一、40~#捕收剂提高细级别尾砂选硫技术指标的研究(论文文献综述)
赵立民[1](2020)在《栾川小庙岭铜钼二次资源超导磁分离-浮选回收试验研究》文中提出铜钼分离是浮选的难题之一,特别是钼精选尾矿,由于其一般含有少量铜,且铜钼可浮性差异小、品位低、粒度细及受残余药剂的影响,使得传统浮选难以分离,铜钼精矿互含高,不利于资源高效回收利用。论文以栾川小庙岭钼精选尾矿为研究对象,提出了超导磁选实现铜钼分离,然后对超导磁分离产品分别进行铜钼浮选的方法,并进行了试验研究,为提高铜钼资源利用率以及深化超导磁选应用领域提供新思路。通过超导磁选分离钼精选尾矿试验研究,对脱药剂用量、背景磁场强度、磁介质类型、复合磁介质比例、分散剂用量、给矿矿浆浓度等条件进行了优化。结果表明,钼品位0.13%,铜品位0.17%的铜钼二次资源在脱药剂用量100 m L,背景磁场强度4 T,场内冲洗水流速22 L/min,六偏磷酸钠用量300g/t,复合磁介质(1.9×2 mm:1 mm菱形)比例为1:1,给矿矿浆浓度20%条件下,经过一次分离试验,可以获得良好的分离指标。其中非磁产品产品钼品位为0.15%,铜品位为0.04%,钼回收率为77.71%,铜回收率为15.35%;磁性产品钼品位为0.09%,铜品位为0.45%,钼回收率为22.29%,铜回收率为84.65%。进一步对超导磁选产品分别进行了钼浮选、铜浮选试验,对矿浆p H、分散剂用量、捕收剂用量及配比、起泡剂用量、矿浆浓度、浮选时间、精扫选次数进行了优化。结果表明:对于非磁产品,在矿浆p H=7,煤油和丁基黄药总用量300g/t且配比2:1,2#油45 g/t,矿浆浓度20%,浮选时间5 min条件下,经过一粗五精三扫开路浮选,可以获得钼精矿钼品位38.05%,回收率40.28%,铜品位0.19%的指标;对于磁性产品,在矿浆p H=9,水玻璃100 g/t,硫酸铜50 g/t,丁基黄药400 g/t,2#油30 g/t,矿浆浓度20%,浮选时间5 min条件下,经过一粗四精四扫开路浮选,可以获得铜精矿品位20.13%,回收率42.17%。在以上研究基础上,进行了超导磁选连续分离-铜钼分别浮选闭路试验,经过超导一次分离,非磁产品一粗五精四扫及磁性产品一粗四精四扫闭路试验,在不使用抑制剂的情况下就可以获得钼品位35.40%,非磁产品闭路浮选作业回收率89.64%,铜品位0.36%的钼精矿及铜品位18.16%,磁性产品闭路浮选作业回收率88.73%的铜精矿。经过数质量流程计算总的钼回收率为70.35%,总的铜回收率为78.72%。该论文有图46幅,表18个,参考论文127篇。
陆娅琳[2](2018)在《方铅矿的粒级效应及其对铅硫浮选分离的影响机理研究》文中指出云南彝良铅锌矿是我国典型的高硫铅锌矿,硫化矿物总量为85.66%,其中黄铁矿的含量高达52.75%。由于矿石中硫含量较高,矿物间嵌布关系复杂以及硫化矿之间的交互作用,增加了硫化矿物间的分离难度;且方铅矿性脆,在磨矿过程中易出现过粉碎现象,导致大量损失的方铅矿以细粒级(-0.025mm)形式存在。因此,研究方铅矿的粒级效应对铅硫分离的影响、探明细粒级方铅矿损失的原因,对实现铅硫矿物高效分离具有重要意义。论文以方铅矿和黄铁矿作为主要研究对象,通过纯矿物浮选、表面离子溶出、XPS表面分析、吸附量和电化学测试等手段,研究了粗粒级(-0.074+0.038mm)、中间粒级(-0.038+0.025mm)与细粒级方铅矿在浮选行为、表面性质和药剂吸附上的差异,以及粒级效应对铅硫矿物之间电化学腐蚀强度的影响。在理论研究的基础上,通过调整铅硫混合精矿分选的药剂制度与工艺流程,以改善铅硫浮选分离的效果。方铅矿的粒级对其浮选行为、表面性质和药剂吸附影响的研究表明,与粗粒级和中间粒级方铅矿相比,细粒级方铅矿的浮选回收率和浮选速率更易受到矿浆pH影响,且相同pH条件下,其浮选回收率和浮选速率最低;同时,细粒级方铅矿表面更易氧化,在中性和弱碱性条件下,表面氧化产物主要为氢氧化铅,在强碱性条件下,表面氧化产物主要为氢氧化铅和硫代硫酸铅;细粒级方铅矿表面吸附的氧化产物阻碍了捕收剂的吸附,导致浮选回收率显着降低。黄铁矿对不同粒级方铅矿浮选行为、表面性质和药剂吸附影响的研究表明,黄铁矿的存在显着降低了细粒级方铅矿的浮选回收率与浮选速率,且黄铁矿的粒级越小,对方铅矿浮选回收率的影响越大;黄铁矿的存在也显着提高了方铅矿表面Pb2+离子的溶出量以及方铅矿表面的Zeta电位值;同时,黄铁矿促进了氢氧化铅和硫代硫酸铅在方铅矿表面的形成与吸附,进而阻碍了捕收剂在细粒级方铅矿表面的吸附,从而减小了矿物间可浮性的差异,增大了黄铁矿与细粒级方铅矿间的分离难度。开路电位测试结果表明,黄铁矿与细粒级方铅矿之间的静电位差值最大,矿物间的腐蚀强度最大;极化曲线测试结果表明,黄铁矿与方铅矿的电化学相互作用显着提高了细粒级方铅矿表面的腐蚀电流密度,降低了黄铁矿表面的腐蚀电流密度,而且捕收剂的存在以及矿浆碱性的增加提高了矿物之间的电化学相互作用强度;循环伏安曲线测试结果表明,捕收剂存在时,黄铁矿与方铅矿之间的电化学相互作用减弱了捕收剂在细粒级方铅矿表面吸附反应的电流密度,从而减弱了捕收剂在方铅矿表面的吸附。此外,与采用NaOH调浆相比,CaO调浆促进了方铅矿表面Pb2+离子的溶出,降低了捕收剂在方铅矿表面的吸附量和吸附速率,也增强了黄铁矿与方铅矿之间的电偶腐蚀强度,进而减小了矿物间可浮性的差异。其中,在乙硫氮体系下,采用CaO调浆在高碱条件下可以实现黄铁矿与粗、中粒级方铅矿的浮选分离,但是难以实现黄铁矿与细粒级方铅矿的浮选分离。云南彝良高硫铅锌矿的铅硫混合精矿分选研究表明,采用异步浮选的新工艺,即采用“抑硫浮铅”的方法实现了黄铁矿与粗、中粒级方铅矿的有效分离,并通过选择性氧化细粒级方铅矿,“抑铅浮硫”,实现了黄铁矿与细粒级方铅矿的浮选分离,提高了铅的总回收率,实现了铅硫混合精矿的高效分选。该工艺的采用对云南彝良高硫铅锌矿铅硫混合精矿分选中细粒级方铅矿的回收具有指导意义。
杨玉珠,周强[3](2017)在《2016年云南选矿年评》文中研究表明在广泛查阅2016年度国内矿业科技期刊、文献的基础上,对云南选矿工作者发表的选矿科技论文,云南选矿科技工作研究现状,从碎矿与磨矿、选矿工艺、选矿药剂、选矿设备及自动化、工艺矿物学等方面进行了综合评述。
