Содержание к диссертации
Введение
Глава 1. Анализ современного состояния обогащения железных руд.. 8
1.1. Ресурсная база и технология обогащения 8
1.2. Методы повышения качества железорудных концентратов 15
1.3. Катионные собиратели для флотации железных руд 20
1.4. Машины для флотации железных руд и концентратов 28
Глава 2. Исследование физико-химических характеристик и механизма катионной флотации 35
2.1. Состояние катионных реагентов в водном растворе 35
2.2. Флотация кварца 45
2.3. Флотация магнетита 55
Глава 3. Исследование кинетики флотации магнетитового концентрата 64
3.1. Исследование вещественного состава магнетитових концентратов 65
3.2. Флотации собирателем Флотигам ЕДА 70
3.3. Флотация собирателем Лилофлот МД 20296 81
3.4. Флотация собирателем МПА-13 91
3.5. Флотация собирателем Диамин 101
Глава 4. Определение оптимальных параметров колонной флотации.. 107
4.1. Особенности конструкции колонны для обратной флотации 107
4.2. Постоянная скорости 110
4.3. Газосодержание 113
4.4. Несущая способность 120
4.5. Приведенная скорость «смещения» 122
4.6. Критерии проектирования флотационных колонн 126
Глава 5. Обоснование технологических режимов и схем колонной флотации 128
5.1. Исследование реагентных режимов колонной флотации 128
5.2. Определение оптимальных параметров основной колонной флотации 137
5.2.1. Влияние расхода воздуха и промывной воды 137
5.2.2. Влияние производительности и плотности питания 140
5.2.3. Влияние качества исходного концентрата 144
5.3. Определение параметров перечистной и контрольной флотации. 148
5.4. Исследование продуктов обогащения 153
5.5. Технологический регламент на проектирование колонной флотации 157
Заключение 163
Список использованных источников 166
- Методы повышения качества железорудных концентратов
- Флотация собирателем Лилофлот МД 20296
- Критерии проектирования флотационных колонн
- Определение оптимальных параметров основной колонной флотации
Введение к работе
Актуальность работы. В настоящее время Россия занимает одно из ведущих мест в мировом балансе железорудного сырья по запасам, производству, потреблению и экспорту продукции. Прогнозные ресурсы оцениваются в 150 млрд. т. Основное промышленное значение имеют магнетитовые руды с содержанием 31-35% железа, из которых методом многостадиальной магнитной сепарации получают концентраты с содержанием 65-68% железа и 7-9% кремнезема.
Истощение запасов богатого сырья и вовлечение в переработку магнетитовых кварцитов, отличающихся тонкой вкрапленностью рудных и нерудных минералов, сложностью структурно-текстурных особенностей и вещественного состава вместе с повышением спроса на мировом рынке на высококачественные низкокремнеземистые концентраты, содержащие не менее 70%) железа и не более 3% кремнезема, вынуждают производителей железорудной продукции модернизировать свои технологические схемы, искать возможность их совершенствования или введения дополнительных способов обработки. Флотационное дообогащение железорудных концентратов, полученных магнитной сепарацией с технологической точки зрения является наиболее совершенным методом, позволяющим кардинально решить проблему производства высококачественных железных концентратов, поэтому исследования в этом направлении являются весьма актуальными.
Цель работы. Разработка и обоснование метода обогащения магнетитовых кварцитов с применением обратной катионной флотации модифицированными аминами в колонных машинах, обеспечивающего повышение качества железорудных концентратов.
Идея работы. Заключается в использовании высокой селективности извлечения кварца модифицированными аминами для повышения качества магнетитового концентрата методом обратной катионной флотации.
5 Задачи исследований:
изучить механизм действия и флотационную активность модифицированных аминов по отношению к окислам железа и кварца;
исследовать влияние основных параметров селективной флотации на показатели обогащения магнетитовых кварцитов;
установить рациональные параметры и критерии проектирования колонной флотации;
разработать и обосновать технологический регламент дообогащения магнетитовых концентратов методом обратной катионной флотации.
Методы исследований. В работе использован широкий комплекс
современных методов, включая: химический, рентгеноструктурный,
рентгенофазовый, гранулометрический, минералогический,
спектрофотометрический, потенциометрический. Анализы исходных и конечных продуктов обогащения, а также ионно-молекулярного состава жидкой фазы пульпы; лабораторные, пилотные и промышленные испытания процессов флотации; математические методы планирования экспериментов и обработки результатов.
