无机硫,而化学法的苛刻条件,影响煤的使用性质。而超临界流体具有溶剂化效应,兼顾了气液两相特性,具有高扩散性和高溶解性的特殊性能。在超临界区改变温度、压力和反应时长等参数条件,对应流体的萃取特性发生显着改变。通过溶解性可调节的差异,对煤中部分含硫化合物进行提取和分离,且对煤质影响较小。该方法脱硫反应进程温和可控,分级萃取工艺设计简单高效,且操作条件在工业运行中易于实现,是一种新型有潜力的煤炭脱硫技术。试验选用山西焦煤集团汾西矿业高阳煤矿选煤厂洗选后的炼焦精煤为超临界萃取携带助剂脱硫试验的研究对象。系统分析了煤中含硫组分赋存状态和物化特征。以超临界流体萃取为脱硫手段,过程中添加化学助剂形成超临界携带助剂脱硫体系。在设定好超临界萃取脱硫最佳工艺参数的基础上,综合考察了在萃取过程中添加不同的化学助剂对整体脱硫效果的影响,并筛选出适合于高硫煤脱硫的试验工艺方案。借助多重测试解析手段判断脱硫前后含硫官能团及硫赋存形态的变化,进而推导出超临界体系脱硫规律和机理。试验煤样的全硫含量为2.27%,属于中高硫焦煤。其中有机硫含量为2.02%,无机硫含量为0.25%,故煤中含硫组分以有机硫形态分布为主,占全硫含量的88.99%。有机硫中噻吩类硫占比74.75%,（亚）砜类硫占比12.80%,硫醇硫醚硫占比12.45%,故煤中有机硫组分以噻吩类硫为主要的赋存形态。对煤样进行粒度分级,随着粒级的减小,煤中全硫和灰分含量递增,故煤中细粒级组分中矿物质含量高,部分硫与煤中的矿物质结合在一起,灰分与硫分呈正相关关系。根据超临界萃取分离理论,设计三因素多水平的超临界萃取试验,寻找最优的脱硫条件和响应规律。当萃取温度为35℃-38℃,萃取压力为20Mpa,萃取时间为10-15h时,萃取煤达到最大的脱硫效果,平均脱硫率可达13%。其中当温度和时间等萃取参数条件选取在合适的固定范围内,对萃取压力的调节改变是影响最终脱硫效果的关键因素。为进一步提高脱硫效率,在超临界萃取体系下加入合适的萃取剂和脱硫剂,强化萃取进程和脱硫反应。其中异丙醇-氨水萃取剂的添加,强化了对硫醇硫醚类硫和（亚）砜类硫的萃取作用,对应试验煤的脱硫率可提升至15.42%。冰醋酸-双氧水氧化萃取体系和等离子体加氢还原萃取体系下的脱硫联合反应,促进了煤中稳定的硫形态向易萃取或易断裂的硫形态转移,并进一步经过超临界萃取分离出来,对应试验煤的脱硫率分别可提升至17.18%和15.86%。论文有图61幅,表58个,参考文献100篇。
张晓雨[2]（2020）在《电极和电解液性质对电化学改性无烟煤甲烷吸附性能影响的研究》文中认为煤层中富含的甲烷是优质的清洁能源,但是无烟煤具有对甲烷吸附性强和渗透性差的特点,严重影响了甲烷的开发利用。电化学作用可以有效改变煤的孔裂隙结构和表面特性,达到降低甲烷吸附、强化甲烷解吸和渗流的目的,但已有的研究主要集中在探讨外加直流电场强度和电解液浓度对改性煤样孔裂隙结构和表面基团变化的影响,而针对电极材料和电解液性质的优选以及电化学改性无烟煤的微观分子动力学和能量机制却鲜见报道。鉴此,本文选用山西晋城寺河矿二号井的15号无烟煤样在不同电极材料、不同电解液性质条件下进行电化学改性实验,通过对改性前后煤样的甲烷吸附和解吸特性对比分析,并结合分子动力学模拟对改性效果进行微观机理解释。论文的研究成果将为实现电化学方法强化无烟煤中甲烷的抽采提供电极材料和电解液优选的依据。论文的主要工作和取得的成果如下:（1）不同电极材料的改性效果与机理。在自行研制的电化学改性实验装置中,采用铁、铜、铝和石墨等四种电极对无烟煤样进行了电化学改性实验,比较了四种电极材料对电化学改性无烟煤甲烷吸附量和最终解吸率的影响,通过改性后煤样孔隙结构和表面特性的变化对四种电极材料的改性效果与机理进行了分析。结果表明,四种电极材料改性后的无烟煤样对甲烷吸附性能均有所降低,解吸率均有所升高,石墨电极改性后效果最明显。不同电极材料对无烟煤改性效果的差异在于电极反应的不同,石墨电极改性时,一方面产生较多的H+离子对煤表面酸化,减少了煤表面甲烷的吸附位,使得甲烷吸附量降低;另一方面产生的H+离子溶蚀了煤中的碳酸盐和FeS2矿物,增加了煤中孔的连通性,导致甲烷解吸率升高。铝、铁和铜等金属电极改性时在阳极发生氧化反应,生成金属阳离子和H+离子,在阴极发生了还原反应以及矿物的晶格取代,占据甲烷的吸附位,导致了甲烷的吸附量降低。不同电极材料电化学改性后无烟煤对甲烷吸附能力降低的根本原因在于石墨电极改性时煤表面酸性基团的增加以及金属电极改性导致的晶格取代降低了煤的表面能量。（2）不同电解液的改性效果与机理。在电化学改性实验装置中,采用Na2SO4、Fe2（SO4）3、CuSO4和Al2（SO4）3等四种电解质溶液对无烟煤进行了电化学改性实验,比较了电解液中金属阳离子性质对电化学改性无烟煤甲烷吸附量和最终解吸率的影响,并通过改性后煤样孔隙结构和表面特性的变化对不同电解液的改性机制进行了分析。结果表明,四种金属阳离子电解液改性后,无烟煤的甲烷吸附能力均有所降低,解吸率均有所升高,Al2（SO4）3电解液改性后效果最明显。不同电解液改性效果的差异在于电解液中的金属阳离子迁移能力的不同以及金属阳离子与煤表面基团反应能力的差异。电化学改性过程中钠离子的迁移能力较强,但与煤表面基团的反应能力较差,导致Na2SO4电解液改性效果较差。电化学改性过程中铁和铜离子的迁移能力较差,但与煤表面基团的反应能力较强,导致Fe2（SO4）3和CuSO4电解质溶液改性效果较好。电化学改性过程中铝离子的迁移能力较强,且与煤表面基团的反应能力较强,因此Al2（SO4）3电解质溶液改性效果最好。不同电解液电化学改性后无烟煤对甲烷吸附能力降低的根本原因在于金属阳离子迁移以及与煤表面的反应降低了煤的表面能量。（3）电化学作用改变无烟煤的分子结构。结合煤样的元素分析、红外光谱、核磁13C谱、XPS和透射电镜等测试,研究了本次实验所用无烟煤样的分子结构以及电化学改性前后无烟煤样分子结构的变化。结果表明,晋城寺河矿二号井15号无烟煤自然煤样的芳香结构以萘环、蒽环和菲环为主;无烟煤结构中有一定的氧桥接碳,以单键形态赋存为主,而羰基碳和羧基碳占比较少;脂肪碳以亚甲基和次甲基的形式存在,而含氧官能团主要以羰基氧和羧基氧为主。电化学改性作用主要降低了无烟煤表面烷基的数量,增加了羧基的含量,并未改变无烟煤样的芳香结构。基于测试结果构建了改性前后无烟煤样的大分子平均结构模型,通过碳含量、煤密度和甲烷吸附验证了分子模型的准确性,为甲烷吸附的模拟提供了模型基础。（4）电化学对无烟煤甲烷吸附性能影响的分子动力学模拟。基于构建的电化学改性前后晋城寺河矿二号井15号无烟煤样分子结构模型,模拟分析了电化学改性对甲烷在无烟煤表面吸附的影响规律及机理。结果表明,电化学改性后无烟煤对甲烷分子的吸附量减少,而甲烷分子的自扩散系数增大,更有利于甲烷解吸。电化学改性后无烟煤与甲烷分子之间的相互作用能降低是改性后甲烷吸附量降低的根本原因。
宋杨[3]（2020）在《贵州普安某高硫煤脱硫降灰试验研究》文中指出我国是世界上煤炭资源最丰富的国家之一,但是煤炭总储量中含硫量较高的高硫煤占比较大。贵州是中国南方能源大省,煤炭保有资源储量居全国第5位。贵州煤炭中硫的平均含量为2.67%,高硫煤所占比例高达35.08%,高硫煤的洁净利用对于贵州省的经济发展与环境保护都有重要的意义。本文以贵州黔西南普安某煤矿煤样为研究对象,开展脱硫降灰试验研究。原煤性质分析表明,该煤样属于高硫、低中灰分无烟煤,无机硫含量较高,主要是硫化铁硫,占68.62%。偏光显微镜对煤中黄铁矿嵌布特征分析表明,煤中黄铁矿的嵌布特征较为复杂,主要以星点状、莓球状分散或连续分布于煤中。总体上原煤中黄铁矿总的嵌布粒度较细,需采用重选-浮选联合的分选工艺进行脱硫降灰。煤样微量元素含量分析表明:W、Li、Cu、Co、Mo、V等元素富集甚至显着富集,其次是Nb、Zr、Ta、Y、Hf等元素。煤中锂的含量在66.6-232μg/g之间,具有一定的综合利用潜力。浮沉试验结果表明:普安煤的可选性较差。为了获得硫含量小于2.00%的精煤,理论分选密度应低于1.54 g/cm3。在重力作用下,W、Sn、Mo、Cd最易被去除,其次是Cu、Th、V、U、Be、Cr、Ni、Pb、Co、Sb,其对微量元素的去除率取决于它们的赋存状态,元素含量与灰分产率的相关性可以揭示这些元素的存在形式。在洗煤过程中,Li作为一种有价值的元素可以富集在精煤中。精煤燃烧后的煤灰中Li2O理论含量高达0.26%。