摘要：Hastelloy N合金是一种用于熔盐堆的镍基高温合金材料，具有优异的耐腐蚀、抗中子辐照和较好的高温力学性能等优点。但反应堆出口温度达到750℃，超过了Hastelloy N合金许用温度704℃，即该合金不能长期稳定服役于750℃熔盐环境中。因此急需优化Hastelloy N合金，使之满足更高温度熔盐堆的要求。
　　由于Mn元素在高温合金中具有稳定奥氏体，改善抗氧化性等优点，本文以Hastelloy N合金为研究对象，通过设计并制备不同Mn含量的Hastelloy N合金，并借助光学显微镜(OM)、扫描电镜(SEM+EDS+EBSD)、万能拉伸机、X射线衍射仪(XRD)以及电子探针(EPMA)等实验分析手段，研究了Mn含量对HastelloyN合金微观组织、力学性能以及氧化性能的影响。取得以下研究成果:
　　(1)Mn元素的添加可促使Hastelly N合金晶粒细化，析出碳化物数量增加，且碳化物逐渐凝结成块状、长链状，并在晶界处聚集。
　　(2)室温拉伸时，0.5Mn合金的抗拉强度较差，Mn含量超过1wt％时抗拉强度得到提高，断口出现韧窝和台阶状纹路组织，断裂方式为解理断裂与韧性断裂组成的混合断裂。850℃高温拉伸时，Mn对合金的抗拉强度无明显影响，断口出现光滑的晶面，断裂方式为沿晶脆性断裂。
　　(3)随着Mn含量的增加，合金抗氧化性能得到提高。在700℃下，1wt％Mn含量合金的抗氧化性最优，氧化速率较0Mn合金降低了25.9％。在850℃下，0.75wt％Mn含量合金的抗氧化性最优，氧化速率较0Mn合金降低了52.1％。
　　(4)氧化膜具有分层结构，700℃/200h氧化后所有合金氧化膜均分为两层，外层为N1O，Fe2O3等氧化物，内层为Cr2O3，MoO2和NiMn2O4等氧化物，合金表面无明显脱落，N1O层完整致密。随着Mn含量的增加合金的氧化层逐渐变薄。850℃/100h氧化后，Mn含量为0～0.2wt％的合金，氧化膜分为三层，外层主要为N1O，中间层为N1O，NiMn2O4等复合氧化物，内层为Cr2O3、MoO2等氧化物;而Mn含量为0～0.2wt％的合金，氧化膜分为两层，外层为N1O和少量的NiFe2O4、N1Mn2O4，内层为Cr2O3、MoO2等氧化物。随着Mn含量的增加合金的内氧化现象逐渐减弱。
　　(5)Mn的添加可促进NiO与基体间形成N1Mn2O4尖晶石保护层，有效阻碍了外界O的侵入与合金元素的向外扩散，提高了合金的抗氧化性能。

摘要：Hastelloy N合金是专门为熔盐堆研发的一种Ni-16Mo-7Cr-4Fe系镍基高温合金，能够满足熔盐堆所需的抗腐蚀性能和强度要求。在熔盐堆中，合金中的Cr会与熔盐中的氟化物反应，基于安全与抗腐蚀考虑，合金中Cr含量控制在7％左右。但镍基高温合金中Cr含量达到15％以上才能拥有良好的抗氧化性能。因此，Hastelloy N合金的高温抗氧化性能尚有待进一步提高。
　　本文利用磁控钨极电弧炉制备了NM6Mo-7Cr-4Fe-xSi(wt.％)HastelloyN合金。采用不连续称重法，研究了不同Si含量的Hastelloy N合金在700℃、850℃高温下的恒温氧化行为以及850℃高温下的循环氧化行为。通过记录不同Si含量的合金氧化增重数据，绘制氧化动力学曲线。利用扫描电镜(SEM)、能谱分析仪(EDS)、X射线衍射仪(XRD)以及电子探针(EP MA)对氧化试样的表面及截面形貌、物相组成进行了分析。
　　结果表明:添加Si元素能显著的提高Hastelloy N合金的抗氧化性能。随着Si含量的升高，合金氧化膜厚度减小，表面氧化产物细化且均为尖晶石状氧化物。在700℃/100h恒温氧化条件下，实验合金平均氧化速率随Si含量的增加逐渐减小，均未发生氧化层剥落现象，所有合金均达到完全抗氧化级。在850℃/100h恒温氧化条件下，氧化膜出现开裂和剥落现象，氧化速率随Si含量的增加逐渐变小，所有合金均达到抗氧化级。在700℃时氧化膜组成基本一致，氧化层呈现分层结构，最外层为NiO、NiFe2O4、NiMn2O4，内层为Cr2O3、MoO2等氧化物。850℃恒温氧化时，最外层为NiO、NiFe2O4等复合氧化物，中间层为Cr2O3、MoO2等氧化物。两种温度条件下，当Si含量达到05％时，在合金氧化层与基体界面出现SiO2层，由于在氧化层与基体界面处形成连续致密的SiO2层，提高了合金的抗氧化性能。
　　研究了不同Si含量的HastelloyN合金在850℃的循环氧化行为。随着Si含量的增加，合金的氧化增重逐渐减小。循环氧化过程中0.5Si和1Si含量的合金没有出现明显的氧化皮剥落现象。氧化后期，高Si含量的合金氧化增重趋于平稳，低Si合金氧化皮剥落严重，氧化增重减小。添加0～02％Si含量的HastelloyN合金表面氧化层不平整，未剥落区域为连续致密的尖晶石状氧化物，由NiO、NiFe2O4组成。剥落区域为疏松状的氧化表面，主要含有MoO2以及Mo的混合氧化产物。合金氧化膜组成与恒温氧化结果基本一致。

摘要：目前，世界上铝工业均采用熔盐电解法将氧化铝还原为金属铝，虽然电解铝企业的负荷曲线较为平稳，但其对安全性和供电可靠性的要求较高，如果在运行中发生断电且不能在较短时间内恢复，将会对电解铝企业和电解设备造成较大损失。合理制定电解铝企业的供电方案对保障电解铝局域电网的安全经济运行具有重要意义。
　　本文在深入了解电解铝负荷特性及其供电要求的基础上，结合某电解铝企业实例，研究电解铝项目的供电方案。主要研究内容包括:(1)详细调研了国内外电解铝项目的供电方案，结合规程规范分析了电解铝局域电网的电源装机方案、电解铝设备选型需求;(2)基于局域电网与大电网的规模和功能差异，研究适用于局域电网的安全稳定控制系统的策略;(3)在网架结构上研究备用电源补充方案;(4)对装机方案和电网结构进行适应性校核计算;(5)研究设想了电解铝项目利用新能源供电的方案。
　　通过本文研究取得成果如下:(1)结合局域电网容量较小、抵抗扰动能力差的实际情况，提出了电解铝采用可快速调节负荷的晶闸管整流装置，并参与局域电网频率调节的方案;(2)对局域电网的机组容量进行研究，分析采用大容量机组与小容量机组联合供电方案，优化机组类型，丰富了安全自动控制装置的“切机”策略;(3)通过风电、光伏的出力变化率与火电机组的调节速率的配合和火电机组出力的最大调节能力两个方面，积极合理消纳当地的风电、光伏等能源，对发展当地的循环经济、节能减排均具有十分重要的意义。