Научные положения, разработанные лично автором, и их новизна:
- предложен новый реагент собиратель МПА-13 класса аминоэфиров,
обеспечивающий селективное извлечение кварца при флотации
магнетитовых кварцитов; установлены его физико-химические свойства и
основные закономерности взаимодействия с минералами, позволяющие
определять граничные условия их разделения; показано, что экстремальные
значения сорбции, гидрофобизации и флотации для магнетита и кварца
соответствует минимальному заряду поверхности и различным значениям рН
среды;
определены количественные зависимости технологических показателей селективной флотации минеральных компонентов магнетитового концентрата от реагентного режима, ионно-молекулярного
состава пульпы, параметров и схемы флотации; показано, что максимальная селективность флотации реагентом МПА-13 достигается при рН=9,5-Н0,0, плотности пульпы 35-40% твердого и времени флотации 4-6 минут;
впервые при обогащении магнетитовых кварцитов обоснован и применен метод обратной катионной флотации в колонных машинах, определены рациональные параметры их функционирования и критерии проектирования, включая значения газосодержания и расхода воздуха, высоты пенного слоя, несущей способности, постоянной скорости и скорости смещения, обеспечивающие высокие технологические показатели.
выбрана и обоснована новая технологическая схема дообогащения железорудных концентратов, включающая операции основной, перечистной и контрольной флотации в колонных машинах модифицированными аминами в щелочной среде (рН ~ 9,5-10,0) без циркуляции промпродуктов, позволяющая получать высококачественные низкокремнеземистые магнетитовые концентраты, пригодные как для производства доменных окатышей, так и для технологии их прямой металлизации.
Обоснованность и достоверность научных положений и выводов подтверждается удовлетворительной сходимостью расчетных и экспериментально определенных значений параметров флотации (коэффициент R -0,85-0,95), соответствием результатов лабораторных, пилотных и промышленных испытаний, положительными результатами внедрения результатов в производство.
Научное значение работы состоит в теоретическом и экспериментальном обосновании эффективности применения метода обратной катионной флотации в колонных машинах с использованием новых собирателей класса аминоэфиров для разделения минеральных компонентов магнетитовых кварцитов.
Практическое значение работы заключается в разработке технологического регламента флотационного дообогащения железорудных
7 концентратов, обеспечивающего получение высококачественных продуктов, для производства доменных окатышей, и технологии прямой металлизации, что позволяет повысить эффективность и технический уровень горнометаллургического производства
Реализация результатов работы. Разработанный метод флотационного дообогащения магнетитовых концентратов в колонных машинах с использованием новых собирателей - эфироаминов внедрен на обогатительной фабрике ОАО «Михайловский ГОК». Расчетный экономический эффект по результатам работы двух модулей колонной флотации производительностью 4 млн. т/год составляет 135,2 млн. руб./год.
Личный вклад автора состоит в определении цели, идеи работы, постановке задач исследований, обосновании научных положений, выводов и рекомендаций, методов расчета и оптимизации параметров колонной флотации. При выполнении экспериментальной части работы и промышленных исследований автору оказывали помощь сотрудники лаборатории обогащения МГГУ и МГОКа, которым он выражает благодарность. Текст диссертации изложен автором самостоятельно.
Апробация работы. Основные результаты и положения диссертационной работы докладывались и обсуждались: на Международных конгрессах по обогащению полезных ископаемых (Стамбул, Турция-2006; Москва, РФ, МИСиС-2005 г.); на научном симпозиуме «Неделя горняка» (Москва, МГГУ-2005, 2006 гг.); на научно-технических советах ОАО МГОК и семинарах кафедры «Обогащение полезных ископаемых» МГГУ (2005-2007 гг.)
Публикации. По результатам работы опубликовано 11 статей, в том числе 10 в изданиях, рекомендованных ВАК РФ.
Методы повышения качества железорудных концентратов
Истощение запасов высококачественного сырья вместе с увеличением давления рынка направленного на улучшение качества товарной продукции вынуждает производителей железорудной продукции модернизировать свои технологические схемы и искать возможность их совершенствования или введения дополнительных способов обработки.