因此,重选是后续提锂的有利工艺。对原煤0.25-2 mm粒级进行摇床脱硫降灰试验,一次粗选可获得灰分8.34%、硫分1.89%、产率89.74%的精煤产品,中煤尾煤混合煤样粒度主要介于1-2 mm之间,产率占66.54%,硫分为8.32%。对中煤尾煤混合煤磨至-0.075 mm占75%,采用“一粗一扫”浮选工艺,可获得产率为59.76%的粗精煤（硫分4.01%）和硫品位为18.55%的硫精矿。对原煤-0.25mm粒级进行浮选脱硫试验,结果表明,柴油的捕收效果比煤油好,合适的用量为300 g/t。在柴油用量为300 g/t,起泡剂仲辛醇用量为100 g/t的条件下,对比邻苯三酚、巯基乙酸和氧化钙三种抑制剂的抑制效果。结果表明,当氧化钙用量为100 g/t时效果较好,精煤产率可达93.65%、硫分为1.74%、灰分为8.39%。氧化钙处理前煤与黄铁矿接触角非常接近,导致难以浮选分离;氧化钙处理后煤和黄铁矿的润湿性差异明显,黄铁矿表面接触角从93.3°降到68.5°,而煤表面接触角从94.8°升到97.3°,变化不明显,表明黄铁矿受到有效抑制。氧化钙促进了黄铁矿的化学反应并生成微细粒沉淀物质,主要元素为Ca和O以及C,生成的微细粒沉淀物质附着在矿物表面使得亲水性增强。
唐龙飞[4]（2020）在《煤炭微波脱硫中有机硫形态迁移规律及微波非热效应研究》文中研究表明硫作为煤中有害元素,在煤炭利用过程中不仅污染环境,还会影响煤化工和钢铁产品的质量。有机硫作为煤中硫的主要存在形式,因其稳定的化学组成而难以脱除,限制了高有机硫煤炭资源的高效清洁利用。微波联合化学助剂能够有效脱除煤中有机硫,但有关煤中有机硫的微波脱除机理尚不明确。针对以上问题,本文在采用X-射线近边吸收精细结构光谱（XANES）对高有机硫煤中硫形态分析的基础上,筛选出了具有代表性的类煤有机含硫模型化合物,代替煤中复杂的有机含硫基团进行微波脱硫研究。通过分析脱硫前后硫形态的分布变化情况,弄清了煤炭微波脱硫过程中有机硫形态的迁移变化规律和含硫基团的脱除机制。采用煤炭介电性质测试系统,对含硫模型化合物和煤中矿物质的介电特性进行了分析,并结合理论计算得到的含硫键键解离能,构建了微波场中含硫键断裂的理论评价模型,揭示了微波场和氧化助剂的协同脱硫机制。通过量子化学计算,从分子层面研究了微波场作用下含硫基团的活化效应和脱硫反应过程中含硫键的断裂机制;并从反应热力学和动力学方面对煤炭脱硫过程中的微波非热效应进行了探究。结合宏观层面的微波脱硫实验研究和微观层面的理论计算,对微波联合助剂脱除煤中有机硫的基本原理进行了解析,为探索煤炭高效脱硫方法提供了理论指导。本文选用新裕（XY）和古县（GX）高有机硫煤作为研究对象,煤中硫赋存形态分析结果表明,两种煤的总硫分和有机硫占比分别为2.16%和2.12%,89.35%和75.00%。煤中硫的XPS和XANES分析显示,两种煤中硫的赋存形态包括:黄铁矿、硫醇、硫醚/二硫醚、噻吩、亚砜、砜和磺酸/硫酸盐类,其中噻吩类含量最多,占总硫分的50%以上。由此筛选了十种类煤有机含硫模型化合物,并基于XRD分析结果,确定了高岭石、蒙脱石、石英和黄铁矿作为煤中矿物质的研究对象。为了模拟煤基质环境,采用原位负载法将含硫模型化合物负载到活性炭上,并在微波联合过氧乙酸的条件下对煤样和模型物进行脱硫处理。处理前后的XANES分析结果表明:煤中低价态的有机含硫基团（硫醇、硫醚和噻吩）易于被氧化为亚砜和砜类,其中硫醇/硫醚类较噻吩类更加易于被氧化。含硫模型化合物的脱硫效果为:二苯二硫醚>二苄基硫醚>苯硫醚>二苯并噻吩,而含硫基团的脱除是通过碳硫键的断裂来实现的。但由于硫醚类和噻吩类含硫基团中的C-S较难断裂,导致脱硫处理后硫形态主要停留在亚砜和砜类,而二硫醚中S-S键较易于发生断裂并生成含硫自由基,进而转化为可溶性的磺酸类/硫酸盐类。基于传输反射法,对含硫模型化合物和矿物质的介电特性进行了测试,结果表明:对于低价态含硫基团,其中硫醇/二硫醚类的介电特性较强,而噻吩类在微波场中的加热效率较低;氧化态含硫基团（亚砜和砜类）的介电常数明显高于低价态含硫基团,说明氧化处理有利于提高煤中低价态含硫基团的微波响应能力;同时,含硫模型化合物的介电常数高于结构类似的不含硫模型化合物,且其介电特性曲线具有明显的特征峰,所以可以选择性的加热煤中有机含硫基团,以减少对煤炭基质的破坏。另外,煤中强介电特性的黄铁矿和蒙脱石,能够明显提高脱硫体系的微波加热速率,加快脱硫反应和矿物质的分解,呈现出脱硫降灰的联合作用。选取了三苯基甲硫醇、苯硫醚和二苯并噻吩分别代表煤中硫醇类、硫醚类和噻吩类含硫基团,采用量子化学计算,从分子层面对煤炭微波脱硫反应进行了理论计算分析。计算结果表明:外加电场对含硫基团具有活化作用,氧化作用可以提高含硫基团极性,同时两者均可降低含硫键强度;噻吩类的C-S键属于多中心键,导致其强度偏高而难以断裂。基于键解离能和介电常数,构建了微波场中含硫键的理论键解离时间评价模型,结果显示:当低价态的硫醇硫醚类和噻吩类被氧化为对应的亚砜和砜类时,其分子中含硫键的理论断裂时间明显缩短,揭示了微波场和氧化助剂间的协同脱硫机制。含硫模型化合物与过氧乙酸反应路径的计算结果表明:三苯基甲硫醇亚砜的C-S键解离能小于其氧化反应能垒,倾向于发生C-S键的断裂,而苯硫醚和二苯并噻吩中C-S键的键解离能远高于其氧化反应能垒,所以较难断裂。微波场联合氧化助剂可以降低含硫基团反应中间态的C-S键的拉普拉斯键级,有利于促进C-S键发生断裂。各脱硫反应在热力学上具有较强的反应自发性,在动力学上也较容易实现。外加电场对热力学和动力学量的作用效果取决于外加电场的方向和强度,展现了微波非热效应对煤炭微波脱硫作用的两面性。
芦东[5]（2018）在《高硫铝土矿生产冶金级氧化铝的工艺技术研究》文中研究表明我国铝工业产能的快速扩张造成了我国铝土矿资源日益枯竭,以高硫铝土矿为代表的非传统铝资源的利用越来越广泛的受到氧化铝生产企业和相关科研人员的关注。如能合理地利用这部分铝土矿,将缓解我国铝工业的资源负担,为该行业的健康持续发展提供良好保障。本文采用焙烧的方式对高硫铝土矿进行预处理,并利用拜耳法溶出焙烧矿制备冶金级氧化铝。主要研究内容包括脱硫过程热力学及动力学分析、马弗炉焙烧条件对铝土矿除硫效果及形貌影响、分散焙烧条件下铝土矿的脱硫特性、悬浮焙烧条件下铝土矿的脱硫特点及焙烧矿活性等。主要研究内容及结果包括:（1）焙烧过程热力学分析结果表明,在500℃～750℃的温度范围内,除高岭石脱水反应外,其他反应的标准生成自由能均小于0;当焙烧过程主要反应的效率在85%～100%之间时,高硫铝土矿焙烧吸热量为442.5 kJ·kg-1～518.1 kJ·kg-1之间;动力学研究结果表明铝土矿焙烧脱硫的第一阶段反应主要包括脱水和脱硫两个反应过程,一水硬铝石脱水和黄铁矿氧化主要集中在428℃～593℃之间,脱硫反应要略早于铝土矿脱水,当温度达到492.2℃时脱硫速率达到最大。（2）进行了马弗炉焙烧脱硫过程研究,结果表明:马弗炉焙烧脱硫所需的焙烧温度较高且时间较长,矿物中全硫含量达到0.7%以下需要750℃以及10 min的反应条件,焙烧矿的主要成分为氧化铝、偏高岭石及氧化铁等,焙烧矿比表面积随反应温度的提高呈现先上升后下降的趋势。（3）在分散焙烧条件下,较短时间内的相对高温可以实现高脱硫率,但是当硫残留量低至0.25%以下时残余硫的脱除需要更高温度或者更长时间;在脱硫时间范围为60 s～120 s的反应条件下,矿物中以硫化物形态存在的硫含量均低于0.3%。（4）悬浮焙烧半工业脱硫试验的适宜温度为570±10℃,在连续悬浮焙烧条件下,焙烧矿中的硫化物形态的硫含量降低至0.1%以下,焙烧脱硫消耗的热量为23.20 kg标煤/t原料。（5）将高硫铝土矿悬浮焙烧脱硫半工业连续试验得到的脱硫矿与原矿进行拜耳法溶出试验与沉降试验效果比较,结果表明:焙烧矿的溶出性能和溶出矿浆的沉降速率均好于原矿;在适宜的溶出条件下,原矿中的硫有47.80%发生溶解反应,而焙烧矿中仅18.28%的硫进入溶出液,经脱硫处理后,焙烧矿满足制备冶金级氧化铝的要求。
