
一、提高泗洲选矿厂综合回收率的实践(论文文献综述)
史帅星[1](2020)在《粗颗粒矿物浮选运动特性及大型浮选机结构参数优化》文中提出近二十年来,随着矿产资源入选品位的降低和处理规模的增大,大型浮选设备的应用日益广泛,浮选机大型化已成为浮选设备的主要发展方向。2019年世界上最大规格的680m3充气机械搅拌式浮选机已投入生产。然而,以几何相似和动力学相似为基础的浮选机大型化方法,将矿浆作为均匀相考虑,忽略了矿浆中粗、细颗粒的差异以及浮选机大型化过程运输区距离显着增加的影响,造成大型浮选机粗颗粒回收率低的问题日益凸显。厘清浮选过程中粗颗粒的运动特性及浮选机运输区的调控方法是解决该问题的关键。因此,论文利用CFD仿真计算、3D-PIV测试、在线浮选动力学测试与工业试验等研究方法,以实验室尺度和工业尺度充气机械搅拌式浮选机浮选机为对象,研究分析浮选过程中粗颗粒的悬浮特征、上浮过程中矿化气泡粗颗粒负载的变化特点和运输区结构特征,进而对强化粗颗粒回收的大型充气机械搅拌式浮选机的设计方法开展系统研究,得到了如下研究结果:研究了不同尺度浮选机内粗颗粒的悬浮特征及影响因素。建立了实验室尺度浮选机悬浮试验系统,研究了叶轮离底悬浮临界转速的影响因素,确定了浮选机叶轮离底悬浮临界转速的结构影响系数和充气量影响系数;分析了粒度、叶轮转速、矿浆浓度和充气速率对粗、细颗粒差异悬浮的影响,研究发现,粒度和矿浆浓度对粗颗粒悬浮影响显着,与之不同的是,粒度和叶轮转速对细颗粒悬浮影响显着。对比研究了三种浮选过程中五种工业尺度浮选机内固体颗粒的悬浮特征,研究发现粗细颗粒差异化悬浮在浮选机上部区域普遍存在,随着浮选机容积变大其上部区域的固体颗粒的粗、细粒级粒度悬浮差异变大,高浓度分选条件下粗颗粒在浮选机运输区存在悬浮突变截面,在同一台浮选机内不同粒级重量悬浮与金属量悬浮两者变化并不一致。研究了浮选机内湍流强度的分布特征和矿化气泡上浮过程中负载粗颗粒部分的变化特征。建立了浮选机内液体流动湍流强度的实验室尺度测试系统和工业尺度CFD计算模型,研究表明浮选机上部湍流强度随转速的增加而增大,沿槽体向上在低转速下湍流强度先升高后降低,高转速下先升高后降低然后又升高;工业尺度浮选机内推泡锥和渐缩型的槽体结构使上部区域内液体改变了流动方向,在浮选机中心和槽壁中间区域流动形成了较强的湍流强度;与实验室尺度差别较大。建立工业尺度浮选机气泡负载测试系统,研究表明,粗选和扫选作业浮选机上部区域气泡重量负载能力变化不一致,在粗选作业浮选机内气泡上浮过程中其重量负载能力先降低再升高,扫选作业则是逐渐降低;粗选作业气泡上携带的+0.125mm粗粒级产率上浮过程中逐渐降低,细粒级产率逐渐升高,扫选作业趋势刚好相反。提出了通过减少气泡-颗粒集合体上浮输运距离和浮选机叶轮上部区域的湍流强度都可以减少粗颗粒脱落机会,从而改善粗颗粒的分选效果的思路。研究了充气机械搅拌式浮选机运输区的结构特征。建立了实验室尺度浮选机PIV测试系统,研究表明,运输区处在一个循环流场中,其几何特征较为清晰,呈近梯形。运输区在浮选机中心截面左右对称,在叶轮上方和溢流堰下方有近似直线的上下边界线,其靠近中心区域的内边界由运动方向相反的两条斜线和循环流场零速点连接而成,外边界贴近槽壁。提出了了通过提升叶轮空间位置和增大叶轮射流角调控运输区上下边界方法,并通过实验室选矿试验验证调控方法提高粗粒级矿物回收率的有效性。提出了以运输区调控为核心的强化粗颗粒回收的大型浮选机设计原则,开发了叶轮离底距离、导流装置及底部流动强化装置的设计方法。研究设计了强化粗颗粒回收容积为160 m3浮选机,建立了由2台160 m3浮选机组成的粗颗粒磷灰石浮选工业试验系统,并开展了工业验证试验。结果表明:与平行生产的40 m3粗颗粒浮选机相比P2O5回收率提高约14个百分点,其中-0.15+0.074mm粒级回收率提高了约13个百分点、-0.25+0.15mm粒级回收率提高了约12个百分点,+0.25mm粒级回收率提高了约10个百分点,粗粒级回收率提高幅度较大。以上研究表明:强化粗颗粒回收的160m3浮选机分选动力学环境适合于粗颗粒矿物的分选,证明了浮选机设计思路的正确性。论文综合采用多种分析测试方法,揭示了粗颗粒矿物在矿浆中的悬浮特征及上浮过程中矿化气泡上粗颗粒矿物负载变化规律;阐明了充气机械搅拌式浮选机运输区的结构特征;开发了大型浮选机强化粗颗粒回收的设计方法。论文研究结果丰富了浮选设备应用基础理论,完善我国在大型机械搅拌式浮选机粗颗粒回收研究上的不足,提升了我国浮选装备水平。