摘要：含铅铜合金由于具有良好的机械性能和切削性能，被广泛应用于汽车业、机械、电子通讯、家电、饮用水工程、玩具、仪表制造等各个领域。但是，铅的使用会对环境和人体造成极大的危害，因此保持相当的力学性能和切削性能、去除铅元素形成新型环保铜合金材料，必然具有显著的社会效益和潜在的经济价值;而且研究过程中形成的对环保铜合金成分、组织和性能间关系和影响规律的理解具有重要的理论意义。
　　本文在QSn4-4-4(GB/T5231-2001)的基础上去除Pb，通过加入少量的Mg、Si(或Mn)，研制Cu-Sn-Zn-Mg-Si(或Mn)无铅易切削铜合金。试验中采用感应加热炉进行熔炼，石墨型浇注成样品。然后通过扫描电子显微镜观察其显微组织、X射线衍射仪分析其物相，并分析测量其力学性能和切削性能。通过试验，得出如下结论:
　　(1)凝固初期Zn，Sn，Si，Mn元素大量固溶于α相中，在凝固过程中α相最先生成并呈枝晶状生长，而过量的其它元素在凝固过程中富集于枝晶间隙中，形成富Sn固溶体，而Mg则主要与Cu生成化合物Cu2Mg以及少量的Cu4MgSn，少量的Mn与Cu、Sn生成化合物Cu4MnSn。
　　(2)在Cu-Zn-Sn-Mg-Si合金中，Mg含量的增加对强度的影响很小;添加少量的Si可以适当提高合金的强度，提高基体的硬度，反应生成的Cu4MgSn金属间化合物能够有助于提高合金的硬度。
　　(3)在Cu-Zn-Sn-Mg-Mn合金中，对比不同成分试样，当Mg含量超过1.5％时，合金的抗拉强度下降，伸长率降低，对屈服强度和硬度则无明显影响。Mn的添加则不仅大大提高了合金的强度，合金的硬度也有所提高。
　　(4)Mg的添加提高了合金的切削性能，而Si和Mn含量的变化对切削性能的影响并不明显。提高Mg含量会使得合金中的Cu2Mg化合物增多，生成的金属间化合物形成的颗粒一定程度上代替了铅在铜合金中的作用，使合金具有优良的切削性能。
　　(5)添加Mn的合金比添加Si的合金表现出了更好的力学性能，包括更高的强度与硬度，而合金的切削性能变化仅取决于合金中Mg元素的添加量。

摘要：矿热炉是铁合金行业生产的必备设备，工作时相电流达几万甚至十几万安培，目前普遍采用工频供电的方式进行生产，经炉用变压器直接降为低压后供给矿热炉内的三相电极。由此导致运行功率因数低，三相电极之间电流很难控制平衡，引起电网波形畸变，产生很大谐波，电极消耗严重，严重影响使用和效益。
　　电力电子技术发展到今天，为矿热炉的低频电源供电奠定了基础，低频供电方式可以从根本上解决传统矿热炉工频供电方式存在的上述缺陷，对我国冶金行业的技术进步、实现电网的绿色化、节能减排、降低碳排放等都具有重要意义和深远影响，但受多种因素的影响，到今国内从事这方面工作的研究实在太少。
　　本文受西安市科技计划—创新工程项目“矿热炉低频节能电源”（项目编号:CX13101）支持，是整体项目中的一部分，在国内首次进行矿热炉低频供电的系统性研究，详细介绍了低频矿热炉供电技术实现节能的原理，分析了国内外这一方面的研究现状，探讨了矿热炉低频电源替代传统的矿热炉工频供电方案的可行性，进而借助于电力电子技术，以晶闸管为主功率器件设计了矿热炉低频电源的主电路，以高性能高集成度的微处理器及CPLD为核心，设计了矿热炉低频电源主电路的触发电路及其保护电路，并且应用PLC S7-200系列监控整个系统的正常运行。最后对整个低频矿热炉系统的电路进行了实验调试和验证，进而对实验结果进行了分析。

摘要：矿热炉作为我国生产电石和铁合金的主体设备，目前其仿真系统大部分是二维模式，针对矿热炉车间的三维仿真系统的研究较少。随着虚拟现实技术的日渐成熟，虚拟现实与传统工业相结合成为研究的一个大方向。本论文利用虚拟引擎Unity3d和主流建模软件3ds Max，以大唐国际再生能源有限公司鄂尔多斯铁合金分厂的矿热炉车间作为研究对象，设计开发了矿热炉车间虚拟仿真系统，无论在生产控制和指导教学等方面都具有重要意义。论文的主要完成的工作如下:
　　1.对现场图片和设备工艺的分析，利用3ds Max建立了设备模型，完成了模型从创建、优化到材质贴图的实现过程;然后将模型导入Unity3d进行场景管理，为后续的工作奠定了开发基础。
　　2.通过分析系统平台及各功能模块的需求，在Unity3d中对系统GUI界面进行了功能设计。运用3ds Max动画系统和Unity3d粒子系统，完成了矿热炉车间内的设备动画。并通过C＃编程，实现了车间巡游、设备浏览以及硅铁冶炼流程演示等功能。
　　3.在Unity3d环境中对仿真系统进行了测试，解决了测试过程中发现的问题。系统调试成功后，发布到了PC端，完成系统的设计。