王花[4](2016)在《从程潮铁尾矿中回收黄铁矿的试验研究》文中进行了进一步梳理铁尾矿是我国工业固体废弃物的主要组成部分,具有排放量大和利用率低两大显着特点。铁尾矿的综合利用可以节约资源,防止水质污染,延长尾矿库服务年限。程潮铁尾矿年产生量达到500万吨左右,大量尾矿的堆积不仅占用土地资源,而且污染环境。论文针对程潮铁尾矿含黄铁矿较高的特点,通过正交试验优化铁尾矿回收黄铁矿浮选过程中的药剂制度,包括常规浮选试验和电化学浮选试验,并对黄铁矿与药剂的作用机理进行探讨。从程潮铁尾矿中回收黄铁矿,一方面可以为企业带来一定的经济效益,另一方面有利于铁尾矿的整体利用。常规浮选试验结果表明,在程潮铁尾矿回收硫的粗选试验中,浮选时间是硫粗精矿回收率的最显着影响因素,2#油用量是硫粗精矿回收率的显着影响因素,硫酸铜用量和丁基黄药用量是该硫粗精矿回收率的不显着影响因素。在硫酸铜用量为800g/t,丁基黄药用量为330g/t,2#油用量为120g/t的最佳药剂制度下,采用一粗一精二扫的闭路试验流程,可获得产率为26.68%、品位为48.36%、回收率为83.93%的硫精矿。电化学浮选试验结果表明,在程潮铁尾矿回收硫的粗选试验中,浮选时间是硫粗精矿回收率的最显着影响因素,2#油用量和硫化钠用量是硫粗精矿回收率的显着影响因素。在硫化钠用量为550g/t,丁基黄药用量为125g/t,2#油用量为70g/t的最佳药剂制度下,采用一粗一精二扫的闭路试验流程,可获得产率为26.54%、品位为48.64%、回收率为83.45%的硫精矿。本文利用Zeta电位、红外和XPS等检测手段,对黄铁矿纯矿物与药剂作用机理进行探讨。机理分析结果表明,在蒸馏水中(p H=6.5),单独使用硫化钠并不能实现黄铁矿无捕收剂浮选,可能是因为黄铁矿表面生成的S单质含量较少;丁基黄药在黄铁矿表面发生反应,生成黄原酸铁疏水性物质,从而实现对黄铁矿的捕收性能。
王坤,康永,艾江[5](2016)在《水玻璃材料改性、硬化机理及应用前景》文中研究指明水玻璃复合材料是一种利废、节能、低污染的高绿色度材料,在国家提倡"节能减排"的形势下,研究和应用水玻璃环境友好型材料必然会有良好的市场效益。本文叙述了水玻璃的特性、改性方法、硬化机理、应用领域以及制备方法,具有广阔的市场应用前景。
孙忠梅[6](2016)在《提高载金黄铁矿浮选效果的研究与应用》文中研究指明黄金资源开发利用中,以显微金包裹形式存在的载金黄铁矿浮选回收研究越来越受到重视,难点是载金黄铁矿嵌布粒度细微,细磨达到单体解离时,部分黄铁矿及脉石泥化,影响浮选药剂与载金黄铁矿表面作用,使部分已经单体解离的载金黄铁矿损失于尾矿中。论文通过高效捕收剂S6的合成与应用、粗细粒矿物载体浮选以及组合活化剂的应用,促进了载金黄铁矿的浮选行为。根据化学药剂的同分异构原理,采用逆向合成分析方法设计并合成了载金黄铁矿高效捕收剂S6,分子式为(CH3)2CH(CH2)2CH(OCSS)CH3。基于基团电负性方法,通过紫外光谱吸收峰波长及鲍林的“离子百分数”计算,得出S6具有含量73.5%的黄原酸基团,吸收峰波长381.6mm,明显高于乙基黄药、丁基黄药、戊基黄药和Y89的吸收峰波长。研究表明,吸收带波长数值越大,电负性越小,矿物与药剂成键的离子性越低,共价性越强。通过改变S6的碳链长度和非极性基电子效应,增加了疏水性能和药剂的亲固能力。黄铁矿纯矿物的浮选试验表明,S6具有比丁基黄药、Y89和戊基黄药更好的捕收性能。通过控制载金黄铁矿粗细粒级的比例,可实现载体作用而提高黄铁矿的浮选效果。当-0.025mm细粒黄铁矿含量所占比例较小时,+0.074mm粗粒与细粒之间的相互影响较小,当细粒含量所占比例超过70%时,粗粒对细粒起到载体作用,从而提高了黄铁矿的总体回收率。DLVO理论表明,黄铁矿颗粒间的作用与静电作用和疏水作用有关,当捕收剂碳链长度增加,与载金黄铁矿表面作用后,有利于矿物产生疏水性团聚,促进细粒载金黄铁矿的浮选。采用硫酸铜和硫酸铵组合活化剂促进载金黄铁矿的浮选的机理研究表明,硫酸铵产生的氨根离子与硫酸铜产生的铜离子反应生成铜氨络离子,铜氨络离子有缓冲和稳定铜离子的作用,并且带正电的铜氨络离子更易在荷负电的矿物表面吸附,从而增加其活化中心,促进了载金黄铁矿的浮选。针对贵州回龙金矿和紫金山金矿进行的促进浮选试验研究结果表明,S6与丁铵黑药联合使用,与丁基黄药和丁铵黑药联合使用时的闭路试验对比,金回收率可提高2.63个百分点。紫金山选铜尾矿S6与丁基黄药闭路浮选对比,在硫精矿品位接近的情况下硫回收率提高了3.35个百分点。本论文的研究成果为类似微细粒载金黄铁矿的促进和高效回收提供借鉴。
邓陈雄[7](2015)在《基于矿物交互影响的低品位钛铁矿浮选分离基础研究》文中指出中国是世界上钛铁砂矿资源最丰富的国家,远超其他国家,因此对储量丰富的钛铁砂资源进行综合利用研究对于中国和世界的工业发展都具有重要意义。随着资源的不断开发利用,中国优质钛铁资源开发殆尽,因此对低品位钛铁砂矿资源的利用势在必行。中国主要以原生矿钛铁矿和砂矿类型两种,且主要选别砂矿为主,岩矿类型的钛铁矿大量浪费。另外,目前的砂矿工艺也不太合理,资源浪费严重。因此,如何提高钛铁矿的分选效率,是摆在选矿工作者面前亟待解决的问题。由于钛铁矿中一些矿物的可选特性相似,且在选别过程中存在交互影响,因此给钛铁矿的分选带来了困难。基于此,本论文针对低品位钛铁矿中矿物的浮选交互影响进行研究,旨在实现低品位钛铁矿的高效回收利用。浮选体系中矿物的交互影响是指复杂矿石浮选体系中矿物的溶解、相互吸附和罩盖等引起其他矿物被活化或抑制从而对浮选分离产生的影响。本文选取了钛铁矿、辉石和石英三种矿物作为研究对象,对矿物的晶体结构、溶解组分进行了分析,通过单矿物试验对三种矿物在油酸钠体系下的可浮性以及调整剂对矿物可浮性的影响进行了研究,并对不同含量矿物之间的交互影响进行了试验研究和理论分析,利用动电位测量、接触角测量、扫描电镜检测、X-射线衍射分析等研究方法,并结合晶体结构中化学键的计算、溶液化学计算和E.DLVO理论计算对矿物之间交互影响的机理进行了探讨,最后结合单矿物试验结果,提出了消除矿物分选过程中交互影响的方法,并对攀枝花原生钛铁矿、广西北海海滨砂钛铁砂矿和越南某钛铁矿砂矿的浮选分离工艺进行了研究。通过单矿物浮选试验研究表明,在油酸钠浮选体系中,钛铁矿的浮游pH值区问为5~8;Zeta电位的测定结果表明,加入油酸钠后钛铁矿的亏电位有所降低,矿物表面的电位都发生了较大的负移;通过红外光谱检测表明,油酸钠在钛铁矿矿物表面发生了化学吸附。人工混合矿试验表明添加适量Pb(NO3)2可以活化钛铁矿;Zeta电位的测定结果表明,吸附于钛铁矿表面双电层内的Pb2+离子远大于吸附于石英表面双电层内的Pb2+离子,Pb2+离子在钛铁矿表面的吸附不单有静电吸附,还有化学吸附;水玻璃作为分散剂,在钛铁矿浮选时矿粒之间由于电性斥力而有利于钛铁矿与石英的分离。在油酸钠体系下添加水玻璃为调整剂时,不同粒级钛铁矿回收率均呈现出了先升高后降低的趋势。-0.104+0.063mm和-0.063+0.045mm粒级钛铁矿回收率在石英添加量为20%时达到最大值;而-0.045mm粒级的钛铁矿回收率在石英添加量为30%时达到最大值。根据扩展DLVO理论计算出了不同矿物在油酸钠体系下颗粒之间的相互作用总势能及作用力,以及80μm颗粒时的最大作用能(钛铁矿取引力最大值)。