孙乾予[2](2019)在《铜矿物的晶体化学基因特征及浮选机理研究》文中指出基因矿物加工工程,简称 GMPE(Genetic Mineral Processing Engineering),是从矿床成因、矿石性质、矿物特性等矿物加工的“基因”特征入手,建立大数据库与现代信息技术融合,研究矿物加工“基因”特性与选矿工艺流程及选矿指标间的关系,实现利用数学模型预测给定矿石的选矿工艺流程与指标的一项系统工程,由于该工程浩大繁杂,需要对各类矿物的基因特性和浮选规律进行研究。本文以具有代表性的铜矿物黄铜矿、斑铜矿、孔雀石、蓝铜矿和赤铜矿作为研究对象,通过MS模拟、XPS、溶解性试验和表面电位等详细研究了铜矿物的晶体结构、能带结构、态密度、Mulliken布居数、表面能、断裂键、表面元素分布、表面离子溶出和表面电性等基因特征,通过铜矿物的可浮性规律与基因特征建立联系,再根据铜矿物的浮选数据建立函数模型来预测和验证混合铜矿的最佳药剂用量和pH值下的回收率和品位,并结合铜矿物的基因特征和一系列的检测对铜矿物的可浮性进行机理研究。通过铜矿物的浮选规律与基因特征关系得出:铜矿物的天然可浮性大小为:斑铜矿>黄铜矿>赤铜矿≈孔雀石≈蓝铜矿,可浮性与断裂面、断裂键密度和布居数相关;在黄药类捕收剂(NaEX、NaBX和NaIAX)、丁铵黑药和乙硫氮作用下的可浮性大小为:斑铜矿>黄铜矿>蓝铜矿≈孔雀石>赤铜矿,可浮性与禁带宽度和表面S元素含量相关;在油酸钠、烷基羟肟酸和水杨羟肟酸下的可浮性大小为:赤铜矿>蓝铜矿>孔雀石>斑铜矿>黄铜矿,可浮性与矿物表面Cu元素含量相关;在十二胺下的可浮性大小为:黄铜矿>斑铜矿>蓝铜矿>孔雀石>赤铜矿,黄铜矿和斑铜矿可浮性与表面电性相关,孔雀石、蓝铜矿和赤铜矿的可浮性与表面Cu2+的溶解相关。通过矿物在调整剂和金属离子下的浮选规律与基因特征关系得出:在硫化钠作用下斑铜矿的可浮性好于黄铜矿,与表面Fe元素含量相关,氧化铜的可浮性大小为:蓝铜矿>孔雀石>赤铜矿,可浮性与表面Cu2+的溶解相关;组合调整剂硫酸铵+硫化钠对于氧化铜的可浮性大小为:孔雀石>蓝铜矿>赤铜矿,可浮性与氧化铜表面Cu2+的溶解相关;水玻璃和六偏磷酸钠对硫化后的孔雀石、蓝铜矿和赤铜矿的可浮性大小分别为:赤铜矿>孔雀石>蓝铜矿,赤铜矿≈孔雀石>蓝铜矿,可浮性与经过水玻璃和六偏磷酸钠络合后氧化铜表面Cu2+的溶解相关;黄铜矿和斑铜矿可浮性受Ca2+、Mg2+含量有一定影响,但Fe3+含量对黄铜矿和斑铜矿影响更大,可浮性与表面电性相关,而金属离子对硫化后的氧化铜的可浮性与表面Cu2+的溶解相关。通过铜矿物的分配系数和铜矿物的浮选函数建立混合铜矿的浮选函数模型,得出不同比例的混合硫化铜在预测的药剂用量和pH值下的回收率和品位与实际值一致,而对于混合硫化铜和氧化铜,仅在二者比例相近时,在预测药剂用量和pH值下的回收率和品位与实际值一致。NaBX容易在黄铜矿和斑铜矿表面发生吸附,生成黄原酸铜、黄原酸铁和双黄药等物质;而孔雀石、蓝铜矿和赤铜矿表面的Cu2+易溶解,生成的黄原酸盐难固定在矿物表面,导致可浮性差。组合捕收剂NaIAX和DDA可以降低形成胶束的浓度,使捕收剂更容易缔合团聚在孔雀石表面,通过Zeta电位测试和红外光谱分表明NaIAX+DDA以氢键吸附、化学吸附和静电吸附的形式作用在硫化后的孔雀石表面,生成的黄原酸铜盐和铜胺络合物强化了孔雀石的可浮性。硫酸铵可以提高氧化铜矿物的表面电性来增强对硫化钠的吸附,经SEM-EDS分析表明孔雀石、蓝铜矿和赤铜矿经过硫酸铵和硫化钠硫化后表面的硫化铜的产物增多,水玻璃在溶液中产生的硅酸氢根离子会降低黄铜矿和斑铜矿对NaBX的吸附,而硅酸氢根离子会在氧化铜表面络合,降低或阻止了表面的硫化铜产物的生成。硫化铜与氧化铜在浮选中的相互影响,高比例的硫化铜与氧化铜混合时,氧化铜会在硫化铜表面吸附提高氧化铜的可浮性,而高比例的氧化铜与硫化铜混合时,由于矿浆中弥散大量氧化铜会对硫化铜形成罩盖,从而降低硫化铜的可浮性。本论文的研究结果补充和丰富了基因矿物矿物加工程中铜矿物的基因特征与浮选规律的联系,建立函数模型和研究铜矿物的浮选机理对完善基因矿物加工程具有指导意义。
张红华[3](2013)在《德兴铜矿二次资源的回收利用技术》文中进行了进一步梳理介绍德兴铜矿从废石、尾矿、废水和废渣等"二次资源"中有价元素铜、铁和铼等的综合回收利用技术及工程化取得的效果,对我国同类型矿山"二次资源"的开发利用有一定的启发、借鉴意义。
贾帅[4](2013)在《铜锌硫化矿浮选分离行为研究与应用》文中研究表明铜和锌都是经济建设中广泛被应用的金属。矿产资源中很少有单一的铜矿石或锌矿石,而铜锌硫化矿石是提炼铜和锌的重要来源。我国有丰富的铜锌硫化矿石资源,但由于选矿技术的制约,选出的铜精矿中含Zn品位很高,即降低了企业的经济效益,又浪费了资源。本文研究了三种捕收剂(NH-03、丁基黄药、LP-01)各自在不同的pH值条件下对黄铜矿和闪锌矿的捕收性和选择性,Cu2+对闪锌矿的浮选影响,以及组合抑制剂ZnSO4+Na2SO3(2:1)对这两种矿的抑制作用,筛选出LP-01是铜锌分离中的优良捕收剂,在此基础上做了人工混合矿实验。当捕收剂用量达到15mg/L,抑制剂用量1200mg/L时,分选效果最佳,此时Cu品位28.03%,回收率81.34%;Zn品位12.54%,回收率20.01%。实际矿石的浮选实验中采用铜锌混合浮选-混合精矿再磨分离的工艺流程,辅以Na2S、ZnSO4+Na2SO3(2:1)共同完成抑制被Cu2+活化的闪锌矿,取得了相对较好的实验指标。获得的铜精矿Cu品位22.97%,Zn品位5.23%,Cu回收率83.13%,Zn回收率21.22%;锌精矿中Cu品位1.39%,Zn品位57.63%,Cu回收率1.23%,Zn回收率62.92%。本文通过捕收剂和抑制剂两方面对铜锌浮选分离新工艺进行了研究分析。采用红外光谱分析法对LP-01对黄铜矿和闪锌矿的作用机理表明:LP-01在黄铜矿表面吸附是化学吸附,在闪锌矿表面是物理吸附为主,化学吸附为辅。采用紫外光度分析法测得LP-01在黄铜矿表面的吸附量比闪锌矿要大很多,表明LP-01在铜锌分离中具有很好的捕收性与选择性。