朱凌岳[6]（2017）在《太阳能STEP热—电化学耦合煤转化系统构建与过程研究》文中提出随着世界性能源危机的爆发,人们逐渐意识到对于传统能源的过渡依赖会对社会的进步以及人类的发展造成不可预知的阻碍。并且伴随能源的过渡开采与利用,化石能源所衍生的环境问题也越发严重。新能源的开发已经迫在眉睫,而在众多的新能源中,太阳能的利用是人们最为青睐的。太阳能的传统利用局限于太阳能光热转化、太阳能光电转化以及太阳能光化学转化,这些过程效率较低,受外界环境因素影响较大,无法满足当前能源的大量需求。太阳能STEP过程的研究,着眼于太阳能的综合利用,提高太阳能全光谱利用率,创新性的将太阳能光电、光热、光化学转化有机的结合起来,耦合利用,驱动不同的化学反应,从而达到太阳能综合高效利用的目的。本论文在STEP理论基础上结合传统化学能源的转化,提出利用太阳能STEP过程所转化的热能与电能驱动煤进行转化脱硫与转化制取燃料、轻烃以及化学品。将太阳能与化石能源有机的结合在一起,即实现了太阳能的转化利用与储存,同时也实现了化石能源的清洁利用与资源化的转换。论文主要研究了太阳能STEP热-电化学耦合煤转化过程的理论基础,并在理论基础的指引下进行了太阳能STEP热-电化学耦合煤转化脱硫和太阳能STEP热-电化学耦合煤转化制轻烃及化学品过程的实验研究。依托实验数据,对太阳能STEP热-电化学耦合煤转化系统的太阳能利用效率及转化效率进行了计算,并以此为基础构建太阳能STEP煤转化系统,对该系统工艺进行合理设计与描述,为太阳能STEP煤转化过程的后续实践提供理论基础及工艺参考。本论文的内容主要包括以下几点:（1）建立太阳能STEP热-电化学耦合煤转化系统的理论模型以及实验模型,对STEP煤转化过程进行理论分析。结合热力学分析以及对电化学反应模式的研究,表明太阳能STEP热-电化学耦合煤转化过程能够实现太阳能的利用以及煤的清洁转化。（2）利用太阳能STEP光-热、光-电过程对煤进行转化脱硫。实验过程中采用镍为工作电极,在不同温区下对煤进行电化学氧化实验,考察其脱硫率,并对其电化学脱硫的机理进行了研究。实验结果表明相同电压下,其脱硫率随着温度的增加而升高,且高温区达到最高,其中无机硫脱硫率在低温区即有较好的脱除,而有机硫在中温区和高温区有较好的脱除。根据实验得到电压2V时,电解时间为4h,低温区脱硫率可以达到40%,中温区脱硫率可以达到58%,高温区脱硫率可以达到77%。其中无机硫脱硫率在低温区可以达到72%,而有机硫脱硫率在低温区较低,在高温区可以达到50%。中、高温区煤电化学脱硫的过程伴随着煤的氧化,温度越高最终精煤的产率越低。由此可见,煤在高温电化学氧化过程中不单单可以脱除硫,并且可以实现煤的转化利用。（3）以煤在高温下的电化学转化脱硫过程为实验基础,借助太阳能STEP热-电话耦合过程对煤在高温下的电化学转化实验进行研究。煤在STEP过程驱动下可以在熔融氢氧化钠电解质中发生电化学氧化反应,相比传统热裂解与液化反应温度有大幅度的降低,并且产物为氢气、甲烷等小分子轻烃及丰富的含氧有机物等化学品,相比产物附加值更高。以镍为工作电极的实验过程中,电流为0.2A,温度360℃,电解4h,发现87.3%的煤发生了转化,其中48.8%转化为液态产物,38.5%转化为气态产物。论文对煤能够在较高温度下发生电化学反应转化的机理进行了研究,结合煤的物理结构模型的变化与对煤的氧化过程的分析,得出在高温辅助的电化学氧化过程中煤吸收热能使小分子挣脱非共价键的束缚,破坏大分子的共价键,通过电化学反应使煤的大分子稳定结构彻底破坏,最终达到了对煤的深度氧化目的。（4）根据煤在太阳能STEP热-电化学耦合过程驱动的高温下的电化学氧化反应及转化脱硫反应,构建太阳能STEP热-电化学耦合煤转化系统,并对转化过程中的系统效率进行研究。分别计算了太阳能转化系统效率及太阳能-化学能转化效率,分别为17%和11.86%。建立太阳能STEP热-电化学耦合煤转化系统的太阳能转化单元与太阳能-化学能转化单元,根据实验数据以及实际需求对各个单元进行讨论,并将两个单元有机结合在一起。规划了一个对后续工艺设计与实验放大具有指导意义的流程示意图,并对基本工艺流程进行描述。
高金亮[7]（2014）在《高硫煤铁盐浸出脱硫的工艺和动力学研究》文中研究表明论文以全硫量ST（Total sulfur）为3.79%,硫酸盐硫Ss（Sulfate sulfur）为0.48%,硫化铁硫Sp（Pyrite sulfur）为2.31%,有机硫So（Organic sulfur）为1.00%的贵州六枝煤样为原料,开展铁盐浸出脱硫的工艺和动力学研究。对铁盐浸出脱硫过程得到更全面深入的认识,对促进高硫煤的科学利用具有重要意义。分别以硫酸铁和氯化铁的水溶液为氧化剂,对煤中硫分氧化浸出,通过单因素实验考察浸出温度、铁盐浓度、固液比、搅拌速率、浸出时间等因素对硫脱除率的影响。并对优选条件浸出后的煤样进行硫分分析、XRD分析和红外光谱分析。对浸出前后检测结果进行对比分析发现,除硫前后煤的基体没有受到损害,黄铁矿得到了有效脱除。以硫酸铁为浸出剂,优选的浸出工艺为：浸出温度87℃,硫酸铁溶液浓度1.0mol/L,固液比1：7.5,搅拌速率400rpm,浸出时间16h。在该条件下,煤中硫的脱除率为43.41%,FeS2中硫的脱除率为86.15%,其中FeS2中67.74%的硫氧化生成硫酸盐,32.26%生成单质硫。以氯化铁为浸出剂,优选的浸出工艺为：浸出温度87℃,氯化铁溶液浓度1.0mol/L,固液比1/5.0,搅拌速率400rpm,浸出时间16h,在该条件下,煤中硫的脱除率为49.69%,FeS2中硫的脱除率为90.91%,其中FeS2中65.19%的硫氧化生成硫酸盐,34.81%生成单质硫。热力学分析也表明,黄铁矿中的硫更易氧化成8O42-。未反应收缩核模型分析表明,氯化铁浸出过程受内扩散控制,随着反应的进行,反应的表观活化能由12.59kJ/mol升高到20.96kJ/mol。表观活化能的增加可能归功于反应生成的单质硫的对黄铁矿与Fe3+反应的阻碍作用。生成的单质硫扩散速率慢,随反应进行其逐步富集于黄铁矿表面,减少了黄铁矿表面的反应活性点,从而增大表观活化能,降低脱硫速率。
黄志明[8]（2014）在《电化学强化长焰煤瓦斯解吸规律的试验及其机理研究》文中研究表明目前促进瓦斯解吸的主要技术有卸压法和外加物理场。卸压法利用卸压产生煤体变形和解除应力屏障以达到促进解吸的目的,但由于煤对瓦斯的吸附性很强,使无应力的状态下煤样中的瓦斯仍然难以解吸。因此,仅通过卸压使煤层瓦斯解吸取得的效果是有限的。外加物理场如声场、电场、电磁场、温度场等在一定程度上能促进瓦斯解吸,为解决瓦斯难以解吸的问题提供了新的思路。长焰煤占中国煤炭资源探明储量的13%,主要集中在西北地区。长焰煤煤层厚度大、煤层气资源量大,加之国外低煤阶盆地煤层气成功的商业开发,使我国开发低煤阶煤层气具有十分良好的前景。目前国内没有形成关于长焰煤瓦斯吸附解吸的系统研究成果,严重制约了低煤阶煤层气的开发。本文鉴于吸附在煤表面上的瓦斯难以充分解吸是当前瓦斯抽放/煤层气抽采面临的核心问题,在前人研究基础上提出一种非力学方法促进长焰煤瓦斯解吸特性的思路,即采用电化学方法强化长焰煤瓦斯解吸特性,并进行了以下研究工作:1.自行研制电化学强化煤瓦斯解吸试验装置,试验装置由注气系统、注液系统、电化学作用系统、温度监控系统和集气系统组成。2.在电化学改性装置上,对块度为10～15mm的长焰煤煤样进行电位梯度为 1V·cm-1,电解液浓度分别为 Omol·L-1、0.05mol·L-1、0.1mol·L/1、0.25mol·L-1、0.5mo·L-1等条件下的电化学改性试验;电解液浓度为0.05mol·L-1,电位梯度分别为 OV·cm-0.5V·cm-1、1V·cm-2V·cm-1、4V·cm-1等条件下的电化学改性试验。试验结果表明电化学改性后阳极区域、中间区域、阴极区域煤样的孔隙率、孔容、平均孔径随着Na2S04电解液浓度、电位梯度的增加呈指数规律增加;但比表面积随着Na2S04电解液浓度、电位梯度的增加呈负指数规律减少。3.通过傅里叶红外光谱仪、电泳仪、接触角测量仪测试电化学改性前后长焰煤煤样的含氧官能团含量、表面电动电位、煤-水接触角等表面特性参数。结果表明电化学改性后阳极区域、中间区域、阴极区域煤样的含氧官能团含量、表面电动电位、煤-水接触角随着Na2S04电解液浓度、电位梯度的增加先减小后出现波动。煤样含氧官能团数量、表面电动电位、煤-水接触角在电解液浓度为0.05～O.1mol·L-1时,降幅最大;在0.1～0.5mol·L-1时,降幅出现波动;在电位梯度为0.5～1V·cm-1时,降幅最大;在1～4V·cm-1时,降幅出现波动。4.在自行研制的电化学强化煤瓦斯解吸试验装置上对80mm× 80mm ×150mm的长焰煤煤样进行电位梯度为1V·cm-1,电解液浓度分别为Omol·L-1、0.05mol·L-1、0.1mol·L-1 0.258mol·L-1、0.5mol·L-1 等条件下的电化学强化煤瓦斯解吸试验;电解液浓度为0.05mol·L-1,电位梯度分别为OV·cm-10.5V·cm-1、1V·cm-12V·cm-1、4V.cm-1等条件下的电化学强化煤瓦斯解吸试验。试验结果表明煤样解吸量随着电解液浓度、电位梯度的增大强化解吸量先增大后减小。