Практически во всех странах мира к 2005 г. резко возросло качество железорудной продукции. При этом качество железорудных концентратов, получаемых по магнитной технологии как на предприятиях России, так и за рубежом, находится на одном уровне - от 60,2 до 67,6%. Основной прирост массовой доли железа в железорудных концентратах получают за счет введения в технологию доводочных операций (тонкое грохочение, обратная катионная флотация), стадиального выделения концентратов, использования более совершенных магнитных сепараторов. Доводочные операции позволяют повысить массовую долю железа в концентратах до 67,5-71,8% и понизить содержание в них кремнезема до 2% и менее. Так на предприятиях, Пи-Ридж (США), Мальбергет (Швеция), Лебединский ГОК (РФ) на доводочных отделениях производят особо чистые концентраты (69-70% железа и до 2,5% кремнезема), которые используются для электросталеплавильного производства, аккумуляторной промышленности (соответственно 71-71,2 и до 1%) и порошковой металлургии (71,4-71,8 и до 0,3%) [44]. В целях повышения качества концентрата на отдельных комбинатах в качестве доводочной операции используется тонкое грохочение (Костомукшский ГОК), позволяющее повысить массовую долю железа с 65,7 до 67,6% с одновременным повышением извлечения металла с 76,4 до 78,0%. В настоящее время на многих предприятиях исследуется возможность применения для этих целей грохотов «Деррик».
Высокие технологические показатели по доводке магнетитового концентрата получены с применением магнитно-гравитационного классификатора типа (МГК-1500), промышленные испытания которого проведены на Костомукшском и Лебединском ГОКах. Показано, что при использовании МГК-1500 массовую долю железа в концентрате на
Костомукшском ГОКе можно повысить до 68,5-69,0% без использования тонкого грохочения. На Лебединском ГОКе указанный аппарат позволил получить концентрат с массовой долей железа 70,0-71,0% без использования обратной флотации, но без выделения отвальных хвостов, т.е. с получением двух концентратов. Новым направлением совершенствования технологии обогащения магнетитовых кварцитов является применение сепараторов с бегущим магнитным полем. Промышленные испытания на Михайловском и Лебединском ГОКах показали высокую эффективность разработанных в НТЦ МТУ высокоселективных магнитных сепараторов типа ВСП БМ-32,5/25 с вращающейся магнитной системой и сепаратора типа ПМС-90/50 [47].
Флотационная доводка железорудных концентратов с технологической точки зрения является наиболее совершенной и кардинально решает проблему производства чистых железорудных концентратов, вплоть до получения мономинеральных фракций [14, 16, 28, 34, 38, 42]. Доводка имеет цель снизить содержание кремнезема в форме кварца и силикатов, попутно снижается содержание щелочей (K20+Na20), которые в основном входят в состав силикатов, что позволяет использовать окатыши для последующей металлизации. При флотации железных руд могут применяться три основных метода: прямая анионная, обратная анионная или обратная катионная флотация [7, 9, 13,16,17,18,19,20,28,34].
Прямая анионная флотация оксидов железа обычно проводится жирнокислотными собирателями (до 1 кг/т) при значениях рН, равных 6-7. Иногда флотация проводится в содовой среде (рН до 9,5-10). Для депрессии минералов породы загружают жидкое стекло или коллоидную кремневую кислоту (до 1 кг/т). Для нейтрализации действия солей жесткости, связывающих собиратель, активирующих пустую породу и депрессирующих оксиды железа, дополнительно загружают небольшие количества фосфатных соединений, сернистого натрия и других реагентов.
При наличии в руде силикатов железа, значительных количеств апатита, кальцита и ангидрита, переходящих при прямой анионной флотации в концентрат и загрязняющих его, более целесообразно применение обратной флотации.
«Обратная анионная» флотация минералов породы производится жирнокислотными собирателями в сильнощелочной известковой среде (при рН 11). Железный концентрат получается камерным продуктом. Депрессия флотации минералов железа обеспечивается: действием гидроксильных ионов, а также загрузкой органического депрессора (крахмала, КМЦ, лигнинсульфоната) при расходе 0,6-1 кг/т. К достоинствам обратной анионной флотации относится возможность ведения процесса на жесткой воды при расходе собирателя 0,2-0,6 кг/т. Обратная «катионная» флотация силикатных минералов породы проводится в содовой среде при рН 8-9 аминами или их солями при расходе 0,2-0,4 кг/т. Для депрессии оксидов железа применяют крахмал, декстрин, таннин при расходах 0,5-1 кг/т и другие органические депрессоры. Вредное влияние на процесс «катионной» флотации оказывают ионы железа и алюминия, сорбирующиеся на силикатных минералах, вызывая депрессию их флотации.