摘要：赤泥是Al2O3生产过程中产生的废渣，每生产1tAl2O3，产出1～1.8t赤泥。赤泥堆放占地面积大，对环境污染严重。同时，赤泥中含有大量的有价金属元素，是一种宝贵的二次资源。目前，国内对单独回收赤泥中铁、铝、钛、钪等研究较多，但回收镓的研究较少。本论文分析了赤泥物相组成和化学成分，采用酸浸—萃取（反萃取）—电解工艺从赤泥中富集回收镓，研究结果如下:
　　(1)硫酸常规浸出工艺最佳参数是:浸出温度90℃、硫酸浓度7mol/L、液固比5∶1、浸出时间3h。此时，浸出率为89％。恒温熟化预处理过程最佳参数工艺为:熟化温度200℃、熟化时间2h、硫酸浓度4mol/L、液固比2∶1。水浸过程最佳参数工艺为:浸出温度70℃、浸出时间60min、加水量20mL。此时，浸出率为93％。盐酸常规浸出工艺最佳参数是:浸出温度100℃、时间4h、盐酸浓度8mol/L、液固比7∶1。此时，浸出率为82.07％。硫酸恒温熟化水浸的浸出率比硫酸常规浸出的浸出率高，浸出渣粘度小，过滤的速度快，但是，恒温熟化水浸过程中含氟助浸剂加入量的控制较为严格。
　　(2)微波强化盐酸酸浸工艺最佳参数为:浸出时间25min、浸出温度80℃、液固比7∶1、盐酸浓度7mol/L。此时，浸出率为93.46％。超声波强化盐酸酸浸工艺最佳参数为:盐酸浓度8mol/L、浸出温度80℃、液固比7∶1、浸出时间15min。此时，镓的浸出率为90.09％。微波强化浸出的浸出率比超声波强化浸出的浸出率高。
　　(3)采用恒温熟化水浸后的浸出液进行萃取实验。以正丙醇为萃取剂，在罗丹明B—正丙醇—硫酸铵体系中进行萃取。萃取过程最佳参数工艺为:硫酸铵质量为4.5g、萃取时间15 min，正丙醇体积分数为30％。此时，镓的萃取率最大为82％。
　　(4)采用微波强化浸出后的浸出液进行萃取实验。以TBP为萃取剂，萃取过程最佳参数工艺为:萃取时间为30 min，TBP体积分数为30％，pH值为5。此时，萃取率最高可达86.34％。以NH4Cl为反萃剂，最佳工艺参数为:NH4Cl浓度1.5 mol/L、pH值5.5、反相比2∶1。此时，反萃取率达90.34％。
　　(5)对反萃取液进行酸碱中和后进行电解。以铂片为阴极，铂丝为阳极，电流密度为200～300A/m2，槽电压为1.5～1.9V。一般将NaOH浓度控制在130～160 g/L，电解液温度控制在40～45℃左右较适合，电解率可达到48.42％。
　　(6)赤泥中镓的回收率约为36％，酸浸—萃取（反萃取）—电解工艺回收赤泥中镓是可行的。

摘要：长滤袋除尘器是工业除尘设备发展的一种新趋势，它减小了除尘器的占地面积，降低了除尘器的运行成本。但随着滤袋长度的不断增长，长滤袋的清灰也越来越困难。本文在自建长滤袋脉冲实验台上，以Φ160×6000 mm针刺毡长滤袋为研究对象，采用侧壁压力峰值作为清灰强度的评价指标，标准差和方差作为清灰均匀性的评价指标。
　　首先，对清灰参数进行了研究，得到了最优的喷吹参数组合：喷吹距离200 mm，喷吹孔径16 mm，喷吹压力0.3 MPa。该参数下沿滤袋方向的侧壁压力峰值为：1.671 KPa、0.953 KPa、0.7 KPa、0.729 KPa、0.814 KPa、0.837 KPa和0.866 KPa。
　　其次，在最优喷吹参数下，研究了喷吹管上三种不同开孔方式（9×Ф16 mm、2×Ф17 mm+4×Ф16 mm+3×Ф15 mm、2×Ф17 mm+5×Ф16 mm+2×Ф15 mm）的喷吹口对长滤袋清灰性能的影响，结果表明：采用9×Ф16 mm开孔方式的喷吹管，发现所有滤袋的侧壁压力峰值均符合清灰强度要求，但清灰均匀性较差；采用2×Ф17 mm+4×Ф16 mm+3×Ф15 mm进行实验，结果发现，长滤袋整体的清灰均匀性得到了明显改善，但存在不能满足清灰强度要求的测点；同样地，采用2×Ф17 mm+5×Ф16 mm+2×Ф15 mm进行实验，发现所有滤袋个测点侧壁压力峰值基本保持稳定，既能满足清灰强度的要求，又能保证良好的清灰均匀性。
　　最后，采用2＂电磁阀，在0.1~0.4 MPa的喷吹压力下，测试不同过滤面积对清灰性能的影响，结果表明当喷吹压力一定时，随着过滤面积的增大，清灰均匀性变差，当过滤面积一定时，喷吹压力越大清灰均匀性越差；0.1 MPa的喷吹压力无法达到清灰强度要求；考虑清灰的均匀性，应该优先选择0.4 MPa的喷吹压力下，33 m2的过滤面积；考虑单位过滤面积的耗气量，应该优先选择0.3 MPa的喷吹压力下，27 m2的过滤面积。

摘要：铜阳极泥是提取贵金属和稀有金属的主要原料，对其进行高效综合回收利用显得尤为重要。传统火法工艺处理铜阳极泥会导致部分稀贵金属的损失，而且产生有毒气体，污染环境，危害人们身体健康，因此，如何高效无污染处理铜阳极泥成为亟待解决的问题。
　　本文以铜阳极泥为原料，采用盐酸、氯化钠溶液的一种或两种脱除铜阳极泥中铅，并考察脱铅对金提取的影响；通过焦亚硫酸钠、SO2和水合肼复合还原剂还原氯化分金后液，得铂钯精矿，利用控制电位法脱除铂钯精矿中贱金属并提取金，实现了高效无污染的提取阳极泥中金。研究了氯化体系中铅的存在形态，并从理论上分析复合还原氯化分金后液动力学及热力学。
　　采用盐酸体系、氯化钠和盐酸混合体系及氯化钠体系脱除脱铜阳极泥中铅。盐酸体系中，适宜实验条件是盐酸质量浓度为30％，液固比为6:1，反应时间为2 h，反应温度为55℃。氯化钠和盐酸体系中，适宜实验条件是反应温度为55℃，反应时间为30 min，氯化钠用量为200 g/L，液固比为12:1，盐酸质量浓度为12%。氯化钠体系中，适宜实验条件是反应温度为55℃，氯化钠用量为340 g/L，反应时间为30 min，液固比为8:1。对氯化体系中铅的存在形态进行分析，研究表明，三种体系中，可溶性Pb(Ⅱ)均主要以PbCl42-络合离子形态存在。脱铜阳极泥在氯化钠体系适宜条件下进行二段脱铅，铅的浸出率为96.90%，渣率为48.40%，脱铅后阳极泥中贵金属得到高度富集，将富集后阳极泥进行氯化分金，金的浸出率为99.80%，未脱铅阳极泥直接进行氯化分金，金的浸出率为95.20%。
　　以沉金后液及氯化分金液的混合溶液为原料，采用焦亚硫酸钠、SO2和水合肼复合还原稀贵金属。正交实验得出影响硒碲还原率的大小顺序依次为反应时间、水合肼用量、焦亚硫酸钠用量。还原硒的适宜实验条件是反应时间为4 h，焦亚硫酸钠用量为15 g/L，水合肼用量为2 mL/L，还原Te的适宜实验条件是反应时间为4 h，焦亚硫酸钠用量为30 g/L，水合肼用量为3 mL/L，还原渣主要物相成分为单质碲，其形貌为颗粒集聚体。焦亚硫酸钠复合还原硒碲的反应过程符合一级反应动力学规律，硒、碲的表观活化能分别为E Se=52.53 kJ/mol，E Te=70.83 kJ/mol，硒碲还原过程属于化学反应控制，热力学分析表明，混合溶液中金铂钯硒碲分别为AuCl4-、PtCl42-、PdCl42-、H2SeO3、TeCl62-形态存在，焦亚硫酸钠、SO2主要以H2SO3形态存在，水合肼以N2H5+形态存在。
　　以焦亚硫酸钠复合还原所得还原渣及铂钯精矿的混合渣为原料，研究控制电位法脱除贱金属并提取金的工艺。控制电位氯化除杂的适宜条件是液固比为5:1，电极电位为500 mV，反应时间为3 h，盐酸摩尔浓度为5 mol/L，反应温度为90℃，在该条件下进行铂钯精矿控制电位除杂，碲的脱除率为43.00%，铜的脱除率为82.10%，金、铂、钯不被浸出。经控制电位除杂后的铂钯精矿，通过Na2SO3浸出除硒，得贵金属高度富集的铂钯精矿。将除杂后的铂钯精矿电极电位控制在900 mV下溶解，得含金溶液，通过控制电位法还原金，该工艺适宜的条件是以50 g/L的Na2S2O5溶液为还原剂，反应时间为2 h，电极电位为600 mV，反应温度为60℃。在该条件下进行放大实验，金的还原率为97.00%，还原渣中金的含量为80.00%，铂钯硒碲铜的含量分别为2.53%、0.05%、0.03%、1.26%、0.06%。

