一、关于提高低品位铁精矿品位的研究（论文文献综述）
陈超,张裕书,李潇雨,刘能云[1]（2021）在《钛磁铁矿选矿技术研究进展》文中研究表明我国是铁矿资源消费大国,钛磁铁矿源占全国铁矿资源储量的10%以上。本文从钛磁铁矿的工艺矿物学性质、钛磁铁矿选矿工艺、钛磁铁矿精矿提铁降杂及钛磁铁矿选矿过程中元素走向等方面综述了钛磁铁矿的选矿技术研究进展,指出了今后的重点研究方向。
丁晓姜,吴艳妮[2]（2021）在《北方低品位磷铁矿综合回收研究》文中进行了进一步梳理为了综合回收北方低品位磷铁矿资源,对北方不同地区、不同品级磷铁矿进行了铁、磷、钛选矿试验研究及综合回收研究。结果表明,对不同品级磷铁矿采用浮选选磷,磁选选铁,重浮联合选钛,能够获得P2O5品位大于30%,回收率大于80%磷精矿,TFe品位大于60%,磁性铁回收率大于90%铁精矿,及TiO2品位大于44%钛精矿。研究成果为合理开发利用低品位磷铁矿资源提供了技术支持,为其他矿山的综合利用提供了参考。
智慧[3]（2021）在《难选菱铁矿流态化磁化焙烧过程含铁物相转变行为研究》文中提出我国钢铁产量占全球57.80%,年消耗铁精矿原料近10.54亿吨。但我国铁矿石资源品位低、禀赋差,国内铁精矿产量远不能满足钢铁生产需求,对外依存度高于80%。因此,开发利用低品位难选铁矿对保障我国基础钢铁产业基础原料稳定供应和将我国丰富的铁矿石储量转变为产量都具有重要意义。在我国已探明的铁矿石资源中,褐铁矿、菱铁矿和沉积型赤铁矿等常规物理选矿方法（重选、磁选、浮选等）难以有效选别的复杂难选铁矿石约占40%。其中,菱铁矿在我国储量有18.34亿吨,原矿品位低,传统的重选、浮选工艺提高品位困难,难以得到有效利用。目前,磁化焙烧工艺被公认为是处理低品位难选铁矿,实现铁资源高效经济回收最为有效的技术方法。基本原理是通过焙烧反应改变弱磁性含铁物相至强磁性磁铁矿相,从而简单弱磁选分离即可产出高品位和高回收率的铁精矿。传统竖炉和回转窑由于反应器本身原理限制,没能将磁化焙烧工艺优势充分发挥。流化床反应器基于流态化焙烧原理,具有反应温度低、反应效率高、转化率高、能耗低、装置易大型化的突出优势。据此,本论文以主要难选铁矿矿种之一的菱铁矿为研究对象,基于先进流态化反应原理,结合工业生产反应条件,研究了低品位难选混合菱铁矿磁化焙烧反应特性,开发了菱铁矿氧化-超低温还原的新工艺方法,实现了难选混合菱铁矿的高磁化转化和高效弱磁选富集利用。本文以陕西菱铁矿为主要研究对象,辅以辽宁赤铁矿和云南菱铁矿作为对照组,以工业煤气为还原气背景,进行菱铁矿的流态化焙烧-磁选研究,通过XRD物相分析,探究了菱铁矿磁化焙烧过程中的物相转变和浮氏体FeO产生的条件及原因机理,在此基础上开发了氧化-超低温还原磁化焙烧新工艺,取得了如下成果:（1）揭示了菱铁矿还原焙烧过程物相转变规律及浮氏体产生路径研究了菱铁矿流态化直接还原磁化焙烧过程中的物相转变,探究时间、温度对焙烧过程物相转变的影响以及菱铁矿还原焙烧过程中浮氏体FeO产生路径。结果表明,在一般赤褐铁矿直接还原磁化焙烧条件还原势R（CO/（CO+CO2））0.45、T<570℃的条件下,菱铁矿焙烧产物为强磁Fe3O4和弱磁FeO,且随温度升高、时间延长,浮氏体FeO含量增加。浮氏体FeO有两个来源,包括菱铁矿焙烧分解中间产物FeO,以及生成的不稳定Fe3O4被CO进一步还原为FeO。（2）开发了菱铁矿预氧化-超低温还原磁化焙烧工艺针对直接还原磁化焙烧过程中出现弱磁浮氏体,提出预氧化-还原磁化焙烧工艺,研究预氧化和还原两段过程的物相转变,实现菱铁矿无FeO流态化磁化焙烧目标。结果表明菱铁矿在610℃氧化产物为赤铁矿α-Fe2O3和磁赤铁矿γ-Fe2O3,氧化后在还原势R0.45的还原气条件,在560℃、500℃还原焙烧,磁性转化完成后焙烧产物依旧出现浮氏体FeO,且随着温度增加、时间延长FeO含量增加,这是由于γ-Fe2O3还原生成的不稳定Fe3O4又被进一步还原产生FeO。进一步降低温度至450℃还原焙烧,产物中强磁性Fe3O4稳定存在,一直未出现浮氏体FeO,可能是温度降低,Fe3O4稳定性增加,未被进一步还原。610℃氧化后450℃还原的预氧化-超低温还原工艺能够避免菱铁矿磁化焙烧过程中弱磁性浮氏体FeO的产生,获得单一强磁性Fe3O4焙烧产品。（3）焙烧矿弱磁分选探究了磁场强度、磨矿粒度对弱磁分选指标的影响,在最佳磁选条件验证了焙烧产物FeO对弱磁选效果的影响。结果表明:菱铁矿610℃氧化后450℃还原焙烧矿,磨矿至-30μm占82.75%的粒度经过1100Gs、1300Gs的两道弱磁选,可以得到精矿品位62.07%,回收率88.26%的磁选指标。而560℃直接还原5min的磁化焙烧产品经过相同的最佳磁选参数进行弱磁选,由于弱磁FeO的存在,全铁回收率仅49.54%,进一步验证了预氧化-超低温流态化磁化焙烧的优良效果。本文针对难选菱铁矿流态化磁化焙烧过程含铁物相的转变行为进行了深入系统研究,揭示了菱铁矿在焙烧过程中FeO的生成行为,建立了难选菱铁矿预氧化-超低温还原无FeO产物的磁化焙烧新方法,对难选菱铁矿工业化稳定高效磁化焙烧工艺设计具有重要参考意义。
