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2009年中国选矿年评

发布日期:2017-04-12  来源:中国矿业  浏览次数:3643

一、破碎—筛分与磨矿—分级

破碎—筛分与磨矿—分级是选矿生产过程中的一个主要环节,降低矿石的粉碎能耗,提高碎磨效率历来广受重视。近年来随着矿石的日趋贫、细、杂化,分选过程对给矿粒度的要求越来越高。因此,人们不断地在理论及工程层面上研究粉碎过程及其对选别作业的影响,以实现节能降耗、为后续的分选过程提供适宜给矿的目的。

针对采用不同材质的磨矿介质时矿物可浮性的差别,宋振国、孙传尧研究了钢球和氧化球对方解石的表面性质及其在十二胺浮选体系中浮选行为的影响。浮选试验结果表明,用氧化锆球对方解石进行湿磨,获得的浮选结果明显比用钢球作磨矿介质时的好;通过溶液检测及矿物表面分析进一步发现,钢球在磨矿过程中产生的氧化物吸附在方解石表面,使方解石的ξ-电位升高,降低了其表面负电性,减弱了十二胺阳离子在其表面的吸附,从而对方解石的浮选产生了抑制作用。

黄国智等研究了低碳钢和含钢两种磨介质对通过斑矿的伽筏尼电流和斑铜矿可浮性的影响。结果表明,随着磨矿介质的电化学活性和矿浆中氧含量的提高,斑铜矿与磨矿介质之间的伽筏尼作用强度增大;磨矿过程中的伽筏尼作用使得磨矿介质氧化,矿浆中产生的氧化铁组成分数量增多,斑铜矿的可浮选性降低。研究者依据试验结果,认为应用电化学活性的磨矿介质,有利于细粒(<10μm)斑铜矿的浮选回收。

在生产实践方面,刘龙针对MQC湿式格子型球磨机进、出料端钢衬板易磨损及球磨机筒体单孔衬板容易脱落的问题,采用橡胶板代替原有的ZGMn13衬板,采用双孔衬板代表衬板。多年的实践证明,这两项措施可以有效提高磨机衬板的使用寿命和球磨机的运转率,保证了生产正常进行。

王鹏程等针对陕西某选矿厂选铁车间的给矿粒度偏粗的实际情况,提出采用不同直径的旋流器串联分级的方案。工业试验结果表明,旋流器串联分级可以适应粗精矿再磨时其浓度~般大于30%的现状,还可以提高沉砂浓度,从而提高磨矿浓度和磨矿效率,同时提高了最终磨矿产品的细度。这是20世纪80年代一些学者提出的“母子旋流器”分级方案的又一工业应用实例。第二段旋流器就是通常所说的“控制分级”旋流器。

张跃英等借鉴德国复式流化分级机的情况,对某硅砂选矿厂的丙段水力分级设备配置进行了改进,将两段分级机合并成1台设备,即3产品水力分级机。这既减少了占地面积和土建投资,节省高差,降低泵的输送高度,更重要的是可以大大减少设备用水量及废水处理量。

为了方便球磨机维护、降低能耗,在建宏等将某黄选厂采用φ3.2 m×3.1 m球磨机的滑动轴承改为滚动轴承,球磨机的能耗显著降低,节能达15%~1 9%;同时还取消了原有的稀油润滑装置,采用手动加压泵,用柔性密封基脂润滑,每季度加1次油,既节约又便于管理。这样的改造不改变球磨机安装尺寸'施工周期短,生产影响小,是传统球磨机节能升级的有效途径。

二、铁矿石选矿

近年来,通过大量的选矿技术研究和攻关,我国复杂难选铁矿石选矿技术取得了重大进展,对鲕状、赤铁矿、难选褐铁矿和难选菱铁矿等铁矿石开展的研究日益深入。 

鲕状赤铁矿因嵌布粒度细、结构及成分复杂,一直被认为是世界性选矿难题。白丽梅等对张家口地区的鲕状赤铁矿矿石进行了还原焙烧~弱磁选试验研究。结果表明,在焙烧温度850℃、焙烧时间75~90 min、矿比为1∶1、磨矿细度为80%-0.074 mm、磁场强度为80kA/m的条件下,经1次粗选和1次精选,获得了铁品位63.06%、铁回收率86.05%的精旷。

