微细粒级钛铁矿预富集工艺研究.pdf

微细粒级钛铁矿预富集工艺研究 ① 王洪彬１， 李丽匣２， 申帅平２， 袁致涛２， 张 晨２ （１．攀钢集团矿业有限公司设计研究院 钒钛资源综合利用国家重点实验室，四川 攀枝花 ６１７０６３； ２．东北大学 资源与土木工程学院，辽宁 沈阳 １１０８１９） 摘 要 针对攀西地区微细粒级钛铁矿作为矿泥丢弃的问题，进行了强化微细粒级钛铁矿的预富集研究。 采用高梯度强磁选、离 心选矿、悬振锥面流膜选矿进行微细粒级钛铁矿的预富集，并分别与浮选组成联合选别流程。 对比分析表明强磁、离心、悬振预富 集精矿回收率分别为 ３８．９２％，６５．５７％和 ３５．５６％；悬振预富集精矿粒度及矿物组成较离心预富集的优，有利于后续浮选作业；悬振＋浮 选流程简单，开路浮选试验获得 ＴｉＯ２品位 ４７．３９％、回收率 ２４．９３％的钛精矿。 悬振预富集工艺为微细粒级钛铁矿的最佳预富集工艺。 关键词 微细粒级钛铁矿； 预富集； 悬振锥面选矿； 高梯度磁选； 离心选矿； 浮选 中图分类号 ＴＤ９５２文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１６．０５．０１０ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１６）０５－００３７－０４ Ｏｐｔｉｍｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ Ｐｒｅｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ Ｐｒｏｃｅｓｓ ｔｏ Ｒｅｃｌａｉｍ Ｍｉｃｒｏｆｉｎｅ Ｉｌｍｅｎｉｔｅ ＷＡＮＧ Ｈｏｎｇ⁃ｂｉｎ１， ＬＩ Ｌｉ⁃ｘｉａ２， ＳＨＥＮ Ｓｈｕａｉ⁃ｐｉｎｇ２， ＹＵＡＮ Ｚｈｉ⁃ｔａｏ２， ＺＨＡＮＧ Ｃｈｅｎ２ （１．Ｓｔａｔｅ Ｋｅｙ Ｌａｂｏｒａｔｏｒｙ ｏｆ Ｖａｎａｄｉｕｍ ａｎｄ Ｔｉｔａｎｉｕｍ Ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ Ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ， Ｄｅｓｉｇｎ ａｎｄ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｐａｎｇａｎｇ Ｇｒｏｕｐ Ｍｉｎｉｎｇ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｐａｎｚｈｉｈｕａ ６１７０６３， Ｓｉｃｈｕａｎ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ ＆ Ｃｉｖｉｌ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｎｏｒｔｈｅａｓｔｅｒｎ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ， Ｓｈｅｎｙａｎｇ １１０８１９， Ｌｉａｏｎｉｎｇ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｔｏ ｒｅｃｏｖｅｒ ｍｉｃｒｏｆｉｎｅ ｉｌｍｅｎｉｔｅ ｆｒｏｍ Ｐａｎｚｈｉｈｕａ⁃Ｘｉｃｈａｎｇ ｒｅｇｉｏｎ， ｗｈｉｃｈ ｗａｓ ｐｒｅｖｉｏｕｓｌｙ ｄｉｓｃａｒｄｅｄ ａｓ ｓｌｉｍｅ， ｔｈｅ ｐｒｅｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ｔｅｃｈｎｉｑｕｅ ｗａｓ ａｄｏｐｔｅｄ ｆｏｒ ｅｎｒｉｃｈｍｅｎｔ． Ｈｉｇｈ ｇｒａｄｉｅｎｔ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ （ ＨＧＭＳ）， ｃｅｎｔｒｉｆｕｇａｌ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ （ＣＳ） ａｎｄ ｈａｎｇｉｎｇ ｖｉｂｒａｔｉｎｇ ｃｏｎｅ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ （ＨＶＣＳ） ｗｅｒｅ ａｄｏｐｔｅｄ ａｓ ｐｒｅｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ｐｒｏｃｅｓｓｅｓ， ａｎｄ ｔｈｅ ｅｆｆｅｃｔｓ ｏｆ ｅａｃｈ ｓｅｐａｒａｔｅｌｙ ｃｏｍｂｉｎｅｄ ｗｉｔｈ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｗｅｒｅ ａｓ ｗｅｌｌ ｃｏｍｐａｒｅｄ． Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗｅｄ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｐｒｏｃｅｓｓ ｏｆ ＨＧＭＳ， ＣＳ ａｎｄ ＨＶＣＳ ｃｏｕｌｄ ｌｅａｄ ｔｏ ｔｈｅ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ３８．９２％， ６５．５７％ ａｎｄ ３５．５６％， ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ． Ｔｈｅ ｐａｒｔｉｃｌｅ ｓｉｚｅ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ａｎｄ ｍｉｎｅｒａｌ ｃｏｍｐｏｓｉｔｉｏｎｓ ｏｆ ｒｏｕｇｈ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｆｏｒ ＨＶＣＳ ｗｅｒｅ ｓｕｐｅｒｉｏｒ ｔｏ ｔｈｏｓｅ ｆｏｒ ＣＳ， ｗｈｉｃｈ ｍａｙ ｂｅｎｅｆｉｔ ｔｈｅ ｓｕｂｓｅｑｕｅｎｔ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｏｐｅｒａｔｉｏｎ． Ｗｉｔｈ ｔｈｉｓ ｓｉｍｐｌｅ ＨＶＣＳ⁃ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ， ａｎ ｉｌｍｅｎｉｔｅ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｉｔｈ ＴｉＯ２ｇｒａｄｅ ａｎｄ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ４７．３９％ ａｎｄ ２４．９３％， ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ， ｗａｓ ｏｂｔａｉｎｅｄ ｆｒｏｍ ａｎ ｏｐｅｎ⁃ｃｉｒｃｕｉｔ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ． Ｉｔ ｉｓ ｃｏｎｃｌｕｄｅｄ ｔｈａｔ ＨＶＣＳ ｗａｓ ｔｈｅ ｂｅｓｔ ｐｒｅｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ａｐｐｒｏａｃｈ ｆｏｒ ｍｉｃｒｏｆｉｎｅ ｉｌｍｅｎｉｔｅ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｍｉｃｒｏｆｉｎｅ ｉｌｍｅｎｉｔｅ； ｐｒｅｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ； ｈａｎｇｉｎｇ ｖｉｂｒａｔｉｎｇ ｃｏｎｅ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ； ｈｉｇｈ ｇｒａｄｉｅｎｔ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ； ｃｅｎｔｒｉｆｕｇａｌ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ； ｆｌｏｔａｔｉｏｎ 攀西地区是全国最大的钛资源基地。 