顾静[4]（2021）在《低品位复合矿直接还原-熔分工艺实验及能耗研究》文中研究指明我国金属矿产资源中贫矿、共伴生的复合矿多,冶炼分离难度大,综合利用率不高,资源保障能力不足,矿产资源对外依存度很高。以焦炭为能源的高炉冶炼工艺技术成熟,能耗低,但只能以高品位的铁精矿为原料,无法处理低品位复合矿;低品位的复合矿只能通过高温的矿热电炉冶炼。但以电力为能源的一步法矿热电炉大量消耗高品位的二次能源,考虑到发电能源转换效率,处理低品位复合矿时综合能效低,经济性不高。为了降低冶炼综合能耗、高效利用低品位多金属复合矿产资源,本论文采用直接还原-熔分二步法工艺进行研究以实现不同矿相中铁氧化物的分级还原和其他有价元素的富集。在直接还原工序中,采用一次能源煤炭进行物料升温和铁氧化物还原过程;在熔分工序中以高品质的电力（二次能源）为能源,对以高晶格能稳定存在的Fe2+离子进行深度还原并进行铁水/有价元素的熔化分离,在最大限度提取铁金属的同时提升了其他有价元素的富集度,铁水后续可用于高品质的合金冶炼,富集的有价元素可采用现有成熟的有色金属冶炼工艺进行提取。本论文以精选海砂钒钛磁铁矿、含铁选铜尾矿、红土镍铁矿三种典型低品位复合矿为原料,首先进行复合矿物的还原反应特性基础实验,分别研究了碳氧摩尔比、还原温度和还原时间对复合矿中铁氧化物金属化率的影响。实验结果表明,海砂钒钛磁铁矿、含铁选铜尾矿和红土镍铁矿三种典型矿物合理的直接还原工艺参数如下:碳氧摩尔比分别为1.8、1.2和0.85左右;还原温度分别是在1300℃、1200℃和1250℃左右;还原时间分别是在30min、40min和20min左右;动力学研究表明,海砂钒钛磁铁矿和含铁选铜尾矿还原反应前期受化学反应控制,中期受化学反应和内扩散混合控制,后期受内扩散控制;红土镍铁矿还原反应前期受化学反应控制,中、后期受化学反应和内扩散的混合控制,为低品位复合矿的工业化利用提供了基础性设计依据。以工业化应用为目标,设计了以转底炉还原-矿热电炉熔分的节能型复合矿冶炼工艺:以冶炼难度最大的海砂钒钛磁铁矿为原料,在转底炉中通过碳热法完成物料加热升温的同时完成绝大部分还原反应,用一次能源煤炭替代了传统一步法矿热电炉中物料升温的巨大电耗;还原后的热态物料热送热装至矿热电炉熔池内,物料在高温液态熔池内会快速熔化并进行深度还原,这大大缩短了矿热电炉的还原时间,具有显着的节能效果。本文在转底炉直接还原-矿热熔分工艺中试生产线上进行了试验研究,并创新性的开发了往熔池液态渣层内喷煤补碳还原技术,实现了偏钛酸亚铁（FeTiO3）晶格中的低价Fe离子的深度还原。中试试验结果表明:以Fe元素含量为22.4%～24.5%,TiO2含量为55.3%～57.0%精选海砂钒钛磁铁矿为原料进行试生产可得到TiO2含量高达82.5%的高钛渣产品和含钒铁水,富集了TiO2的高钛渣产品后续采用现有成熟的工艺路线生产钛白粉,含钒铁水可进行高品质的合金冶炼或采用转炉炼钢提钒,实现了海砂矿钒钛磁铁矿的高值化利用。中试线生产的高钛渣单位产品能耗为1462.4（kW·h）/t,比现有一步法矿热电炉工艺生产高钛渣产品的单耗降低了 36.4%,具有明显的综合能效优势。
李敬[5]（2021）在《几内亚红土型高铁低品位铝土矿磁选提质试验研究》文中研究指明随着中国铝工业的高速发展,市场对氧化铝的需求量不断增长,但是国内铝土矿资源贫乏,供需失衡导致对外依存度居高不下。几内亚铝土矿资源储量居世界第一位,品质好、易开采,是我国铝土矿第一大进口来源国。当前,国内外普遍采用拜耳法从铝土矿中提取氧化铝,但是该方法对铝土矿原料的铁含量要求较高,这是因为铝土矿中铁杂质含量过高会增加生产能耗。因此,通过选矿降低铝土矿的铁含量,是降低氧化铝生产成本的有效途径。本论文以几内亚高铁低品位铝土矿为研究对象,通过XRD、化学分析、物相组成和粒度筛分等方法,分析原矿性质,采用磁选技术研究铝土矿铁铝分离效果,开发了“碎矿筛分-粗粒干式磁选-细粒脉动高梯度磁选”磁选提质工艺,达到了提高产品铝品位和铝硅比,降低铁品位的目的。（1）该铝土矿铝矿物主要为三水铝石,主要杂质为二氧化硅、氧化铁和二氧化钛;其中Al2O3含量34.97%,铁含量26.50%,二氧化硅含量6.11%,铝硅比5.72,属于高铁、低铝、铝硅比中等的低品位铝土矿。（2）研究表明,对-5.0～+2.0 mm粗颗粒铝土矿,采用一次干式磁选,可以得到Al2O3品位为41.01%、回收率为76.02%的铝精矿,铁去除率49.69%,铝硅比10.18。对-2.0 mm细颗粒铝土矿,采用一粗一扫脉动高梯度磁选流程,获得铝精矿Al2O3品位42.09%,回收率69.18%,铝硅比8.12,铁去除率53.62%。（3）根据原矿分析和磁选试验结果,确定磁选提铝降铁工艺流程为“碎矿筛分-粗粒干式磁选-细粒脉动高梯度磁选”。全流程试验结果为:综合铝精矿Al2O3品位40.76%,Al2O3回收率72.29%,铝硅比8.10,铁去除率达到51.69%;尾矿Fe品位35.25%,回收率51.69%,磁选提铝降铁的效果良好。本研究采用的“碎矿筛分-粗粒干式磁选-细粒脉动高梯度磁选”工艺,破碎后直接入选,无需磨矿,即达到提铝降铁的目的,又能减少微细粒铝土矿的产量;而且磁选技术生产成本低,对环境无污染,产品脱水容易,可以满足产品远距离航运要求。该磁选提铝降铁工艺,达到了经济有效分选该类铝土矿的目的,为综合利用几内亚红土型铝土矿资源提供一种科学合理的技术。