马岩[9]（2014）在《微波化学法用于煤中硫的脱除研究》文中指出本文以乌海、北宿和新峪煤为研究对象,对微波化学法脱除煤中有机硫以及Fe2（SO4）3溶液氧化脱除煤中无机硫进行了研究,并考察脱硫后煤样理化性质和粘结性指标的变化。此外,本文采用FTIR、XPS和离子色谱等手段对微波脱硫机理进行了研究,得到如下结论。Fe2（SO4）3溶液热处理能有效地脱除煤中黄铁矿硫,在本文的试验条件下煤中黄铁矿的脱除率为14～68%。增大Fe2（SO4）3溶液浓度、提高反应温度、延长反应时间及减小原煤粒度均可提高黄铁矿硫的脱除率。脱硫后煤样的粘结指数及最大膨胀度均有所减小,且粘结性越差的煤样粘结指数降低的幅度越大。微波在NaOH溶液作为化学助剂的条件下能够有效脱除煤中的有机硫。反应时间的延长、微波功率的增加和反应温度的升高均能提高有机硫的脱除率,而随着NaOH溶液浓度的增加煤中有机硫的脱除率先增加后降低,这与NaOH溶液的介电常数虚部随溶液浓度的变化规律一致;在本文的试验条件下XY2#有机硫的脱除率可达66.40%。不同化学助剂的脱硫率随着其介电常数的虚部增大而逐渐增加。煤样的粘结指数随反应温度升高和反应时间的延长而逐渐减小直至完全失去,当微波功率385W,NaOH浓度10%以及微波时间15min的条件下XY2#的有机硫脱硫率可达34.39%且仍有较强的粘结性。当微波功率385W,反应时间30min以及NaOH浓度10%的条件下XY3#有机硫中硫醇和硫醚的脱除率可达82.76%,砜类的脱除率为67.74%,亚砜类脱除率为32.76%,而噻吩类的脱除率仅为11.90%;XY3#经微波化学法脱除的有机硫有88.8%以S2-及微量的SO42-存在于滤液中,另外11.2%的有机硫在脱硫过程中以气体形式逸出。
赵开乐[10]（2010）在《磁黄铁矿微生物浸出机理研究》文中提出随着经济的发展,矿产资源日渐贫乏,人们不得不考虑采用新的方法开发和利用低品位、难处理矿产资源。微生物冶金由于其成本低、污染小、工艺流程短等优点越来越受到研究者的关注。磁黄铁矿是有色金属硫化矿矿床中一种很常见的硫铁矿,其常与有价金属（如镍、钴、铜、锌等）伴生。研究磁黄铁矿在微生物浸出过程中的氧化溶解机理,对微生物浸出低品位硫化矿,有效回收有价金属有重要意义。本文采用A.ferrooxidans菌、L.ferriphilum菌和A.caldus菌,在讨论磁黄铁矿晶体性质及其浸出体系热力学分析的基础上,通过Zeta电位、吸附量和表面润湿性测定,结合X射线衍射、能谱分析等表面测试方法,考察磁黄铁矿与细菌作用后表面性质的变化及细菌作用机理。以A.ferrooxidans菌和L.ferriphilum菌为试验菌种,通过摇瓶浸出试验,结合扫描电镜,研究矿浆浓度、细菌接种量、矿浆pH值等因素对磁黄铁矿浸出的影响；并运用循环伏安、静电位、塔费尔曲线、交流阻抗等电化学分析技术研究磁黄铁矿在无菌体系和有菌体系中的电化学行为,从电化学角度揭示微生物浸出体系磁黄铁矿的氧化机理。利用FeS1.12-H2O系的Eh-pH图,分析磁黄铁矿浸出过程。微生物浸出磁黄铁矿的最佳电位-pH范围是Eh为0.4-0.8V、pH为1-3；在Eh=0.36-0.8V,pH=2.28-4.0范围内,Fe3+可能主要以沉淀的形式存在。在酸性溶液中,磁黄铁矿稳定存在的区域在0.4V以下,说明磁黄铁矿稳定性很差,在较低的电位水平下就会被氧化溶解。晶体结构性质决定着磁黄铁矿氧化溶解的行为,单斜磁黄铁矿的化学稳定性较差,在酸性体系下可以快速溶解。表面性质研究结果表明：不同类型的细菌均能快速吸附在磁黄铁矿表面,而矿驯化细菌具有更强的吸附能力。不同类型的细菌吸附后,磁黄铁矿的等电点朝细菌的等电点方向偏移,但偏移幅度不同。且不同的菌种浸出磁黄铁矿过程中,体系中生成和富集的产物不同,从而导致矿物表面接触角有不同的变化规律。研究表明：磁黄铁矿生物浸出初期以酸溶为主；微生物生长所需能源是决定其在浸出体系的作用机理关键因素,氧化亚铁细菌的微生物冶金过程中的作用机理是间接作用,硫化矿物被溶液中Fe3+氧化；氧化硫细菌的作用机理是直接作用,硫化物在细菌的参与下被O2所氧化。有菌和无菌酸性体系下磁黄铁矿氧化的电化学研究结果表明：磁黄铁矿表面首先在0.2V附近氧化产生三价铁沉淀和元素S,电位大于0.6V后,铁沉淀部分溶解,元素S被氧化生成S042-,钝化膜部分溶解,极化电流显着增加；交流阻抗研究进一步表明,随着电位由低到高,磁黄铁矿的氧化经历了钝化膜的形成和消除过程；细菌不改变磁黄铁矿的氧化机理,只对磁黄铁矿的腐蚀起加速作用,添加细菌后,磁黄铁矿的腐蚀电位降低,腐蚀电流增大,促进了腐蚀反应的发生,提高了腐蚀速率,磁黄铁矿发生化学反应的速率加快且此时电极氧化还原反应可逆性降低。摇瓶浸出研究结果表明：细菌的存在促进磁黄铁矿的溶解,在L.ferriphilum菌浸出体系中,浸出7天,全铁浸出率可达38.35%,高于相同条件下的无菌浸出；浸出体系温度是磁黄铁矿浸出的主要影响因素,磁黄铁矿极易氧化,浸出过程中体系电位一直高于0.3V,磁黄铁矿在细菌作用下被氧化生成Fe2+和5042-,以氧化亚铁为能源的细菌浸出磁黄铁矿的作用机理是间接作用；增大矿浆浓度抑制磁黄铁矿的溶解,矿浆浓度过大会影响溶氧量、增大矿粒间的剪切力从而影响细菌的生长；提高接种量和每天调整矿浆pH至初始值有利于细菌生长,促进磁黄铁矿浸出。本论文得到国家自然科学基金创新研究群体项目（50321402）和国家重点基础研究发展973项目（2010CB630903、2004CB619204）的资助。
二、Thermodynamic Analysis of Desulfurization of Fine Coal by Electrochemical Reduction Flotation（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、Thermodynamic Analysis of Desulfurization of Fine Coal by Electrochemical Reduction Flotation（论文提纲范文）
（1）超临界流体携带助剂对煤中硫分脱除研究（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 |
| 1.2 研究背景及意义 |
| 1.3 国内外研究现状 |
| 1.4 主要研究内容及技术路线 |
| 2 试验及煤样性质 |
| 2.1 试验材料 |
| 2.2 试验设备 |
| 2.3 煤样性质 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 超临界萃取脱硫试验研究 |
| 3.1 超临界萃取脱硫试验设计 |
| 3.2 超临界萃取脱硫的参数调控 |
| 3.3 超临界萃取脱硫的优化试验 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 超临界萃取携带助剂试验研究 |
| 4.1 携带不同萃取助剂的超临界萃取试验 |
| 4.2 携带不同氧化助剂的超临界萃取试验 |
| 4.3 携带不同还原助剂的超临界萃取试验 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 超临界萃取法脱硫机理 |
| 5.1 超临界流体的选取和萃取性能 |
| 5.2 固相物料在超临界流体中的萃取过程及工艺 |
| 5.3 超临界萃取脱硫可行性研究 |
| 5.4 超临界萃取对煤的物化性质影响 |
| 5.5 超临界体系添加萃取助剂机理研究 |
| 5.6 超临界体系添加氧化助剂机理研究 |
| 5.7 超临界体系添加还原助剂机理研究 |
| 5.8 本章小结 |