受技术限 制，钒钛磁铁矿分选过程中产生了大量－３８ μｍ 微细 粒级钛铁矿。 微细粒钛铁矿不但难以有效回收，而且 还会影响较粗粒级钛铁矿的浮选，大量微细粒级钛铁 矿作为矿泥直接丢弃，造成钛资源流失。 研究和生产 实践表明氧化矿可浮的粒度下限为 １０ μｍ［１－２］，该粒 级矿物由于质量小、比表面积大、表面键力不饱和等原 因，恶化其它粒级矿物分选［３－４］。 对于＋１０ μｍ 粒级矿 物，浮选是获得合格细粒级精矿最有效的手段，而高效 的预富集工序是保证入浮原料品位及最终回收率的重 要阶段。 国内外对细粒级矿物的回收进行了研 究［５－７］，微细粒级矿物分选设备主要有高梯度强磁机、 离心选矿机、悬振锥面选矿机（以下分别简称“强磁” “离心”“悬振”）。 总体来看，这 ３ 类选矿机分选原理 各不相同，分别为磁选、离心重选、剪切松散和流膜选 矿。 目前只有强磁应用于微细粒级钛铁矿的分选，离 心、悬振尚未应用于微细粒级钛铁矿的回收；这 ３ 类设 备对微细粒级钛铁矿预富集效果的优劣对比也未有 ①收稿日期 ２０１６－０４－１７ 基金项目 国家科技支撑计划课题（２０１５ＢＡＢ１９Ｂ０１）；钒钛资源综合利用国家重点实验室开放课题 作者简介 王洪彬（１９７８－），男，四川仁寿人，高级工程师，主要从事选矿科研设计工作。 第 ３６ 卷第 ５ 期 ２０１６ 年 １０ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３６ №５ Ｏｃｔｏｂｅｒ ２０１６ 万方数据 报道。 本文结合攀西钒钛磁铁矿中钛铁矿及微细粒级矿 物成功回收经验［８］，本着“能抛早抛”、为下步浮选准 备优质原料的选矿原则，采用近几年对细粒级矿物回 收效果较好的强磁、离心、悬振设备及工艺，进行微细 粒级钛铁矿浮选原料富集，并与浮选组成联合选别工 艺。 通过深入对比分析各选别工艺指标，获得微细粒 级钛铁矿高效预富集工艺，为提高钒钛磁铁矿中钛资 源利用率提供借鉴和参考。 １ 试验矿样、方法及设备参数 １．１ 试验矿样 试验矿样为攀西某选钛厂脱泥作业的溢流，试样 中有价元素为铁和钛，其中 ＴＦｅ 含量 １４．０６％、ＴｉＯ２含 量 ８．８０％，磁性铁含量 ０．４３％；试样中钛矿物以钛铁矿 为主，矿物含量为 １４．８６％，占总钛的 ８０．９１％，其余钛 以钛磁铁矿及钛硅酸盐形式存在；脉石矿物以长石和 辉石为主，含量分别为 ３３．５４％和 ３０．９６％，另外还有部 分绿泥石和角闪石；有害元素硫偏高，钛铁矿回收时需 关注硫的走向并进行脱硫处理。 矿样粒度组成及金属 分布情况见表 １。 表 １ 试样粒度组成及金属分布 粒级 ／ μｍ 产率／ ％ 个别累计 ＴｉＯ２品位 ／ ％ 金属分布率／ ％ 个别累计 ＋３８ １５．２１１５．２１８．７２１５．０９１５．０９ －３８＋１９３９．４７ ５４．６８９．９３４４．５８５９．６７ －１９＋１０２０．８４ ７５．５２８．８１２０．９２８０．５９ －１０ ２４．４８１００．００６．９７１９．４１１００．００ 合计１００．００８．７９１００．００ 从表 １ 可知，原矿中－３８ μｍ 粒级含量达 ８４．７９％， 且－１９ μｍ 粒级含量达 ４５．３２％，属于微细粒级钛铁 矿［９］。 除－１０ μｍ 粒级 ＴｉＯ２品位 ６．９７％外，其余粒级 ＴｉＯ２品位均在８．５０％以上；－１９ μｍ 粒级金属分布率为 ４０．３３％，且－１０ μｍ 粒级金属分布率为 １９．