计算表明,颗粒的粒径越大,相互之间的作用能就越强,颗粒相互作用能为引力的矿物之间容易发生异相凝聚,这种异相凝聚带来的矿物之间的交互影响是影响矿物浮选分离的主要原因之一。在油酸钠体系下,消除钛铁矿与辉石和钛铁矿与石英之间的交互影响将有助于实现钛铁矿与辉石和石英的分离。对原生矿床为代表的攀枝花选铁尾矿为原矿进行了选矿工艺试验,确定了“磨矿-强磁-浮选”工艺。磁选的适宜试验条件是:磨矿细度-0.074mm占75%,磁场强度为631kA/m。以强磁精矿为浮选给矿,浮选的适宜药剂制度为:pH值调整剂硫酸用量1000g/t,抑制剂水玻璃用量600g/t,捕收剂油酸钠用量1000g/t。通过开、闭路流程试验,确定浮选工艺为一次粗选三次精选二次扫选。最终获得精矿中含Ti02品位46.96%、Ti02回收率为58.86%的指标。对砂矿类型的广西北海钛铁砂矿进行了选矿试验研究,确定了“重选-强磁选-重选-浮选”联合工艺。首先对原矿进行一次粗选一次精选一次中扫选的重选选矿工艺流程,粗选为螺旋溜槽,精选为摇床,得到重选钛精矿Ⅰ、扫中尾矿、尾矿三个产品,可获得钛精矿Ⅰ TiO2品位45.16%,回收率40.39%。中扫尾矿和尾矿合并磨矿—强磁选,磁选精矿再采用二次摇床重选获得钛精矿Ti02 Ⅱ品位46.77%,回收率为36.58%的良好指标。对重磁尾矿再进行浮选试验研究结果表明,浮选可以将尾Ti02矿品位从7.33%提升至39.55%,且回收率可达14.95%。对越南某复杂钛铁矿进行了选矿试验研究,确定了“重选—磁选—浮选”联合选别工艺流程。获得最终精矿品位为46.45%,回收率为77.52%,可以满足越南国内深加工钛工业的生产要求。本论文的研究丰富了低品位钛铁矿浮选和矿物浮选交互影响的理论体系,对实际低品位钛铁矿石的浮选分离具有指导意义。
周新军[8](2015)在《江西某黑白钨混合矿选矿新工艺试验研究》文中指出近年来国内对钨的需求量越来越高,钨矿的开采量不断增加,富矿资源已经日趋减少,急需加大对低品位、组份复杂钨矿的开发研究力度。课题以江西某黑白钨混合矿为研究对象,原矿WO3品位低,嵌布粒度细,该选厂采用全浮工艺,生产中钨回收率在50%左右,大量的资源难以得到有效的利用。本试验在原有工艺的基础上,研究新的工艺流程,以获得更好的经济技术指标。对试样的性质进行研究,原矿WO3品位0.21%,以白钨矿为主,黑钨矿占有率18.69%,矿物组份分析表明,试验中其中含有大量的黑云母和白云母会恶化钨矿物的浮选,黑钨矿容易在浮选中损失。试验对原工艺即全浮流程开展了深入研究,捕收剂采用实验室合成的脂肪酸类捕收剂PZ-2,进行浮选闭路试验,得到WO3品位58.35%,回收率72.31%的钨精矿,粗选尾矿和精选尾矿WO3品位分别为0.039%和0.62%。全浮流程的弊端一方面是黑钨矿富集效果不佳,另一方面是破碎磨矿及精选加温成本高,运行该工艺难以创造可观的经济效益,需要改进工艺流程。重选流程具低成本的优势,新工艺采用螺旋选矿机重选抛尾,重选给矿粒度在0.85mm以下,螺旋选矿机作业所得尾矿采用0.074mm格筛筛分,筛下作为细泥中矿,筛上为抛弃尾砂,试验可得尾砂产率37.28%,回收率6.12%,抛尾效果十分理想。为提高流程中黑钨矿回收率,重选抛尾后物料采用高梯度磁选富集部分黑钨矿,磁选精矿进入摇床精选直接获得高品位钨精矿,所得摇床精矿WO3品位37.18%,回收率为8.72%。对经过重选抛尾—强磁选后的矿物采用浮选回收剩余钨矿物。确定的新工艺为重选抛尾—强磁选黑钨—浮选的联合流程,新工艺总精矿品位57.08%,回收率77.11%。相比全浮流程回收率提高4.80%。重磁浮联合流程通过预选抛尾,进入浮选矿物产率仅为原矿的62%,能够减少磨矿能耗及浮选药剂单耗,降低选矿成本,工业可行性高。白钨矿和萤石表面的Zeta电位的测试表明,水玻璃能够在矿物表面吸附使Zeta电位显着降低。矿物表面吸附量的测定中,水玻璃对萤石吸附捕收剂有明显抑制作用,白钨矿在水玻璃浓度高于80mg/L的条件下才受到明显的抑制。红外光谱分析证明捕收剂PZ-2能够与白钨矿表面发生稳定的化学吸附。
郭亮[9](2014)在《云南麻栗坡低品位含硫含碳白钨矿浮选技术研究》文中指出我国钨矿资源储量巨大居世界第一位,但随着近几十年对钨矿主要是黑钨矿的大量开采,导致黑钨矿资源接近枯竭,因此白钨矿资源越来越引起人们的重视。我国大部分白钨矿属于矽卡岩型白钨矿,白钨嵌布粒度较细,常与多种铁铜等硫化矿伴生或共生,且品位较低难于回收。因此,低品位白钨矿的浮选技术研究将对我国钨矿资源的回收具有重要的现实意义。云南麻栗坡金玮钨矿属片麻岩型.白钨矿,原矿W03品位仅0.16%左右,属低品位白钨矿石,矿石中的有价金属与脉石矿物组分复杂,脉石矿物品种多,占有率大;矿石中的钨以白钨矿、黑钨矿形式存在,分别为78.21%和20.41%,其中黑钨矿占总钨的比重较大,但黑钨矿的原矿品位仅为0.03%,对于采用黑、白钨混浮难度较大;矿石中白钨矿粒度呈中细粒不均匀分布;矿石中存在一定的结晶度好的石墨,影响硫化矿的脱除率,矿石属于“贫”、“细”、“杂”难选的白钨矿。通过对生产现场的考查,发现主要存在的问题如下:1)磨矿分级产品粒度偏粗,矿浆浓度高。2)矿石中含有大量的石墨,影响了硫的脱除率,石墨的存在对白钨的浮选也存在很大影响。3)钨粗选抑制剂用量不足,大量的磁黄铁矿、磷灰石、方解石、萤石等脉石矿物混入钨粗精矿中,使后续精选作业中,白钨矿与脉石矿物分离的难度增大。本研究以金玮白钨矿石为原料,对矿石开展了工艺矿物学研究,在此基础上进行了全面、深入、系统的浮选分离特性研究。首先,对低品位含硫含碳白钨矿石制定了“碳硫异步混合浮选.白钨粗选.白钨粗精矿常温精选”的工艺流程方案,然后,进行白钨矿石浮选试验研究,最终确定:在脱离脱碳段采用煤油+丁基黄药+丁铵黑药组合用药作为捕收剂,脱碳脱硫尾矿进入选钨作业,在白钨浮粗选段采用Na2CO3调节pH,改性水玻璃为脉石抑制剂,731为白钨捕收剂,选钨作业经一次粗选、两次扫选、然后进入精选作业,采用水玻璃作为抑制剂,经一次空白精选、五次精选,得到白钨精矿。经闭路流程试验后,在原矿品位W030.157%下,获得钨精矿产率为0.19%,品位W0352.72%,回收率62.30%的钨精矿。