Флотация собирателем Лилофлот МД 20296
Исследования по флотации магнетитового концентрата реагентом Лилофлот МД 20296 фирмы Akzo Nobel (Швеция) в условиях Михайловского ГОКа проводились на оборотной воде хвостохранилища во флотомашине с объемом камеры 0,75 л. при расходах собирателя 30, 40, 50 г/т. Флотацию проводили при рН=8,91, температуре пульпы 16С, оптимальной плотности пульпы 35% твердого, время агитации с собирателем - одна минута (табл 16). Анализ полученных результатов показал, что за 10 минут флотации при расходе реагентов 30, 40, 50 г/т не получен концентрат с массовой долей кремнезема менее 3%. При расходе Лилофлота МД 20296 50 г/т и 10 минутах флотации с массовой долей общего железа 69,03%) и кремнезема 4,14% при выходе 76,07%) и извлечении 79,68% ; пенный продукт с массовой долей железа общего 55,96 при выходе 23,93% и извлечении 20,32%). С увеличением расхода реагента с 30 г/т до 50 г/т возрастает выход пенного продукта с 11,78 до 23,93%, массовая доля общего железа с 51.07 до 55,96%о и извлечение с 9,13 до 20,32%. Зависимость суммарного извлечения пенного продукта от времени флотации при различных расходах реагента Лилофлот МД 20296 30,40, 50 г/т показаны на рисунке 14. С увеличением расхода реагента возрастает средняя скорость флотации, при расходе реагента 50 г/т скорость флотации составляет 4,82 г/мин., 40 г/т -3,19 г/мин. и 30 г/т - 2,16 г/мин. Зависимость скорости флотации пенного продукта от времени флотации при расходе реагента Лилофлот МД 20296 представлены на рисунке 15. При проведении опытов при расходе реагента Лилофлот МД 20296 50 г/т на оборотной воде хвостохранилища Михайловского ГОКа при рН 8,91, массовой доле твердого в исходной пульпе 35% при 10 минутах флотации низкокремнеземистых концентратов не выделено. Рекомендованный расход в наших условиях не подтвердился.
В результате исследований основной флотации с расходом собирателя 90 г/т при рН 8,98, при плотности исходного питания 35%) твердого получен камерный продукт с массовой долей общего железа 70,0% и кремнезема 3,04% при выходе 52,33%), извлечении 55,59% и пенный продукт с массовой долей общего железа 61,4% при выходе 47,67, извлечении 44,41%. Время флотации для получения концентрата 70,0% и кремнезема 3,04% составляет 4 минуты. Исследования по базовой технологической схеме, включающей основную, перечистную и контрольную операции флотации проводились с реагентом Лилофлот МД 20296 с общим расходом 150 г/т, с временем флотации 4 минуты. Флотация исходного магнетитового концентрата проводилась в искусственно замкнутом цикле на пробе 1, на оборотной воде с хвостохранилища «Михайловского ГОКа» при рН=8,98- 9,12, температуре пульпы 19,5-21,5С, скорости вращения импеллера 1740 об/мин, расходе воздуха 0,4 м3/ч. При исследованиях по базовой технологической схеме выделен низкокремнеземистый концентрат с массовой долей общего железа 70,4% и кремнезема 2,4% при выходе 69,39% и извлечении 74,13% и соответственно пенный продукт контрольной флотации с массовой долей общего железа 55,7% при выходе 30,61% и извлечении 25,87%. Удельные поверхности полученного суперконцентрата, исходного концентрата и пенного продукта контрольной флотации соответственно составили: 1425,1927 и 2516 г/см3. По гранулометрическому составу камерный продукт перечистной флотации тоньше, чем исходное питание, а пенный продукт контрольной флотации крупнее При этом чем тоньше концентрат, тем меньше в нем массовая доля кремнезема, так как в классе минус 40 мкм содержится 1,77 % кремнезема, а в более крупных - 9,33 - 22,47 % кремнезема (табл. 17).