４１％。 １．２ 试验方法及设备参数 钛铁矿是原矿中主要有用矿物，辉石、绿泥石、角 闪石等为钛铁矿回收的干扰性弱磁性矿物，与钛铁矿 密度存在一定的差异，中⁃拉长石则为非磁性矿物。 针 对该原矿特点，利用强磁、离心和悬振分别对原矿进行 预富集。 并将 ３ 种预富集工艺分别与浮选组成“强磁 ＋浮选”、“离心＋浮选”、“悬振＋浮选”联合流程，通过 对各预富集产品、联合流程分选指标对比分析，确定微 细粒级钛铁矿较优的预富集工艺。 经过多组条件试验确定各预富集工艺最佳作业参 数。 强磁富集工艺为一粗二精，工艺参数棒介质 １ ｍｍ、冲次 ３００ 次／ ｍｉｎ、冲程 ３５ ｍｍ、一段强磁场强 ７６０ ｋＡ／ ｍ、二段强磁场强 ７００ ｋＡ／ ｍ、三段强磁场强 ４５０ ｋＡ／ ｍ；离心富集为一粗一精，条件参数给矿浓度 １２％、漂洗水量 ４ Ｌ／ ｍｉｎ、转速 ８００ ｒ／ ｍｉｎ；悬振富集为 一段粗选、中矿扫选，条件参数粗选给矿浓度 ２０％、 转速 ２２ ｒ／ ｍｉｎ、振频 １８ Ｈｚ／ ｍｉｎ，扫选转速 ２０ ｒ／ ｍｉｎ、振 频 ２０ Ｈｚ／ ｍｉｎ。 预富集工艺流程如图 １ 所示。 B3 8*233 A,8* ,,8* 9,8* B3 3233 A,3 ,,3 ab B3 C233 C* c C 图 １ 钛铁矿预富集工艺 （ａ） 强磁工艺； （ｂ） 离心工艺； （ｃ） 悬振工艺 ２ 试验结果及讨论 ２．１ 微细粒级钛铁矿预富集试验研究 通过有效的手段对原矿进行钛铁矿有效预富集， 可以减少入浮原矿量，提高入浮钛铁矿品位，保证较好 回收效果。 根据已确定的预富集设备及设备运行参数 确定最佳预富集工艺，预富集试验结果如图 ２ 所示。 70 60 50 40 30 20 10 0 58/;5 D  8*23 323 C23 图 ２ ３ 种预富集工艺分选指标对比 从图 ２ 可知，强磁、离心、悬振预富集精矿的产率分 ８３矿 冶 工 程第 ３６ 卷 万方数据 别为 １４．６７％，２９．２１％和 ２２．４９％；３ 种预富集精矿中， ＴｉＯ２品位最高的是悬振精矿，最低的是强磁精矿，离心 精矿 ＴｉＯ２品位居中；离心精矿回收率最高，为 ６５．５７％， 远高于强磁精矿（３８．９２％）和悬振精矿（３５．５６％）。 综合 分析，悬振可以获得品位较高的预富集精矿，有利于后 续浮选作业，离心可以获得回收率较高的预富集精矿， 可保证钛铁矿的有效回收。 ２．２ 预富集精矿粒度特性对比分析 利用连续水析试验，查明预富集精矿的粒度分布 情况，试验结果见表 ２。 表 ２ 预富集精矿粒度分布 粒级／ μｍ 产率／ ％ 强磁精矿离心精矿悬振精矿 ＋３８ ２３．５２３．６７４０．１７ －３８＋１９４１．９４ ２４．４８４１．４８ －１９＋１０２４．３３ ３５．３４１４．４３ －１０ １０．２１３６．５１３．９２ 合计１００．００１００．００１００．００ 结合表 １、表 ２ 分析可知，与原矿粒度分布相比，强 磁精矿中－１０ μｍ 粒级相对含量减少，由 ２４．４８％减小为 １０．２１％；离心精矿中－１９＋１０ μｍ、－１０ μｍ 粒级相对含量 均增大，分别由 ２０．８４％增大为 ３５．３４％、２４．４８％增大为 ３６．５１％；悬振精矿中＋３８ μｍ、－３８＋１９ μｍ 粒级相对含 量均增大，分别由 １５．２１％增大为 ４０．１７％、３９．４７％增大 为 ４１．４８％。 说明悬振比较适宜对＋１９ μｍ 粒级钛铁矿 的回收，离心则比较适宜对－１９ μｍ 粒级钛铁矿的回 收，而强磁对－１０ μｍ 粒级钛铁矿的回收能力较弱，对 ＋１０ μｍ 各粒级钛铁矿回收效果差别不大。 ２．３ 钛铁矿预富集精矿浮选试验研究 高质量的钛铁矿可以通过多种选矿技术获得，在 降低钛铁矿预富集精矿中呈细粒嵌布的有害杂质方 面，浮选具有其他物理选矿方法无法比拟的优势。 