刘伟[6]（2021）在《酒钢镜铁矿表面磁种磁化磁选基础研究》文中进行了进一步梳理我国弱磁性氧化铁矿具有品位低、多组分致密共生,嵌布粒度微细的特点,需经过细磨才可将其与脉石矿物解离,细磨后的细粒级弱磁性氧化铁矿又具有粒度小、比表面积大、比磁化率低的特点,常规选矿方法往往难以捕收、回收率低,与脉石矿物较难达到理想的分离效果。常用的磁化焙烧法虽可显着提升矿物磁性,但在工业生产中仍存在设备维护难、产品磁化质量不均一、生产成本大以及相关环境问题。相对于此,表面磁化法旨通过在矿浆中加入磁种,使磁种选择性吸附在弱磁性铁矿物表面,扩大其与脉石矿物的磁性差异,再通过磁选即可实现对弱磁性氧化铁矿的有效回收,又大大简化了工艺流程。论文在分析与总结国内外大量文献的基础上,以主要含铁矿物为镜铁矿、褐铁矿、菱铁矿及主要脉石矿物为石英、白云石的酒钢镜铁矿为对象,通过在不同矿浆条件下加入磁种,使磁种与弱磁性氧化铁矿选择性团聚,再通过磁选回收氧化铁矿,磁种磁化效果根据磁选精矿指标、扫描电子显微镜（SEM）、样品振动磁强计（VSM）等方法判断,具体主要得出如下结论:1.随着矿浆中六偏磷酸钠浓度的增加,各矿物的表面动电位负电位升高,分散性增强,当六偏磷酸钠浓度为35mg/L时,磁种在各矿物表面吸附难易程度依次为菱铁矿>镜铁矿>白云石>褐铁矿>石英。又由白云石、石英为非磁性矿物,及饱和质量磁化强度:镜铁矿>褐铁矿>菱铁矿,当矿浆p H为7、六偏磷酸钠用量为25 mg/L、磁种用量为3%时,各矿物磁化后磁选回收率顺序为:镜铁矿>菱铁矿>褐铁矿>白云石>石英。2.在1000r/min搅拌下的矿浆中,随着油酸钠浓度的增加,磁种更易与各单矿物产生疏水吸附,当油酸钠浓度为100mg/L、磁种用量为3%时,各单矿物磁化效果顺序为:镜铁矿>褐铁矿>菱铁矿>白云石>石英。此时菱铁矿、褐铁矿、镜铁矿饱和质量磁化强度分别由0.55A·m2·kg-1、0.86A·m2·kg-1、1.53A·m2·kg-1增加为11.64A·m2·kg-1、12.68A·m2·kg-1、29.57A·m2·kg-1,实现了较好的磁化效果。对各矿物进行高分子絮凝磁种磁化时,随着聚丙烯酰胺浓度的增加,矿浆中团聚现象更加明显,磁种与各矿物团聚更加紧密,各矿物回收率都明显增大。3.酒钢镜铁矿经过中强磁预选-六偏磷酸钠、油酸钠复合团聚磁种磁化磁选后可获得铁品位为47.27%（烧后54.21%）,总回收率为77.12%的合格铁精矿,此时中强磁磁场强度为480k A/m、磁种磁化后磁选磁场强度为320k A/m,六偏磷酸钠浓度为100mg/L、油酸钠浓度80mg/L、磁种用量为3%。相比酒钢强磁选工艺后获得的铁品位45.5%（烧后52.44%）、金属回收率65.7%的精矿指标,精矿铁品位及回收率都得到了提升。
王寨寨[7]（2021）在《低品位硅镁型红土镍矿中镍、铁、镁综合回收研究》文中研究说明镍作为一种战略性金属,在经济发展中是必不可少,在不锈钢、耐热合金等领域发挥着重要作用。目前全球已探明镍矿主要分为硫化镍矿和红土镍矿。近年来由于硫化镍矿资源被过多开采,导致资源匮乏,目前已将开发的目标转移到红土镍矿。国内外学者对如何从低品位的红土镍矿中富集镍铁已经有很多研究,红土镍矿中还有大量的价值较高的氧化镁存在,因此如何实现红土镍矿中镍、铁、镁综合回收是红土镍矿开发的关键。本文以云南某地低品位硅镁型红土镍矿为研究对象,采用化学元素分析、扫描电子显微镜（SEM）、X射线衍射分析（XRD）等分析检测手段,确定了矿物成分、矿物元素分布、矿物的物相组成。结果表明,该红土镍矿主要以含羟基的硅酸盐类和氧化物类的矿物组成,其中铁主要以铁氧化物的形式存在与矿物中;镍与铁的化学性质相似,镍主要以氧化镍形式存在;镁主要以氧化镁的形式存在于蛇纹石中。根据红土镍矿的矿物成分、矿相复杂等特点,采用还原焙烧-磁选分离-盐酸浸出的方法综合回收红土镍矿中镍、铁、镁。第一阶段实验对原矿进行还原焙烧研究表明,当复合添加剂用量8%（Na2CO3:Ca F2=1:7）、还原剂用量8%、还原温度1250℃、还原时间60min、磁选强度150m T、湿磨时间12min时,得到镍铁精矿中镍品位为8.39%、铁的品位为67.70%。对得到的镍铁精矿进行XRD分析可知主要物相为镍铁合金。第二阶段实验将磁选分离得到的磁选尾矿作为盐酸浸出提镁的原料,研究结果表明:当盐酸浓度为3.5mol/L、液固比为6:1、浸出温度为60℃、浸出时间为4h、搅拌速度为300 r/min时,镁、铁的浸出率分别为98.64%、67.39%;为了得到纯度较高的氧化镁,采用中和水解法将浸出液中的铁离子去除;当浸出温度为60℃时,调节p H值至6.5时,去除溶液中的铁离子,继续调节p H值,将除铁后液中的镁全部沉淀;在温度为80℃、p H值为11.0时,溶液中镁的沉淀率为98.86%;煅烧温度500℃、煅烧时间360min时煅烧氢氧化镁,得到最终产品氧化镁,通过计算可得到镁的回收率为85.88%。
陈江安[8]（2021）在《低品位褐铁矿石煤基直接还原过程矿物转化规律及机理》文中研究指明褐铁矿石是铁矿石的重要来源之一,但目前褐铁矿石的利用效率较低。新余铁坑铁矿铁品位为38.25%,铁矿物以褐铁矿为主,嵌布关系复杂,磨矿易泥化,属于低品位难选褐铁矿石。目前采用全磁选流程所得铁精矿品位和回收率均只有50%左右,资源浪费严重。为使该矿石得到高效利用,研究采用煤基直接还原-磁选技术处理该矿石制备直接还原铁。研究了还原剂种类及用量、焙烧温度、焙烧时间和添加剂种类等因素对铁坑铁矿矿石用直接还原焙烧-磁选生产直接还原铁的影响,结果表明,无添加剂时,增加煤用量,提高焙烧温度和延长焙烧时间均能提高还原铁指标。最佳条件为烟煤用量20%,焙烧温度1200℃,焙烧时间为30min,所得直接还原铁品位85.77%,铁回收率85.87%,指标较差。研究发现,添加适量的碳酸钙、碳酸钠或萤石均可提高直接还原铁指标,其中添加萤石效果最佳。添加2%萤石时,获得了铁品位93.46%,铁回收率92.88%的直接还原铁。结合热力学软件FactSage计算,用MLA研究了褐铁矿煤基直接还原过程中的矿物定量转化规律。结果表明,无添加剂时,褐铁矿还原产生的部分FeO与石英反应生成铁橄榄石,同时焙烧体系液相量少,导致单质铁颗粒难以长大是直接还原铁指标较差的主要原因。分别添加碳酸钙、碳酸钠或萤石对焙烧产物中铁元素在单质铁相的分布率和单质铁颗粒粒度均有较大影响。碳酸钙用量为10%时,铁在单质铁的分布率达到92.41%,单质铁颗粒D50为106μm。添加1%碳酸钠时,铁在单质铁中分布率增加到92%,单质铁颗粒D50值增加到68μm。萤石用量为2%时,铁在单质铁中分布率达到93.02%,单质铁颗粒D50值为106μm。单质铁颗粒生长动力学研究结果表明,加入不同添加剂时,单质铁的生长速率常数K0值从大到小的顺序为萤石>碳酸钙>碳酸钠>无添加剂,添加萤石时K0值始终为最大值,这说明添加萤石时单质铁颗粒生长速率最快,因此添加萤石效果最好。