摘要：减小槽平均电压是铝电解过程中降低直流电耗的有效措施之一。本文研究槽电压的优化控制策略来实现铝电解过程节能降耗。铝电解过程是一个复杂、多变量的工业过程，采用常规的方法，难以准确地描述铝电解过程的生产状态。因此，本文提出一种基于数据挖掘技术的槽电压优化控制策略，来实现铝电解过程中的建模与优化，以达到节能降耗的目的。
　　基于铝电解过程具有非线性、多变量、高能耗的特点，其过程伴随着复杂的物理及化学反应，铝电解过程槽电压的数学机理模型难以确定，本文提出烟花算法—最小二乘支持向量机(FWA-LSSVM)建立槽电压预测模型，并引入智能优化算法在实际生产工艺条件约束下寻找最佳槽电压。首先，为了提高预测模型的精度，对采集的实际数据样本进行聚类分析，踢出异常工况点;然后采用FWA-LSSVM方法对槽电压建立预测模型;最后采用烟花算法(FWA)对槽电压进行寻优，最终得到优化槽电压。实验结果表明，建立的槽电压预测模型可达到较好精度，最大误差在允许范围内，并能在生产工艺条件约束下寻到最佳槽电压值。
　　铝生产过程中存在操作干扰、控制不精确、电解质温度不可控等因素，使得槽况可能发生较大变动。针对不同槽况，槽电压优化控制技术研究方向是不同的。槽况的分类研究对槽电压优化控制及预防槽况发展成病槽具有重大意义。通过分析槽况分类特点，本文提出分类与回归树(CART)来建立铝电解过程槽况评判模型。实验结果表明，该方法建立的槽况评判模型简单、直观并能够有效判别槽况类别。
　　基于铝电解生产过程是一个高温、高腐蚀过程，研究成果难以直接在实际电解槽中实现验证，在基于分布式控制系统(DCS)实验平台上，开发铝电解过程槽电压优化控制系统，模拟铝电解实际生产过程，验证本文所研究的铝电解过程优化控制方案。实验仿真结果表明文中所提的基于数据挖掘的优化控制方案是可行的。

摘要：随着经济社会的高速发展，镍，作为一种战略金属，因其具有的独特理化性能和机械性能，越来越广泛的应用于国民经济的各个领域。从世界镍资源储量及开发情况来看，中国的镍矿资源储量与其他镍矿资源丰富的国家相比，处于中等偏下水平，且主要以钴镍、镍铜等伴生矿为主。与此同时，我国的镍冶炼和精炼技术与世界先进水平还存在一定差距。当前，在我国的电解镍冶金行业，绝大部分的镍生产采用镍的硫化物或氯化物溶液体系，采用不溶阳极套隔膜袋的方式运行。该方法起源于上世纪中叶，隔膜袋以绦棉为原材料，其能耗高、生产效率低、难以净化等缺点逐渐凸显。在实际生产中，溶液不易透过隔膜袋，隔膜袋耐高温能力和抵御强氧化剂侵蚀能力差，寿命短易老化，更换周期短;当电解液中含有氯化物成份时，Cl-在阳极被氧化释放氯气，使环境和人员受到巨大危害，并对整个工艺系统的生产设备造成严重腐蚀。随着环保法律及政策日益严格，许多企业不得不放弃沿用已久的高污染工艺技术，去寻求具有优异环境效益和经济效益的电解体系，来减少和消除Cl2污染。兼具经济友好性和环境友好性的新型电镍生产精炼工艺随着经济社会的发展而被迫切需求，旧的高能耗、高污染的生产方式亟待被替代。论文分析了金属镍电解精炼工艺发展现状，提出了离子交换膜电沉积精炼镍的新型生产工艺，开发单膜双室膜电积镍设备，以求推动镍精炼行业实现工艺技术革新。
　　论文使用自制单膜双室膜组件进行试验，试验共分两个主要部分。第一部分主要对膜电积金属镍的工艺过程中主要几个工艺参数（镍离子浓度、电流密度、温度、硼酸浓度、极板间距、膜种类等因素）进行了单因素实验和多因素正交，来探究膜电积镍工艺的最佳工艺参数。试验结果表明，各因素对膜电积工艺运行效果的影响程度为:电流密度＞温度＞镍离子浓度＞搅拌速度。经试验分析，选取的最佳膜电积条件为:电流密度350A/m2，电极间距为30mm，温度控制在55℃度附近，镍离子浓度50 g/L，硼酸浓度10 g/L。在此条件下，得到的电镍产品，表面平整，致密均匀，边缘未出现尖刺和结瘤现象，电流效率高，能耗中等。第二部分对常规电沉积镍工艺中常用添加剂在膜电积工艺中的作用效果进行了探究，也进行了单因素试验与正交试验。试验结果表明各添加剂对电流效率影响显著程度排序为:十二烷基硫酸钠＞1，4-丁炔二醇＞糖精＞硫脲。各添加剂对能耗影响显著程度排序为:糖精＞1，4-丁炔二醇＞十二烷基硫酸钠＞硫脲。综合以上两次正交试验结果，得出:最佳添加剂用量为:糖精浓度1.5 g/L，硫脲浓度为0.05 g/L，十二烷基硫酸钠浓度为0.15 g/L，1，4-丁炔二醇浓度0.1 g/L。此时，电流效率达到94.55％，能耗为5874 kW·h/t，得到的电镍产品表面致密光亮。
　　论文同时对整个试验过程进行了经济效益的初步分析。单膜双室法硫酸盐体系电积镍工艺不仅可以将硫酸盐中的金属镍在阴极板上高效回收，而且在阳极室将硫酸根离子转化为浓硫酸进行酸回收，实现了原料的完全利用和副产品的回收;采用膜电积法与传统镍电积工艺相比，生产每吨镍产品可节约成本约3957.53元，具有良好的经济效益。同时，采用该方法也可以处理生产产生的高浓度含镍废水，回收其中的镍。具有很好的环境效益。
　　论文通过大量的试验和分析证明采用离子交换膜电解法来实现镍的精炼回收的可行性，未来通过改进工艺组件结构，开发性能优良的离子交换膜，合理控制工艺运行条件等方式，有望使离子交换膜电解技术在湿法冶金工业中得到规模化应用，推动传统金属精炼行业的转型和技术革新。