侯英[10](2014)在《钼铜矿石的高压辊碎磨特性和浮选分离研究》文中认为矿产资源是国民经济建设和社会发展的重要物质基础,矿业是国民经济的重要基础产业。高压辊磨机是目前国内外选矿领域“多碎少磨技术”和“选择性粉碎技术”发展的主流,其节能降耗效果十分显着,在水泥行业和铁矿选矿领域的应用十分普遍,但国内在有色金属矿选矿领域的应用还少见报道。开展这方面的研究以填补国内空缺已显得十分必要和迫切,其社会意义和经济价值显而易见。本论文以西藏墨竹工卡邦铺钼铜矿石为研究对象,通过对矿石进行高压辊磨和颚式破碎,借助粒度特性分析、粒级金属分布分析、Bond球磨功指数分析、SEM扫描电镜分析、EDS能谱分析,研究了钼铜矿石粉碎产品的产品特性,粉碎产品的磨矿特性和磨矿产品的浮选特性。并通过X射线衍射、SEM扫描电镜、EDS能谱、MLA矿物单体解离度、ICP-AES等检测和分析,考查了不同粉碎方式对钼铜矿石产品特性、磨矿特性和浮选特性的影响机理。主要研究内容及结果如下:高压辊磨机-3.2mm粉碎产品(高压辊磨产品)的细粒级含量多,-0.074mm粒级含量比颚式破碎机-3.2 mm粉碎产品(颚式破碎产品)高7.0l%,粒度分布更加均匀;随着Bond球磨功指数目标粒度的减小,高压辊磨产品比颚式破碎产品的Bond球磨功指数降低的幅度在逐渐减小;适合于高压辊磨产品的磨矿细度修正系数为K5=(P80+15.7)/1.138P80;对高压辊磨产品和颚式破碎产品的Bond球磨功指数应用MATLAB7.1进行图形用户界面设计,可以得到邦铺铝铜矿石任意磨矿细度下的Bond球磨功指数;高压辊磨产品和颚式破碎产品表面微裂纹显示,高压辊磨产品表面的晶内裂纹和解离裂纹较颚式破碎产品多。磨矿动力学参数k和m对磨矿速度的影响研究表明:在磨矿时间t<<e1/k时,k对筛上累积产率R的减少起主要的作用,k越大,磨矿速度越快;在磨矿时间t>>e1/k时,m对筛上累积产率R的减少起主要作用,m越大,磨矿速度越快;在磨矿时间t=e1/k附近时,k和m共同影响筛上累积产率R的减少,共同影响磨矿速度。通过对磨矿动力学参数的研究来评价磨机的实际工作情况,可为选择最佳的碎磨方式、磨机结构和操作条件提供依据。高压辊磨和颚式破碎对产品磨矿特性的研究表明:在-3.2+0.105mm粒级时,粒度越粗,高压辊磨产品与颚式破碎产品的磨矿速度相差越大。在-0.105+0.038mm粒级时高压辊磨产品和颚式破碎产品磨矿速度的最大值相等,主要是磨矿概率影响高压辊磨产品和颚式破碎产品的磨矿速度。高压辊磨产品-3.2+0.105mm粒级的磨矿速度远远高于颚式破碎产品的磨矿速度,而高压辊磨产品-0.105+0.038mm粒级的磨矿速度等于颚式破碎产品的磨矿速度,根据不同粒级磨矿速度的差异,球磨机对高压辊磨产品的粗粒级有选择性的快速磨矿作用。对高压辊磨和颚式破碎产品进行磨矿—浮选特性的研究表明:高压辊磨—球磨工艺最佳的磨矿细度为-0.074mm含量占65%,颚式破碎—球磨工艺最佳的磨矿细度为-0.074mm含量占75%,高压辊磨—球磨和颚式破碎—球磨适宜的浮选药剂制度相同,但变化趋势有所不同,即采用高压辊磨工艺可以放粗高压辊磨产品的磨矿细度。局部闭路试验结果显示:高压辊磨产品磨矿细度-0.074 mm含量65%比颚式破碎产品磨矿细度-0.074mm含量75%的钼粗精矿钼品位高0.83%,铝回收率高1.05%;铜粗精矿铜品位低0.02%,铜回收率高2.66%。高压辊磨产品磨矿细度-0.074mm含量65%比颚式破碎产品磨矿细度-0.074mm含量65%的钼粗精矿钼品位低0.07%,钼回收率高1.93%;铜粗精矿铜品位低0.15%,铜回收率高4.05%。对高压辊终粉磨产品的粒度特性和浮选特性进行了分析,结果表明:在V型选粉机转子的转速(转子转速)为200 r/min条件下得到的产品比转子转速50 r/min条件下得到的产品粒度更细,-0.074mm粒级含量高10.85%,粒度分布更加均匀;转子转速200 r/min时的浮选效果比转子转速50 r/min时要好,钼粗精矿的钼回收率和铜回收率分别高14.28%和12.39%;与高压辊磨产品磨矿细度-0.074mm含量65%条件进行浮选相比,高压辊终粉磨产品进行浮选获得的钼粗精矿钼品位高9.10%,铜品位高11.58%,钼回收率低7.67%,铜回收率高34.48%。不同碎磨方式碎磨流程能耗的对比结果表明:高压辊磨—球磨工艺在磨矿细度-0.074mm含量占65%时比颚式破碎—球磨工艺在磨矿细度-0.074 mm含量占75%时节省能耗23.84%;高压辊磨终粉磨流程比颚式破碎—球磨工艺在磨矿细度-0.074 mm含量占75%时节省能耗30.98%。本论文的研究成果揭示了钼铜矿石不同粉碎方式下产品特性的差异,以及不同粉碎方式时粉碎产品磨矿特性和磨矿产品浮选特性的差异和相关关系。该研究成果为高压辊磨机在有色金属矿选矿领域的应用提供了理论指导。
二、40~#捕收剂提高细级别尾砂选硫技术指标的研究(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、40~#捕收剂提高细级别尾砂选硫技术指标的研究(论文提纲范文)
(1)栾川小庙岭铜钼二次资源超导磁分离-浮选回收试验研究(论文提纲范文)
致谢 |
摘要 |
abstract |
1 绪论 |
1.1 课题来源 |
1.2 研究背景及意义 |
1.3 技术路线和研究内容 |
2 文献综述 |
2.1 铜、钼资源概述 |
2.2 黄铜矿和辉钼矿性质 |
2.3 铜钼硫化矿选矿研究现状 |
2.4 铜钼硫化矿浮选药剂现状 |
2.5 超导磁选研究现状 |
3 试验矿样、设备、药剂及研究方法 |
3.1 矿石制备和性质 |
3.2 试验药剂 |
3.3 试验仪器 |
3.4 试验研究方法 |
4 超导磁选分离试验研究 |
4.1 条件试验 |
4.2 本章小结 |
5 铜钼分别浮选开路试验研究 |
5.1 非磁产品浮选试验 |
5.2 磁性产品浮选试验 |
5.3 本章小结 |
6 超导磁选-浮选闭路试验研究 |
6.1 超导磁选连续实验及结果分析 |
6.2 浮选连续试验 |
6.3 数质量流程图 |
6.4 本章小结 |
7 结论与展望 |
7.1 主要结论 |
7.2 展望 |
参考文献 |
作者简历 |
学位论文数据集 |
(2)方铅矿的粒级效应及其对铅硫浮选分离的影响机理研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
第一章 绪论 |
1.1 铅资源的分布现状与特征 |
1.2 铅资源回收工艺现状 |
1.3 铅硫分离面临的主要难题 |
1.4 浮选中粒级效应的研究进展 |
1.5 论文研究的意义和内容 |
1.5.1 研究意义 |
1.5.2 主要研究内容 |
1.5.3 论文的课题来源 |
第二章 试验材料与研究方法 |
2.1 试验材料 |
2.2 试验药剂 |
2.3 试验仪器及设备 |
2.4 研究方法 |
2.4.1 浮选试验 |
2.4.2 药剂吸附量试验 |
2.4.3 矿物表面金属离子溶出试验 |
2.4.4 XPS测试 |
2.4.5 Zeta电位测试 |
2.4.6 电化学测试 |
第三章 不同粒级方铅矿的浮选行为及表面性质研究 |