朱一民[9]（2020）在《2019年浮选药剂的进展》文中研究说明本文收集了2019年国内核心期刊发表的浮选药剂的信息,分硫化矿捕收剂、氧化矿捕收剂、调整剂、起泡剂、浮选药剂的结构与性能和废水处理六个方面介绍并略加评论。
孙林泉,王丽娜,于宏东,苏慧,陈德胜,齐涛[10]（2021）在《低品位含铌矿物中铌的提取工艺研究进展》文中研究指明随着电子、材料等尖端行业的迅速发展,铌因其独特的物化性质已被视为关键战略性金属资源,其需求量逐年递增,铌的冶金提取技术也受到越来越多的关注。我国白云鄂博地区铌资源丰富,但因铌品位低、矿相复杂、选矿分离难度大,目前尚未有效地开发利用。研究开发适用于我国低品位铌资源的提铌技术,具有重要的研究价值和战略意义。综述了主要的低品位铌资源提铌技术的研究现状,包括火法还原法、酸分解法、碱分解法、氯化法和火法-湿法联合法等,探讨了各种技术工艺的优势和特点,以及铌低品位条件对提铌效果的影响。近年来开发的亚熔盐法和焙烧-酸浸联合法也用于低品位铌资源提铌,这两类方法展现了良好的提取效果和应用价值,具有较为广阔的前景。前者由于分解率高、环境负担小而具有较大的潜力。现有研究表明后者可以较为高效地分解低品位铌矿,铌浸出率可达到98%。最后,对目前低品位铌资源提铌方法存在的问题和未来研究发展方向进行了总结和展望。
二、关于提高低品位铁精矿品位的研究（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、关于提高低品位铁精矿品位的研究（论文提纲范文）
（1）钛磁铁矿选矿技术研究进展（论文提纲范文）
| 1 钛磁铁矿工艺矿物学 |
| 2 钛磁铁矿选矿工艺 |
| 3 钛磁铁矿精矿提铁降杂 |
| 4 钛磁铁矿选矿过程元素走向 |
| 5 结论与建议 |
（2）北方低品位磷铁矿综合回收研究（论文提纲范文）
| 1 资源特点及开发利用现状 |
| 2 矿石特征 |
| 3 综合回收研究 |
| 3.1 选铁试验结果与分析 |
| 3.2 选磷试验结果与分析 |
| 3.3 选钛试验结果与分析 |
| 3.4 不同品级磷铁矿中磷、铁、钛综合回收试验结果与分析 |
| 4 结论 |
（3）难选菱铁矿流态化磁化焙烧过程含铁物相转变行为研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 引言 |
| 1.1 铁矿石资源现状 |
| 1.1.1 铁矿石资源的重要性 |
| 1.1.2 全球铁矿石资源概况 |
| 1.1.3 我国铁矿石资源概况 |
| 1.2 铁矿石的选矿工艺 |
| 1.3 难选铁矿的磁化焙烧 |
| 1.3.1 赤褐铁矿磁化焙烧 |
| 1.3.2 菱铁矿磁化焙烧 |
| 1.3.3 磁化焙烧反应器 |
| 1.4 研究内容 |
| 第2章 实验原料及实验方法 |
| 2.1 化学组成 |
| 2.2 物相组成 |
| 2.3 粒度分布 |
| 2.4 热重分析 |
| 2.5 电镜能谱分析 |
| 2.6 试验装置及方法 |
| 2.6.1 流态化焙烧 |
| 2.6.2 焙烧矿弱磁选 |
| 第3章 直接还原磁化焙烧 |
| 3.1 直接还原焙烧过程物相转变行为 |
| 3.1.1 辽宁赤铁矿磁化焙烧过程中物相转变 |
| 3.1.2 陕西菱铁矿磁化焙烧过程中的物相转变 |
| 3.1.3 云南菱铁矿磁化焙烧过程中的物相转变 |
| 3.2 菱铁矿直接还原磁化焙烧过程物相转变机制分析 |
| 3.3 本章小结 |
| 第4章 预氧化-还原磁化焙烧 |
| 4.1 菱铁矿预氧化过程中的物相转变行为 |
| 4.2 菱铁矿预氧化后还原过程中的物相转变行为 |
| 4.3 菱铁矿氧化后还原磁化焙烧过程物相转变机制分析 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 焙烧矿物性特征及其弱磁选分离 |
| 5.1 焙烧矿物性 |
| 5.1.1 焙烧矿磁性特征 |
| 5.1.2 焙烧矿电镜能谱分析 |
| 5.2 焙烧矿弱磁选 |
| 5.2.1 磁场强度对焙烧矿弱磁选的影响 |
| 5.2.2 磨矿粒度对焙烧矿弱磁选的影响 |
| 5.2.3 磁选精尾矿特征 |
| 5.3 不同条件磁化焙烧矿的弱磁选试验 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 结论与展望 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 主要创新点 |
| 6.3 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简历及攻读学位期间发表的学术论文与研究成果 |
（4）低品位复合矿直接还原-熔分工艺实验及能耗研究（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 低品位多金属复合矿利用现状 |
| 2.1.1 低品位多金属复合矿 |
| 2.1.2 钒钛磁铁矿利用现状 |
| 2.1.3 含铁选铜尾矿和冶金尘泥等固体废弃物利用现状 |
| 2.1.4 红土镍铁矿利用现状 |