刘有才[5](2013)在《斑岩型铜钼矿的浮选新药剂与新工艺研究》文中研究表明我国铜钼资源中大部分属于多金属复杂矿,依靠现有浮选药剂和浮选工艺,往往不能实现多金属铜钼矿资源的综合高效回收,因此,迫切需要进行新型捕收剂和浮选工艺的研究与开发。论文以正己酰氯为原料合成了N,N-二正烷基-N’-烷基酰基硫脲(简称DU),合成条件为:正己酰氯:KSCN:仲胺:PEG-400(摩尔比)=1:1.08:1.10:0.03,取代反应时间为4h,加成反应时间为2h,反应温度为20℃,产品为固体,产率为96.94%,纯度为91.10%,收率为88.31%。以苯甲酰氯为原料合成了系列N-(烷氧基丙基)-N’-苯甲酰基硫脲(简称MU),合成条件为:苯甲酰氯:KSCN:胺:PEG-400(摩尔比)=1:1.50:1.10:0.03,取代反应时间1h,加成反应时间1h,反应温度为20℃,产品为固体,产率为80.13%,纯度为83.28%,收率为76.73%。采用紫外吸收光谱、红外光谱、核磁共振氢谱和碳谱等分析测试方法对酰基硫脲产品进行了结构表征。采用紫外光谱和红外光谱分析,考察了酰基硫脲产品与金属离子的作用;采用紫外光谱分析考察了溶液pH值、捕收剂初始浓度等因素对DU在不同粒级黄铜矿表面吸附的影响。通过无捕收剂、中性油和非极性离子等浮选研究,从Pearson软硬酸碱理论、量子化学计算、分子轨道理论、红外光谱、界面化学性能参数、接触角、表面能、界面作用、矿物浮选行为,以及工艺流程与药剂试验研究等方面着手,从捕收剂复配的角度,以合成的DU和MU为基本原料,合成了CSU-300复配捕收剂。德兴斑岩型铜钼矿等可浮研究表明:在一段磨矿条件下铜钼的等可浮选,粗选的磨矿细度为-0.074mm为65%,粗选石灰用量1000g/t(pH=9.0),捕收剂CSU-300的用量为64g/t,获得含钼0.294%,含铜15.32%的钼铜粗精矿,钼的回收率达79.43%,铜的回收率为83.23%。铜钼混合精矿精选试验表明:硫化钠用量为300g/t,硫化钠精选铜钼分离工艺比空白精选铜钼分离工艺能更好地实现一段磨矿钼的等可浮选,获得含钼为1.22%和铜25.92%的铜钼粗精矿,钼回收率为83.85%,钼富集比高达142倍。硫化钠精选铜钼分离工艺选钼能大幅增加钼的选别指标,其铜和金的选别指标也优于混合浮选和快速浮选两种现场生产工艺流程。与混合浮选和快速浮选相比,钼回收率增加23.68%和14.72%,钼的富集比增加3.3~2.8倍。铜的总回收率提高1.56%和2.5%;金的回收率提高3.11%和3.96%。等可浮选钼新工艺的工业试验表明:对于含铜0.381%、含钼0.0064%的原矿,获得了含铜25.47%、含钼0.655%钼粗精矿,钼回收率为77.06%,钼一段富集比为101.72;铜一段总回收率为87.56%,硫一段总回收率为76.35%。与同期磨1工段0~1#系统对比,铜、硫、金的一段浮选指标均有所改善;与同期磨2和磨3工段选钼指标对比,钼回收率提高了24.35个百分点,钼富集比提高了62.83。对等可浮选钼新工艺产生的钼粗精矿进行了铜钼分离闭路试验结果表明,采用CSU-300捕收剂等可浮选钼工艺,由于钼粗精矿品位较高,并且未受黄药等强力捕收剂的作用,铜钼分离比较容易。在硫化钠总用量为18.5kg/t,水玻璃用量1.2kg/t,煤油130g/t的药剂条件下,可以获得钼品位48.83%、含铜0.83%的钼精矿,钼回收率90.55%;铜精矿品位27.08%,铜回收率99.96%。对多宝山斑岩型铜钼矿,在粗磨情况下,采用钼铜等可浮,合适的一段磨矿细度为-0.076mm(-200目)占68%左右;捕收剂CSU-300用量为30~40g/t;起泡剂2#油用量为14g/t;抑制剂石灰用量为1.5kg/t;兼顾中矿返回对浮选过程的影响,在等可浮选作业中,捕收剂、起泡剂匹配关系是CSU-300:35g/t,2#油:14g/t。强化选铜合适的再磨细度是-0.045mm(-325目)为96%,采用丁基黄药与丁胺黑药(3:1)为捕收剂,铜钼等可浮选-强化选铜试验方案,获得铜28.77%、钼0.80%的铜钼混合精矿,钼回收率达90.71%以上;得到了铜的品位为15.88%,回收率9.77%的铜精矿,铜精矿合并后,铜品位达26.36%,回收率达86.76%。铜钼分离试验表明:合适的再磨细度为-0.045mm(-325目)占98%,适宜的硫化钠用量在1000g/t,适宜的六偏磷酸钠用量为250g/t(50×5)。