Критерии проектирования флотационных колонн
Разработанные критерии проектирования флотационных колонн основаны на значениях, установленных технологических параметров и основных соотношениях, полученных в результате пилотных испытаний, а также производственных данных МГОКом (табл.. 32): Эти критерии использованы компанией СРТ для компьютерного моделирования и проектирования колонных аппаратов для МГОКа. Программа моделирования, разработанная СРТ, позволяет прогнозировать работу промышленных колонн на основании данных по работающей фабрике, по пилотным или лабораторным испытаниям. Процедура проектирования состоит, главным образом, в подборе оборудования, которое удовлетворяет требованиям по времени флотации, и затем оборудование проверяется по всем остальным требованиям, таким как несущая способность, длина переливного порога и т.д. В зависимости от уточнений размеры колонн изменяются, и далее процесс многократно повторяется. Варьирование параметрами извлечения в пенной зоне для моделирования эффекта промывочной воды позволяет передвигаться вдоль кривой извлечения - качества. Система колонной флотации СРТ включает ряд уникальных черт, которые значительно улучшают процесс. К ним относится ниже перечисленное. Регулируемый распределитель промывной воды QuickLift, обеспечивающий поверхностное или заглубленное (внутри пенного слоя) распределение промывной воды для регулировки степени очистки и плотности пены в соответствии с потребностями. Внутреннее распределение питания при помощи продольных распределительных пластин для обеспечения равномерного безнапорного распределения потока питания. Кольцевые внутренние желоба позволяют уменьшать расстояние, преодолеваемое нагруженными пузырьками, что улучшает извлечений крупных частиц. Перегородки в пенном слое слегка заглублены в пульпу для обеспечения стабильной пены и уменьшения продольного перемешивания в ходе дренажа из пены. Запатентованная система подачи воздуха SlamJet обеспечивает ввод воздуха или водо-воздушной смеси через одиночное керамическое износостойкое сопло, она представляет собой саморегулирующийся механизм, обеспечивающий автоматическое перекрывание при падении давления сжатого воздуха в системе.
Внутренне коническое днище камеры улучшает разгрузку хвостов и снижает риск отложения песков на днище колонны. Задача данных исследований - оценка возможности применения колонных флотомашин с целью получения малокремнеземистых железных концентратов для металлизации, а также определение оптимальных эксплуатационных параметров и технологических показателей процесса флотации для составления технологического регламента на проектирование отделения дообогащения концентратов фабрики. Для проведения исследований была смонтирована пилотная установка колонной флотации на 10 секции фабрики №1 ОАО «Михайловский ГОК». Установка включала колонную машину высотой 6 м и диаметром 15,2 см (рис. 36) и вспомогательное оборудование. Для агитации с реагентами использован чан с мешалкой. Подача питания на машину, а также откачка концентрата, производились с помощью перистальтических насосов с регулируемым числом оборотов. Автоматическое изменение объема питания осуществлялось через контроллер. Для регулировки расхода промывной воды, давления и расхода воздуха были установлены расходомеры, а также манометр на воздушной линии и задвижка на водяной линии. Питание поступало в колонну через патрубок, расположенный в верхней трети колонны навстречу поднимающемуся потоку мелких пузырьков, генерируемых системой воздушной диспергации. Частицы, которые столкнулись с пузырьками, закреплялись на них и поднимались вверх, обогащая пенный слой. Положение поверхности раздела пульпы и пенного слоя поддерживалось постоянными средствами автоматического контроля, закольцованными на регулируемую задвижку на концентратном пульпопроводе. Изменение положения поверхности раздела увеличивало или уменьшало высоту пенного слоя. Воздух для флотации подводился во внешний коллектор. Диспергатор колонны сделан из перфорированной резины. Промывная вода, добавляемая в верхнюю часть колонны, просачивалась сквозь пенный слой, замещая воду из процесса, и увлекала за собой захваченные между пузырьками частицы.
Определение оптимальных параметров основной колонной флотации
Расход воздуха и размер пузырьков являлись одним из основных факторов контроля работы флотомашины. Недостаточное количество воздуха затрудняло транспортировку пены из колонны. При превышении критической скорости подачи воздуха появлялась турбулентность и нарушалась граница раздела пенного слоя и питания колонны. К сожалению, на испытываемой колонне диспергатор воздуха представлял собой перфорированную резину, т.е. не соответствовал последним достижениям фирмы Cominco.