| 2.2 炼铁工艺进展 |
| 2.2.1 铁氧化物还原 |
| 2.2.2 高炉炼铁工艺与非高炉炼铁工艺 |
| 2.2.3 直接还原技术进展 |
| 2.3 复合矿冶炼原理 |
| 2.3.1 氧化还原热力学 |
| 2.3.2 氧化还原动力学 |
| 2.4 金属冶炼工艺能耗 |
| 2.5 研究意义和研究内容 |
| 2.5.1 研究意义 |
| 2.5.2 研究内容 |
| 3 复合矿直接还原研究方法 |
| 3.1 复合矿还原热力学研究 |
| 3.1.1 金属氧化物标准生成自由能与温度的关系 |
| 3.1.2 复合矿碳热还原热力学原理 |
| 3.2 复合矿还原动力学研究 |
| 3.2.1 物理模型 |
| 3.2.2 动力学方程式的推导 |
| 3.3 复合矿直接还原基础实验研究方法 |
| 3.3.1 还原剂及实验设备 |
| 3.3.2 实验工艺流程 |
| 3.4 小结 |
| 4 海砂钒钛磁铁矿直接还原基础实验研究 |
| 4.1 海砂钒钛磁铁矿原料 |
| 4.2 碳氧比对金属化率的影响 |
| 4.3 还原温度对金属化率的影响 |
| 4.4 还原时间对金属化率的影响 |
| 4.5 反应限制性环节的确定 |
| 4.6 海砂钒钛磁铁矿的二步法全资源化利用工艺 |
| 4.7 小结 |
| 5 含铁选铜尾矿直接还原基础实验研究 |
| 5.1 含铁选铜尾矿原料 |
| 5.2 碳氧比对金属化率的影响 |
| 5.3 还原温度对金属化率的影响 |
| 5.4 还原时间对金属化率的影响 |
| 5.5 反应限制性环节的确定 |
| 5.6 含铁选铜尾矿二步法节能型提取与富集工艺 |
| 5.7 小结 |
| 6 红土镍铁矿直接还原基础实验研究 |
| 6.1 红土镍铁矿原料 |
| 6.2 碳氧比对金属化率和镍回收率的影响 |
| 6.3 还原温度对铁金属化率和镍回收率的影响 |
| 6.4 还原时间对铁金属化率和镍回收率的影响 |
| 6.5 熔分实验 |
| 6.6 反应限制性环节的确定 |
| 6.7 红土镍铁矿低电耗镍铁直接合金化工艺 |
| 6.8 小结 |
| 7 直接还原-熔分工艺中试及能耗研究 |
| 7.1 直接还原-熔分工艺中试工艺 |
| 7.1.1 直接还原装备类型的选择 |
| 7.1.2 矿热熔分炉及长寿炉衬技术 |
| 7.1.3 中试生产线工艺流程 |
| 7.2 转底炉直接还原中试生产试验 |
| 7.2.1 生产前的准备 |
| 7.2.2 配碳量对金属化率的影响 |
| 7.2.3 还原时间对金属化率的影响 |
| 7.2.4 还原温度对金属化率的影响 |
| 7.3 转底炉直接还原-矿热炉熔分联动试验 |
| 7.4 直接还原-溶分工艺能耗 |
| 7.4.1 中试生产实际能耗 |
| 7.4.2 单位钛渣产品能耗 |
| 7.5 小结 |
| 8 结论 |
| 本文创新点 |
| 参考文献 |
| 作者简历及在学研究成果 |
| 学位论文数据集 |
（5）几内亚红土型高铁低品位铝土矿磁选提质试验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.2 铝土矿资源概况 |
| 1.2.1 全球铝土矿资源分布概况 |
| 1.2.2 我国铝土矿资源分布概况 |
| 1.2.3 几内亚铝土矿资源分布概况 |
| 1.3 铝土矿选矿现状 |
| 1.3.1 化学选矿 |
| 1.3.2 生物选矿 |
| 1.3.3 物理选矿 |
| 1.4 高铁铝土矿选矿现状 |
| 1.5 研究意义、内容及目标 |
| 1.5.1 研究意义 |
| 1.5.2 研究内容 |
| 1.5.3 研究目标 |
| 第二章 试验试样、设备及研究方法 |
| 2.1 试验试样 |
| 2.1.1 化学多元素分析 |
| 2.1.2 矿物组成分析 |
| 2.1.3 粒度分布分析 |
| 2.2 试验设备 |
| 2.3 研究方法 |
| 2.4 评价指标 |
| 第三章 磁选过程理论分析 |
| 3.1 干式磁选 |
| 3.1.1 分选原理及结构 |
| 3.1.2 干式磁选过程中矿粒受力分析 |
| 3.2 湿式磁选 |
| 3.2.1 分选原理及结构 |
| 3.2.2 矿粒在高梯度磁场的受力分析 |
| 第四章 磁选提质试验研究 |
| 4.1 试样制备 |
| 4.2 粗颗粒干式磁选试验 |
| 4.2.1 试验流程 |
| 4.2.2 入选粒度探索试验 |
| 4.2.3 条件优化试验 |
| 4.3 细颗粒脉动高梯度磁选试验 |
| 4.3.1 试验流程 |
| 4.3.2 入选粒度探索试验 |
| 4.3.3 条件优化试验 |
| 4.4 选铝尾矿选铁试验 |
| 4.4.1 粗颗粒干式磁选尾矿选铁试验 |
| 4.4.2 细粒脉动高梯度磁选尾矿选铁试验 |
| 4.5 全流程试验 |
| 4.5.1 工艺流程 |
| 4.5.2 试验结果分析 |
| 4.5.3 生产流程设计 |
| 4.6 小结 |
| 第五章 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录A 攻读硕士学位期间发表论文目录 |
| 附录B 攻读硕士学位期间参与的科研项目 |
（6）酒钢镜铁矿表面磁种磁化磁选基础研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第1章 文献综述 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.2 弱磁性氧化铁矿选矿难点 |
