刘榕鑫[1]（2019）在《赤铁矿的旋流离心分选试验与机理研究》文中提出我国的赤铁矿资源质量不高,又面临着供需较为不平衡的影响,目前急需寻找低成本、高效率、污染最小化的分选工艺,以应对未来的低品位赤铁矿资源高效利用方式。本论文采用旋流离心分选原理研制的FHC100型试验用旋流连续离心分选机对赤铁矿展开试验研究。本论文采用理论分析和试验研究相结合的方法,对旋流离心分选过程中矿粒运动学分析、旋流离心分级试验研究、旋流离心分选研究、分选过程中的流场数值模拟分析等方面展开研究。旋流离心分选过程中矿粒运动学分析结果表明,干涉沉降末速主要与流体特性和矿粒的密度与粒度相关。矿粒在分选腔内主要受到离心力、重力、颗粒间作用力、流体阻力等影响,控制好给矿压力和反冲水压力是决定设备分离性能的关键因素。旋流离心分选试验结果表明,适宜的操作条件为:溢流管插入深度9cm,给矿浓度10%,给矿压力120kPa,沉砂口压力70kPa,溢流口压力50kPa,40孔分选锥,精矿品位为64.42%,精矿回收率为78.02%。操作因素对分选效果影响的重要性排序为:给矿品位>给矿压力>流化孔数量>给矿浓度>溢流口压力>沉砂口压力。设备分选腔的内部流场的数值模拟计算分析表明,分选腔内的切向速度大小影响离心力场的大小,轴向速度影响矿粒的沉降,径向速度影响轻矿物排出流化孔;反冲水压力、给矿压力和溢流管插入深度是影响分选腔内速度场的主要因素,溢流管插入深度是影响压力场的主要因素。对赤铁矿的分级和分选试验研究及数值模拟分析,为赤铁矿的旋流连续离心分选提供了较为全面的研究基础,并为其应用于类似重矿物的分级或分选提供了一定的参考和借鉴。
邓小龙[2]（2018）在《从山东某铁尾矿中回收铁精矿的试验研究》文中研究表明山东某铁矿选厂采用弱磁选工艺回收磁铁矿。近几年来,开采矿石中红铁矿含量明显增加,沿用现有选矿工艺导致大量铁资源损失在尾矿中,造成资源严重浪费。本文以山东某铁尾矿为研究对象,对其进行铁精矿回收试验研究。在工艺矿物学的基础上探究了预富集试验方案,进行了多种分选试验研究,确定了适宜的工艺流程,获得了较好的指标,同时对该流程中使用的反浮选捕收剂CM-5的作用机理进行了分析。工艺矿物学研究表明,尾矿中全铁含量为19.97%,主要可回收的矿物为赤/褐铁矿、磁铁矿和假象赤铁矿,脉石矿物以绿泥石、方解石、滑石-蛇纹石和石英为主。通过对比多种预富集方案,确定了弱磁-强磁预富集流程。对经磨矿后的预富集精矿进行了重选试验、全磁选试验、磁-重分选试验和絮凝脱泥-反浮选试验,通过比较确定了预富集-磨矿-絮凝脱泥-反浮选分选流程,在该流程下获得了品位为65.43%,回收率为53.34%的铁精矿。单矿物试验、Zeta电位测试、红外光谱测试以及接触角测试表明,捕收剂CM-5具有羧基和酰胺基等特征官能团,CM-5在经淀粉和CaCl2作用后的石英和绿泥石表面化学吸附,在经淀粉和CaCl2作用后的赤铁矿表面发生了分子吸附。与常规捕收剂油酸钠相比,CM-5捕收石英的效果与油酸钠相当,但捕收绿泥石的效果明显优于油酸钠,对目的矿物赤铁矿的捕收效果油酸钠要优于CM-5,并且CM-5的耐低温性要优于油酸钠。
温瑞[3]（2015）在《昆钢大红山铁精矿提质及尾矿降铁选矿技术开发》文中指出随着我国钢铁行业的快速发展,国内对铁矿石的需求越来越大,而进口铁矿石价格居高不下,严重制约了钢铁产业的健康发展。加强我国铁矿石的开发利用,对钢铁产业的可持续发展具有重要作用。玉溪大红山矿业有限公司开发的铁矿矿产资源丰富,地质储量4.6亿吨铁矿石,平均地质品位36%,是昆明钢铁集团有限责任公司的主要铁矿石原料基地。大红山铁矿属于典型的古海相火山岩型铁矿,矿体赋存条件复杂多样,矿石性质复杂,铁矿物主要以微细粒的赤铁矿及磁铁矿为主,脉石矿物主要是硅酸盐和石英类矿物,含铁矿物嵌布粒度细,使金属铁的分选、提质和冶炼综合回收利用带来极大的困难。经过近十年的开采,矿石性质发生了很大变化,原矿铁品位下降到35%左右,随着生产的进行,易选的磁铁矿含量降低,难选的硅酸铁矿物含量增加,矿石分离与富集难度明显增大,2008年以前,大红山铁矿选矿总尾矿含铁品位高达14%～15%,损失在尾矿中的铁金属量巨大；同时,铁精矿中硅含量达到9%以上,造成后续冶炼成本的剧增。为了解决上述问题,实现矿产资源的综合利用,从选矿技术改进和尾矿综合利用两个方面着手,进行了二段强磁精矿的提质降硅试验研究、二段强磁尾矿降尾试验研究、一段强磁尾矿降尾试验研究和总尾矿继续降尾的试验研究。试验结果表明：（1）离心机对二段强磁精矿提质降硅有较好的效果。当给矿浓度在18%～26%之间时,品位为51%～55%的原矿通过离心机分选,可得到产率为57%～64%、回收率为71%～78%、品位高达64%～66%、SiO2含量降至4%左右的精矿。（2）二段强磁尾矿降铁采用强磁-离心机-摇床联合流程方案,可将二段强磁尾矿品位由26%～28%降至12.53%。（3）一段强磁尾矿降铁采用一粗一精一扫磁-重联合流程方案,可获得品位、产率分别为42.32%、37.72%的铁精矿,尾矿品位降低到6.46%。（4）总尾矿的降铁采用强磁-重选选别流程方案,可获得品位、回收率分别为53.11%、23.37%的铁精矿,尾矿品位降至9.21%。总体来说,大红山正是通过以上试验研究与应用,走上了铁矿资源的高效综合利用之路,生产规模及产品收入不断扩大,创造了大红山80%以上的经济效益,奠定了大红山矿未来发展的基础,对于国内复杂难采、选铁矿资源高效利用,降低能耗、减少尾矿排放量、保护环境提供了十分重要的示范作用。针对高硅酸盐的与脉石物理化学性质相当、复杂结构的贫、细、杂难选赤、褐铁矿,首次创新应用了强磁-振动螺溜-摇床-离心机重选的磁-重联合流程,适应贫、细、杂高硅酸盐难选矿的分选。通过试验研究,使尾矿品位从初期的15.34%降低到10.53%,每年可从尾矿中回收铁精矿100万t；同时,铁精矿硅含量从9%降至6.04%。论文通过试验研究,达到了提高精矿品位降低硅含量,同时,降低尾矿中铁含量的目标,实现矿产资源的综合利用。