3.1 不同粒级方铅矿的浮选行为 |
3.1.1 无捕收剂体系下不同粒级方铅矿的浮选行为 |
3.1.2 捕收剂体系下不同粒级方铅矿的浮选行为 |
3.2 不同粒级方铅矿的表面性质及药剂吸附 |
3.2.1 不同粒级方铅矿表面的金属离子溶出行为 |
3.2.2 不同粒级方铅矿表面的氧化产物 |
3.2.3 不同粒级方铅矿表面的药剂吸附行为 |
3.3 本章小结 |
第四章 黄铁矿对不同粒级方铅矿浮选行为及表面性质的影响 |
4.1 黄铁矿对不同粒级方铅矿浮选行为的影响 |
4.1.1 无捕收剂体系下黄铁矿对不同粒级方铅矿浮选行为的影响 |
4.1.2 捕收剂体系下黄铁矿对不同粒级方铅矿浮选行为的影响 |
4.1.3 不同粒级黄铁矿对不同粒级方铅矿浮选行为的影响 |
4.2 黄铁矿对不同粒级方铅矿表面性质及药剂吸附的影响 |
4.2.1 黄铁矿对不同粒级方铅矿表面金属离子溶出行为的影响 |
4.2.2 黄铁矿对不同粒级方铅矿表面氧化产物的影响 |
4.2.3 黄铁矿对不同粒级方铅矿表面Zeta电位的影响 |
4.2.4 黄铁矿对不同粒级方铅矿表面药剂吸附行为的影响 |
4.3 本章小结 |
第五章 黄铁矿对不同粒级方铅矿电化学行为的影响 |
5.1 无捕收剂体系矿物的电化学行为 |
5.1.1 开路电位 |
5.1.2 极化曲线 |
5.1.3 循环伏安曲线 |
5.2 乙黄药体系下矿物的电化学行为 |
5.2.1 开路电位 |
5.2.2 极化曲线 |
5.2.3 循环伏安曲线 |
5.3 乙硫氮体系下矿物的电化学行为 |
5.3.1 开路电位 |
5.3.2 极化曲线 |
5.3.3 循环伏安曲线 |
5.4 本章小结 |
第六章 方铅矿粒级效应在铅硫浮选分离中的应用 |
6.1 彝良铅锌矿中铅硫分离存在的问题 |
6.2 铅硫硫化矿人工混合矿的浮选分离 |
6.3 铅硫混合精矿浮选分离流程的改进 |
6.4 铅硫混合精矿浮选分离条件试验 |
6.5 铅硫混合精矿浮选分离的开路试验 |
6.6 铅硫混合精矿浮选分离的闭路试验 |
6.7 本章小结 |
第七章 主要结论与创新 |
7.1 主要结论 |
7.2 主要创新点 |
致谢 |
参考文献 |
附录A 攻读博士学位期间的主要科研成果 |
附录B 主持和参与完成的科研项目 |
附录C 攻读博士学位期间获得的个人奖励与荣誉 |
(3)2016年云南选矿年评(论文提纲范文)
1 碎矿与磨矿 |
2 选矿工艺 |
2.1 铜镍矿的选矿 |
2.2 铅锌矿的选矿 |
2.3 铁矿的选矿 |
2.4 钛磁铁矿的选矿 |
2.5 铬铁矿的选矿 |
2.6 锰矿的选矿及除杂 |
2.7 磷矿的选矿 |
2.8 锡矿、钨矿、锑矿和钼矿的选矿 |
2.9 多金属矿的选矿及脱杂研究 |
2.1 0 金矿和银矿的选矿 |
2.1 1 伴生金、银的综合回收 |
2.1 2 非金属矿的选矿 |
2.1 3 铝土矿的选矿 |
3 选矿药剂 |
4 选矿设备及自动化研究 |
5 工艺矿物学 |
6 综述性研究及其它 |
7 资源综合利用 |
8 尾矿库 |
9 结语 |
(4)从程潮铁尾矿中回收黄铁矿的试验研究(论文提纲范文)
摘要 |
abstract |
1 绪论 |
1.1 国内铁尾矿利用现状 |
1.1.1 铁尾矿资源概况 |
1.1.2 铁尾矿的特点 |
1.1.3 铁尾矿综合利用现状 |
1.1.4 铁尾矿综合利用过程中存在的问题 |
1.2 黄铁矿资源现状及选矿工艺现状 |
1.2.1 黄铁矿资源概况 |
1.2.2 黄铁矿物理化学性质及可浮性 |
1.2.3 黄铁矿回收的选矿工艺现状 |
1.2.4 黄铁矿回收工艺优缺点 |
1.3 课题研究的目的和意义 |
1.4 课题研究的内容 |
2 试验材料、设备及研究方法 |
2.1 试验材料 |
2.1.1 铁尾矿 |
2.1.2 黄铁矿纯矿物 |
2.2 试验主要设备及试剂 |
2.3 试验方法 |
2.3.1 铁尾矿浮选试验 |
2.3.2 纯矿物浮选试验 |
2.4 检测方法 |
2.4.1 矿物表面Zeta电位测试 |
2.4.2 矿物表面红外光谱检测 |
2.4.3 矿物表面XPS检测 |
3 从程潮铁尾矿中回收黄铁矿的浮选试验研究 |
3.1 常规浮选试验 |
3.1.1 常规浮选粗选条件试验 |
3.1.2 常规浮选粗选正交试验 |
3.1.3 开路试验 |
3.1.4 闭路试验 |
3.2 电化学浮选试验 |
3.2.1 电化学浮选粗选条件试验 |
3.2.2 电化学浮选粗选正交试验 |
3.2.3 开路试验 |
3.2.4 闭路试验 |
3.3 电化学浮选试验与常规浮选试验对比 |
3.4 不同浮选工艺经济效益比较 |
3.5 本章小结 |
4 黄铁矿浮选机理探讨 |
4.1 黄铁矿纯矿物条件试验 |
4.1.1 捕收剂用量试验 |
4.1.2 硫化钠用量试验 |
4.1.3 硫酸铜用量试验 |
4.2 溶液化学分析 |
4.2.1 Na_2S溶液化学分析 |
4.2.2 丁基黄药溶液化学分析 |
4.3 黄铁矿表面性质分析 |
4.3.1 黄铁矿试样的Zeta电位检测 |
4.3.2 黄铁矿试样的红外光谱检测 |
4.3.3 黄铁矿试样的XPS检测 |
4.4 本章小结 |
5 结论 |
参考文献 |
附录 |
致谢 |
(5)水玻璃材料改性、硬化机理及应用前景(论文提纲范文)
1 引言 |
2 水玻璃简介 |
3 水玻璃的特性 |
3.1 黏结力和强度较高 |
3.2 耐酸性好 |
3.3 耐热性好 |
3.4 耐碱性和耐水性差 |
4 水玻璃的改性方法 |
4.1 水玻璃的物理改性 |
4.1.1 超声振荡处理 |
4.1.2 磁场处理 |
4.1.3 微波处理 |
4.2 水玻璃的化学改性 |
5 水玻璃的硬化机理 |
5.1 直接加热硬化 |
5.2 吹二氧化碳气体硬化 |
5.3 有机酯的硬化 |
5.4 粉末硬化剂硬化 |
5.5 金属或金属氧化物硬化 |
5.6 微波硬化 |
6 水玻璃的应用 |
6.1 在材料中的应用 |
6.1.1 气凝胶 |
6.1.2 耐酸性混凝土 |
6.1.3 矿渣/砂浆 |
6.1.4 粘结剂 |
6.1.5 介孔材料 |
6.1.6 催化剂载体 |
6.1.7 有机和无机复合涂料 |
6.1.8 陶瓷材料 |
6.2 在选矿中的应用 |
6.2.1 在铜矿石浮选中的应用 |
6.2.2 在萤石浮选中的应用 |
6.2.3 在钨矿石浮选中的应用 |
6.2.4 在钼矿石浮选中的应用 |
6.2.5 在其它矿石浮选中的应用 |
7 结语 |
(6)提高载金黄铁矿浮选效果的研究与应用(论文提纲范文)
致谢 |
摘要 |
Abstract |
1 引言 |
2 文献综述 |
2.1 金资源与结构特征 |