将 ３ 种预富集精矿分别进行浮选试验，通过各浮选流程 及药剂制度的分析比较，确定最佳的入浮原料，进而确 定适宜的预富集手段。 根据多条件试验获得各预富集 钛铁矿精矿最佳浮选流程及药剂制度。 各分选流程如 图 ３ 所示，浮选流程试验结果如图 ４ 所示。 从图 ３ 可以看出，强磁精矿与离心精矿需要设置浮 选脱泥作业，悬振精矿则无需浮选脱泥。 强磁精矿和离 心精矿中含有较多的－１０ μｍ 矿泥，为消除－１０ μｍ 矿 泥恶化其它粒级矿物的浮选，需设置脱泥作业；同时强 磁精矿和悬振精矿同为 ３ 次精选得到钛精矿，但强磁 精矿由于品位低造成硫酸用量较高，而离心精矿需要 ４ 次精选得到钛精矿。 8*23 4*2 V23VD3-6 42 -4* -41 a A0g/t A0g/t A0g/t 5 min4MOH 100 21 3 min4250 22 3 min4 200 23 3 min4642 -4* -4 b 5 min4MOH 100 21 3 min4250 22 3 min4 200 23 3 min4 150 3 min442 -4* -4 c 5 min4 3 min/A 2 min2/A 1500 500 60 3 min/A 2 min2/A 200 30 5 min4MOH 1600 2200 -V* 21 3 min4250 22 3 min4 200 3 min4/;5 D  8*-23 3-23 C-23 图 ４ 开路浮选试验结果 ２．４ ３ 种联合流程选别过程及指标对比分析 从精矿中 ＴｉＯ２品位、Ｓ 含量、ＴｉＯ２回收率 ３ 个选矿 指标对比分析 ３ 个试验流程的选矿效率，结果见表 ３。 表 ３ ３ 种选别工艺分选指标 选别流程 产率 ／ ％ ＴｉＯ２品位 ／ ％ Ｓ 品位 ／ ％ ＴｉＯ２回收率 ／ ％ 强磁＋浮选２．２０４７．３９０．１５６１１．９２ 离心＋浮选４．００４６．５８０．４１１２１．０６ 悬振＋浮选４．６７４７．２８０．０７５２４．９６ 从表 ３ 可看出，“悬振＋浮选”联合流程对微细粒 级钛铁矿的选别效果好，“离心＋浮选”联合流程的产 率和回收率都较“强磁＋浮选”联合流程的高，但钛精 矿 ＴｉＯ２品位略低，且其中有害元素 Ｓ 含量超过了国家 标准（Ｓ＜０．２％） ［１０］。 由原矿组成可知，有害元素 Ｓ 主要以磁黄铁矿和 黄铁矿的他形硫化物集合体形式存在，矿物密度与钛 铁矿相近，利用重选方法不能有效抛除有害元素 Ｓ，且 离心预富集产物粒度极细，浮选脱硫效果有限，导致 “离心＋浮选”最终精矿 Ｓ 含量超标。 研究表明，－３８ μｍ 粒级钛铁矿和钛辉石的比磁化 系数分别为（１．４～１．７）１０ －６ 和（０．７～１．１）１０ －６ ｍ３／ ｋｇ， 磁选可选系数较小［１１］，预富集精矿中含有大量钛辉 石，预富集产品品位较低，钛辉石可浮性与钛铁矿可浮 性相似［１１］，两方面原因导致“离心＋浮选”流程的钛铁 矿回收率最低。 悬振选矿机是依据拜格诺剪切松散理论和流膜选 矿原理研制开发出的一种微细粒新型重选设备［７］，可以 看出，其预富集产品主要集中在＋１９ μｍ 粒级，－１０ μｍ 粒级钛铁矿在预富集作业中丢弃，钛铁矿浮选前无需 进行脱泥作业。 并且，对于细粒级矿物，粒度较粗时有 利于浮选。 “悬振＋浮选”开路试验获得了 ＴｉＯ２品位 ４７．２８％、回收率 ２４．９６％的钛精矿。 ３ 结 论 １） 微细粒级钛铁矿样－３８ μｍ 粒级含量达 ８４．７９％， 主要有用矿物为钛铁矿，主要脉石矿物为辉石、中⁃拉 长石，其次为绿泥石和角闪石。 ２） 悬振比较适宜对＋１９ μｍ 粒级的回收，而离心 则比较适宜对－１９ μｍ 粒级的回收。 原矿经强磁、离 心、悬振预富集后，钛铁矿回收率分别为 ３８． ９２％， ６５．５７％和 ３５．５６％。 ３） 悬振预富集精矿浮选流程较强磁和离心简单， 回收率依次为 ７０．１４％，３０．６８％和 ３２．２９％。 ４） “悬振＋浮选”联合流程的指标较“强磁＋浮选” 与“离心＋浮选”的优，悬振为微细粒级钛铁矿浮选前 适宜的预富集工艺。 参考文献 ［１］ Ｗｉｌｌｓ Ｂ， Ｎａｐｉｅｒ⁃Ｍｕｍ Ｔ． Ｍｉｎｅｒａｌ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， ７ｔｈｅｄｎ ［Ｍ］． Ｏｘｆｏｒｄ Ｐｅｒｇａｍｏｎ Ｐｒｅｓｓ， ２００６３１５－３１６． ［２］ 邱冠周，胡岳华，王淀佐． 颗粒间相互作用与细粒浮选［Ｍ］． 长 沙中南工业大学出版社， １９９３． ［３］ Ｓｉｖａｍｏｈａｎ Ｒ． Ｔｈｅ ｐｒｏｂｌｅｍ ｏｆ ｒｅｃｏｖｅｒｉｎｇ ｖｅｒｙ ｆｉｎｅ ｐａｒｔｉｃｌｅｓ ｉｎ ｍｉｎｅｒａｌ ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ Ａ ｒｅｖｉｅｗ［Ｊ］． Ｉｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｐｒｏｃｅｓｓ⁃ ｉｎｇ， １９９０，２８（５／６）２４７－２８８． ［４］ Ｔｒａｎ Ｄ， Ｗｈｉｔｂｙ Ｃ， Ｆｏｒｎａｓｉｅｒｏ Ｄ， ｅｔ ａｌ． Ｓｅｌｅｃｔｉｖｅ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｏｆ ｖｅｒｙ ｆｉｎｅ ｐａｒｔｉｃｌｅｓ ａｔ ａ ｐｌａｎａｒ ａｉｒ⁃ｗａｔｅｒ ｉｎｔｅｒｆａｃｅ［Ｊ］． Ｉｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ， ２０１０，９４（１／２）３５－４２． ［５］ Ｃｈｅｎ Ｌ， Ｒｅｎ Ｎ， Ｘｉｏｎｇ Ｄ． Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ ｓｔｕｄｙ ｏｎ ｐｅｒｆｏｒｍａｎｃｅ ｏｆ ａ ｃｏｎ⁃ ｔｉｎｕｏｕｓ ｃｅｎｔｒｉｆｕｇａｌ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｏｒ ｉｎ ｒｅｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｎｇ ｆｉｎｅ ｈｅｍａｔｉｔｅ［Ｊ］． Ｉｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ， ２００８，８７（１／２）９－１６． ［６］ Ｘｉｏｎｇ Ｄ． Ｒｅｓｅａｒｃｈ ａｎｄ ｃｏｍｍｅｒｃｉａｌｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｒｅａｔｍｅｎｔ ｏｆ ｆｉｎｅ ｉｌｍｅｎｉｔｅ ｗｉｔｈ ＳＬｏｎ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｏｒｓ［Ｊ］． Ｍａｇｎｅｔｉｃ ａｎｄ Ｅｌｉｃｔｒｉｃａｌ Ｓｅｐａｒａ⁃ ｔｉｏｎ， ２０００，４（１０）１２１－１２７． ［７］ 聂轶苗，李卓林，刘淑贤，等． 悬振锥面选矿机在微细粒赤铁矿选 矿中的应用试验研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１４（５）９２－９５． ［８］ 周建国，王洪彬，曾礼国． 攀枝花微细粒级钛铁矿的回收［Ｊ］． 广 州有色金属学报， ２００６，１６（１）１－４． ［９］ 韩跃新． 粉体工程［Ｍ］． 长沙中南工业大学出版社， ２０１１． ［１０］ 中华人民共和国国家发展和改革委员会． ＹＳ／ Ｔ ３５１－２００７ 钛铁 矿精矿［Ｓ］． 北京中国标准出版社， ２００７． ［１１］ 申帅平． 微细粒级钛铁矿分选特性研究［Ｄ］． 沈阳东北大学资 源与土木工程学院， ２０１４． ０４矿 冶 工 程第 ３６ 卷 万方数据