摘要：沸腾氯化法制备四氯化钛在国外已得到广泛的应用，它相比于熔盐氯化法具有较大的优势，但是由于国外的技术封锁，国内目前能够实现沸腾氯化法生产的四氯化钛的企业不多，主要原因是国内高钛渣中的钙镁含量较高，在沸腾氯化工艺中容易堵塞气体分布板。国内一些学者采用酸浸焙烧的方法去除钙镁等有害杂质后得到的富钛料粒度较细，在沸腾氯化过程中容易相互粘附聚结，从而导致沟流、腾涌等不正常现象，造成气固接触效率低，反应的动力学条件不充分。
　　本研究针对细粒级富钛料所带来的扬析率大、流动性差的问题，分析了细粒级富钛料的基础理化性质，设计改进了适应于细粒级富钛料的合理炉型结构，找到了适应该炉型的操作参数，为沸腾氯化工艺处理细粒级钛原料的装备技术开发提供可靠的技术支持。首先采用本项目组自主开发的粉体综合测试仪，测定了细粒级钛原料的流化性能参数，采用激光粒度分析仪分析了细粒级富钛料的粒度组成，通过SEM以及XRD等手段，了解细粒级富钛料的化学组成以及矿相结构。根据细粒级富钛料的基本性质，计算得到细粒级富钛料的流化操作速度区间和循环流化速度，并通过实验计算相结合的方法验证；为了改善细粒级富钛料的流动性，实验过程中添加合适粒径范围以及合适比例的石油焦，使得细粒级富钛料可以正常的流化；设计优化了原有的流化床模型，添加了循环流化系统、切向二次风注入系统、切向进风式气体分布器以及底部出渣系统。采用数值模拟的方法对流化床提升管内的原料流动状态进行了模拟，从流动行为的宏观整体看，床层在径向上呈现出中心和边壁浓的环核结构，而在轴向上则呈现出上稀下浓的分布形态，这与实验结果相吻合；流化床在启动阶段床层内的压力有波动，而稳定后的流化床压力波动值不大；三维模拟切向进风效果显示切向进风能够在炉内形成切向旋转流，在近壁区出现外回流现象，另外在靠近壁面处切向速度也有较大的值。由此可见，当切向速度增大时，颗粒在切向的运动将加强，这就使得其在床层内的停留时间延长，减小扬析率。在优化后的流化床上进行了冷态实验和热态实验，实验结果表明：随着底部流化流量的增加，扬析率逐渐增加；切向二次风的注入能够很好的降低扬析率，并且找到了最佳二次风流量；加入循环流化系统可以将带出提升管的细粒级原料重新加入提升管中，可以很好的降低扬析率，实验结果中扬析率远远小于目标值，且底部流化流量能够在较宽的范围内实现正常的循环流化；热态实验结果显示，随着温度的升高，扬析率也逐渐增加，但是扬析率依旧在合理的要求范围内。

摘要：金属钴因其有良好的理化性质，具有强度大、耐高温、耐磨损等优良性能，被广泛的应用于社会各个领域。随着科技的进步，我国有色金属精炼行业日益发展，一般采用氯化物体系的电解液进行电积，但是在生产过程中，会有大量的氯气生成。氯气是一种具有强氧化性、腐蚀性的有毒气体，不仅会危害一线职工的身心健康，对环境造成污染，而且还会影响电积过程中金属的沉积质量。因此，需要对传统的电积工艺加以改造，研发出一种新型的电积工艺是目前该行业亟待解决的问题。
　　本试验将离子交换膜与电极有机的结合成一个整体结构——膜组件，利用其中阳离子交换膜能够有效地阻挡阴离子穿过的特殊性能，阻挡了氯离子进入阳极室发生氧化反应，进而从根本上减少了氯气的产生。本试验以电流效率、电解能耗以及氯气的抑制率作为试验的衡量标准，分别对电流密度、电解液的循环量、电解液温度、硫酸的质量分数、极间距和电解液浓度进行了单因素的试验研究。通过正交试验的比较分析，最终确定了试验的最佳运行参数组合:CoCl2溶液pH=3，Co2+浓度100g/L，HCl质量分数0.5％，H2SO4质量分数0.5％，电流密度180A/m2，温度40℃，极板间距8cm，循环流量140mL/min，电解4h。在该条件下进行电解，电流效率可以达到98.71％，电解能耗为3867 kW·h，氯气的抑制率为96.15％;同时电解后所形成的钴板其色泽光亮，表面平整，结构致密且无孔洞存在，金属钴的品质良好。经方差分析可知，电流密度、循环流量、极间距及温度对膜电积工艺的电流效率影响不同，其影响顺序是:电流密度＞温度＞循环流量＞极间距。以氯气的抑制率为衡量标准，电解液温度、硫酸质量分数及极间距的影响顺序为电解液温度＞硫酸质量分数＞极间距。
　　本试验采用水射器吸收装置吸收电解过程中生成的氯气，并对碱液吸收法、亚硫酸钠吸收法、氯化亚铁吸收法和硫代硫酸钠吸收法这四种方法进行了试验比较分析，得出氯化亚铁吸收法无论从吸收效果、吸收成本，还是对环境的影响等方面均具有可行性，潜力巨大。
　　为了实现工艺的规模化与工业化，本课题进行了中试试验。试验结果表明，膜电积工艺较传统电积工艺的电流效率有所提高，平均效率可达到91.6％，氯气的抑制率在97％左右，可直接节约经济成本5875.48元，经济效益显著。综合以上比较分析，离子交换膜电积工艺较传统电积工艺具有显著的优越性。