2.2 黄铁矿浮选研究现状 |
2.2.1 黄铁矿发展工艺研究进展 |
2.2.2 黄铁矿浮选药剂研究进展 |
2.3 浮选药剂机理研究 |
2.3.1 浮选药剂分子设计理论 |
2.3.2 组合药剂协同效应作用机理 |
2.4 细粒矿物浮选研究现状 |
2.4.1 细粒矿物浮选回收研究现状 |
2.4.2 细粒矿物对浮选影响的研究现状 |
2.4.3 细粒矿物浮选技术发展方向 |
3 研究内容与研究方法 |
3.1 研究目标 |
3.2 研究内容 |
3.3 研究方法 |
3.3.1 矿物表面特性差异的MLA测定 |
3.3.2 矿物浮选方法 |
3.3.3 紫外分光光度分析 |
3.3.4 X射线光电子能谱测定 |
3.3.5 矿物动电位测定 |
3.3.6 红外光谱 |
3.4 试验原料、药剂和设备 |
3.4.1 试样的来源与性质 |
3.4.2 试验药剂与设备 |
4 载金黄铁矿浮选性能研究 |
4.1 黄铁矿表面形貌分析 |
4.1.1 不同pH值下黄铁矿表面形貌与成分分析 |
4.1.2 不同pH值下黄铁矿的XPS分析 |
4.2 浮选药剂对黄铁矿可浮性的影响 |
4.2.1 起泡剂对黄铁矿可浮性的影响 |
4.2.2 捕收剂对黄铁矿可浮性的影响 |
4.2.3 捕收剂结构对其浮选黄铁矿性能的影响 |
4.2.4 调整剂对黄铁矿可浮性的影响 |
4.3 黄铁矿粒度对其可浮性的影响 |
4.3.1 单一粒级黄铁矿的可浮性 |
4.3.2 粗、细粒级配比对黄铁矿可浮性的影响 |
4.4 本章小结 |
5 提高载金黄铁矿的浮选性能及其机理研究 |
5.1 黄铁矿高效捕收剂S6的设计、合成及性能研究 |
5.1.1 捕收剂S6的设计 |
5.1.2 捕收剂S6的合成 |
5.1.3 捕收剂S6的捕收性能 |
5.2 活化剂及其组合用药强化黄铁矿浮选性能的研究 |
5.2.1 活化剂及其组合用药对黄铁矿浮选行为的影响 |
5.2.2 活化剂强化黄铁矿浮选的作用机理 |
5.3 捕收剂与黄铁矿表面的作用机理研究 |
5.3.1 捕收剂在黄铁矿表面的吸附量测定 |
5.3.2 组合捕收剂对黄铁矿浮选行为的影响 |
5.3.3 组合捕收剂强化黄铁矿浮选的作用机理 |
5.4 本章小结 |
6 提高黄铁矿浮选性能的应用研究 |
6.1 贵州回龙金矿浮选试验研究 |
6.1.1 原矿工艺矿物学研究 |
6.1.2 浮选条件试验 |
6.1.3 浮选闭路试验 |
6.2 紫金山铜尾矿浮选试验研究 |
6.2.1 工艺矿物学研究 |
6.2.2 粗选活化剂种类试验 |
6.2.3 粗选捕收剂种类及其用量试验 |
6.2.4 开路试验 |
6.2.5 闭路试验 |
6.3 本章小结 |
7 结论 |
7.1 主要结论 |
7.2 创新点 |
参考文献 |
作者简历及在学研究成果 |
学位论文数据集 |
(7)基于矿物交互影响的低品位钛铁矿浮选分离基础研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
第1章 绪论 |
1.1 钛矿概况 |
1.1.1 钛的基本性质和用途 |
1.1.2 钛矿床和钛矿物性质 |
1.1.3 钛矿资源分布 |
1.2 钛矿物的选矿方法与工艺 |
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 |
1.3.1 钛铁矿浮选常用捕收剂 |
1.3.2 钛铁矿浮选常用调整剂 |
1.3.3 微细粒钛铁矿浮选新技术 |
1.4 矿物间交互影响的研究现状 |
1.4.1 矿物间交互影响的作用形式研究 |
1.4.2 矿物间交互影响的作用机制研究 |
1.4.3 矿物间交互影响的应用研究 |
1.5 研究意义与内容 |
1.5.1 研究意义 |
1.5.2 研究内容 |
第2章 矿样、试剂、仪器及研究方法 |
2.1 矿样 |
2.2 试剂与仪器 |
2.3 研究方法 |
2.3.1 浮选试验方法 |
2.3.2 磁选试验 |
2.3.3 重选试验 |
2.3.4 动电位(ζ电位)测量 |
2.3.5 红外光谱测定 |
2.3.6 接触角测量 |
第3章 钛铁矿物可浮性和交互影响研究 |
3.1 单矿物可浮性研究 |
3.1.1 油酸钠对钛铁矿、辉石和石英可浮性的影响 |
3.1.2 水玻璃对钛铁矿、辉石和石英可浮性的影响 |
3.1.3 硝酸铅对钛铁矿、辉石和石英可浮性的影响 |
3.2 调整剂对不同粒级矿物的浮选影响 |
3.2.1 pH值对不同粒级纯矿物浮选的影响 |
3.2.2 油酸钠用量对不同粒级纯矿物浮选的影响 |
3.2.3 水玻璃对不同粒级纯矿物浮选的影响 |
3.2.4 硝酸铅对不同粒级纯矿物浮选的影响 |
3.3 不同含量矿物间的交互影响 |
3.3.1 石英对钛铁矿浮选的影响 |
3.3.2 辉石对钛铁矿浮选的影响 |
3.4 不同粒级矿物间的交互影响 |
3.4.1 不同粒级石英对不同粒级钛铁矿浮选的影响 |
3.4.2 不同粒级辉石对不同粒级钛铁矿浮选的影响 |
3.5 本章小结 |
第4章 矿物浮选机理研究 |
4.1 矿物的晶体结构及晶格计算 |
4.1.1 钛铁矿的晶体结构 |
4.1.2 石英的晶体结构 |
4.1.3 辉石的晶体结构 |
4.1.4 晶体结构化学键特征分析及计算 |
4.2 矿物表面ζ-电位研究 |
4.3 扩展DLVO理论 |
4.4 矿物在不同介质中的表面润湿性研究 |
4.4.1 自然矿物的表面润湿性研究 |
4.4.2 油酸钠吸附作用后矿物的表面润湿性研究 |
4.5 油酸钠体系下钛铁矿对石英浮选影响的机理研究 |
4.6 油酸钠体系下钛铁矿对辉石浮选影响的机理研究 |
4.7 钛铁矿的浮选溶液化学 |
4.8 钛铁矿浮选药剂作用机理 |
4.8.1 油酸钠作用机理分析 |
4.8.2 水玻璃的抑制机理 |
4.8.3 Pb(NO_3)_2的活化机理 |
4.9 本章小结 |
第5章 低品位钛铁矿选矿试验研究 |
5.1 攀枝花原生钛铁矿选矿试验研究 |
5.1.1 钛铁矿强磁选条件预先分选 |
5.1.2 钛铁矿浮选条件试验 |
5.1.3 攀枝花钛铁矿选矿工艺流程 |
5.2 北海钛铁砂矿选矿试验研究 |
5.2.1 重选试验研究 |
5.2.2 磁选试验研究 |
5.2.3 浮选试验研究 |
5.2.4 开路流程试验 |
5.2.5 闭路流程试验 |
5.2.6 全流程试验 |
5.3 越南某钛铁矿选矿试验研究 |
5.3.1 重选试验研究 |
5.3.2 磁选试验研究 |
5.3.3 浮选试验研究 |
5.3.4 全流程闭路试验 |
5.4 本章小结 |
第6章 结论 |
参考文献 |
致谢 |
附录:攻读博士期间发表的论文 |
个人简介 |