采用摇床进行精选后,钼精矿品位为48.63%,其中含铜为0.73%,钼的回收率为87.40%;得到了含碳为18.6%、钼为3.31%、铜为1.30%的碳钼中矿,相对于原矿而言,该部分碳钼中矿产率小(0.036%)。扩大连选试验研究表明:采用推荐流程与药剂制度下,铜品位28.26%、钼品位0.13%、金品位8.38g/t和银品位102.52g/t的铜精矿,铜、金和银回收率分别为92.60%、78.31%和63.58%;以及含钼为48.55%、铜为0.78%的钼精矿,钼综合回收率可达70.65%以上;另外获得产率较低的含碳为19.25%、钼为5.19%和铜为1.93%的碳钼中矿。10t/d规模的半工业试验研究表明:在推荐流程与药剂制度下,得到含铜为24.33%、钼为0.19%、金为8.91g/t和银为150.56g/t的铜精矿,其中铜、金和银回收率分别为72.79%、65.55%和60.11%;含钼为47.14%和铜为0.88%的钼精矿,钼综合回收率可达71.52%,钼的富矿比达到4000倍;产率相对低的含碳为18.76%、钼为4.93%和铜为2.98%的碳钼中矿。
王军宏,吴扣荣[6](2012)在《泗洲选矿厂处理难磨矿的生产实践》文中研究表明德兴铜矿泗洲选矿厂为了提高选铜回收率,在现有条件下,在碎矿实现"多碎少磨",规范磨矿作业补加水量,优化旋流器结构参数,改善药剂制度,在系统处理能力不变的情况下,有效地实现了铜粗精矿品位和回收率的双提高。
付琍[7](2010)在《德兴铜矿泗洲选矿厂浮选改造方案研究》文中研究说明矿产资源属于不可再生资源,而对我国来说,铜资源更属短缺资源。在我国,铜矿资源以贫铜为主,大型铜矿少,矿产资源日趋贫、细、杂,选别作业难度增加。随着经济的快速发展,对高品质的矿产原料和金属的需求量不断增加,使供需矛盾也日益加大。要实现复杂矿产资源的综合利用,缓解供需矛盾,保证国民经济的可持续发展,已成为技术创新的重大问题之一。本文经过对江西德兴铜矿泗洲选矿厂浮选改造方案的分析与研究,首先从理论依托、市场分析、工艺指标等方面充分研究改造方案,然后从初期实施的效果进行综合评价,得出其改造方案的科学性、改造方法的先进性、改造效果的经济性,极大地提高了资源的利用效率。改造方案的成功实施走出了一条既提升企业管理绩效又符合国家产业政策导向的技改之路,其经验值得其它企业学习与推广。
张兴昌[8](2010)在《大山选矿厂浮选柱的推广应用》文中研究指明介绍江西铜业公司大山选矿厂在浮选柱应用研究、推广应用方面所做的工作,最终实现了简化工艺流程、提高铜精矿品位、降低生产成本的目标。
刘广义,钟宏,戴塔根,夏柳荫[9](2009)在《中碱度条件下乙氧羰基硫脲浮选分离铜硫》文中研究表明对乙氧羰基硫脲和丁黄药组合捕收剂方案浮选德兴铜矿进行了小型和工业试验研究。结果表明,与丁黄药单一捕收剂方案相比,组合捕收剂方案可使石灰用量降低2/3,实现铜铁混合精矿在pH值为10.5左右的高效浮选分离,显着提高矿山铜、金和钼的回收率。采用普遍化微扰理论和密度泛函B3PW91/6-31G(D)计算对上述实验结果进行了理论分析。ECTU的反应中心为硫代羰基中的硫原子,ECTU的最高占据分子轨道与次最高占据分子轨道的能量接近,主要由硫代羰基中的硫原子组成。ECTU的最低未占据分子轨道由官能团—O—C(=O)—N—C(=S)—N—中各原子的pz轨道组成,为一大π键,具有强烈接受和分散电子对的能力。ECTU易与表面电子组态为(t2g)6(eg)3Cu(Ⅱ)或t6e4Cu(Ⅰ)的硫化铜矿物形成正配键和反馈键,而难与表面电子组态为(t2gа)3(egа)2Fe(Ⅲ)或(t2g)6Fe(Ⅱ)的硫化铁矿物作用。UV和FTIR光谱结果进一步证实了ECTU对铜矿物具有优异的捕收能力,对硫矿物具有较好的选择性。
胡天喜,文书明[10](2007)在《硫铁矿选矿现状与发展》文中指出在查阅大量有关硫铁矿选矿文献的基础上,从选矿工艺方法和选矿设备两方面概述了硫铁矿选矿的研究进展,并进行了分析,指出硫铁矿选矿的主要发展方向是选别方法以浮选为主。
二、提高泗洲选矿厂综合回收率的实践(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、提高泗洲选矿厂综合回收率的实践(论文提纲范文)
(1)粗颗粒矿物浮选运动特性及大型浮选机结构参数优化(论文提纲范文)
致谢 |
摘要 |
Abstract |
缩写和符号清单 |
1 引言 |
2 文献综述 |
2.1 浮选过程中的粗颗粒尺寸 |
2.2 矿物颗粒在浮选过程中的运动特性 |
2.2.1 颗粒与气泡的相互作用 |
2.2.2 气、液、固三相流场特征 |
2.2.3 颗粒在矿浆中的悬浮特征 |
2.2.4 浮选机内浮选动力学特征 |
2.2.5 泡沫层中颗粒的运动特征 |
2.3 浮选机的大型化研究现状 |
2.3.1 浮选机大型化进程 |
2.3.2 浮选机大型化方法 |
2.4 粗颗粒浮选设备技术现状 |
2.4.1 机械搅拌式浮选机 |
2.4.2 泡沫分离机 |
2.4.3 流态化床浮选设备 |
2.5 本章小结 |
3 研究内容及研究方法 |
3.1 研究目标及技术路线 |
3.1.1 研究目标 |