| 6 结论与展望 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 研究工作展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（2）电极和电解液性质对电化学改性无烟煤甲烷吸附性能影响的研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 研究背景与意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 煤中甲烷的吸附解吸特性 |
| 1.2.2 电化学方法在煤岩改性方面的应用 |
| 1.2.3 甲烷吸附的分子模拟研究 |
| 1.3 存在的问题及发展动态分析 |
| 1.4 研究内容、方法与技术路线 |
| 1.4.1 主要研究内容 |
| 1.4.2 研究方法 |
| 1.4.3 技术路线 |
| 第2章 电化学作用过程及其对煤改性的原理 |
| 2.1 电化学作用过程中的电解反应 |
| 2.2 电化学作用过程中的电流和温度变化 |
| 2.3 电化学改性作用对煤孔裂隙结构的影响 |
| 2.4 电化学改性作用对煤表面特性的影响 |
| 2.4.1 电化学改性对煤表面官能团的影响 |
| 2.4.2 电化学改性对煤表面润湿性的影响 |
| 2.4.3 电化学作用对煤表面电动特性的影响 |
| 2.4.4 电化学改性对煤表面能的影响 |
| 2.5 本章小结 |
| 第3章 电极材料性质对电化学改性无烟煤甲烷吸附性影响的实验研究 |
| 3.1 实验装置 |
| 3.2 实验方法 |
| 3.2.1 实验煤样与实验气体 |
| 3.2.2 实验方案 |
| 3.2.3 实验过程 |
| 3.3 实验结果与分析 |
| 3.3.1 电极材料对煤样甲烷吸附特性的影响 |
| 3.3.2 电极材料对煤样甲烷解吸特性的影响 |
| 3.3.3 电极材料对煤样孔隙结构的影响 |
| 3.3.4 电极材料对煤样表面基团的影响 |
| 3.3.5 电极材料对煤样表面形貌与矿物成分的影响 |
| 3.3.6 电极材料对煤样表面能量的影响 |
| 3.3.7 电极材料对电化学实验过程的影响 |
| 3.4 本章小结 |
| 第4章 电解液性质对电化学改性无烟煤甲烷吸附性影响的实验研究 |
| 4.1 电化学改性实验装置的改进 |
| 4.2 电化学改性实验方法 |
| 4.2.1 实验方案 |
| 4.2.2 实验过程 |
| 4.3 电化学改性实验结果与分析 |
| 4.3.1 电解液性质对煤样甲烷吸附特性的影响 |
| 4.3.2 电解液性质对煤样甲烷解吸特性的影响 |
| 4.3.3 电解液性质对煤样表面能量的影响 |
| 4.3.4 电解液性质对煤样表面基团的影响 |
| 4.3.5 电解液性质对煤样孔隙结构的影响 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 电化学作用改变无烟煤甲烷吸附特性及机理的分子模拟研究 |
| 5.1 分子模拟的理论基础和计算方法 |
| 5.2 无烟煤大分子模型的构建 |
| 5.2.1 无烟煤的元素分析和工业分析 |
| 5.2.2 无烟煤的表面官能团分布 |
| 5.2.3 无烟煤中元素的分布状态 |
| 5.2.4 无烟煤微晶结构特征 |
| 5.2.5 无烟煤分子结构模型 |
| 5.2.6 无烟煤分子模型的正确性验证 |
| 5.2.7 分子模拟的过程和方案 |
| 5.3 自然煤样吸附甲烷的分子动力学模拟结果及分析 |
| 5.4 电化学改性对无烟煤样甲烷吸附扩散的影响规律与机理 |
| 5.5 本章小结 |
| 第6章 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 独创性 |
| 6.3 不足 |
| 6.4 展望 |
| 参考文献 |
| 攻读学位期间取得的科研成果 |
| 致谢 |
（3）贵州普安某高硫煤脱硫降灰试验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 研究背景及意义 |
| 1.2 高硫煤脱硫降灰研究进展 |
| 1.2.1 重选研究进展 |
| 1.2.2 煤泥浮选研究进展 |
| 1.3 研究目的及研究内容 |
| 1.3.1 研究目的 |
| 1.3.2 研究内容 |
| 1.3.3 研究技术路线 |
| 第二章 试验材料与方法 |
| 2.1 试验药剂及设备仪器 |
| 2.1.1 试验药剂 |
| 2.1.2 试验设备仪器 |
| 2.2 试验方法 |
| 2.2.1 浮沉试验方法 |
| 2.2.2 摇床分选试验方法 |
| 2.2.3 浮选试验方法 |
| 2.3 煤炭工业分析方法 |
| 2.3.1 水分的测定 |
| 2.3.2 灰分的测定 |
| 2.3.3 挥发分的测定 |
| 2.4 煤中有害元素含量测定 |
| 2.4.1 硫分的测定 |
| 2.4.2 微量元素测定 |
| 第三章 原煤基本性质 |
| 3.1 原煤的工业分析 |
| 3.1.1 煤中黄铁矿嵌布特征 |
| 3.1.2 原煤粒度组成 |
| 3.1.3 原煤密度组成 |
| 3.1.4 不同密度级产品中灰分和硫分含量 |
| 3.2 有害和有用微量元素赋存特征 |
| 3.3 可选性曲线 |
| 3.4 微量元素的迁移分配特征 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 摇床脱硫降灰试验研究 |
| 4.1 试样制备 |
| 4.2 摇床入选粒级的确定 |
| 4.3 +0.25mm样品摇床脱硫试验研究 |
| 4.3.1 冲水量对摇床分选的影响 |
| 4.3.2 横向坡度对摇床分选的影响 |
| 4.3.3 矿浆浓度对摇床分选的影响 |
| 4.3.4 冲程对摇床分选的影响 |
| 4.4 摇床中煤与尾煤再选试验 |
| 4.5 中煤尾煤混合样中黄铁矿嵌布特征 |
| 4.6 本章小结 |
| 第五章 -0.25mm煤泥浮选试验研究 |
| 5.1 原煤矿物组成分析及其硫的形态分布 |
| 5.2 浮选脱硫试验研究 |
| 5.2.1 捕收剂种类及用量对浮选脱硫的影响 |
| 5.2.2 抑制剂种类及用量对浮选脱硫的影响 |
| 5.2.3 起泡剂用量对浮选脱硫的影响 |
| 5.3 煤中黄铁矿浮选抑制机理研究 |
| 5.3.1 抑制剂对黄铁矿和煤表面润湿性影响研究 |
| 5.3.2 氧化钙作用对黄铁矿表面物质组成影响 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录一 |
| 附录二 |
（4）煤炭微波脱硫中有机硫形态迁移规律及微波非热效应研究（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 |
| 1.2 选题背景和意义 |
| 1.3 研究内容和技术路线 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 煤中硫赋存形态的研究方法 |
| 2.2 煤炭微波脱硫技术研究现状 |
| 2.3 煤炭介电特性研究进展 |
| 2.4 煤炭微波脱硫原理的研究现状 |
| 3 煤中有机硫的表征及含硫模型化合物的筛选 |
| 3.1 煤样采集及基本性质分析 |
| 3.2 有机硫赋存形态的表征 |
| 3.3 类煤有机含硫模型化合物的筛选 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 微波联合氧化助剂脱硫过程中煤中有机含硫基团的迁移变化机制研究 |
| 4.1 微波联合过氧乙酸脱除煤中硫 |
| 4.2 微波脱硫过程中煤中有机含硫基团的形态变化机制 |
| 4.3 微波联合过氧乙酸条件下煤炭中硫醚和噻吩类硫的反应路径 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 煤炭微波脱硫中的介电特性研究 |
| 5.1 样品制备和测试方法 |
| 5.2 高有机硫煤的介电特性分析 |
| 5.3 类煤含硫模型化合物的介电特性分析 |
| 5.4 煤中矿物质对微波脱硫的促进作用探究 |
| 5.5 本章小结 |
| 6 微波场中脱硫反应的量子化学计算与分析 |