(8)江西某黑白钨混合矿选矿新工艺试验研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
第1章 文献综述 |
1.1 国内外钨资源现状 |
1.2 钨矿的选矿工艺 |
1.2.1 黑钨矿的选矿工艺 |
1.2.2 白钨矿的选矿工艺 |
1.3 钨矿的浮选药剂研究现状 |
1.3.1 钨矿的捕收剂研究现状 |
1.3.2 钨矿的调整剂研究现状 |
1.4 钨矿浮选技术的发展方向 |
1.5 论文的研究意义与研究内容 |
第2章 试验设备和研究方法 |
2.1 试验药剂种类与仪器设备 |
2.1.1 试验设备 |
2.1.2 试验药剂 |
2.2 矿石性质研究方法 |
2.3 主要的试验研究方法 |
2.4 钨元素化验分析方法 |
2.5 机理研究方法 |
2.5.1 矿物的Zeta电位分析 |
2.5.2 吸附量测定 |
2.5.3 红外光谱分析 |
第3章 原矿性质研究 |
3.1 试验矿样 |
3.1.1 纯矿物样 |
3.1.2 实际矿石矿样的制备 |
3.2 原矿多元素分析及钨物相分析 |
3.3 主要矿物嵌布粒度 |
3.4 原矿筛析分析 |
3.5 工艺矿物学研究 |
3.5.1 原矿矿物组成及相对含量 |
3.5.2 原矿中重要矿物的嵌布特征 |
3.6 原矿性质研究小结 |
第4章 全浮工艺试验 |
4.1 磨矿试验 |
4.1.1 细度与磨矿时间的关系 |
4.1.2 磨矿细度浮选条件试验 |
4.2 钨粗选调整剂试验 |
4.2.1 粗选碳酸钠用量试验 |
4.2.2 粗选水玻璃用量试验 |
4.3 钨粗选捕收剂试验 |
4.3.1 油酸钠用量条件试验 |
4.3.2 捕收剂733用量条件试验 |
4.3.3 捕收剂PZ-2 用量条件试验 |
4.3.4 捕收剂的比较 |
4.4 钨常温精选水玻璃用量试验 |
4.5 钨粗选段开路试验 |
4.6 钨粗选段闭路试验 |
4.7 钨加温精选条件试验 |
4.7.1 加温精选水玻璃用量试验 |
4.7.2 加温精选温度试验 |
4.7.3 加温精选搅拌时间试验 |
4.8 精选段开路试验 |
4.9 全浮流程试验与分析 |
4.9.1 闭路浮选试验指标 |
4.9.2 全浮流程试验结果分析 |
4.10小结 |
第5章 重磁浮联合工艺试验 |
5.1 试验方案分析与探索 |
5.1.1 重选方案分析 |
5.1.2 黑钨矿的选矿方案分析 |
5.1.3 重磁浮联合流程的确定 |
5.2 重选抛尾试验 |
5.2.1 抛尾粒度试验 |
5.2.2 预先脱泥与不脱泥抛尾试验的比较 |
5.2.3 螺旋选矿机给矿浓度试验 |
5.2.4 重选各产物筛分化验分析 |
5.3 重选精矿和细泥的强磁选试验 |
5.3.1 高梯度磁选机磁场强度试验 |
5.3.2 高梯度磁选机脉动冲次条件试验 |
5.3.3 强磁和摇床精选开路试验 |
5.4 重选抛尾—强磁选流程闭路试验 |
5.5 重磁浮联合工艺浮选段试验 |
5.5.1 粗选段开路试验 |
5.5.2 精选段开路试验研究 |
5.5.3 浮选流程闭路试验 |
5.6 重磁浮联合工艺指标及分析 |
5.6.1 重磁浮联合工艺指标 |
5.6.2 黑钨矿在产物中的分布 |
5.6.3 主要产物镜下鉴定 |
5.6.4 尾矿筛析分析 |
5.7 重磁浮联合工艺与全浮工艺流程的比较 |
5.7.1 浮选指标的比较 |
5.7.2 选矿成本的比较 |
5.8 小结 |
第6章 白钨矿浮选机理研究 |
6.1 矿物表面的溶液化学研究 |
6.2 矿物表面动电位研究 |
6.3 矿物表面捕收剂吸附量的研究 |
6.4 矿物表面与药剂作用前后的红外光谱分析 |
6.5 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参加科研情况 |
(9)云南麻栗坡低品位含硫含碳白钨矿浮选技术研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
第1章 绪论 |
1.1 钨的性质及用途 |
1.1.1 钨的性质 |
1.1.2 钨的用途 |
1.2 我国钨矿资源现状 |
1.2.1 钨矿资源分布 |
1.2.2 钨矿资源储量 |
1.3 白钨矿浮选工艺的进展 |
1.3.1 加温浮选法 |
1.3.2 常温浮选法 |
1.3.3 剪切絮凝浮选法 |
1.4 白钨矿浮选药剂的研究现状及进展 |
1.4.1 捕收剂研究进展 |
1.4.2 调整剂研究进展 |
1.5 白钨矿浮选设备的进展 |
1.5.1 白钨矿细粒浮选机研究进展 |
1.5.2 白钨矿细粒浮选柱研究进展 |
1.6 本论文的选题目的、意义和主要研究内容 |
第2章 试验研究方法 |
2.1 试验矿样 |
2.2 试验仪器、设备与药剂 |
2.2.1 试验仪器及设备 |
2.2.2 试验药剂 |
2.3 试验研究方法 |
2.3.1 矿石工艺矿物学特性研究 |
2.3.2 实际矿石浮选试验 |
第3章 麻栗坡白钨矿石工艺矿物学研究 |
3.1 矿石的工艺矿物学特性研究 |
3.1.1 矿石的化学成分分析 |
3.1.2 钨的物相分析 |
3.1.3 矿石的结构、构造 |
3.1.4 矿石矿物组成及嵌布特性分析 |
3.2 本章小结 |
第4章 麻栗坡白钨矿石浮选试验研究 |
4.1 磨矿细度试验 |
4.2 脱硫脱碳条件试验 |
4.2.1 硫粗选中脱硫药剂种类及用量试验 |
4.2.2 硫精选及硫扫选条件试验 |
4.3 钨粗选条件试验 |
4.3.1 Na_2CO_3用量试验 |
4.3.2 水玻璃用量试验 |
4.3.3 FeSO_4用量试验 |
4.3.4 捕收剂种类试验 |
4.3.5 731+油酸组合用量试验 |
4.3.6 731用量试验 |
4.3.7 脱硫脱炭-钨粗选闭路流程试验 |
4.4 钨精选条件试验 |
4.5 开路流程试验 |
4.6 闭路流程试验 |
4.7 本章小结 |
第5章 机理分析 |
5.1 白钨矿浮选过程中油酸钠的作用机理 |
5.2 白钨矿浮选过程中碳酸钠的作用机理 |
5.3 闭路流程试验浮选尾矿筛析 |
第6章 结论 |
参考文献 |
致谢 |
(10)钼铜矿石的高压辊碎磨特性和浮选分离研究(论文提纲范文)
摘要 |
ABSTRACT |
第1章 绪论 |
1.1 钼矿和铜矿资源现状 |
1.1.1 钼矿资源概述 |
1.1.2 铜矿资源概述 |
1.2 钼铜矿选矿研究现状 |
1.2.1 硫化铝矿浮选研究现状 |
1.2.2 硫化铜矿浮选研究现状 |
1.2.3 氧化铜矿浮选研究现状 |
1.3 高压辊磨机的研究现状 |
1.3.1 高压辊磨机的研究历史 |
1.3.2 高压辊磨机的工作原理 |
1.3.3 高压辊磨机的优缺点 |