田昆仑[4]（2015）在《某磁选铁精矿实验室提质试验研究》文中研究指明随着我国优质磁铁矿资源储量不断减少,细粒嵌布复杂难选磁铁矿石的开发利用变得越来越重要,而单一磁选工艺已很难适应日益恶化的矿石性质,这都迫使选厂选择合理工艺来生产优质铁精矿。浮选具有磁选工艺无法比拟的优势,能有效剔除铁精矿中夹带的细粒脉石矿物及含硅的铁矿物连生体,降低精矿中呈细粒嵌布的有害杂质含量。安徽某铁选厂采用阶段磨选-细筛分级-中矿再磨再选单一磁选工艺对该地区磁铁矿进行分选,第二段和第三段磁精矿品位分别在56%和64%左右,随着原矿性质不断变化,精矿品位波动较大,有时精矿品位只达到62%,而伴随炼钢厂对铁精矿质量的要求越来越高以及铁精矿价格下跌导致选厂效益不佳等因素,该工艺已很难满足现场需求,铁精矿提质重要性已日益凸显。本文以安徽某选厂二段磁精矿为研究对象,结合单矿物试验对安徽某选厂二段磁精矿进行提质试验研究。单矿物试验通过脂肪胺类捕收剂和醚胺类捕收剂GE-609,考察了捕收剂用量及矿浆p H值对石英及磁铁矿单矿物可浮性影响,并对比了不同捕收剂捕收性能,试验发现,在低药剂浓度下,脂肪胺类捕收剂捕收能力随着碳链长度增加而下降,GE-609捕收性能较十二胺稍差,且十二胺和GE-609较其它三种捕收剂在捕收性及选择性上较好。以十二胺为和GE-609为捕收剂,研究淀粉对石英和磁铁矿可浮性影响及不同粒级石英反浮选效果,结果表明,淀粉对石英可浮性影响较小,而对磁铁矿有一定抑制效果,低药剂浓度下,石英可浮性随着粒度增加而降低,高药剂浓度下,-0.154+0.1mm中间粒级石英较-0.2+0.154mm和-0.1+0.03mm可浮性较好,而-0.1+0.03mm粒级石英随着药剂浓度增加回收率几乎不变。实验室试验研究主要从矿样性质分析、实验室浮选机试验及实验室浮选柱试验三方面展开。以十二胺和GE-609为捕收剂,对比不同粒级矿物浮选效果,结果表明,十二胺捕收效果较GE-609好且-0.1mm粒级矿物浮选效果较好。以-0.1mm矿物作为浮选入料,进行浮选机药剂制度、矿浆等条件试验、浮选机工艺流程和浮选柱浮选流程探索,试验结果表明,采用浮选机一粗两精开路和浮选柱一粗一精浮选流程,均能获得品位67%以上的浮选铁精矿。采用分级-浮选-磁选工艺对该选厂二段磁精矿进行提质,对浮选泡沫及筛上粗颗粒这部分中矿,进行磨矿细度及磁场强度条件试验,并对分级-浮选机浮选-磁选和分级-浮选柱浮选-磁选提质工艺进行对比,结果表明,浮选柱一粗一精闭路浮选-中矿再磨磁选提质工艺总精矿产率和回收率最高,入磨中矿量是最少的,且相比于浮选机,浮选柱具有简化流程、对细粒级矿物分选指标好的优势,因此,选择分级-浮选柱一粗一精闭路浮选-中矿再磨磁选工艺作为最终铁精矿提质工艺,可获得总精矿产率67.02%、品位67.02%、回收率94.07%的良好指标。
余永富[5]（2013）在《我国当前铁矿石选矿技术现状、存在问题、发展趋势及方向》文中认为目录前盲1国内铁矿石资源量及生产现状2铁矿石选矿技术现状2.1分选设备2.2主要矿石类型的分选工艺及新型设备2.2.1鞍山式磁（赤）铁矿石英岩型铁矿石2.2.1.1鞍山式磁跌矿石2.2.1.2鞍山式贫氧化铁矿石2.2.2褐铁矿、菱铁矿石的选矿研究及生产2.2.2.1竖炉磁化焙烧2.2.2.2回转窑磁化熔焕2.2.2.3多级循环流态化磁化焙烃工艺研究与开发2.2.3包头白云鄂博铁、稀土、铌选矿工艺2.2.4攀枝花帆牡磁铁矿选矿工艺3存在问题4我国铁矿石遣矿研究发展趋势及方向
高太[6]（2012）在《永磁强磁预选及永磁高梯度磁选技术研究》文中指出磁选是一种分选铁矿石的有效手段,在铁矿选矿中发挥着极为关键的作用。磁选设备与技术的发展是铁矿选矿技术发展的基础,大型化与永磁化是磁选设备发展的主题。自从Nd-Fe-B永磁材料问世以来,永磁磁选设备得到了迅速的发展。为了提高赤铁矿资源的利用效率,降低赤铁矿加工成本,节能降耗,针对赤铁矿石永磁强磁预选及永磁高梯度磁选的相关工艺和设备进行研究,具有巨大的现实意义。针对国内大量未开发利用的鞍山式贫赤铁矿,本文研制了φ350mm×1100mm干式永磁强磁预选机,其主要结构包括永磁辊、星形布料装置、皮带输送系统、分料斗、驱动电机与控制系统。永磁辊磁系采用高性能永磁材料Nd-Fe-B口导磁材料DT5A,极距40mm,通过挤压式磁路设计,磁系表面的磁场强度可达771.9kA/m。对磁辊的磁场特性进行测试结果表明,距离皮带0～10mm以内磁场强度下降非常迅速,平均磁场梯度最高可达5.41×104kA/m2,15mm以后下降缓慢,磁场梯度可达2.39×104kA/m2,距离皮带表面20mm时磁场强度仍达159.2kA/m。圆周方向上磁场强度变化均匀。Slon立环脉动高梯度磁选机在鞍山式赤铁矿的高效分选过程中发挥了重要的作用,但存在着能耗高、结构复杂、维修操作不方便等缺点,鉴于此本文研制了Φ600mm永磁高梯度磁选机,该设备由永磁圆筒、槽体、给矿槽、卸矿装置、机架、传动装置和变频调速装置组成,传动功率3.0kW。永磁圆筒内的磁系采用附有聚磁介质的闭合磁系,使用改进型钕铁硼永磁材料N35,3组磁极沿轴向交替排列,极间使用辅助磁极以提高磁场作用深度,背景磁场强度可达596.8kA/m。聚磁介质使用Φ2mm的导磁不锈钢棒,分选区的磁场强度达到756.0kA/m以上,距离筒皮0～10mm以内磁场强度下降非常迅速,平均磁场梯度达到3.18×105kA/m2,15mm以后下降缓慢,磁场梯度为1.59×105kA/m2,35mm以后磁场强度降至159.2kA/m以下。