В наших опытах расход воздуха изменялся от 7,5 л/мин до 12,5 л/мин. Границы испытаний выбраны визуально в соответствии с характером и выходом пенного продукта. Увеличение подачи воздуха приводило к возрастанию выхода пенного продукта и повышению в нем содержания железа (табл.37). Качество камерных продуктов при этом улучшалось, а извлечение железа в них снижалось. Оптимальный расход воздуха определялся необходимой степенью удаления кремнезема в пенный продукт, требованиями к качеству пенного продукта и извлечению железа в камерный продукт. В проведенных испытаниях рекомендовалось поддерживать высоту пенного слоя на уровне 100-112 см, что соответствовало расходу воздуха до 10 л/мин. Дальнейшее увеличение высоты пенного слоя до 118-120 см, соответствующее расходу воздуха 10-12,5 л/мин, позволяло повысить качество камерного продукта, но при этом в некоторых случаях существенно падало извлечение железа в концентрат, видимо, за счет выноса мелкого магнетита в пенный продукт.
Неселективный захват частиц магнетита и повышенный вынос его в пенный слой может быть уменьшен путем добавления промывной воды. При этом часть материала из пены вновь попадала в колонну для контакта с реагентами и пузырьками воздуха.
При испытаниях расход воды для промывки изменялся от 1,8 л/мин до 2,5 л/мин. С его увеличением наблюдалось уменьшение выхода пенного продукта и повышение содержания в нем кремнезема (табл. 38). Качество камерного продукта несколько ухудшалось. Если для исходных концентратов с содержанием железа 66,2-66,4% достаточно расхода промывной воды 2,0 л/мин, то при флотации более богатых продуктов с содержанием железа 66,9% расход промывной воды может быть увеличен до 2,5 л/мин. Это позволило при требуемом качестве камерного продукта получать более бедный пенный продукт и увеличить извлечение железа в камерный. Авторы колонной машины считают, что в промышленных колоннах требуется меньший расход промывной воды, чем в колоннах небольшого объема.
Регулирование нагрузки на колонную машину по исходному питанию производилось изменением числа оборотов насоса. Замеры производительности в течение опробований осуществлялись путем определения объема пульпы в единицу времени при установленной плотности (г/л). Важнейшим параметром, характеризующим колонную машину, являлась ее пропускная способность для получения концентрата необходимого качества, которая определялась нагрузкой по питанию машины (кг/час или л/мин).
При проведении испытаний содержание кремнезема в исходном продукте колебалось от 10% до 6%, выход пенного продукта - от 10% до 40%. Вследствие этого, изменялось количество твердого, которое необходимо было разгрузить через переливной порог колонны.
В процессе исследований нагрузка на колонну составляла от 100 до 250 кг/час, а твердого в питании - от 30% до 40%. Опыты показали, что повышение нагрузки на колонну приводило к загрязнению камерного продукта кремнеземом, снижению содержания железа в пенном продукте и уменьшению времени флотации (табл. 39.).
Снижение твердого в питании флотации приводило к возрастанию величины потока и сокращало время флотации. При увеличении содержания твердого в питании от 30% до 40% при оптимальной производительности повышалось извлечение железа в концентрат и содержание кремнезема в нем (табл. 40). Таким образом, нагрузка на колонную машину 150-160 кг/час (около 8т/час»м площади поперечного сечения колонны) для исходного питания с содержанием железа 66,0-66,2%) и твердого в нем 35% позволит получить требуемое качество камерных продуктов при соответствующем извлечении в них железа.
При более бедном исходном питании с высоким содержанием кремнезема (до 8% и выше) требовалось снижение нагрузки по питанию на 10-15% (до 130-140 кг/час) и содержания твердого в нем до 30%. При содержании железа в исходном питании 66,8-66,9%) нагрузка на колонную машину была увеличена до 170-180 кг/час, количество твердого в питании - до 38-40%, чтобы поддержать необходимое время флотации. Повышение твердого в питании способствовало получению более бедного пенного продукта (табл. 40.). Поскольку качество исходного питания флотации было непостоянным, очевидно, что недостаточно ограничиться одним значением рекомендуемого параметра работы колонной машины.
Похожие диссертации на Разработка и обоснование метода обогащения магнетитовых кварцитов с применением обратной катионной флотации модифицированными аминами в колонных машинах