3.1.2 技术路线 |
3.2 研究内容 |
3.3 研究方法和工具 |
3.3.1 实验室尺度浮选机 |
3.3.2 皮托管流速测量方法 |
3.3.3 粒子成像测试技术 |
3.3.4 矿浆中固体颗粒悬浮测试 |
3.3.5 充气速率测试 |
3.3.6 含气率测试 |
3.3.7 气泡直径测试 |
3.3.8 气泡负载测试 |
3.3.9 CFD仿真计算 |
4 粗颗粒矿物在矿浆中的悬浮特征研究 |
4.1 充气机械搅拌浮选机悬浮相似放大 |
4.2 浮选槽内颗粒差异化悬浮的影响因素 |
4.2.1 悬浮试验系统 |
4.2.2 固体颗粒离底悬浮的叶轮临界转速 |
4.2.3 颗粒差异化悬浮的影响因素分析 |
4.3 工业尺度浮选机内粗矿物悬特征研究 |
4.3.1 黄铜矿浮选过程中大型浮选机内粗颗粒悬浮特征 |
4.3.2 黄铁矿浮选过程中浮选机内粗颗粒悬浮特征 |
4.3.3 钛铁矿浮选过程中浮选机内粗颗粒悬浮特征 |
4.4 本章小结 |
5 上浮过程中矿化气泡上粗颗粒矿物负载的变化 |
5.1 浮选机内的湍流特征 |
5.1.1 实验室尺度浮选机内的湍流特征 |
5.1.2 工业尺度浮选机内的湍流特征 |
5.2 矿化气泡粗颗粒负载特性研究 |
5.2.1 不同作业浮选机内的气泡特征 |
5.2.2 矿化气泡上浮过程中的负载能力变化 |
5.2.3 泡沫表层中+0.125mm粗粒级矿物的变化特征 |
5.2.4 泡沫产品中粗粒级矿物沿流程的分布特征 |
5.3 本章小结 |
6 运输区结构特征及调控方法研究 |
6.1 CFD和PIV方法的对比研究 |
6.1.1 流场型式 |
6.1.2 叶轮下方的流动 |
6.1.3 叶轮循环量 |
6.1.4 轴功率 |
6.2 运输区结构特征的研究 |
6.3 运输区调控方法的研究 |
6.3.1 叶轮空间位置变化对运输区结构影响分析 |
6.3.2 叶轮射流角对运输区结构影响分析 |
6.3.3 两种运输区调控方法的对比分析 |
6.4 本章小结 |
7 粗颗粒强化回收的160m~3浮选机优化设计研究 |
7.1 粗颗粒强化回收的大型浮选机设计思路 |
7.2 浮选机主体结构及关键参数设计 |
7.2.1 槽体形式与叶轮运转参数设计 |
7.2.2 底部流动强化装置与导流装置设计 |
7.2.3 叶轮与槽底的距离设计 |
7.2.4 泡沫控制装置设计 |
7.3 浮选机固体颗粒悬浮分析 |
7.3.1 宏观流动分析 |
7.3.2 浮选机内单一粒径固相颗粒的悬浮特点 |
7.3.3 浮选机多粒径组合下固相颗粒的悬浮特点 |
7.4 浮选机工业验证试验 |
7.4.1 气液两相动力学验证测试 |
7.4.2 带矿生产验证测试 |
7.5 本章小结 |
8 结论与展望 |
8.1 主要结论 |
8.2 主要创新点 |
8.3 今后研究工作的展望 |
参考文献 |
作者简历及在学研究成果作者简历及在学研究成果 |
学位论文数据集 |
(2)铜矿物的晶体化学基因特征及浮选机理研究(论文提纲范文)
摘要 |
ABSTRACT |
第1章 绪论 |
1.1 基因矿物加工工程概述 |
1.2 矿物晶体化学的研究现状 |
1.2.1 矿物晶体化学概述 |
1.2.2 矿物晶体结构与缺陷 |
1.2.3 矿物表面断裂键性质 |
1.2.4 矿物表面能 |
1.2.5 矿物表面润湿性 |
1.2.6 矿物表面吸附性 |
1.3 铜矿浮选研究现状 |
1.3.1 铜矿浮选工艺 |
1.3.2 铜矿浮选药剂 |
1.3.3 铜矿浮选理论 |
1.4 选题的意义和主要研究内容 |
第2章 试验材料和研究方法 |
2.1 试验原料与制备 |
2.2 试验试剂和设备 |
2.3 试验与检测方法 |
2.3.1 浮选试验 |
2.3.2 X射线衍射分析 |
2.3.3 Zeta电位测试 |
2.3.4 红外光谱分析 |
2.3.5 吸附量测试 |
2.3.6 接触角测量 |
2.3.7 SEM-EDS分析测试 |
2.3.8 X射线光电子能谱测试 |
2.3.9 离子浓度测定 |
2.3.10 Material Studio计算与模拟 |
第3章 铜矿晶体化学与表面性质的基因研究 |
3.1 铜矿物的晶体结构 |
3.1.1 黄铜矿的晶体结构 |
3.1.2 斑铜矿的晶体结构 |
3.1.3 赤铜矿的晶体结构 |
3.1.4 孔雀石的晶体结构 |
3.1.5 蓝铜矿的晶体结构 |
3.2 铜矿物的晶体结构优化计算 |
3.3 铜矿物能带结构、态密度和MULLIKEN布居 |
3.3.1 黄铜矿的能带结构、态密度和Mulliken布居 |
3.3.2 斑铜矿的能带结构、态密度和Mulliken布居 |
3.3.3 赤铜矿的能带结构、态密度和Mulliken布居 |
3.3.4 孔雀石的能带结构、态密度和Mulliken布居 |
3.3.5 蓝铜矿的能带结构、态密度和Mulliken布居 |
3.4 铜矿物晶面的表面能和断裂键 |
3.4.1 黄铜矿晶面的表面能和断裂键 |
3.4.2 斑铜矿晶面的表面能和断裂键 |