摘要：我国的铝土矿有98％以上属于一水硬铝石型，一水硬铝石在浸出方面难度很大，这是因为一水硬铝石型的晶型很完整，晶格能很大，其化学活性很差。由于用铝行业的迅速发展，导致我国的优质铝土矿资源减少，大部分铝土矿的铝硅比为3～6，很难满足拜耳法处理铝土矿的要求，严重制约了我国的氧化铝工业发展，用拜耳法来处理低铝硅比的一水硬铝石铝型铝土矿时，能耗较高，流程复杂，成本较高。本文用硫酸法处理中低品位的一水硬铝石型铝土矿，系
　　统的研究了铝土矿硫酸法溶出的工艺条件；并在此基础上，对溶出液中的金属杂质进行去除，使其杂质含量降到了很低的水平；以除杂后的产物为原料，制取了氧化铝气凝胶，并初步研究了其制备工艺。研究结果如下：
　　（1）研究了研磨和焙烧等预处理手段对氧化铝溶出的影响，并分析了焙烧铝土矿的机理。预处理的条件分别为铝土矿粒度100μm，焙烧温度650℃，焙烧时间为60min。
　　(2)通过单因素实验研究了硫酸法溶出氧化铝的影响因素，并用正交实验优化了工艺，最佳工艺为：溶出反应温度180℃、硫酸浓度90%、液固比为8：1、溶出反应时间120min，在此条件下，氧化铝的溶出率达到90.23%。
　　（3）溶出液为硫酸铝溶液，浓缩结晶分离出硫酸铝，分析可知硫酸铝中含有Al、Fe、Mg、Si、Ca、Na、K等元素。对铝土矿和溶出液硫酸铝进行了除杂研究：钛的去除在焙烧时进行，通过添加氯化剂且在还原气氛中焙烧铝土矿可以除去钛；用DDTC络合沉淀法进行除铁，并研究其影响因素；硅的去除在硫酸溶出铝土矿后的尾液中进行，通过添加絮凝剂使硅酸自聚再分离开来；钙、镁的去除是利用其氟化物溶度积小的特点，采用NH4F为沉淀剂除去；用氨法将溶液中的铝离子沉淀并分离开来，通过反复洗脱沉淀可使钠钾离子含量降到很低的水平，逐步去除杂质后，产物中的杂质含量均降到了0.05%以下，产物纯度达到了99.91%。
　　（4）以除杂后的铝盐为原料，制备了氧化铝气凝胶，研究了制取气凝胶的工艺，并确定其工艺参数，其工艺条件为：4g Al（NO3）3·9H2O、乙醇40ml、水40ml、乙二醇2ml、环氧丙烷15ml。

摘要：铜冶炼转炉渣是火法炼铜的一种主要副产物，含有一定量的铜、锌、铁、钴等金属元素，是潜在的二次资源，若不加以利用，不仅会造成资源浪费，还会带来环境污染。目前铜冶炼工业资源消耗大，二次资源利用率低，以适当的工艺从铜渣中回收有价金属具有重要理论意义和现实意义。
　　由于目前铜渣的选矿贫化工艺尚未回收钴等有价元素，本文以某铜冶炼厂外排的转炉渣及其选铜尾砂为研究对象:以NH3·H2O为浸出剂，对选铜尾砂进行氨性浸出探索;用硫酸浸出转炉渣，使其中的铜、锌、钴进入浸出液;以氧化中和法除铁，氧化沉淀工艺沉钴，分别用Lix984、P204从溶液中萃取铜、锌。在上述研究工作基础上，得出以下结论:
　　(1)以NH3·H2O为浸出剂，NH4Cl为助浸剂，从选铜尾砂中浸出铜，最佳浸出条件为:尾渣粒度-0.045mm，浸出温度60℃，氨水浓度3.0mol/L，NH4Cl浓度2.5mol/L，H2O2添加量0.2mL/g，液固比6∶1mL/g，搅拌速度500r/min;在上述条件下，浸出120min后，铜的浸出率为62.22％。铜在NH3·H2O-NH4Cl体系中的浸出符合“未反应收缩核模型”，反应活化能Ea=11.56kJ/mol，表明浸出过程受到内扩散控制，氨水浓度表观反应级数为0.93883。
　　(2)以硫酸为浸出剂，对经破碎-研磨-筛分的转炉渣进行浸出。最佳浸出条件为:搅拌速度500r/min，硫酸浓度3.5mol/L，浸出温度75℃，氧化剂H2O2添加量为1.2mL/g，液固比5∶1mL/g，浸出时间120min;在上述条件下，转炉渣中铜的浸出率为92.91％，锌的浸出率为89.21％，钴的浸出率为93.44％。
　　(3)以H2O2为氧化剂，NaOH为中和剂，采用氧化中和法除去溶液中的铁。最佳除铁工艺条件为:反应温度80℃，氧化剂H2O2添加量20mL/L，反应体系pH=5.0，反应时间120min;在上述条件下，铁脱除率达到99.45％。
　　(4)以Na2S2O8为氧化剂对除铁后液中的钴进行回收，在Na2S2O8添加量为理论用量4倍，反应温度80℃，体系pH=4.5，反应时间120min的条件下，钴的沉淀率达到99.57％，所得钴渣中钴的含量为12.47％，钴得到初步富集。
　　(5)以Lix984为萃取剂，从沉钴后液中回收铜，萃取前以40％皂化率对Lix984进行皂化，最佳萃取条件为:水相初始pH=2.0，Lix984浓度6％，相比O∶A=1∶1，萃取时间5min;上述条件下，铜的萃取率达到98.32％，锌基本不被萃取。在H2SO4浓度2.0mol/L，相比O∶A=5∶1条件下从负载有机相中反萃铜，铜的反萃率达到99.47％，实现了铜的富集。
　　(6)以P204为萃取剂，从铜萃余液中萃取锌，单级最佳萃取条件:溶液初始pH=3.0，P204体积浓度20％，萃取相比O∶A=1∶2;在上述条件下，锌的萃取率达到91.84％。在2.0mol/L硫酸为反萃剂、相比O∶A=3∶1的条件下，从负载有机相中反萃锌，锌的反萃率为97.54％，实现了锌的富集。