| 1.3 弱磁性氧化铁矿分选技术现状 |
| 1.3.1 直接分选工艺 |
| 1.3.2 磁化焙烧工艺 |
| 1.3.3 表面磁化技术现状 |
| 1.4 本论文研究目的及内容 |
| 第2章 试验原料及方法 |
| 2.1 纯矿物的制备 |
| 2.1.1 磁种制备 |
| 2.1.2 镜铁矿 |
| 2.1.3 菱铁矿 |
| 2.1.4 褐铁矿 |
| 2.1.5 脉石矿物 |
| 2.2 试验药剂与仪器设备 |
| 2.2.1 试验药剂 |
| 2.2.2 试验仪器设备 |
| 2.3 试验方法 |
| 2.3.1 磁选试验 |
| 2.3.2 扫描电子显微镜 |
| 2.3.3 表面电位分析 |
| 2.3.4 振动样品磁强计 |
| 2.3.5 PVM |
| 第3章 单矿物磁化试验研究 |
| 3.1 凝聚磁种磁化试验 |
| 3.1.1 磁场强度对磁化效果的影响 |
| 3.1.2 pH对磁化效果的影响 |
| 3.1.3 分散剂用量对磁化效果的影响 |
| 3.1.4 磁种用量对磁化效果的影响 |
| 3.1.5 表征与分析 |
| 3.2 疏水团聚磁种磁化试验 |
| 3.2.1 搅拌转速对磁化效果的影响 |
| 3.2.2 油酸钠用量对磁化效果的影响 |
| 3.2.3 磁种用量对磁化效果的影响 |
| 3.2.4 表征与分析 |
| 3.3 高分子絮凝磁种磁化试验 |
| 3.3.1 分散剂用量对磁化效果的影响 |
| 3.3.2 油酸钠用量对磁化效果的影响 |
| 3.3.3 磁种用量对磁化效果的影响 |
| 3.3.4 高分子絮凝剂用量的影响 |
| 3.3.5 表征与分析 |
| 3.4 本章小结 |
| 第4章 混合矿磁种磁化试验研究 |
| 4.1 凝聚磁种磁化试验 |
| 4.1.1 p H对磁选效果的影响 |
| 4.1.2 分散剂用量对磁选效果的影响 |
| 4.1.3 磁种用量对磁选效果的影响 |
| 4.2 疏水团聚磁种磁化试验 |
| 4.2.1 搅拌转速对磁选效果的影响 |
| 4.2.2 油酸钠用量对磁选效果的影响 |
| 4.2.3 磁种用量对磁选效果的影响 |
| 4.3 高分子絮凝磁种磁化试验 |
| 4.3.1 分散剂用量对磁选效果的影响 |
| 4.3.2 油酸钠用量对磁选效果的影响 |
| 4.3.3 磁种用量对磁选效果的影响 |
| 4.3.4 聚丙烯酰胺用量对磁选效果的影响 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 酒钢镜铁矿磁种磁化磁选试验研究 |
| 5.1 试验样品性质 |
| 5.1.1 矿样微观分析 |
| 5.1.2 多元素分析及粒度组成 |
| 5.2 中强磁预选 |
| 5.2.1 磨矿细度对预选精矿指标的影响 |
| 5.2.2 磁场强度对预选精矿指标的影响 |
| 5.3 凝聚磁种磁化 |
| 5.3.1 磁场强度对磁选结果的影响 |
| 5.3.2 p H对磁选结果的影响 |
| 5.3.3 分散剂用量磁选结果的影响 |
| 5.3.4 磁种用量磁选结果的影响 |
| 5.4 疏水团聚磁种磁化试验 |
| 5.4.1 搅拌转速磁选结果的影响 |
| 5.4.2 油酸钠用量磁选结果的影响 |
| 5.4.3 磁种用量磁选结果的影响 |
| 5.5 高分子絮凝磁种磁化试验 |
| 5.5.1 分散剂用量磁选结果的影响 |
| 5.5.2 油酸钠用量磁选结果的影响 |
| 5.5.3 磁种用量磁选结果的影响 |
| 5.5.4 聚丙烯酰胺用量磁选结果的影响 |
| 5.6 小结 |
| 第6章 结论、创新点及展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 创新点 |
| 6.3 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录1 攻读硕士学位期间主要研究成果 |
| 附录2 攻读硕士学位期间参加的科研项目 |
（7）低品位硅镁型红土镍矿中镍、铁、镁综合回收研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 镍的性质与用途 |
| 1.3 镍的消费与供需 |
| 1.3.1 全球镍的消费与供需 |
| 1.3.2 我国镍的消费与供需 |
| 1.4 红土镍矿的现状与处理工艺 |
| 1.4.1 火法处理工艺 |
| 1.4.2 湿法处理工艺 |
| 1.4.3 其他处理工艺 |
| 1.5 氧化镁生产工艺现状 |
| 1.5.1 氧化镁的性质与用途 |
| 1.5.2 氧化镁的生产现状 |
| 1.5.3 氧化镁的生产工艺 |
| 1.6 本课题的研究意义及主要内容 |
| 第二章 实验原料、设备及研究方法 |
| 2.1 实验原料 |
| 2.1.1 红土镍矿 |
| 2.1.2 还原剂及添加剂 |
| 2.2 实验设备及分析设备 |
| 2.2.1 实验设备 |
| 2.2.2 实验试剂 |
| 2.2.3 实验分析设备 |
| 2.2.4 化学分析测定 |
| 2.3 实验研究方法 |
| 第三章 还原焙烧-磁选回收镍铁实验研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 实验原理 |
| 3.2.1 配碳系数计算 |
| 3.2.2 镍铁精矿中镍铁的回收率计算 |
| 3.2.3 TG-DSC表征 |
| 3.3 添加剂作用下红土镍矿还原焙烧-磁选实验研究 |
| 3.3.1 添加剂的配比(Na_2CO_3:CaF_2)对镍铁精矿中镍铁品位及回收率影响 |