3.4.3 赤铜矿晶面的表面能和断裂键 |
3.4.4 孔雀石晶面的表面能和断裂键 |
3.4.5 蓝铜矿晶面的表面能和断裂键 |
3.5 铜矿物的表面元素 |
3.6 铜矿物的溶解性 |
3.7 铜矿物的表面电性 |
3.8 铜矿物的表面润湿性 |
3.9 铜矿物的基因特征 |
3.10 本章小结 |
第4章 铜矿物可浮性与基因特征关系的研究 |
4.1 铜矿物的天然可浮性与基因特征关系 |
4.1.1 铜矿物的天然可浮性 |
4.1.2 铜矿物的天然可浮性与基因特征的关系 |
4.2 不同捕收剂体系下铜矿物的可浮性与基因特征的关系 |
4.2.1 黄药类捕收剂对铜矿物可浮性的影响 |
4.2.2 螯合捕收剂对铜矿物可浮性的影响 |
4.2.3 丁铵黑药对铜矿物可浮性的影响 |
4.2.4 乙硫氮对铜矿物可浮性的影响 |
4.2.5 油酸钠对铜矿物可浮性的影响 |
4.2.6 十二胺对铜矿物可浮性的影响 |
4.2.7 组合捕收剂对铜矿物可浮性的影响 |
4.2.8 铜矿物在捕收剂下的可浮性与基因特征关系 |
4.3 不同调整剂体系下铜矿物可浮性与基因特征关系 |
4.3.1 硫化钠对铜矿物可浮性的影响 |
4.3.2 组合硫化剂对铜矿物可浮性的影响 |
4.3.3 水玻璃对铜矿物可浮性的影响 |
4.3.4 六偏磷酸钠对铜矿物可浮性的影响 |
4.3.5 铜矿物在调整剂下的可浮性与基因特征关系 |
4.4 不同金属离子体系下铜矿的可浮性与基因特征关系 |
4.4.1 Ca~(2+)对铜矿物的可浮性的影响 |
4.4.2 Mg~(2+)对铜矿物的可浮性的影响 |
4.4.3 Fe~(3+)对铜矿物的可浮性的影响 |
4.4.4 铜矿物在金属离子下的可浮性与基因特征关系 |
4.5 本章小结 |
第5章 铜矿物的浮选函数模型预测与验证 |
5.1 铜矿物分配系数与函数选择 |
5.2 混合硫化铜矿物浮选函数模型的预测与验证 |
5.2.1 NaEX对混合硫化铜矿物浮选函数模型的预测与验证 |
5.2.2 NaBX对混合硫化铜矿物浮选函数模型预测与验证 |
5.2.3 丁铵黑药对混合硫化铜矿物浮选函数模型预测与验证 |
5.2.4 乙硫氮对混合硫化铜矿物浮选函数模型预测与验证 |
5.3 混合铜矿物的浮选函数模型预测与验证 |
5.3.1 NaIAX对混合铜矿物浮选函数模型预测与验证 |
5.3.2 烷基羟肟酸对混合铜矿物浮选函数模型预测与验证 |
5.3.3 硫化钠对混合铜矿物浮选函数模型预测与验证 |
5.4 本章小结 |
第6章 铜矿物可浮性的机理研究 |
6.1 NABX对于铜矿物的浮选差异的机理研究 |
6.1.1 NaBX在矿物表面的吸附和接触角测定 |
6.1.2 NaBX和Cu~(2+)溶液化学分析 |
6.1.3 NaBX作用铜矿物的红外光谱 |
6.1.4 黄铜矿和斑铜矿的吸附动力学和热力学分析 |
6.1.5 NaBX对黄铜矿和斑铜矿的分子动力学模拟 |
6.2 NAIAX+DDA作用孔雀石的机理研究 |
6.2.1 NaIAX+DDA作用孔雀石表面的微极性研究 |
6.2.2 NaIAX+DDA作用孔雀石的动电位测试 |
6.2.3 NaIAX+DDA作用孔雀石的红外光谱分析 |
6.3 硫化作用对于氧化铜矿物的表面影响 |
6.3.1 硫化作用对氧化铜矿物的Zeta电位分析 |
6.3.2 硫酸铵和硫化钠的溶液化学分析 |
6.3.3 硫化后氧化铜矿物的SEM-EDS分析 |
6.4 水玻璃对铜矿物浮选影响的机理分析 |
6.4.1 水玻璃对NaBX在黄铜矿和斑铜矿表面吸附影响 |
6.4.2 水玻璃对铜矿物的溶液化学分析 |
6.4.3 水玻璃对于氧化铜硫化的SEM -EDS分析 |
6.5 硫化铜矿物与氧化铜矿物相互作用分析 |
6.5.1 DLVO理论公式 |
6.5.2 黄铜矿与氧化铜矿物的相互作用力 |
6.5.3 斑铜矿与氧化铜矿物的相互作用力 |
6.5.4 硫化铜矿物与氧化铜矿物交互作用分析 |
6.6 本章小结 |
第7章 结论 |
参考文献 |
致谢 |
攻读博士学位期间主要研究成果 |
(3)德兴铜矿二次资源的回收利用技术(论文提纲范文)
1 含铜废石生物提铜技术 |
2 低浓度酸性废水硫化提铜技术 |
3 选矿尾矿铜综合回收技术 |
4 钼深加工烟气铼回收技术 |
5 硫铁矿高效综合回收技术 |
6 结论 |
(4)铜锌硫化矿浮选分离行为研究与应用(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
第一章 文献综述 |
1.1 铜的性质、用途 |
1.1.1 铜的性质 |
1.1.2 铜的用途 |
1.2 锌的性质、用途 |
1.2.1 锌的性质 |
1.2.2 锌的用途 |
1.3 黄铜矿和闪锌矿的性质及我国铜锌矿石资源概况 |
1.3.1 黄铜矿和闪锌矿的性质 |
1.3.2 我国铜锌矿石资源概况 |
1.4 铜锌硫化矿难以浮选分离的原因 |
1.5 铜锌硫化矿浮选研究现状 |
1.5.1 捕收剂方面的研究 |
1.5.2 抑制剂方面的研究 |