| 6.1 微波场对含硫模型化合物分子性质的影响 |
| 6.2 微波场与氧化助剂的协同作用机制 |
| 6.3 微波场对脱硫反应的影响 |
| 6.4 本章小结 |
| 7 煤炭微波脱硫中的微波非热效应探究 |
| 7.1 微波场对脱硫反应过程中含硫键强度的影响 |
| 7.2 脱硫反应的热力学分析 |
| 7.3 脱硫反应的动力学分析 |
| 7.4 本章小结 |
| 8 结论 |
| 8.1 主要结论 |
| 8.2 创新点 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（5）高硫铝土矿生产冶金级氧化铝的工艺技术研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 铝土矿资源分布 |
| 1.1.1 世界铝土矿资源分布情况 |
| 1.1.2 我国铝土矿的资源分布及使用情况 |
| 1.2 我国铝土矿资源的特点 |
| 1.3 我国含硫铝土矿的资源现状 |
| 1.4 铝土矿中的硫对氧化铝生产的影响 |
| 1.5 含硫铝土矿的处理方法 |
| 1.5.1 浮选脱硫技术的进展 |
| 1.5.2 化学脱硫技术的进展 |
| 1.5.3 电化学脱硫技术的进展 |
| 1.5.4 湿法氧化除硫工艺技术的研究进展 |
| 1.6 本文研究意义及研究内容 |
| 第2章 实验研究方法 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.1.1 原矿 |
| 2.1.2 溶出母液及其它辅助药品 |
| 2.2 高硫铝土矿粉制备及粉磨功指数 |
| 2.2.1 实验原理和设备仪器 |
| 2.2.2 试样制备流程 |
| 2.2.3 试样容重测定和入磨料粒度分析 |
| 2.2.4 物料的粉磨试验 |
| 2.2.5 成品粒度分析 |
| 2.2.6 粉磨功指数计算 |
| 2.3 矿物溶出及矿浆沉降实验流程 |
| 2.3.1 溶出实验流程 |
| 2.3.2 溶出矿浆沉降实验流程 |
| 2.4 相关计算公式 |
| 2.4.1 溶液分子比计算 |
| 2.4.2 溶出液配制计算 |
| 2.4.3 配矿量计算 |
| 2.4.4 溶出率计算 |
| 2.5 相关分析方法 |
| 2.5.1 铝酸钠溶液浓度的分析 |
| 2.5.2 赤泥成分分析 |
| 2.5.3 铝酸钠溶液中S~(2-)、S_2O_3~(2-)、SO_3~(2-)浓度测定方法 |
| 2.6 铝土矿中硫含量的测定方法 |
| 2.7 硫酸盐含量的测定方法 |
| 第3章 焙烧脱硫过程热力学与动力学研究 |
| 3.1 焙烧过程热力学研究 |
| 3.1.1 热力学基本理论 |
| 3.1.2 高硫铝土矿焙烧过程的热力学计算 |
| 3.1.3 热力学计算结果及分析 |
| 3.2 焙烧过程动力学研究 |
| 第4章 高硫铝土矿马弗炉焙烧及溶出性能 |
| 4.1 焙烧过程对铝土矿脱硫性能的影响 |
| 4.2 焙烧矿物相分析 |
| 4.3 焙烧对矿石形貌的影响 |
| 4.4 焙烧对矿石孔道特性的影响 |
| 4.5 焙烧对矿石比表面积的影响 |
| 第5章 铝土矿分散焙烧的脱硫试验研究 |
| 5.1 分散焙烧试验装置与试验方案 |
| 5.2 焙烧条件对脱硫效果的影响 |
| 5.2.1 焙烧时间对脱硫率的影响 |
| 5.2.2 焙烧温度对脱硫率的影响 |
| 5.3 铝土矿焙烧脱硫反应动力学研究 |
| 5.3.1 焙烧矿全硫残留量反应动力学研究 |
| 5.3.2 焙烧矿硫化物中硫残留量反应动力学研究 |
| 5.4 高硫铝土矿焙烧反应特性 |
| 5.5 分散焙烧对于悬浮态焙烧的指导意义 |
| 第6章 高硫铝土矿悬浮态焙烧脱硫半工业试验研究 |
| 6.1 中试系统介绍 |
| 6.2 焙烧温度的确定 |
| 6.3 连续性试验 |
| 6.4 系统能耗分析 |
| 6.5 系统热耗分析 |
| 6.5.1 系统界限和基础数据 |
| 6.5.2 系统平衡计算 |
| 6.6 悬浮态焙烧装置的工业化设计路线 |
| 6.6.1 工业装置基本设计路线 |
| 6.6.2 工业装置基本工艺指标 |
| 第7章 悬浮态焙烧焙烧矿拜耳法溶出性能研究 |
| 7.1 高硫铝土原矿和焙烧矿溶出性能对比研究 |
| 7.1.1 石灰添加量对焙烧前后铝土矿溶出效果的影响 |
| 7.1.2 溶出温度和时间对焙烧前后铝土矿溶出效果的影响 |
| 7.1.3 硫在溶出过程中的行为分析 |
| 7.2 最佳溶出条件下两种矿石溶出赤泥沉降性能对比 |
| 第8章 结论 |
| 参考文献 |
| 攻读博士期间发表的论文 |
| 工作经历 |
| 致谢 |
（6）太阳能STEP热—电化学耦合煤转化系统构建与过程研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 创新点摘要 |
| 引言 |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 能源危机与新能源开发 |
| 1.1.1 能源危机 |
| 1.1.2 新能源开发 |
| 1.2 太阳能利用技术研究进展 |
| 1.2.1 太阳能利用技术概述 |
| 1.2.2 太阳能光热利用技术 |
| 1.2.3 太阳能光电利用技术 |
| 1.2.4 太阳能光化学利用技术 |
| 1.3 太阳能STEP光-热-电耦合利用原理及研究进展 |
| 1.3.1 太阳能STEP光-热-电耦合利用原理 |
| 1.3.2 太阳能STEP二氧化碳制烃 |
| 1.3.3 太阳能光化学有机合成——太阳能STEP合成苯甲酸 |
| 1.3.4 太阳能STEP降解有机物 |
| 1.4 煤综合利用技术研究进展 |
| 1.4.1 煤直接/间接液化工艺 |
| 1.4.2 煤气化工艺 |
| 1.4.3 电解水煤浆制氢工艺 |
| 1.5 本文的研究内容与研究思路 |
| 第二章 太阳能STEP热-电化学耦合煤转化模型建立与理论研究 |
| 2.1 太阳能STEP热-电化学耦合煤转化模型的建立 |
| 2.1.1 太阳能STEP热-电化学耦合煤转化理论模型的建立 |
| 2.1.2 太阳能STEP热-电化学耦合煤转化实验模型的建立 |
| 2.2 太阳能STEP煤转化过程的理论基础 |
| 2.2.1 STEP煤转化过程的理论分析 |
| 2.2.2 太阳能STEP热-电化学耦合煤转化的热力学分析 |
| 2.2.3 太阳能STEP热-电化学耦合煤转化电化学反应模式 |
| 2.3 本章小结 |
| 第三章 太阳能STEP热-电化学耦合煤转化脱硫研究 |
| 3.1 前言 |
| 3.2 实验部分 |
| 3.2.1 实验试剂及设备 |
| 3.2.2 煤样的制备及性质 |
| 3.2.3 太阳能STEP热-电化学耦合煤转化脱硫装置 |
| 3.2.4 实验方法 |
| 3.3 太阳能STEP热-电化学耦合煤转化脱硫实验研究 |
| 3.3.1 太阳能STEP煤转化脱硫温区的划分 |
| 3.3.2 不同温度与电压下太阳能STEP煤转化脱硫效果的研究 |
| 3.3.3 太阳能STEP煤转化脱硫过程中附加产物、精煤产量与脱硫率的关系 |
| 3.4 太阳能STEP热-电化学耦合煤转化脱硫机理的研究 |
| 3.4.1 太阳能STEP煤转化脱硫过程中无机硫脱除机理的研究 |
| 3.4.2 太阳能STEP煤转化脱硫过程中有机硫脱除机理的研究 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 太阳能STEP热-电化学耦合煤转化制轻烃及化学品研究 |
| 4.1 前言 |
| 4.2 实验部分 |
| 4.2.1 实验试剂及设备 |
| 4.2.2 煤样的制备及性质 |
| 4.2.3 太阳能STEP热-电化学耦合煤转化装置 |
| 4.2.4 实验方法 |
| 4.3 太阳能STEP热-电化学耦合煤转化过程的探索与研究 |
| 4.3.1 循环伏安实验结果分析 |
| 4.3.2 太阳能STEP热-电化学耦合煤转化实验条件的探索与研究 |
| 4.4 太阳能STEP热-电化学耦合煤转化过程产物分析 |
| 4.4.1 气体产物分析 |
| 4.4.2 液体产物分析 |