| 3.3.2 还原时间对镍铁精矿中镍铁品位及回收率影响 |
| 3.3.3 还原温度对镍铁精矿中镍铁品位及回收率影响 |
| 3.3.4 磁场强度对镍铁精矿中镍铁品位及回收率影响 |
| 3.3.5 湿磨时间对镍铁精矿中镍铁品位及回收率影响 |
| 3.3.6 产品分析 |
| 3.3.7 红土镍矿焙烧过程中的物相转变 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 磁选尾矿酸浸-除铁-沉镁实验研究 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 磁选尾矿分析 |
| 4.3 盐酸浸出磁选尾矿实验研究 |
| 4.3.1 盐酸浓度对浸出率的影响 |
| 4.3.2 液固比对浸出率的影响 |
| 4.3.3 浸出温度对浸出率的影响 |
| 4.3.4 浸出时间对浸出率的影响 |
| 4.3.5 搅拌速度对浸出率的影响 |
| 4.4 氢氧化钠除铁的研究 |
| 4.4.1 除铁杂质的方法 |
| 4.4.2 实验结果 |
| 4.5 沉镁实验 |
| 4.5.1 沉镁实验过程 |
| 4.5.2 氧化镁的制备 |
| 4.6 本章小结 |
| 第五章 结论与展望 |
| 5.1 结论 |
| 5.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
| 附录A 攻读硕士期间参与项目情况 |
| 附录B 攻读硕士学位期间发表论文情况 |
（8）低品位褐铁矿石煤基直接还原过程矿物转化规律及机理（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 2 文献综述 |
| 2.1 我国复杂难选铁矿石利用现状 |
| 2.2 直接还原铁发展概述 |
| 2.2.1 世界直接还原铁发展概况 |
| 2.2.2 我国直接还原铁发展概况 |
| 2.3 煤基直接还原工艺发展概况 |
| 2.3.1 回转窑法 |
| 2.3.2 竖炉法 |
| 2.3.3 隧道窑法 |
| 2.3.4 转底炉法 |
| 2.3.5 我国铁石直接还原研究进展 |
| 2.4 铁矿石原矿直接还原机理研究进展 |
| 2.5 矿物定量分析与检测研究进展 |
| 2.6 新余铁坑铁矿现状及存在问题 |
| 2.7 小结 |
| 3 研究内容与研究方法 |
| 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 |
| 3.3.1 焙烧和磁选试验 |
| 3.3.2 矿物定量分析方法及热重分析 |
| 3.3.3 研究用主要仪器设备及试剂 |
| 4 原料性质研究 |
| 4.1 原矿性质 |
| 4.1.1 原矿多元素分析及矿物组成 |
| 4.1.2 主要矿物嵌布特征 |
| 4.1.3 褐铁矿结晶水分析 |
| 4.2 还原剂性质 |
| 4.3 小结 |
| 5 原矿直接还原-磁选影响因素研究 |
| 5.1 无添加剂直接还原影响因素 |
| 5.1.1 煤种及用量对直接还原铁指标的影响 |
| 5.1.2 焙烧温度对直接还原铁指标的影响 |
| 5.1.3 焙烧时间对直接还原铁指标的影响 |
| 5.2 添加剂对褐铁矿煤基直接-磁选的影响 |
| 5.2.1 添加剂用量对直接还原铁指标的影响研究 |
| 5.2.2 不同焙烧温度下添加剂种类对直接还原铁指标的影响 |
| 5.2.3 不同焙烧时间下添加剂种类对直接还原铁指标的影响 |
| 5.3 选别条件对直接还原铁指标的影响 |
| 5.3.1 磨矿细度的影响 |
| 5.3.2 磁场强度的影响 |
| 5.4 直接还原铁产品检查 |
| 5.5 小结 |
| 6 褐铁矿石煤基直接还原过程矿物转化定量研究 |
| 6.1 无添加剂焙烧产物中矿物转化的定量分析及机理 |
| 6.1.1 烟煤用量对直接还原过程中矿物转化的定量 |
| 6.1.2 焙烧温度对直接还原过程中矿物转化的定量 |
| 6.1.3 焙烧时间对直接还原过程中矿物转化的定量 |
| 6.1.4 无添加直接还原过程中矿物转化的机理 |
| 6.2 碳酸钙对直接还原过程影响的矿物定量分析 |
| 6.2.1 碳酸钙对焙烧体系物相组成影响的FactSage模拟 |
| 6.2.2 添加碳酸钙时焙烧产物中矿物转化及定量分析 |
| 6.3 碳酸钠对直接还原过程影响的矿物定量分析 |
| 6.3.1 碳酸钠对焙烧体系物相组成影响的FactSage模拟 |
| 6.3.2 添加碳酸钠时焙烧产物中矿物转化及定量分析 |
| 6.4 萤石对直接还原过程影响的矿物定量分析 |
| 6.4.1 萤石对焙烧体系物相组成影响的FactSage模拟 |
| 6.4.2 添加萤石焙烧产物中矿物转化及定量分析 |
| 6.5 添加剂对焙烧产物中单质铁颗粒影响分析 |
| 6.6 褐铁矿直接还原单质铁颗粒生长动力学 |
| 6.7 小结 |
| 7 结论 |
| 参考文献 |
| 作者简历及在学研究成果 |
| 学位论文数据集 |
（9）2019年浮选药剂的进展（论文提纲范文）
| 1 硫化矿捕收剂 |
| 1.1 D25铅矿物捕收剂 |
| 1.2 KM捕收剂 |
| 1.3 BK 306铜捕收剂 |
| 1.4 捕收剂EP和丁基黄药组合 |
| 1.5 丁基黄药和丁基铵黑药混用 |
| 1.6 BK4及JD-Mo捕收剂 |
| 1.7 Y-89+戊基黄药混用 |
| 1.8 BK302捕收剂 |
| 1.9 BK906捕收剂 |
| 1.10 乙硫氮+3418A捕收剂 |
| 1.11 HCC、异戊基黄药组合 |