1.5.3 铜锌矿石浮选起泡剂方面的研究 |
1.5.4 铜锌矿石浮选工艺方面的研究 |
1.5.5 铜锌矿石浮选电化学方面的研究 |
1.6 闪锌矿的抑制剂种类及抑制机理 |
1.6.1 无机抑制剂及抑制机理 |
1.6.2 有机抑制剂及抑制机理 |
1.7 铜精矿和锌精矿的质量标准 |
1.8 课题的提出及研究的主要内容 |
1.8.1 课题的提出 |
1.8.2 研究的主要内容 |
第二章 试验矿样、设备、药剂及研究方法 |
2.1 矿样的采集与制备 |
2.1.1 纯矿物 |
2.1.2 实际矿物 |
2.2 实验药剂及仪器设备 |
2.2.1 实验药剂 |
2.2.2 仪器设备 |
2.3 实验研究方法 |
2.3.1 单矿物研究实验 |
2.3.2 实际矿石研究实验 |
2.3.3 捕收剂吸附量的测定 |
2.3.4 红外光谱分析 |
第三章 纯矿物浮选实验研究 |
3.1 NH-03 体系下黄铜矿与闪锌矿浮选实验研究 |
3.1.1 矿浆 pH 值与黄铜矿和闪锌矿浮选关系 |
3.1.2 NH-03 用量浓度与黄铜矿和闪锌矿浮选关系 |
3.2 丁基黄药体系下黄铜矿与闪锌矿浮选实验研究 |
3.2.1 矿浆 pH 值与黄铜矿和闪锌矿浮选关系 |
3.2.2 丁基黄药用量浓度与黄铜矿和闪锌矿浮选关系 |
3.3 LP-01 体系下黄铜矿与闪锌矿浮选实验研究 |
3.3.1 矿浆 pH 值与黄铜矿和闪锌矿浮选关系 |
3.3.2 LP-01 用量浓度与黄铜矿和闪锌矿浮选关系 |
3.4 LP-01 体系下 Cu~(2+)对闪锌矿浮选实验影响 |
3.5 抑制剂对铜锌矿物浮选实验影响 |
3.6 人工混合矿实验 |
3.6.1 人工混合矿物抑制剂用量浮选分离实验 |
3.6.2 人工混合矿物捕收剂用量浮选分离实验 |
3.7 本章小结 |
第四章 实际矿石浮选试验研究 |
4.1 试样工艺矿物学介绍 |
4.1.1 试样的化学元素组成 |
4.1.2 试样的矿物种类组成 |
4.1.3 矿石的结构构造和嵌布特征 |
4.1.4 矿石性质小结 |
4.2 实际矿石浮选实验 |
4.2.1 磨矿曲线的绘制 |
4.2.2 实验方案流程的制定 |
4.2.3 混合浮选磨矿细度条件实验 |
4.2.4 混合浮选石灰用量实验 |
4.2.5 混合浮选捕收剂种类实验 |
4.2.6 混合浮选捕收剂用量实验 |
4.2.7 再磨细度条件实验 |
4.2.8 再磨 Na_2S 用量条件实验 |
4.2.9 铜锌分离抑制剂用量条件实验 |
4.2.10 铜锌分离捕收剂用量条件实验 |
4.2.11 铜精矿精选次数条件实验 |
4.2.12 选锌石灰用量条件实验 |
4.2.13 选锌活化剂 CuSO_4用量条件实验 |
4.2.14 选锌丁基黄药用量条件实验 |
4.2.15 锌精矿精选次数条件实验 |
4.2.16 开路流程实验 |
4.2.17 闭路流程实验 |
4.3 本章小结及不足之处 |
4.3.1 小结 |
4.3.2 不足之处 |
第五章 某硫化矿铜锌浮选分离新工艺机理研究 |
5.1 捕收剂在矿物表面作用机理研究 |
5.1.1 LP-01 在黄铜矿与闪锌矿表面红外光谱研究 |
5.1.2 LP-01 在黄铜矿表面吸附量的测定 |
5.2 ZnSO_4+Na_2SO_3和 Na_2S 对被 Cu~(2+)活化的 ZnS 的抑制机理 |
5.2.1 ZnSO_4+Na_2SO_3的抑制机理 |
5.2.2 Na_2S 的抑制机理 |
5.3 本章小结 |
第六章 结论 |
参考文献 |
致谢 |
附录 |
(5)斑岩型铜钼矿的浮选新药剂与新工艺研究(论文提纲范文)
摘要 |
ABSTRACT |
1 绪论 |
1.1 铜、钼矿的资源现状 |
1.1.1 铜矿资源 |
1.1.2 钼矿资源 |
1.1.3 斑岩型铜钼矿矿石的性质 |
1.2 铜、钼矿的选矿技术 |
1.2.1 硫化铜矿选矿现状 |
1.2.2 辉钼矿选矿现状 |
1.2.3 铜、钼矿的综合回收技术 |
1.3 铜、钼矿的浮选捕收剂 |
1.3.1 常见硫化矿捕收剂 |
1.3.2 新型硫化矿捕收剂 |
1.3.3 捕收剂的组合用药 |
1.5 论文研究意义与研究内容 |
1.5.1 研究意义 |
1.5.2 主要研究内容 |
2 新型浮选捕收剂酰基硫脲的研究 |
2.1 酰基硫脲的合成 |
2.1.1 合成原理 |
2.1.2 合成步骤 |
2.2 酰基硫脲的结构表征 |
2.2.1 物理性质 |
2.2.2 紫外光谱分析 |
2.2.3 外光谱分析 |
2.2.4 核磁共振分析 |
2.3 酰基硫脲与金属离子的作用机理 |
2.3.1 紫外光谱分析 |
2.3.2 红外光谱分析 |
2.4 酰基硫脲在纯矿物表面的吸附 |
2.4.1 溶液pH对纯矿物表面吸附的影响 |
2.4.2 捕收剂初始浓度对纯矿物表面吸附的影响 |
2.5 本章小结 |
3 酰基硫脲捕收剂对德兴斑岩型铜钼矿的浮选性能 |
3.1 矿石的工艺矿物学研究 |
3.1.1 化学成分分析 |