在不同的带速条件下,使用干式永磁强磁预选机对鞍山式贫赤铁矿-75+50mm、-50+20mmu-20+5mm、-5mm各粒级进行预选,一粗一扫两次选别,在入选矿石铁品位17%-18%的情况下,可使精矿铁品位提高5.3～6.8个百分点,回收率大于55%,尾矿铁品位约13%,抛尾产率达到55%以上。对-20+5mm强磁预选尾矿进行物相分析,结果表明铁主要以赤铁矿和含铁硅酸盐矿物存在,而赤铁矿中铁的含量仅为8.60%,比原矿大幅下降,硅酸铁中的铁为4.44%。在最佳工作条件下,使用永磁高梯度磁选机对齐大山铁矿选矿分厂的强磁给矿进行分选试验,当原矿铁品位为26.65%时,一次选别得到的精矿铁品位40.21%、回收率78.09%,尾矿品位11.8%；精矿再选得到最终精矿铁品位43.49%、回收率76.86%,尾矿品位11.66%；在与Slon立环脉动高梯度磁选机（背景磁场强度1.0T）构成的两段选别中,得到了精矿品位44.57%、回收率77.34%、尾矿品位11.35%的选别指标,更重要的是Slon立环脉动高梯度磁选机的工作负荷降低了50%,对节能降耗非常有利。矿石颗粒在永磁强磁预选机的永磁辊上主要受磁场力、离心力、重力以及摩擦力作用,随着磁辊的转动做平抛运动,弱磁性颗粒和非磁性颗粒由于受力不同而被分离。以粒度为20mm的赤铁矿颗粒为例,干式永磁强磁预选机距皮带20mm以内平均磁场强度约为318.3kA/m,平均磁场梯度为4.77×104kA/m2,则所受的比磁力为24.5N/kg,约为颗粒自身重量的2.5倍,因此完全能够被磁选机回收。磁系的磁场特性主要影响颗粒所受的磁力,带速则主要影响颗粒所受的离心力,这两个因素是影响选别效果的关键,另外预选机的选别效果还受入选物料的性质、料层厚度以及机械夹杂等因素的影响。弱磁性矿粒在永磁高梯度磁选机磁场中受磁场力、流体粘滞力、重力（对微细矿粒,重力可以忽略不计）。以粒度为0.15mm的弱磁性赤铁矿颗粒为例,永磁高梯度磁选机圆筒表面背景磁场强度596.8kA/m,平均磁场梯度2.39×105kA/m2,则颗粒所受的比磁力为229N/kg,为颗粒自身重量的22.9倍,与其所受的流体粘滞力的比值为1.44×106,被外磁场捕获的几率很大。影响高梯度磁选机选择性的因素主要有磁介质的匹配与排列形式、载体的性质与矿浆流态、入选物料的分散程度及机械夹杂等。在永磁高梯度磁选机背景磁场强度一定的情况下,矿石性质、矿浆浓度、筒体转速、卸矿水压及处理量是影响分选指标的主要因素。本文研究的永磁强磁预选技术为我国弱磁性贫赤铁矿的预选抛尾提供了新的设备和工艺,可增加矿山可利用的资源储量、延长了矿山的服务年限,提高了矿石的入磨品位,因此可降低磨矿能耗、提高选矿效率,为贫赤铁矿石的有效利用提供了新的方向；本文研究的永磁高梯度磁选机对高梯度磁选设备的永磁化具有一定的指导意义。
牛芬[7]（2012）在《大型直流电弧炉冶炼钛渣原料 ——钛精选厂尾矿的加工处理及应用》文中进行了进一步梳理全球钛资源十分丰富,分布也很广泛,几乎遍布全世界。目前发现TiO2含量大于1%的钛矿物有140种之多。但现阶段具有利用价值的矿物很少,只有几种,主要是金红石、钛铁矿,其次是白钛石和锐钛矿。具有开采价值的钛矿床可分为岩矿和砂矿两大类。我国钛矿产资源十分丰富,但是品位高、杂质少的天然金红石很少,主要是砂钛矿、钒钛磁铁矿等。钛砂矿在形成过程中被风化,一些可溶成分被溶出,同时又夹带一些贵重矿物,因此常常与锆英石、独居石等共生。这些矿物的特点是Fe2O。含量高,矿物结构较疏松,脉石含量比较少,用选矿方法容易将Ti0：与其他成分分离。因此,钛砂矿的利用率比岩矿的高。云南冶金集团股份有限公司将在云南建设钛产业基地,其中高钛渣生产项目是钛产业的重要环节,故钛矿原料的供应是急待解决的问题。但由于设备、资金、研发等科技实力的落后,造成了钛资源综合利用水平较低。因此,总结国内外钛资源综合利用的技术,深入优化钛矿的选矿工艺路线,加强尾矿的回收利用,以便更好地利用这部分资源,这对我国钛行业的发展具有重大的现实意义和较好的经济效益。论文以云南某选厂的精选厂尾矿为研究对象,目的是回收其中钛资源。通过工艺矿物学研究,可知该矿样中Ti0：品位为28.29%,Fe品位25.77%。矿物主要为钛铁矿、褐铁矿、针铁矿和脉石矿物等。这些矿物属于弱磁性和非磁性矿物,且矿物密度相对差异也较大。所以,若要回收尾矿中的钛资源,同时富集铁,需考虑采用重选、高梯度磁选、浮选,或者联合工艺。通过对铁粗精矿的重选、磁选、浮选、强磁粗选-强磁精选、强磁-分级重选联合试验和强磁选-浮选联合试验研究,最终采用强磁选-浮选联合工艺流程。此流程不仅经济、合理,而且相对环保,满足了现代化生产的基本要求。通过强磁选-浮选联合工艺流程,最后得到钛精矿Ti02品位为47.82%,回收率达到74.71%,指标较好。
包士雷[8]（2011）在《提高齐大山铁矿选矿分厂浮选回收率的研究》文中研究说明铁矿石是钢铁工业的主要原料,我国铁矿石资源以贫矿为主,贫矿占总储量的97.5%,铁矿石平均品位32.67%,比世界铁矿石平均品位低11个百分点。各国对铁矿资源的开发利用,一般本着先富后贫、先磁后赤、先易后难的原则。随着我国钢铁行业的快速发展,对成品铁矿石的需求量日益增加,可利用的易选铁矿石量逐渐减少,选矿处理的对象不仅日益贫化,而且有用矿物的嵌布粒度越来越细。基于此,从铁矿石反浮选生产流程的实际情况出发,研究微细粒铁矿物对浮选的影响,提高浮选回收率,有着十分重要的意义。齐大山铁矿选矿分厂处理矿石为鞍山式铁矿石,采用的工艺流程是阶段磨矿,重选,弱磁,强磁,阴离子反浮选工艺。生产中重选尾矿铁品位和磁选尾矿铁品位均较低,分别稳定在10%和8%左右,而浮选尾矿铁品位高达18%,如不采取措施加以回收,则造成大量的金属流失。本文对齐大山铁矿选矿分厂的浮选产品进行了工艺矿物学研究,包括多元素分析、X射线衍射分析、化学物相分析、粒度分析和单体解离度分析,分析结果表明,导致浮选尾矿铁品位偏高的主要原因为已单体解离的细颗粒铁矿物进入浮选尾矿。由混磁精中铁矿物和脉石矿物浮选试验研究可知,在实际矿石分选过程中,部分微细粒的铁矿物吸附在大颗粒的脉石表面,恶化了浮选指标,降低了浮选回收率,由此提出矿浆分散是混磁精反浮选高效回收细粒级铁矿物的关键。本文采用六偏磷酸钠、三聚磷酸钠、BS、OP-10、超级分散剂等五种药剂进行矿浆分散浮选试验研究。经过系统的条件试验,在油酸钠为捕收剂的反浮选工艺中加入适量的BS可以有效地提高浮选回收率,降低尾矿品位。齐大山铁矿选矿分厂混磁精矿铁品位46.6%,采用一段粗选、一段精选和一段扫选浮选流程,其中粗选加入BS500g/t,获得的分选技术指标为：精矿铁品位67.30%,铁回收率92.21%,尾矿铁品位9.20%。本研究成果对改善齐大山铁矿选矿分厂铁矿物的回收,提高资源的利用效率具有一定的指导意义。