| 1.12 AT608A与丁基黄药组合 |
| 1.13 DF-341捕收剂 |
| 2 氧化矿捕收剂 |
| 2.1 GYB作为捕收剂 |
| 2.2 BK305捕收剂 |
| 2.3 油酸钠与曲拉通X-100组合药剂 |
| 2.4 BY-9和P86为组合捕收剂 |
| 2.5 油酸钠与苯甲羟肟酸组合 |
| 2.6 十二胺和油酸钠 混合 |
| 2.7 HYY与CF-813D捕收剂 |
| 2.8 CS-6捕收剂 |
| 2.9 YS-1#萤石捕收剂 |
| 2.10 捕收剂SH |
| 2.11 氧化铜矿捕收剂HZ |
| 2.12 BK317锂捕收剂 |
| 2.13 十二烷基硫酸钠 |
| 2.14 十二胺 |
| 2.15 TSY-15锂捕收剂 |
| 2.16 两性螯合捕收剂DTA-2与DRQ-3 |
| 2.17 改性脂肪酸类捕收剂DYM-1 |
| 2.18 H106捕收剂 |
| 2.19 捕收剂DTL-1 |
| 2.20 苯甲羟肟酸(BHA)-铅配位离子捕收剂 |
| 2.21 F-716捕收剂 |
| 2.22 十二胺、十八胺、LU-1、LU-3捕收剂 |
| 2.23 油酸钠和聚醚P123组合捕收剂 |
| 2.24 辛基羟肟酸 |
| 2.25 锂辉石捕收剂EMBH |
| 2.26 乳酸对棉油酸进行改性 |
| 2.27 捕收剂RA915 |
| 2.28 油酸钠和苯甲羟肟酸组合捕收剂 |
| 2.29 磷酸酯药剂Gz92、氨类药剂AE35 |
| 3 浮选调整剂 |
| 3.1 活化剂乙二胺膦酸盐 |
| 3.2 BY-5抑制剂 |
| 3.3 石灰、TW、硫酸锌和亚硫酸钠组合药剂作 |
| 3.4 磷酸酯淀粉 |
| 3.5 LY-2抑制剂 |
| 3.6 黄薯树胶 |
| 3.7 CCMA811活化剂 |
| 3.8 活化剂X-45、KT-51 |
| 3.9 Ce3+活化剂 |
| 3.10 絮凝剂CMS |
| 3.11 抑制剂T11和TC |
| 3.12 ZA抑制剂 |
| 3.13 FS活化剂 |
| 3.14 SY铋抑制剂 |
| 3.15 组合抑制剂CHP |
| 3.16 H2O2 |
| 3.17 有机酸L-半胱氨酸 |
| 3.18 次氯酸钠和焦亚硫酸钠 |
| 3.19 TS复合活化剂 |
| 3.20 阻垢剂 |
| 3.21 聚乙二醇400、淀粉 |
| 3.22 LY和硫代硫酸钠 |
| 4 起泡剂 |
| 4.1 730A起泡剂 |
| 4.2 聚丙二醇单甲基醚(DPM)和聚丙二醇单丁基醚(DPB) |
| 5 浮选药剂的结构与性能 |
| 5.1 生命周期排放评价模型 |
| 5.2 普遍化微扰理论和密度泛函理论计算 |
| 5.3 疏水碳链中碳原子数目对胺类捕收剂起泡性能的影响 |
| 5.4 油酸钠浮选体系中EPE型双亲嵌段共聚物 |
| 5.5 乳化捕收剂稳定性的影响 |
| 5.6 混合黄药自然条件及与硫化矿作用后的降解 |
| 6 选矿废水处理 |
| 6.1 聚合硫酸铁(PFS)、七水硫酸亚铁 |
| 6.2 同种类黄药在矿石浮选过程中,充气、搅拌、黄药浓度及种类分布影响 |
| 6.3 氧化还原法+中和沉淀法+活性炭吸附法 |
| 7 结 语 |
（10）低品位含铌矿物中铌的提取工艺研究进展（论文提纲范文）
| 引言 |
| 1 低品位含铌矿物资源特点 |
| 2 铌的提取工艺 |
| 2.1 火法还原工艺 |
| 2.1.1 高炉-转炉-电炉-电炉工艺 |
| 2.1.2 含碳冷固结球团二步电炉冶炼工艺 |
| 2.1.3 三相交流工频等离子体冶炼工艺 |
| 2.1.4 磁化焙烧-磁选-等离子炉冶炼工艺 |
| 2.1.5 回转窑/竖炉选择性还原-熔分-冶炼工艺 |
| 2.1.6 隧道窑选择性还原-中频电炉-直流电弧炉碳热还原工艺 |
| 2.2 湿法浸出工艺 |
| 2.2.1 酸性介质浸出工艺 |
| 2.2.1. 1 HF法 |
| 2.2.1. 2 氟化物盐类-酸法 |
| 2.2.1. 3 H2SO4法 |
| 2.2.1. 4 HCl法 |
| 2.2.2 碱性介质分解工艺 |
| 2.3 其他工艺 |
| 2.3.1 碳热氯化法 |
| 2.3.2 火法-湿法联合工艺 |
| 3 结论 |
四、关于提高低品位铁精矿品位的研究（论文参考文献）
- [1]钛磁铁矿选矿技术研究进展[J]. 陈超,张裕书,李潇雨,刘能云. 矿产综合利用, 2021(03)
- [2]北方低品位磷铁矿综合回收研究[J]. 丁晓姜,吴艳妮. 化工矿产地质, 2021(02)
- [3]难选菱铁矿流态化磁化焙烧过程含铁物相转变行为研究[D]. 智慧. 中国科学院大学(中国科学院过程工程研究所), 2021(01)
- [4]低品位复合矿直接还原-熔分工艺实验及能耗研究[D]. 顾静. 北京科技大学, 2021(08)
- [5]几内亚红土型高铁低品位铝土矿磁选提质试验研究[D]. 李敬. 昆明理工大学, 2021(01)
- [6]酒钢镜铁矿表面磁种磁化磁选基础研究[D]. 刘伟. 武汉科技大学, 2021(01)
- [7]低品位硅镁型红土镍矿中镍、铁、镁综合回收研究[D]. 王寨寨. 昆明理工大学, 2021(01)
- [8]低品位褐铁矿石煤基直接还原过程矿物转化规律及机理[D]. 陈江安. 北京科技大学, 2021(02)
- [9]2019年浮选药剂的进展[J]. 朱一民. 矿产综合利用, 2020(05)
- [10]低品位含铌矿物中铌的提取工艺研究进展[J]. 孙林泉,王丽娜,于宏东,苏慧,陈德胜,齐涛. 化工学报, 2021(04)