| 4.4.3 太阳能STEP热-电化学耦合煤转化过程的反应机理研究 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 太阳能STEP热-电化学耦合煤转化系统效率的计算与工艺描述 |
| 5.1 前言 |
| 5.2 太阳能STEP热-电化学耦合煤转化系统：系统转化效率的计算 |
| 5.2.1 太阳能STEP煤转化效率分析 |
| 5.2.2 太阳能转化系统的效率计算 |
| 5.2.3 太阳能-化学能转化效率的计算 |
| 5.3 太阳能STEP热-电化学耦合煤转化系统的工艺描述 |
| 5.3.1 太阳能STEP热-电化学耦合煤转化系统：太阳能转化系统 |
| 5.3.2 太阳能STEP热-电化学耦合煤转化系统：化学能转化系统 |
| 5.3.3 太阳能STEP热-电化学耦合煤转化系统的工艺描述 |
| 5.4 本章小结 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 发表论文等成果目录 |
| 致谢 |
（7）高硫煤铁盐浸出脱硫的工艺和动力学研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 我国煤炭资源的特点 |
| 1.2 煤中硫的分类 |
| 1.3 煤脱硫技术研究现状 |
| 1.3.1 物理脱硫法 |
| 1.3.2 化学脱硫法 |
| 1.3.3 微生物脱硫法 |
| 1.4 煤炭脱硫技术展望 |
| 1.5 论文研究意义与研究内容 |
| 1.5.1 研究目的与意义 |
| 1.5.2 主要研究内容 |
| 2 实验仪器、试剂、矿样与方法 |
| 2.1 实验仪器 |
| 2.2 实验试剂 |
| 2.2.1 实验试剂 |
| 2.2.2 矿样 |
| 2.3 实验方法 |
| 2.3.1 脱硫浸出实验 |
| 2.3.2 全硫分析测定实验 |
| 2.3.3 硫分分析测定实验 |
| 2.4 煤样的硫分、XRD及红外光谱分析 |
| 2.4.1 煤样的硫分分析 |
| 2.4.2 煤样的XRD光谱分析 |
| 2.4.3 煤样的红外光谱分析 |
| 3 高硫煤Fe_2(SO_4)_3浸出脱硫的过程研究 |
| 3.1 高硫煤Fe_2(SO_4)_3浸出工艺 |
| 3.1.1 浸出温度 |
| 3.1.2 Fe_2(SO_4)_3溶液浓度 |
| 3.1.3 固液比 |
| 3.1.4 搅拌速率 |
| 3.1.5 浸出时间 |
| 3.2 优选条件下的扩大试验结果 |
| 3.2.1 脱硫前后煤样硫分分析 |
| 3.2.2 脱硫前后煤样XRD光谱分析 |
| 3.2.3 脱硫前后煤样红外光谱分析 |
| 3.3 Fe_2(SO_4)_3浸出过程动力学研究 |
| 3.3.1 搅拌速率 |
| 3.3.2 浸出温度 |
| 3.3.3 硫酸浓度 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 高硫煤FeCl_3浸出脱硫的过程研究 |
| 4.1 高硫煤FeCl_3浸出工艺研究 |
| 4.1.1 浸出温度 |
| 4.1.2 FeCl_3溶液浓度 |
| 4.1.3 固液比 |
| 4.1.4 搅拌速率 |
| 4.1.5 浸出时间 |
| 4.2 优选条件下的扩大试验结果 |
| 4.2.1 脱硫前后煤样硫分分析 |
| 4.2.2 脱硫前后煤样XRD光谱分析 |
| 4.2.3 脱硫前后煤样红外光谱分析 |
| 4.3 浸出过程的热力学分析 |
| 4.4 FeCl_3浸出过程动力学研究 |
| 4.4.1 浸出动力学基础 |
| 4.4.2 搅拌速率的影响 |
| 4.4.3 浸出温度的影响 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 结论 |
| 参考文献 |
| 攻读学位期间主要的研究成果 |
| 致谢 |
（8）电化学强化长焰煤瓦斯解吸规律的试验及其机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 研究背景及意义 |
| 1.2 国内外研究现状综述 |
| 1.2.1 煤瓦斯解吸的研究现状 |
| 1.2.2 提高煤瓦斯抽采率的研究现状 |
| 1.2.3 电化学对煤作用的研究现状 |
| 1.3 研究内容 |
| 1.4 研究方法 |
| 第二章 电化学改变长焰煤孔隙结构的试验及其机理研究 |
| 2.1 试验煤样及其特征 |
| 2.1.1 煤样的显微组分测定 |
| 2.1.2 试验煤样的工业分析、元素分析、煤灰分析 |
| 2.1.3 煤样的破碎 |
| 2.2 改性试验装置 |
| 2.3 改性试验方案 |
| 2.4 改性试验过程 |
| 2.5 孔隙结构的测试方法及测试结果 |
| 2.5.1 压汞法测试及其结果 |
| 2.5.2 液氮法测试及其结果 |
| 2.6 电化学作用对煤样孔隙结构的影响规律 |
| 2.6.1 电解液浓度对煤样孔隙结构的影响规律 |
| 2.6.2 电位梯度对煤样孔隙结构的影响规律 |
| 2.7 电化学改变煤孔隙结构的机理分析 |
| 2.8 本章小结 |
| 第三章 电化学改变长焰煤表面特性的规律及其机理研究 |
| 3.1 电化学对煤表面官能团改变的测试及其结果分析 |
| 3.1.1 煤的表面官能团 |
| 3.1.2 表面官能团测试方法 |
| 3.1.3 改性前后煤表面官能团改变的测试及其结果分析 |
| 3.2 电化学对煤表面电动电位改变的测试及其结果分析 |
| 3.2.1 煤的表面电动电位 |
| 3.2.2 表面电动电位测试方法 |
| 3.2.3 改性前后煤表面电动电位改变的测试及其结果分析 |
| 3.3 电化学对煤-水接触角改变的测试及其结果分析 |
| 3.3.1 煤-水接触角 |
| 3.3.2 煤-水接触角测试方法 |
| 3.3.3 改性前后煤表面煤-水接触角改变的测试及其结果分析 |
| 3.4 电化学改变煤表面特性的机理分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 电化学强化长焰煤瓦斯解吸特性试验及其机理研究 |
| 4.1 试验装置 |
| 4.2 试验方案 |
| 4.3 试验煤样的制备 |
| 4.4 试验过程 |
| 4.5 试验结果及其分析 |
| 4.5.1 电解液浓度对煤样解吸量的影响 |
| 4.5.2 电位梯度对煤样瓦斯解吸量的影响 |
| 4.6 机理分析 |
| 4.7 本章小结 |
| 第五章 结论与展望 |
| 5.1 主要结论 |
| 5.2 不足与展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者攻读硕士期间发表论文和参加的科研项目 |
| 发表论文情况 |
| 参与的科研项目 |
（9）微波化学法用于煤中硫的脱除研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 前言 |
| 第1章 文献综述 |
| 1.1 煤中硫的形态及特征 |
| 1.1.1 煤中硫的形态 |
| 1.1.2 含硫煤炭的分布特征 |
| 1.1.3 煤中硫的危害 |
| 1.2 脱硫工艺 |
| 1.2.1 物理脱硫法 |
| 1.2.2 化学脱硫法 |
| 1.2.3 生物脱硫法 |
| 1.3 微波技术在煤炭脱硫中的应用 |
| 1.3.1 微波脱硫原理 |
| 1.3.2 微波脱硫方法 |
| 1.4 微波脱硫对煤性质的影响 |
| 1.5 本文主要研究内容 |
| 第2章 实验方法 |
| 2.1 主要的装置与仪器 |
| 2.2 试验原料和试验试剂 |
| 2.2.1 原料 |
| 2.2.2 试剂 |
| 2.3 试验方法 |
| 2.3.1 常压热处理脱硫试验 |
| 2.3.2 高压脱硫试验 |
| 2.3.3 微波脱硫试验 |
| 2.3.4 溶剂抽提试验 |
| 2.4 测试和分析 |
| 2.4.1 煤中全硫的测定 |
| 2.4.2 煤中形态硫测定 |
| 2.4.3 粘结指数测定 |
| 2.4.4 奥亚膨胀曲线测定 |
| 2.4.5 傅里叶红外光谱 |
| 2.4.6 热重分析仪 |
| 2.4.7 X射线光电子能谱 |
| 2.4.8 离子色谱仪 |