段其福[9]（2010）在《中国自磨技术50年回顾与展望》文中研究表明论述中国自磨技术50年发展历程,自磨工艺流程延革和生产实践,特别是对中信泰富澳大利亚Sino铁矿的自磨、选别工艺流程提出改进方向及研究建议。
陈斌[10]（2010）在《新型捕收剂对钛铁矿的浮选研究》文中认为组合捕收剂是目前细粒钛铁矿浮选研究的一个重要的课题。本文针对攀枝花细粒钛铁矿回收难的问题,使用一种新型的钛铁矿捕收剂FW对攀枝花钛铁矿进行浮选,取得了良好的指标。通过单矿物试验考查四种具有代表性的捕收剂（油酸钠、GYB、C7～9羟肟酸、FW）及其组合使用对钛铁矿、钛辉石单矿物的浮选作用规律,通过动电位测定,红外光谱分析、溶液化学计算等,研究捕收剂浮选钛铁矿的作用机理。主要内容和研究结果如下：单矿物浮选试验结果表明：钛铁矿与钛辉石的可浮性存在较大的差异,尤其是在酸性条件下。在一定的pH区间内可达到较好的分离效果。四种捕收剂捕收能力强弱依次为：油酸钠>FW>C7～9羟肟酸>GYB。在酸性条件下FW表现出了较强的选择性和活性。捕收剂组合使用：GYB与油酸钠、GYB与FW组合使用,取得比单一捕收剂都要好的效果,增强了对钛铁矿的捕收能力。试验结果表明它们之间存在协同作用。用新型捕收剂FW与GYB组合对攀枝花钛铁矿浮选,对品位TiO222.23%的给矿,开路试验获得品位TiO249.41%,回收率64.72%的钛铁矿精矿；小型闭路试验获得钛铁矿精矿品位含Ti0247.43%、回收率86.19的良好指标。实际矿物浮选试验结果表明：FW+GYB具有良好选择捕收性。通过钛铁矿矿物表面性质研究表明：四种捕收剂在钛铁矿表面产生了较强的吸附,且以化学吸附为主。溶液化学计算表明：钛铁矿表面的Ti、Fe质点在水溶液中溶解并进行水化反应后,生成各种络合离子和中性络合物；钛铁矿表面主要离子为Ti（OH）3+、Fe（OH）+、Fe3+,是形成离子-分子缔合物、离子-分子共吸附的良好条件。
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。
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。
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。
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 铁矿资源概况 |
| 1.1.1 全球铁矿资源与矿床类型概况 |
| 1.1.2 我国铁矿资源概况 |
| 1.2 铁矿选矿技术与设备现状 |
| 1.2.1 铁矿选矿技术现状 |
| 1.2.2 铁矿重选设备现状与应用 |
| 1.3 研究背景与意义 |
| 第二章 试验材料与研究方法 |
| 2.1 矿样的制备 |
| 2.2 原矿性质 |
| 2.3 主要试验设备 |
| 2.3.1 旋流连续分选机 |
| 2.3.2 试验过程的其他设备 |
| 2.4 试验研究方法 |
| 2.4.1 试验方案 |
| 2.4.2 研究方法 |
| 第三章 旋流离心分选过程中矿粒运动学分析 |
| 3.1 流体中矿粒的沉降分析 |
| 3.1.1 自由沉降分析 |
| 3.1.2 干涉沉降分析 |
| 3.2 分选腔内矿粒的受力分析 |
| 3.2.1 轴向受力分析 |
| 3.2.2 径向受力分析 |
| 3.3 本章小结 |
| 第四章 旋流离心分级试验研究 |
| 4.1 底流比的测定与分析 |
| 4.1.1 给矿压力的影响 |
| 4.1.2 反冲水压力的影响 |
| 4.1.3 沉砂口压力的影响 |
| 4.1.4 溢流口压力的影响 |
| 4.1.5 流化孔数量的影响 |
| 4.1.6 溢流管插入深度的影响 |
| 4.2 赤铁矿的旋流离心分级试验 |
| 4.2.1 给矿浓度对分级效率的影响 |
| 4.2.2 给矿压力对分级效率的影响 |
| 4.2.3 沉砂口压力对分级效率的影响 |
| 4.2.4 溢流口压力对分级效率的影响 |
| 4.2.5 流化孔数量对分级效率的影响 |
| 4.3 分离粒度的测定与分析 |
| 4.4 旋流离心分级正交试验分析 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 旋流离心分选试验研究 |
| 5.1 给矿粒度的影响 |
| 5.2 给矿浓度的影响 |
| 5.3 给矿压力的影响 |
| 5.4 沉砂口压力的影响 |
| 5.5 溢流口压力的影响 |
| 5.6 流化孔数量的影响 |
| 5.7 旋流离心分选正交试验分析 |
| 5.7.1 影响因子的重要性排序 |
| 5.7.2 分级向分选转变的临界条件分析 |
| 5.8 分选开路试验 |
| 5.8.1 精选次数试验 |
| 5.8.2 扫选次数试验 |
| 5.8.3 开路试验 |
| 5.10 本章小结 |