摘要：合理利用复杂矿产，符合钢铁企业长远发展的需求。我国有大量含砷量较低(0.01％～0.1％)的铁矿石，但砷会影响矿石利用率及后续冶金产品质量。因此，低砷铁矿石利用率一直较低。本文调研了含砷矿石脱砷、铁水脱砷、含砷物的处理情况，总结了砷元素对铁水、钢水及环境的危害。针对目前低砷铁矿石的利用率问题，运用FactSage进行了低砷铁矿石烧结脱砷、低砷铁矿石焙烧脱砷的热力学计算及试验验证，并探究了烧结脱砷与焙烧脱砷的机理;在此之后，进一步探索含砷烟尘中砷的走向及除砷路线，并通过热力学与试验来分析焙烧除尘灰脱砷的影响因素。运用电感耦合等离子体原子发射光谱法、X射线衍射、扫描电子显微镜、激光粒度分析仪、热重分析仪等分析矿物的物化性质，得出结论如下:
　　(1)热力学研究表明，烧结脱砷产物及脱砷率与温度、氧分压及碱度密切相关。在烧结过程中，残留在烧结矿中的砷，主要是以固态砷酸盐(FeAsO4、 AlAsO4、Mg3(AsO4)2、 Ca3(AsO4)2)、As2S2(s)或As2O3(s)存在，其它砷会以气态物质脱除。碱度越大，砷酸盐生成的温度区域越宽，同时脱砷越困难。试验表明，烧结矿碱度及料层位置对脱砷率有一定影响，但配煤比和抽风负压影响更大。在弱氧化性气氛条件下，含毒砂的低砷铁矿石合适的脱砷工艺为:配煤比5.0％～6.0％、抽风负压14kPa、高碱度。
　　(2)烧结工艺中，砷可以在点火层、烧结层和燃烧层中被脱除。在点火层，烧结矿层和燃烧层，一部分FeAsS与过量氧发生反应，生成FeAsO4，其余的FeAsS则与氧气反应，生成As2O3(g)和SO2(g)气体而挥发。挥发的As2O3(g)，一部分与Al2O3或CaO反应，生成AlAsO4和Ca(AsO4)2，导致在烧结产物中砷的残留。预热层、干燥层和底层中的FeAsS则因温度偏低而较难以分解，故在高温区域中产生的As2O3(g)，在这低温层中与金属氧化物反应，生成砷酸盐而残留。
　　(3)热力学计算发现，氮气气氛或空气气氛下，焙烧含毒砂的低砷矿时，砷理论上以As2O3少量被脱除，残余砷以固态AlAsO4存在;而在真空下焙烧，脱砷稍有改观，超高真空下会有部分砷以AsO(g)形式脱除;当配碳比到4％～6％时，砷均转变为As2(g)和As4(g)相。试验发现，含毒砂的低砷铁矿石中的砷可在空气、氮气或真空气氛下通过焙烧而脱除。焙烧温度在1127℃以内，焙烧脱砷率和脱硫率均会随温度的升高而增大;温度继续增大至1227℃时，脱砷率和脱硫率会随之减小。最优的脱砷脱硫条件是在真空气氛下，焙烧时间为1h，焙烧温度1127℃，此时脱砷率和脱硫率为89.9％和96.3％。
　　(4)焙烧脱砷机理表明，空气气氛下焙烧含砷矿的脱砷效果不及氮气气氛焙烧脱砷效果。低温空气气氛下脱砷效率不佳，在于强氧化气氛生成的As2O5与其他氧化物生成了砷酸盐。空气或氮气气氛下焙烧脱砷，砷是以As2O3形式去除的，残余的砷会与矿中氧化物反应，生成砷酸盐，这证实了焙烧脱砷热力学中砷的走向的正确性。
　　(5)在烧结过程中被除尘设备收集到的除尘灰，是以固态As2O3(s)和As2O5(s)存在的。在空气或厌氧气氛条件下焙烧除尘灰，砷会转变为砷酸盐。但在550℃以上配比碳粉并隔绝空气的还原性条件下进行焙烧脱砷，砷基本上均以气态As2O3(g)存在。
　　(6)热力学研究发现，在还原性气氛下焙烧除尘灰，温度、配煤比、K2O与Na2O等碱性氧化物含量均会对脱砷产物及脱砷率有影响。试验证实，焙烧温度为400～450℃时，焙烧脱砷率可达89％，但随着温度升高至600℃，脱砷率降低至78.36％。因为升高温度时虽然有利于As2O3(g)挥发，但它也容易与氧化物反应生成砷酸盐。配煤比(2％～10％)、焙烧时间(10～40 min)对焙烧除尘灰脱砷率也无明显影响。合适焙烧除尘灰脱砷条件可控制在400℃，配煤比2％，焙烧时间10 min，即可使90％砷以As2O3(g)去除。

摘要：含钒页岩是我国特有的一种钒矿资源，储量极其丰富。含钒页岩中的钒大多是以V(Ⅲ)类质同象取代铝氧八面体中Al(Ⅲ)的形式赋存于云母类矿物的晶格中，很难被提取。一般采取的方法是通过添加剂和高温焙烧的作用破坏云母类矿物的晶体结构，达到强化提钒的目的。在焙烧过程中添加钠盐有利于易溶性的钒酸钠盐的形成，而在浸出过程中氟化物能促进云母类矿物晶体结构的破坏。Na3AlF6在铝电解行业中常被用作助熔剂，可降低氧化铝的熔点。此外，在磨具制造行业，Na3AlF6可降低低熔陶瓷结合剂的耐火度。在研究过程中发现，在焙烧过程中加入少量的含氟钠盐Na3AlF6作焙烧添加剂能强化提钒效果。本文以湖北某云母型含钒页岩为对象，研究了在焙烧过程中引入含氟钠盐Na3AlF6的焙烧浸出工艺，并通过Na3AlF6焙烧和空白焙烧的比较，考察了焙烧和浸出过程的主要工艺参数对钒浸出率的影响。
　　结果表明:在Na3AlF6的添加量为3％，焙烧温度为700℃，焙烧时间为1h，硫酸浓度为20％(v/v)，液固比为1.5mL/g，浸出温度95。℃，浸出时间为3h的条件下，钒浸出率可达90.57％，与相同条件下空白焙烧酸浸相比，钒浸出率提高了27.17％。Na3AlF6的添加量对钒浸出率的影响很显著。若在焙烧过程中添加Na3AlF6，焙烧温度可从900℃降低至700℃，减少能耗。要达到相同浸出效果，在焙烧过程中加入Na3AlF6的情况下所需硫酸用量比不加Na3AlF6时的硫酸用量低。此外，在焙烧过程中添加Na3AlF6，浸出时间可缩短至3h，钒的浸出反应速率加快。
　　结合XRD、FTIR、SEM-EDS等多种检测分析结果及热力学分析研究了Na3AlF6强化提钒的机理，发现随着焙烧温度的升高云母逐渐分解且向长石类矿物转化。在焙烧过程中Na3AlF6参与云母的分解反应，降低了云母的分解反应的吉布斯自由能，使云母在更低的温度下发生分解反应，云母结构的破坏程度增大，同时还有利于易溶性的钒酸钠盐的生成，浸出过程中钒更容易从矿物中被溶出，钒浸出率升高。浸出过程中焙烧产物氟镁钠石在硫酸溶液中溶解后可产生氢氟酸。氢氟酸强化了云母晶体结构中的Al-O键的断裂，并生成了稳定的络合离子，降低了云母的溶解反应的吉布斯自由能，因此云母结构的破坏程度增大，使钒得到进一步的释放。