| 第3章 Fe_2(SO_4)_3氧化脱除煤中无机硫研究 |
| 3.1 反应时间对煤样脱硫率的影响 |
| 3.2 反应温度对煤样脱硫率的影响 |
| 3.3 Fe_2(SO_4)_3溶液浓度对煤样脱硫率的影响 |
| 3.4 原煤粒度对煤样脱硫率的影响 |
| 3.5 煤样脱硫前后理化性质变化 |
| 3.5.1 煤样脱硫前后脱硫前后工业分析 |
| 3.5.2 煤样脱硫前后元素分析 |
| 3.5.3 煤样脱硫前后粘结指数变化 |
| 3.5.4 煤样脱硫前后奥亚膨胀曲线的变化 |
| 3.5.5 煤样脱硫前后官能团变化 |
| 3.6 本章小结 |
| 第4章 微波脱除煤中有机硫研究 |
| 4.1 不同脱硫方法的对比研究 |
| 4.1.1 热处理脱硫与微波辐照脱硫效果对比 |
| 4.1.2 化学助剂对微波脱硫效果的影响 |
| 4.1.3 预处理方法对脱硫率的影响 |
| 4.2 NaOH作为助剂条件下微波脱除煤中有机硫研究 |
| 4.2.1 NaOH溶液浓度对脱硫效果的影响 |
| 4.2.2 反应时间对微波脱硫效果的影响 |
| 4.2.3 微波功率对脱硫率的影响 |
| 4.2.4 反应气氛对脱硫效果的影响 |
| 4.2.5 反应温度对脱硫率的影响 |
| 4.3 其他助剂微波脱硫效果研究 |
| 4.3.1 不同化学助剂对微波脱硫效果的影响 |
| 4.3.2 焦油和沥青作为助剂的微波脱硫实验 |
| 4.4 煤样微波脱硫前后理化性质变化 |
| 4.4.1 煤样脱硫前后工业分析 |
| 4.4.2 煤样微波脱硫前后元素分析 |
| 4.4.3 煤样脱硫前后粘结指数的变化 |
| 4.4.4 煤样奥亚膨胀曲线变化 |
| 4.4.5 煤样微波脱硫前后热解性质变化 |
| 4.5 微波脱硫机理研究 |
| 4.5.1 煤样微波脱硫前后的官能团分析 |
| 4.5.2 煤样微波脱硫前后的X射线光电子能谱分析 |
| 4.5.3 煤的溶剂抽提试验 |
| 4.5.4 离子色谱分析 |
| 4.6 本章小结 |
| 第5章 全文总结 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 论文发表和科研项目参与情况 |
（10）磁黄铁矿微生物浸出机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 微生物冶金研究进展 |
| 1.1.1 微生物冶金研究的历史 |
| 1.1.2 微生物冶金的应用实践 |
| 1.2 常见的浸矿用微生物 |
| 1.2.1 嗜中温细菌 |
| 1.2.2 中等嗜热菌 |
| 1.2.3 嗜高温热菌 |
| 1.3 微生物浸出硫化矿作用机理 |
| 1.4 微生物的吸附及对矿物表面性质的影响 |
| 1.4.1 微生物表面性质对细菌吸附能力的影响 |
| 1.4.2 矿物表面性质对微生物吸附能力的影响 |
| 1.4.3 微生物吸附对矿物表面性质的影响 |
| 1.5 微生物浸矿过程的电化学 |
| 1.5.1 离子的微生物氧化 |
| 1.5.2 硫化矿的静电位 |
| 1.5.3 微生物存在时硫化矿浸出的电化学 |
| 1.6 论文研究的目的、方向和主要内容 |
| 1.6.1 论文研究的目的和意义 |
| 1.6.2 论文的主要研究内容 |
| 第二章 试验材料和研究方法 |
| 2.1 试验材料 |
| 2.1.1 纯矿物 |
| 2.1.2 菌种 |
| 2.1.3 培养基 |
| 2.1.4 试验仪器及试验试剂 |
| 2.2 研究方法 |
| 2.2.1 细菌培养及悬浮液的制备 |
| 2.2.2 细菌计数 |
| 2.2.3 电化学测试的溶液及菌种 |
| 2.2.4 细菌的摇瓶浸出 |
| 2.3 测试分析方法 |
| 2.3.1 吸附研究 |
| 2.3.2 动电位的测定 |
| 2.3.3 块状接触角的测定 |
| 2.3.4 粉末接触角的测定 |
| 2.3.5 电化学测试 |
| 2.3.6 X-射线衍射分析(XRD)和能谱分析(EDS) |
| 2.3.7 扫描电镜分析(SEM) |
| 2.3.8 pH值的测定 |
| 2.3.9 浸出液矿浆电位的测定 |
| 第三章 磁黄铁矿晶体性质及浸出体系的热力学分析 |
| 3.1 磁黄铁矿的晶体性质 |
| 3.2 磁黄铁矿浸出分解的热力学分析 |
| 3.2.1 E_h-pH图的理论基础 |
| 3.2.2 FeS_(1.12)-H_2O系的E_h-pH图绘制及其分析 |
| 3.3 本章小结 |
| 第四章 微生物对磁黄铁矿表面性质的影响及作用机理 |
| 4.1 A.ferrooxidans菌、L.ferriphilum菌和A.caldus菌在磁黄铁矿表面的吸附研究 |
| 4.2 细菌与磁黄铁矿作用的电动性质研究 |
| 4.2.1 A.ferrooxidans菌、L.ferriphilum菌和A.caldus菌的电动性质 |
| 4.2.2 细菌的吸附对磁黄铁矿电动性质的影响 |
| 4.3 细菌浸出体系中磁黄铁矿表面润湿性的变化 |
| 4.3.1 不同能源培养的细菌浸出体系中磁黄铁矿块状接触角的变化 |
| 4.3.2 磁黄铁矿粉末接触角的变化 |
| 4.4 微生物的作用机理 |
| 4.4.1 浸渣的X射线衍射和能谱分析 |
| 4.4.2 微生物浸出磁黄铁矿的机理探讨 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 有菌和无菌酸性体系下磁黄铁矿氧化的电化学研究 |
| 5.1 磁黄铁矿氧化的机理 |
| 5.1.1 细菌氧化磁黄铁矿的循环伏安曲线 |
| 5.1.2 细菌对磁黄铁矿静止电位的影响 |
| 5.1.3 细菌氧化磁黄铁矿的稳态极化曲线 |
| 5.2 磁黄铁矿氧化的动力学 |
| 5.2.1 A.ferrooxidans菌的影响 |
| 5.2.2 L.ferriphilum菌的影响 |
| 5.3 磁黄铁矿表面钝化膜的形成及破坏 |
| 5.3.1 交流阻抗的基本理论 |
| 5.3.2 表面钝化膜的形成及破坏的基本特征 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 微生物浸出磁黄铁矿试验研究 |
| 6.1 有菌无菌体系磁黄铁矿浸出试验 |
| 6.2 驯化的细菌对磁黄铁矿浸出的影响 |
| 6.3 不同因素对Fe~(2+)培养A.ferrooxidans、L.ferriphilum菌浸出磁黄铁矿的影响 |
| 6.3.1 矿浆浓度对浸出的影响 |
| 6.3.2 细菌接种量对浸出的影响 |
| 6.3.3 矿浆pH对浸出的影响 |
| 6.4 磁黄铁矿浸出前后表面形貌变化 |
| 6.5 本章小结 |
| 第七章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间发表的论文 |
四、Thermodynamic Analysis of Desulfurization of Fine Coal by Electrochemical Reduction Flotation（论文参考文献）
- [1]超临界流体携带助剂对煤中硫分脱除研究[D]. 马子鉴. 中国矿业大学, 2021
- [2]电极和电解液性质对电化学改性无烟煤甲烷吸附性能影响的研究[D]. 张晓雨. 太原理工大学, 2020
- [3]贵州普安某高硫煤脱硫降灰试验研究[D]. 宋杨. 贵州大学, 2020
- [4]煤炭微波脱硫中有机硫形态迁移规律及微波非热效应研究[D]. 唐龙飞. 中国矿业大学, 2020
- [5]高硫铝土矿生产冶金级氧化铝的工艺技术研究[D]. 芦东. 东北大学, 2018(01)
- [6]太阳能STEP热—电化学耦合煤转化系统构建与过程研究[D]. 朱凌岳. 东北石油大学, 2017(07)
- [7]高硫煤铁盐浸出脱硫的工艺和动力学研究[D]. 高金亮. 中南大学, 2014(02)
- [8]电化学强化长焰煤瓦斯解吸规律的试验及其机理研究[D]. 黄志明. 太原理工大学, 2014(05)
- [9]微波化学法用于煤中硫的脱除研究[D]. 马岩. 华东理工大学, 2014(05)
- [10]磁黄铁矿微生物浸出机理研究[D]. 赵开乐. 中南大学, 2010(02)