| 第六章 旋流离心分选过程的流场分析 |
| 6.1 旋流离心流场模拟仿真的主要内容 |
| 6.2 流体模型与边界条件 |
| 6.2.1 流体模型的选择 |
| 6.2.2 分选腔模型的构建与网格划分 |
| 6.2.3 边界条件与设备参数的设定 |
| 6.3 速度场仿真结果与分析 |
| 6.3.1 分选锥中的切向速度分布 |
| 6.3.2 分选锥中的轴向速度分布 |
| 6.3.3 分选锥中的径向速度分布 |
| 6.3.4 分选锥内流线分布 |
| 6.4 压力场仿真结果与分析 |
| 6.4.1 分选锥上部压力分布 |
| 6.4.2 分选锥中部压力分布 |
| 6.4.3 分选锥下部压力分布 |
| 6.4.4 分选锥内压力分布 |
| 6.5 本章小结 |
| 第七章 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 A 攻读硕士学位期间发表的论文目录 |
| 附录 B 攻读硕士学位期间参与的科研项目及获奖情况 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 文献综述 |
| 1.1 我国铁尾矿资源概况 |
| 1.1.1 前言 |
| 1.1.2 我国铁尾矿分布情况 |
| 1.1.3 我国铁尾矿性质及特点 |
| 1.2 铁尾矿利用途径 |
| 1.2.1 铁尾矿中有价成分的回收 |
| 1.2.2 铁尾矿作为采空区填充料 |
| 1.2.3 铁尾矿生产建筑材料 |
| 1.3 研究背景 |
| 1.4 研究目的、内容和意义 |
| 第2章 试验设备、尾矿性质及研究方法 |
| 2.1 试验准备 |
| 2.1.1 试样来源 |
| 2.1.2 试验设备及药剂制备 |
| 2.2 尾矿性质 |
| 2.2.1 尾矿多元素分析 |
| 2.2.2 尾矿物相分析 |
| 2.2.3 粒度特性及解离度分析 |
| 2.3 研究方法 |
| 2.4 本章小结 |
| 第3章 尾矿回收试验研究 |
| 3.1 直接磁选试验 |
| 3.2 弱磁-强磁抛尾 |
| 3.2.1 弱磁选磁场强度试验 |
| 3.2.2 弱磁选浓度试验 |
| 3.2.3 强磁选磁场强度试验 |
| 3.3 弱磁-强磁混合精矿重选试验 |
| 3.3.1 弱磁-强磁混合精矿磨矿试验 |
| 3.3.2 混合精矿重选探索试验 |
| 3.4 弱磁-强磁混合精矿全磁选试验 |
| 3.4.1 弱磁-强磁混合精矿磨矿细度试验 |
| 3.4.2 弱磁-强磁混合精矿弱磁磁选试验 |
| 3.4.3 弱磁-强磁混合精矿弱磁尾矿中磁磁选试验 |
| 3.4.4 弱磁-强磁混合精矿中磁尾矿强磁选试验 |
| 3.4.5 弱磁-强磁混合精矿全磁流程试验 |
| 3.5 弱磁-强磁混合精矿磁-重联合分选试验 |
| 3.5.1 一段摇床分选试验 |
| 3.5.2 二段摇床分选试验 |
| 3.5.3 弱磁-强磁混合精矿磁-重联合分选流程试验 |
| 3.6 弱磁-强磁混合精矿絮凝脱泥反浮选试验 |
| 3.6.1 选择性絮凝脱泥磨矿细度试验 |
| 3.6.2 选择性絮凝脱泥Na OH用量试验 |
| 3.6.3 选择性絮凝脱泥腐殖酸铵用量试验 |
| 3.6.4 选择性絮凝脱泥时间试验 |
| 3.6.5 选择性絮凝脱泥次数条件试验 |
| 3.6.6 捕收剂种类选择 |
| 3.6.6.1 油酸钠作为捕收剂的粗选条件试验 |
| 3.6.6.2 CM-5 作为捕收剂的粗选条件试验 |
| 3.6.6.3 两种捕收剂温度试验 |
| 3.6.6.4 两种捕收剂对比试验小结 |
| 3.6.7 反浮选精选、扫选次数试验 |
| 3.6.8 浮选开路、闭路试验 |
| 3.6.9 全流程闭路试验 |
| 3.7 流程选择 |
| 3.8 本章小结 |
| 第4章 机理研究 |
| 4.1 单矿物制备 |
| 4.2 单矿物浮选试验 |
| 4.2.1 矿浆pH对不同捕收剂捕收石英、绿泥石和赤铁矿浮选的影响 |
| 4.2.2 抑制剂用量对不同捕收剂捕收石英、绿泥石和赤铁矿的影响 |
| 4.2.3 CaCl_2 用量对不同捕收剂捕收石英、绿泥石和赤铁矿的影响 |
| 4.2.4 捕收剂用量对不同捕收剂捕收石英、绿泥石和赤铁矿的影响 |
| 4.2.5 温度对不同捕收剂捕收石英、绿泥石和赤铁矿的影响 |
| 4.3 不同捕收剂与石英、绿泥石作用机理 |
| 4.3.1 矿浆pH对石英、绿泥石Zeta电位的影响 |
| 4.3.2 抑制剂用量对石英、绿泥石Zeta电位的影响 |
| 4.3.3 CaCl_2 用量对石英、绿泥石Zeta电位的影响 |
| 4.3.4 捕收剂用量对石英、绿泥石Zeta电位的影响 |
| 4.4 药剂与矿物作用前后红外光谱分析 |
| 4.5 药剂与矿物作用后接触角测量 |
| 4.6 本章小结 |
| 第5章 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录1 攻读硕士学位期间发表论文及申请专利 |
| 附录2 攻读硕士学位期间参与的科研项目 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 我国铁矿资源的特点 |
| 1.2 铁尾矿的综合利用现状 |
| 1.2.1 国外铁尾矿的综合利用现状 |
| 1.2.2 国内铁尾矿的综合利用现状 |
| 1.3 铁尾矿综合利用的意义 |
| 第二章 第二章大红山铁矿基本情况简介 |
| 2.1 大红山铁矿地理位置及交通 |
| 2.2 大红山铁矿资源储量 |
| 2.3 大红山铁矿开采情况 |
| 2.4 大红山铁矿选厂建设情况 |
| 第三章 大红山铁矿矿石性质 |
| 3.1 矿石成分分析 |