1.3.4 高压辊磨工艺的研究现状 |
1.4 本课题的选题目的、意义和研究内容 |
第2章 试验样品、设备、试剂及研究方法 |
2.1 试验样品 |
2.2 试验试剂 |
2.3 仪器设备 |
2.4 试验研究方法 |
2.4.1 高压辊磨试验 |
2.4.2 颚式破碎试验 |
2.4.3 分批磨矿试验 |
2.4.4 高压辊终粉磨试验 |
2.4.5 浮选试验 |
2.5 分析方法 |
2.5.1 X射线衍射(XRD)分析 |
2.5.2 扫描电镜(SEM)和能谱(EDS)分析 |
2.5.3 矿物单体解离度(MLA)分析 |
2.5.4 溶液中离子含量(ICP-AES)分析 |
2.6 分选效率评定方法 |
第3章 不同粉碎方式对邦铺钼铜矿石产品特性的影响研究 |
3.1 高压辊磨与颚式破碎试验 |
3.2 产品粒度特性的对比研究 |
3.3 粒级金属分布分析 |
3.4 磨矿曲线的对比研究 |
3.5 球磨机处理能力对比研究 |
3.6 BOND球磨功指数的对比研究 |
3.7 BOND球磨功指数磨矿细度修正系数K_5的修正 |
3.8 BOND球磨功指数图形用户界面的建立 |
3.8.1 高压辊磨产品图形用户界面的建立 |
3.8.2 颚式破碎产品图形用户界面的建立 |
3.8.3 高压辊磨和颚式破碎产品功指数程序计算结果的验证 |
3.9 高压辊磨和颚式破碎产品表面微裂纹的对比研究 |
3.10 本章小结 |
第4章 不同粉碎方式对邦铺钼铜矿石磨矿特性的影响研究 |
4.1 磨矿动力学原理 |
4.1.1 粒度特性方程 |
4.1.2 磨矿动力学方程 |
4.2 磨矿动力学参数的理论意义 |
4.2.1 解析几何方法 |
4.2.2 偏导数方法 |
4.3 高压辊磨和颚式破碎产品的分批磨矿试验 |
4.3.1 高压辊磨和颚式破碎产品粒度特性方程的建立 |
4.3.2 磨矿动力学方程的建立 |
4.3.3 磨矿动力学参数理论意义的验证 |
4.4 高压辊磨和颚式破碎产品磨矿速度的对比研究 |
4.5 本章小结 |
第5章 不同粉碎方式对邦铺钼铜矿石浮选特性的影响研究 |
5.1 探索试验 |
5.2 磨矿细度条件试验 |
5.3 调整剂种类及用量对钼浮选指标的影响 |
5.3.1 水玻璃用量对浮选指标的影响 |
5.3.2 碳酸钠用量对浮选指标的影响 |
5.3.3 CMC用量对浮选指标的影响 |
5.3.4 六偏磷酸钠用量对浮选指标的影响 |
5.4 捕收剂种类、用量及配比对钼浮选指标的影响 |
5.4.1 煤油用量条件试验 |
5.4.2 柴油用量条件试验 |
5.4.3 煤油和柴油配比条件试验 |
5.5 调整剂种类及用量对铜浮选指标的影响 |
5.5.1 硫化钠用量条件试验 |
5.5.2 硫化钠+硫酸铵用量条件试验 |
5.6 捕收剂种类及用量对铜浮选指标的影响 |
5.6.1 丁基黄药用量条件试验 |
5.6.2 Z-200用量条件试验 |
5.7 局部开路试验 |
5.7.1 颚式破碎产品在磨矿细度-0.074 mm含量75%时局部开路试验 |
5.7.2 颚式破碎产品在磨矿细度-0.074 mm含量65%时局部开路试验 |
5.7.3 高压辊磨产品在磨矿细度-0.074 mm含量65%时局部开路试验 |
5.7.4 不同粉碎方式产品局部开路试验结果对比 |
5.8 局部闭路试验 |
5.8.1 颚式破碎产品在磨矿细度-0.074mm含量75%时局部闭路试验 |
5.8.2 颚式破碎产品在磨矿细度-0.074mm含量65%时局部闭路试验 |
5.8.3 高压辊磨产品在磨矿细度-0.074mm含量65%时局部闭路试验 |
5.8.4 不同粉碎方式产品局部闭路试验结果对比 |
5.9 本章小结 |
第6章 邦铺钼铜矿石高压辊终粉磨试验研究 |
6.1 高压辊终粉磨系统简介 |
6.2 终粉磨产品的粒度特性 |
6.3 终粉磨产品浮选条件试验 |
6.4 终粉磨产品浮选局部开路试验 |
6.5 终粉磨产品浮选局部闭路试验 |
6.6 本章小结 |
第7章 不同碎磨方式碎磨流程能耗的对比研究 |
7.1 碎磨流程设计概述 |
7.1.1 磨矿流程及段数的确定 |
7.1.2 磨矿设备的选择 |
7.1.3 磨矿设备的计算 |
7.2 颚式破碎—球磨工艺流程的计算 |
7.2.1 产品磨矿细度-0.074 mm含量75% |
7.2.2 产品磨矿细度-0.074 mm含量65% |
7.3 高压辊磨—球磨工艺流程的计算 |
7.3.1 高压辊磨的单位能耗 |
7.3.2 产品磨矿细度-0.074 mm含量75% |
7.3.3 产品磨矿细度-0.074 mm含量65% |
7.4 高压辊磨终粉磨工艺流程的能耗 |
7.5 高压辊磨和颚式破碎工艺流程的对比 |
7.6 本章小结 |
第8章 高压辊粉碎特性和浮选分离机理研究 |
8.1 粒度特性参数与粒度分布均匀程度的关系 |
8.1.1 解析几何方法 |
8.1.2 偏导数方法 |
8.2 产品的粒度特性分析 |
8.3 单体解离度的对比研究 |
8.4 矿浆溶液离子的对比研究 |
8.4.1 Cu离子对浮选的影响 |
8.4.2 Fe离子对浮选的影响 |
8.4.3 Ca离子对浮选的影响 |
8.4.4 Mg离子对浮选的影响 |
8.4.5 Na_2S对浮选的影响 |
8.5 高压辊粉碎特性和浮选分离机理分析 |
8.6 本章小结 |
第9章 结论 |
参考文献 |
致谢 |
攻读博士学位期间发表的论文及专利 |
个人简介 |
四、40~#捕收剂提高细级别尾砂选硫技术指标的研究(论文参考文献)
- [1]栾川小庙岭铜钼二次资源超导磁分离-浮选回收试验研究[D]. 赵立民. 中国矿业大学, 2020(03)
- [2]方铅矿的粒级效应及其对铅硫浮选分离的影响机理研究[D]. 陆娅琳. 昆明理工大学, 2018(03)
- [3]2016年云南选矿年评[J]. 杨玉珠,周强. 云南冶金, 2017(02)
- [4]从程潮铁尾矿中回收黄铁矿的试验研究[D]. 王花. 西安建筑科技大学, 2016(05)
- [5]水玻璃材料改性、硬化机理及应用前景[J]. 王坤,康永,艾江. 佛山陶瓷, 2016(05)
- [6]提高载金黄铁矿浮选效果的研究与应用[D]. 孙忠梅. 北京科技大学, 2016(04)
- [7]基于矿物交互影响的低品位钛铁矿浮选分离基础研究[D]. 邓陈雄. 东北大学, 2015(01)
- [8]江西某黑白钨混合矿选矿新工艺试验研究[D]. 周新军. 武汉理工大学, 2015(01)
- [9]云南麻栗坡低品位含硫含碳白钨矿浮选技术研究[D]. 郭亮. 东北大学, 2014(08)
- [10]钼铜矿石的高压辊碎磨特性和浮选分离研究[D]. 侯英. 东北大学, 2014(12)