摘要：云母型含钒页岩中的钒大多以类质同象的形式稳定存在于云母二八面体结构中，结构稳定难以被破坏。在焙烧添加剂联合高温的作用下破坏云母型含钒页岩中硅铝酸盐矿物结构，将目标元素钒释放到溶液中具有十分重要意义。为了提高钒浸出率，同时减轻对环境的污染。本文通过添加钙质焙烧添加剂在高温条件下对含钒页岩进行焙烧后酸浸提钒，并探讨了钙质焙烧添加剂的焙烧机理和对酸浸提钒过程的影响。
　　本研究主要内容包括：⑴含钒页岩在添加6％CaO、4％CaF2及焙烧温度为850℃和焙烧时间为90 min的条件下，硫酸浓度为15％(v/v)、液固比3 mL/g，95℃下浸出2h，钒浸出率可达到86.74％。在相同的焙烧温度和焙烧时间下，焙烧添加剂的加入能加速钒的释放溶解，提高含钒页岩的钒浸出率。⑵钙质焙烧添加剂中的CaO与V2O5两者互相反应依次生成偏钒酸钙、焦钒酸钙、正钒酸钙，其中生成偏钒酸钙的反应△Gθ最小，焙烧可以促进CaO与V的氧化物反应生成不溶于水但溶于酸的钒酸钙。CaF2中的F-在高温环境下部分取代O2-进入晶格中，促使焙烧过程中云母结构Si-O四面体，A1-O八面体中桥氧键断裂，低价钒裸露出来，有利于钒的氧化转化为易溶的高价钒。并且焙烧添加剂的加入使得该焙烧方法具有一定的固硫作用，焙烧熟料中的硫含量由空白焙烧时的0.94％变为钙化焙烧后的1.94％，含钒页岩中的硫元素在焙烧过程中以硬石膏的形式固定下来，减轻对大气的污染，实现清洁生产。⑶动力学研究表明，加入添加剂焙烧后得到的含钒页岩酸浸反应的表观活化能从空白焙烧时的42.50kJ/mol降低到钙化焙烧时的22.56kJ/mol，反应级数由1.15降低到0.85。钙化焙烧较空白焙烧具有更好的矿物活化作用，可加快钒的浸出，减轻浸出过程中对高温高酸的依赖性。

摘要：碳量子点是一种新型的纳米荧光探针材料，因其水溶性高、易于功能化以及良好的光致发光性能在金属离子识别和检测领域广泛应用。目前已有碳量子点检测Cu2+、Hg2+、Ag+等金属离子的报道，但对Cr(VI)的检测报道较少。由于Cr(VI)的化学性质与V(V)类似而在钒湿法冶金过程中对提钒产生显著干扰，同时由于其生物毒性而加重了钒湿法冶金过程水溶液的环境危害性。因此，钒湿法冶金过程水溶液中Cr(VI)离子的监测是亟待解决的问题。
　　本文系统考察了碳量子点的微观结构、化学组成、荧光性能以及Cr(VI)与V(V)离子对碳量子点荧光性能的影响。在此基础上，实现了Cr(VI)与V(V)混合溶液中Cr(VI)离子的选择性识别与定量测定，从而探索碳量子点作为荧光探针在钒湿法冶金水溶液监测方面的应用。
　　本文选用柠檬酸为碳源，乙二胺为表面修饰剂，通过一步热解法制得相对荧光量子产率高达49.5%的碳量子点。表征结果显示该碳量子点为一种类石墨结构，由C、N、O、H四种元素组成，平均粒径在3.2 nm左右，水溶液中分散性良好，含有丰富的酰胺键等亲水官能团。碳量子点具有优异的光致发光性能，最大吸收波长为340 nm，最大发射波长为440 nm，发射光荧光强度随着激发光波长的改变而改变。
　　研究发现，溶液中V(V)不会对碳量子点荧光性能产生影响，而Cr(VI)会与碳量子点的酰胺基团形成配位键并构成 p-?共轭体系，导致碳量子点发生荧光猝灭。猝灭率和Cr(VI)浓度存在良好的线性关系：Cr(VI)浓度在0.25~25μmol/L范围内，线性方程为y=1.080+0.015x（R2=0.997），最低检出限（LOD）为0.13μmol/L；Cr(VI)浓度在19.2~9600μmol/L（1~500μg/ml）范围内，线性方程为y=2.032+0.071x（R2=0.998）。
　　碳量子点用于分析钒湿法冶金过程实际水溶液时，可以准确测定钒渣钠化焙烧熟料水浸液及工业沉钒废水中Cr(VI)的浓度，相对偏差在0.3%以内，加标回收率在99%~103.8%，相对标准偏差保持在1.5%以内。结果显示，钒湿法冶金水溶液体系中V(V)、Ca2+、Al3+等金属离子对Cr(VI)淬灭碳量子点荧光无显著影响，只有Fe3+对体系荧光强度产生干扰，选用NaF掩蔽Fe3+后便可实现对Cr(VI)的选择性检测。

摘要：钒及其产品具有良好的物理、化学性质，被广泛应用于航空航天、冶金、化工等领域。目前，含钒铁水转炉吹炼为主要的提钒工艺，然而该提钒工艺仍存在后续半钢炼钢脱磷负荷大、冶炼低磷及超低磷钢困难等问题。有效的解决方法则是在转炉提钒过程通过加入石灰造渣脱磷，由此所获得的钒渣具有高CaO和P2O5含量的特点。本文以含钒铁水提钒脱磷渣为研究对象，从碱性钒渣物相组成、含钒尖晶石结晶动力学和高钙高磷钒渣选择性提钒工艺路线三方面进行研究，为转炉提钒过程同时脱磷工艺提供理论支撑。
　　本研究采用热力学分析、XRD和 SEM/EDS对高钙钒渣的矿相组成、微观形貌及尖晶石内部的元素分布进行了深入的研究，结果表明：随着渣中 CaO含量增加，V始终富集于尖晶石相，而钛的富集物相逐渐从钛铁尖晶石(Fe2TiO4)转变为钙钛矿(CaTiO3)；高钙钒渣中磷主要以磷酸三钙(C3P)形式富集于硅酸二钙(C2S)中，并以硅酸二钙-磷酸三钙(C2S-C3P)固溶体形式存在。通过建立数学模型，研究了碱度和P2O5含量对高钙钒渣中尖晶石结晶行为的影响，然后采用高温淬火-图像分析法结合 CSD理论对高钙钒渣试样中尖晶石在1723-1523 K降温过程的非等温结晶动力学进行了描述，结果表明：高的碱度和低的 P2O5含量有利于尖晶石生长；适合高钙钒渣中尖晶石结晶的温度区间为1200-1523 K；当T>1673 K时，尖晶石生长受形核控制；当1523≤T≤1673 K时，冷速为5 K/min和15 K/min，尖晶石生长分别受界面控制和扩散控制。为达到和实现高钙钒渣中钒磷在浸出过程的选择性分离，得到高品质的钒制品，研究了两种有效的焙烧-浸出工艺，即钠化焙烧-水浸工艺、预处理脱磷-钠化焙烧-水浸工艺，并探讨了选择性分离的机理。研究发现，采用钒钠摩尔比0.2、焙烧温度800℃的钠化焙烧-水浸工艺，高钙钒渣中的V、P浸出率分别为90.82％、5.64%；采用弱酸性缓冲液对高钙钒渣进行预处理，脱磷率可达86.37%，预处理后钒渣再采用钠化焙烧-水浸工艺提钒，V浸出率可达92.93%，相较未经预处理的钒渣，浸出液中V/P(质量比)可从134.51增加到203.70。实验条件下的钒渣钠化焙烧过程主要生成了Na2Ca(VO3)4、NaCaVO4、NaV3O8和NaVO3四种可溶于水的含钒物相，未形成难溶性钒酸钙。因此，两种工艺路线皆可以实现钒磷分离的目的，钒渣脱磷预处理-焙烧-水浸则可以得到更高纯净度的浸出液及高品位的钒制品。