| 3.2 矿石结构构造 |
| 3.2.1 矿石构造 |
| 3.2.2 矿石结构 |
| 3.3 矿物组成及含量 |
| 3.3.1 金属矿物 |
| 3.3.2 脉石矿物 |
| 3.4 矿物嵌布特征 |
| 3.4.1 金属矿物 |
| 3.4.2 脉石矿物 |
| 3.5 矿石工艺粒度 |
| 3.6 主要铁矿物物理性质 |
| 第四章 前期选矿研究及生产工艺现状 |
| 4.1 1988年完成的小型及连续选矿试验 |
| 4.2 1993年完成的小型及连续选矿试验 |
| 4.3 2003年完成的小型及连选选矿试验 |
| 4.3.1 产品考查 |
| 4.3.2 流程评述 |
| 4.4 2004年完成的提高赤铁矿品位选矿试验 |
| 4.4.1 试验流程及指标 |
| 4.4.2 试验流程评述 |
| 4.4.3 关于选矿试验工作的评价 |
| 4.5 球磨功指数测定 |
| 4.6 可磨度试验 |
| 4.7 大红山铁矿400万t/a生产工艺现状 |
| 第五章 课题的提出 |
| 5.1 论文的提出、研究的内容与意义 |
| 5.1.1 论文研究主要内容 |
| 5.1.2 论文研究的思想路线 |
| 第六章 铁精矿提质和尾矿降铁选矿技术开发 |
| 6.1 二段强磁精矿提质降硅试验研究 |
| 6.1.1 离心机提质降硅单机试验 |
| 6.1.2 离心机尾矿产品强磁选试验 |
| 6.1.3 各品级精矿工艺流程适应性试验 |
| 6.1.4 工艺流程的方案建议 |
| 6.2 二段强磁尾矿降铁试验研究 |
| 6.2.1 二段强磁尾矿的性质 |
| 6.2.2 重选降铁试验 |
| 6.2.3 全磁选流程降铁试验 |
| 6.2.4 联合流程降铁试验 |
| 6.3 一段强磁尾矿降铁试验研究 |
| 6.3.1 重选降铁试验 |
| 6.3.2 磁选降铁试验 |
| 6.3.3 磁-重联合流程降铁试验 |
| 6.3.4 降铁工艺流程对比 |
| 6.4 总尾矿的降铁试验研究 |
| 6.4.1 试样的性质 |
| 6.4.2 预先分级-磁/重流程的降尾试验 |
| 6.4.3 磁场强度试验 |
| 6.4.4 强磁粗精矿精选试验 |
| 6.4.5 强磁-重选最佳降铁流程 |
| 6.4.6 推荐的降尾工艺流程 |
| 第七章 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.2 课题提出 |
| 1.3 研究内容 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 铁矿资源概况 |
| 2.2 磁铁矿选矿工艺现状 |
| 2.3 磁铁矿反浮选药剂研究现状 |
| 2.4 磁选铁精矿提质设备研究现状 |
| 2.5 磁选铁精矿提质工艺研究现状 |
| 2.6 磁选铁精矿提质发展趋势 |
| 3 矿样性质分析、试验准备及试验方法 |
| 3.1 样品制备 |
| 3.2 矿样性质分析 |
| 3.3 试验药品、仪器和设备 |
| 3.4 试验研究方法 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 单矿物浮选试验研究 |
| 4.1 捕收剂用量对单矿物可浮性影响 |
| 4.2 矿浆p H对单矿物可浮性影响 |
| 4.3 捕收剂捕收性能比较 |
| 4.4 矿物粒度对石英可浮性影响 |
| 4.5 淀粉用量对石英可浮性影响 |
| 4.6 小结 |
| 5 实际矿样实验室提质试验研究 |
| 5.1 浮选机条件试验及工艺探索 |
| 5.2 浮选柱实验室试验 |
| 5.3 磁选铁精矿提质工艺流程及对比 |
| 5.4 小结 |
| 6 结论与展望 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 我国铁矿资源概况 |
| 1.1.1 我国铁矿资源储量及分布 |
| 1.1.2 我国铁矿资源的特点及类型 |
| 1.1.3 我国铁矿资源供需形势及其对策 |
| 1.2 我国铁矿选矿技术的发展现状 |
| 1.2.1 选矿工艺 |
| 1.2.2 选矿设备 |
| 1.2.3 选矿药剂 |
| 1.3 磁选设备用磁性材料的发展现状 |
| 1.3.1 永磁材料 |
| 1.3.2 软磁材料 |
| 1.4 磁选预选技术的发展现状 |
| 1.5 高梯度磁选技术的发展现状 |
| 1.5.1 琼斯(Jones)型湿式强磁场磁选机 |
| 1.5.2 萨拉(Sala)转环式高梯度强磁场磁选机 |
| 1.5.3 Slon立环脉动高梯度磁选机 |
| 1.5.4 永磁高梯度磁选机的发展及现状 |
| 1.6 本论文的研究目的、意义及内容 |
| 1.6.1 研究目的 |
| 1.6.2 研究意义 |
| 1.6.3 研究内容 |
| 第2章 试验物料及试验方法 |
| 2.1 试验物料 |
| 2.1.1 强磁预选试验物料 |
| 2.1.2 高梯度磁选试验物料 |
| 2.2 设备性能的测试与计算 |
| 2.2.1 软磁材料导磁性能测试方法 |
| 2.2.2 磁场性能测试方法 |
| 2.2.3 磁场梯度的计算方法 |
| 2.3 试验方法 |
| 2.3.1 贫赤铁矿永磁强磁预选试验 |
| 2.3.2 永磁高梯度磁选试验 |
| 第3章 干式永磁强磁预选机及永磁高梯度磁选机的研制 |
| 3.1 永磁强磁预选机的研制 |
| 3.1.1 永磁强磁预选机的工作原理 |
| 3.1.2 永磁强磁预选机主要结构 |
| 3.1.3 磁系设计 |
| 3.1.4 主要结构 |
| 3.2 永磁高梯度磁选机的研制 |
| 3.2.1 设备的基本原理 |
| 3.2.2 主要结构 |
| 3.2.3 磁系设计 |
| 3.2.4 主要结构 |