3.1.2 物相分析 |
3.1.3 工艺矿物学特征 |
3.2 铜钼等可浮药剂研究 |
3.2.1 酰基硫脲捕收剂的复配与基本性能 |
3.2.2 捕收剂优化试验研究 |
3.2.3 粗选条件试验研究 |
3.2.4 钼粗精矿精选药剂方案 |
3.3 铜钼矿浮选工艺流程研究 |
3.3.1 铜钼等可浮空白精选试验流程 |
3.3.2 铜钼等可浮硫化钠精选试验流程 |
3.3.3 现场工艺流程试验 |
3.3.4 工艺方案比较 |
3.3.5 现场溢流样验证试验研究 |
3.4 等可浮工艺的工业试验 |
3.4.1 工业试验研究的调试 |
3.4.2 工业试验结果 |
3.4.3 钼粗精矿铜钼分离试验 |
3.4.4 药剂成本和效益概算 |
3.5 本章小结 |
4 多宝山斑岩型铜钼矿等可浮试验研究 |
4.1 矿石的工艺矿物学研究 |
4.1.1 化学成分分析 |
4.1.2 物相分析 |
4.1.3 矿物组成 |
4.1.4 主要元素赋存状态 |
4.1.5 主要矿物及嵌布特征 |
4.1.6 矿石的显微结构 |
4.1.7 矿石物理性质 |
4.1.8 原矿粒度组成 |
4.1.9 原矿单体解离度 |
4.2 铜钼等可浮工艺研究 |
4.2.1 等可浮粗选条件试验 |
4.2.2 等可浮精选试验研究 |
4.2.3 强化选铜试验 |
4.2.4 铜钼分离条件试验 |
4.2.5 全工艺流程闭路试验 |
4.3 铜钼等可浮扩大连选试验 |
4.3.1 试验工艺流程 |
4.3.2 试验药剂制度 |
4.3.3 扩大连选试验结果 |
4.4 半工业试验 |
4.4.1 半工业试验工艺流程 |
4.4.2 半工业试验产品指标 |
4.5 推荐药剂制度及成本估算 |
4.6 本章小结 |
5 结论与展望 |
5.1 结论 |
5.2 展望 |
参考文献 |
攻读博士学位期间主要的研究成果目录 |
致谢 |
(7)德兴铜矿泗洲选矿厂浮选改造方案研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
第1章 绪论 |
1.1 选题的背景与意义 |
1.2 本文研究的思路与方法 |
1.3 国内外研究的现状 |
第2章 德兴铜矿泗洲选矿厂浮选改造项目概述 |
2.1 德兴铜矿泗洲选矿厂现状及浮选改造项目建设概况 |
2.2 项目建设的条件 |
2.3 项目建设设计依据与原则 |
2.4 项目建设方案设计的主要内容 |
2.5 项目改造的可行性分析 |
第3章 德兴铜矿泗洲选矿厂浮选改造方案市场分析 |
3.1 国际铜市场经济分析 |
3.2 中国铜市场经济分析 |
3.3 铜价历史走势分析预测和及对浮选改造项目的影响 |
第4章 投资估算与经济分析 |
4.1 投资估算分析 |
4.2 总投资及资金筹措 |
4.3 经济分析 |
第5章 德兴铜矿泗洲选矿厂浮选改造效果综合评价 |
5.1 德兴铜矿选矿厂浮选改造效果的社会效益 |
5.2 德兴铜矿选矿厂浮选改造效果的经济评价 |
第6章 结论 |
致谢 |
参考文献 |
(8)大山选矿厂浮选柱的推广应用(论文提纲范文)
1 工艺现状 |
1.1 工艺流程 |
1.2 精选段设备配置 |
1.3 精选段存在的主要问题 |
2 浮选柱应用研究情况 |
3 浮选柱推广应用技术改造 |
3.1 设备配置 |
3.2 设备布置 |
4 改造效果 |
5 结论 |
(10)硫铁矿选矿现状与发展(论文提纲范文)
1 硫铁矿资源概况 |
2 硫铁矿选矿的研究进展 |
2.1 硫铁矿选矿的工艺方法 |
2.1.1 单一硫铁矿的选别 |
2.1.2 伴生硫铁矿的选别 |
2.1.2.1 从多金属硫化矿中回收硫铁矿 |
2.1.2.2 以硫铁矿为主综合回收其他有用矿物 |
2.2 硫铁矿选矿新设备的进展 |
3 结语 |
四、提高泗洲选矿厂综合回收率的实践(论文参考文献)
- [1]粗颗粒矿物浮选运动特性及大型浮选机结构参数优化[D]. 史帅星. 北京科技大学, 2020(01)
- [2]铜矿物的晶体化学基因特征及浮选机理研究[D]. 孙乾予. 东北大学, 2019(01)
- [3]德兴铜矿二次资源的回收利用技术[J]. 张红华. 有色金属(选矿部分), 2013(S1)
- [4]铜锌硫化矿浮选分离行为研究与应用[D]. 贾帅. 江西理工大学, 2013(04)
- [5]斑岩型铜钼矿的浮选新药剂与新工艺研究[D]. 刘有才. 中南大学, 2013(02)
- [6]泗洲选矿厂处理难磨矿的生产实践[J]. 王军宏,吴扣荣. 现代矿业, 2012(05)
- [7]德兴铜矿泗洲选矿厂浮选改造方案研究[D]. 付琍. 南昌大学, 2010(02)
- [8]大山选矿厂浮选柱的推广应用[J]. 张兴昌. 有色金属(选矿部分), 2010(03)
- [9]中碱度条件下乙氧羰基硫脲浮选分离铜硫[J]. 刘广义,钟宏,戴塔根,夏柳荫. 中国有色金属学报, 2009(02)
- [10]硫铁矿选矿现状与发展[J]. 胡天喜,文书明. 化工矿物与加工, 2007(08)