| 3.3 小结 |
| 第4章 贫赤铁矿干式强磁预选试验 |
| 4.1 鞍山式赤铁矿工艺矿物学特性 |
| 4.1.1 矿石的矿物组成 |
| 4.1.2 矿石的化学性质 |
| 4.1.3 主要矿物的嵌布特性和能谱分析 |
| 4.1.4 矿石的结构构造 |
| 4.2 贫赤铁矿预选试验 |
| 4.2.1 试验条件的确定 |
| 4.2.2 试验结果及分析 |
| 4.2.4 预选尾矿分析 |
| 4.3 干式永磁强磁预选机应用前景 |
| 4.4 小结 |
| 第5章 永磁高梯度磁选机选别试验 |
| 5.1 齐大山铁矿选矿分厂处理赤铁矿的强磁工艺及设备 |
| 5.2 条件试验 |
| 5.2.1 物料细度对分选效果的影响 |
| 5.2.2 给矿浓度对分选效果的影响 |
| 5.2.3 简体转速对分选效果的影响 |
| 5.2.4 给水压力对分选效果的影响 |
| 5.2.5 给矿量对分选效果的影响 |
| 5.3 最佳条件试验及连续试验 |
| 5.4 永磁高梯度磁选机应用前景 |
| 5.5 小结 |
| 第6章 永磁磁选的选别机理分析 |
| 6.1 磁选及磁选原理 |
| 6.2 干式永磁强磁预选机预选过程分析 |
| 6.2.1 影响永磁强磁预选机分选的因素分析 |
| 6.2.2 回收磁性颗粒所需要的磁力 |
| 6.2.3 非磁性颗粒在磁辊上的受力分析 |
| 6.2.4 永磁强磁预选机的处理能力计算 |
| 6.3 永磁高梯度磁选过程分析 |
| 6.3.1 影响湿式高梯度磁选机选择性的因素 |
| 6.3.2 圆柱形磁介质在高梯度磁场中的磁场特性 |
| 6.3.3 高梯度磁场中矿粒所受的力 |
| 6.5 小结 |
| 第7章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读博士期间发表的论文 |
| 作者简介 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 钛的发现与发展 |
| 1.2 钛的性质及用途 |
| 1.2.1 钛的性质 |
| 1.2.2 钛的用途 |
| 1.2.2.1 航空航天工业 |
| 1.2.2.2 化工、湿法冶金和热能工业等 |
| 1.2.2.3 军工 |
| 1.2.2.4 医学 |
| 1.2.2.5 日常生活 |
| 1.3 钛矿产资源 |
| 1.3.1 世界钛矿产资源概括 |
| 1.3.2 我国钛矿产资源概括 |
| 1.3.3 我国钛矿产资源分布 |
| 1.3.4 我国钛矿产资源特点 |
| 1.4 钛矿选矿 |
| 1.4.1 钛矿及相关矿物的物理性质 |
| 1.4.1.1 矿物的密度 |
| 1.4.1.2 矿物的磁性 |
| 1.4.2 钛矿的选矿方法 |
| 1.4.2.1 原生矿的选矿 |
| 1.4.2.2 砂钛矿的选矿 |
| 1.4.3 钛资源选矿工艺研究 |
| 1.4.3.1 国外钛资源选矿工艺研究 |
| 1.4.3.2 国内主要选矿工艺研究 |
| 1.5 关于本课题 |
| 1.5.1 课题研究的目的及意义 |
| 1.5.2 课题研究的技术方案 |
| 1.5.3 课题研究的主要内容 |
| 第2章 试验研究方法及技术路线 |
| 2.1 矿样的来源 |
| 2.2 矿样的加工 |
| 2.3 矿样的性质 |
| 2.4 矿样的粒度筛析 |
| 2.5 试验设备及药剂 |
| 2.6 试验方法 |
| 2.7 本章小结 |
| 第3章 重选试验研究 |
| 3.1 重选原理 |
| 3.2 重选试验 |
| 3.2.1 原粒度重选试验 |
| 3.2.2 分级重选试验 |
| 3.3 摇床中矿再选 |
| 3.4 本章小结 |
| 第4章 磁选试验 |
| 4.1 磁选机里 |
| 4.2 磁选试验 |
| 4.2.1 高梯度磁场强度试验 |
| 4.2.2 磁选精选次数试验 |
| 4.3 本章小结 |
| 第5章 浮选试验 |
| 5.1 浮选原理 |
| 5.2 浮选试验 |
| 5.2.1 pH值调节剂——硫酸的性质 |
| 5.2.2 pH值对浮选试验指标的影响 |
| 5.2.3 抑制剂——水玻璃的性质 |
| 5.2.4 抑制剂种类试验 |
| 5.2.5 抑制剂——水玻璃用量试验 |
| 5.2.6 捕收剂的性质 |
| 5.2.7 捕收剂种类的试验 |
| 5.2.8 捕收剂用量的试验 |
| 5.3 小型闭路试验 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 联合试验研究 |
| 6.1 强磁粗选-强磁精选试验 |
| 6.2 强磁-分级重选联合试验 |
| 6.3 强磁选-浮选联合试验 |
| 6.4 强磁粗选-强磁精选试验、强磁-分级重选联合试验与强磁选-浮选联合试验的指标对比 |
| 6.5 本章小结 |
| 第7章 结论及展望 |
| 试验研究的主要结论 |
| 进一步的研究方向及展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录A 攻读硕士学位期间参加的科研项目 |
| 附录B 攻读硕士学位期间发表的文章 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 我国铁矿资源概况 |
| 1.1.1 我国铁矿资源储量及分布 |
| 1.1.2 我国铁矿资源的特点及类型 |
| 1.2 我国铁矿石选矿发展现状 |
| 1.3 铁矿石反浮选研究现状 |
| 1.4 齐大山铁矿选矿分厂浮选工艺现状 |
| 1.5 论文研究内容及意义 |
| 1.5.1 选题背景 |
| 1.5.2 研究内容 |
| 第2章 试验材料和研究方法 |
| 2.1 矿样的制备 |
| 2.2 试验药剂及试验设备 |
| 2.3 研究方法 |
| 第3章 浮选产品的工艺矿物学研究 |
| 3.1 组分检测 |
| 3.1.1 浮选产品的XRF光谱定性分析 |
| 3.1.2 浮选产品的多元素分析 |
| 3.1.3 X-射线衍射分析 |
| 3.1.4 浮选产品的化学物相分析 |
| 3.2 粒度组成与金属分布 |
| 3.2.1 混磁精粒度组成及金属分布 |
| 3.2.2 浮选中矿粒度组成及金属分布 |
| 3.2.3 浮选尾矿粒度组成及金属分布 |
| 3.2.4 浮选精矿粒度组成及金属分布 |
| 3.3 单体解离度测定 |
| 3.3.1 浮选中矿单体解离度测定 |
| 3.3.2 浮选尾矿单体解离度测定 |
| 3.3.3 浮选精矿单体解离度测定 |
| 3.4 浮选流程计算 |
| 3.5 小结 |
| 第4章 混磁精中铁矿物和脉石矿物浮选 |
| 4.1 样品的制备及试验方法 |
| 4.2 铁矿物浮选试验 |
| 4.2.1 油酸钠用量对铁矿物的浮选影响 |
| 4.2.2 铁矿物回收率与pH的关系 |
| 4.2.3 CaCl_2作用下铁矿物浮选回收率与pH关系 |
| 4.2.4 淀粉对Ca~(2+)活化的铁矿物的可浮性的影响 |
| 4.3 脉石矿物浮选试验 |
| 4.3.1 油酸钠用量对脉石矿物的浮选影响 |
| 4.3.2 脉石矿物回收率与pH的关系 |
| 4.3.3 CaCl_2作用下脉石矿物浮选回收率与pH关系 |
| 4.4 人工混合矿试验 |
| 4.4.1 人工混合矿浮选试验 |
| 4.4.2 人工混合矿浮选泡沫产品SEM和EDS分析 |
| 4.5 实际矿石浮选粗选尾矿和浮选尾矿SEM和EDS分析 |
| 4.6 小结 |
| 第5章 分散剂种类和用量试验 |
| 5.1 不加分散剂粗选条件试验 |
| 5.1.1 淀粉用量试验 |
| 5.1.2 CaO用量试验 |
| 5.1.3 捕收剂用量试验 |
| 5.1.4 pH调整剂用量试验 |
| 5.1.5 不加分散剂粗选条件试验结果分析 |
| 5.2 无机分散剂粗选条件试验 |
| 5.2.1 六偏磷酸钠作分散剂粗选条件试验 |
| 5.2.2 三聚磷酸钠作分散剂粗选条件试验 |
| 5.2.3 BS作分散剂粗选条件试验 |
| 5.3 有机分散剂粗选条件试验 |
| 5.3.1 OP-10作分散剂粗选条件试验 |
| 5.3.2 超级分散剂粗选条件试验 |
| 5.4 BS作分散剂开路试验 |
| 5.5 BS作分散剂闭路试验 |
| 5.6 小结 |
| 第6章 机理分析 |
| 6.1 浮选药剂对微细粒铁矿物吸附于大颗粒脉石表面的作用机理研究 |
| 6.2 pH对微细粒铁矿物吸附于大颗粒脉石表面的作用机理研究 |
| 6.3 矿物表面荷电对细粒铁矿物吸附于大颗粒脉石表面的作用机理研究 |
| 6.4 小结 |
| 第7章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录：攻读硕士期间发表论文和获得奖励 |
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 文献综述 |
| 1.1 钛的概况 |
| 1.1.1 钛的性质与应用 |
| 1.1.2 钛矿床及主要钛矿物性质 |
| 1.1.3 钛资源及其分布 |
| 1.2 钛铁矿选矿方法与工艺 |
| 1.2.1 重选 |
| 1.2.2 磁选 |
| 1.2.3 电选 |
| 1.2.4 浮选 |
| 1.2.5 选矿工艺 |
| 1.3 钛铁矿浮选药剂研究状况 |
| 1.3.1 钛铁矿常用捕收剂 |
| 1.3.2 钛铁矿捕收剂的组合使用 |
| 1.3.3 调整剂和其他浮选药剂 |
| 1.4 组合捕收剂浮选机理 |
| 1.5 论文研究的目的、意义及其研究内容 |
| 第二章 试验材料准备和研究方法 |
| 2.1 试样 |
| 2.2 实验试剂及仪器 |
| 2.3 试验研究方法 |
| 2.4 药剂与矿物作用机理的测试方法 |
| 2.4.1 Zeta电位测定 |
| 2.4.2 红外光谱测定 |
| 第三章 钛铁矿浮选捕收剂的研究 |
| 3.1 单一捕收剂对纯矿物的浮选研究 |
| 3.1.1 油酸钠的捕收性能 |
| 3.1.2 C7-9羟肟酸的捕收性能 |
| 3.1.3 GYB的捕收性能 |
| 3.1.4 FW的捕收性能 |
| 3.1.5 浮选性能比较 |
| 3.2 组合捕收剂对钛铁矿的浮选研究 |
| 3.2.1 GYB与油酸钠组合使用 |
| 3.2.2 GYB与FW组合使用 |
| 3.3 组合捕收剂对混合矿的浮选研究 |
| 3.3.1 GYB与油酸钠组合浮选混合矿 |
| 3.3.2 GYB与FW组合浮选混合矿物 |
| 3.4 小结 |
| 第四章 组合捕收剂浮选钛铁矿的应用研究 |
| 4.1 试验药剂、仪器 |
| 4.2 试验矿样矿石性质 |
| 4.3 浮选条件试验 |
| 4.3.1 硫酸用量试验 |
| 4.3.2 水玻璃用量试验 |
| 4.3.3 捕收剂FW用量试验 |
| 4.3.4 浮选矿浆浓度试验 |
| 4.4 浮选捕收剂的组合优化 |
| 4.5 全流程浮选试验研究 |
| 4.5.1 开路浮选试验 |
| 4.5.2 闭路浮选试验 |
| 4.6 结论 |
| 第五章 组合捕收剂的作用机理研究 |
| 5.1 钛铁矿表面电性 |
| 5.2 捕收剂在矿物表面作用的红外光谱分析 |
| 5.3 钛铁矿浮选溶液化学计算 |
| 5.4 小结 |
| 第六章 结论 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 硕士期间主要研究成果 |