孙永升等采用深度还原工艺对某难选鲕状赤铁矿矿石进行了处理试验研究,将矿石中以氧化物形式存在的铁直接转化为金属铁,然后采用磁选法回收。结果表明,在原料粒度为-2mm、还原温度为1350℃,还原时间为50min,铁矿与煤的配比为3∶2的条件下,可以得到金属化率97%左右的还原物料,磁选后精矿的铁品位达85%以上,铁的回收率可达92%以上。

史广全等对某鲕状赤铁矿深度还原过程中,铁矿物随还原时间的变化特性进行了研究,并讨论了金属铁颗粒的生长过程。结果表明,在鲕状赤铁矿的深度还原过程中,铁的氧化物是按照Fe203、Fe304、Fe0、Fe的顺序,直接还原为金属铁的;随着还原时间的延续,金属铁颗粒以小颗粒向大颗粒聚集的方式逐渐长大。

杨大伟等对鄂西某宁乡式高鲕状赤铁矿进行了反浮选、强磁选、强磁选—反浮选、还还焙烧—弱磁选等多方案的提铁降磷选矿试验研究。结果表明,采用常规选矿方法很难对这种矿很难对这种矿石进行有效分选,而采用在焙烧过程中添加脱磷剂的还原焙烧—两段磨矿、两次弱磁选工艺可在大幅提高铁品位的同时将铁精矿的磷含量降到0.1%以下,这一研究结果为高磷鲕状赤铁矿矿石的开发利用提供了一个新思路。

对于中国储量巨大的低品位铁矿石,采用多种选矿方法联合处理逐渐成为一种必然趋势。于克旭等对某高硅、低硫、低磷的酸性贫铁矿石,采用连续磨矿、粗细分级、重选—磁选—中矿再磨工艺进行处理,在原矿铁品位25.76%,一段磨矿细度为68.83%-0.074mm的条件下,获得了较理想的选矿指标。

何德庆等对滦县司家营贫赤铁矿矿石进行了选矿试验研究。结果表明,采用阶段磨矿、弱磁选—强磁选—阴离子反浮选流程,最终可以获得产率22.97%、铁品位65.80%、铁回收率69.10%的铁精矿,综合尾矿的铁品位仅为8.81%。

艾光华等对某难选高磷赤褐铁矿矿石进行了选矿试验研究。结果表明,采用还原焙烧—磁选—浸出工艺,可获得铁品位62.32%,磷含量0.198%,铁回收率66.  84%的铁精矿。针对新疆某次生氧化型贫褐、赤铁矿矿石品位较低、嵌布粒度细的情况,谢建宏等进行了系统的磁化焙烧—磁选试验研究。结果表明,该矿石在适宜的工艺条件下进行磁化焙烧后,通过磁选可获得铁品位58.25%,铁回收率66.00%的铁精矿。

针对云南某难选褐铁矿铁品位偏低、矿物嵌布复杂、泥化现象严重、有害元素含量高的情况,柏少军等采用强磁选—反浮选—磁化还原焙烧—弱磁选的选冶联合工艺进行了试验研究。结果表明,可获得铁品位69.87%,铁回收率55.27%,含磷0.39%,含硫0.2%,含硅6.38%的铁精矿。

霍杰等对海南某铁品位为40.15%的鲕状褐铁矿矿石,采用风选预选—焙烧—磁选工艺流程,进行了系统的试验研究。结果表明,最终可得到铁品位56.55%,铁回收率84.50%的铁精矿。此处理工艺在一定程度上避免了褐铁矿选矿时产生的严重泥化现象,实现了节水、节能。

刘小等采用自主研发的闪速磁化焙烧中试装置,对铁品位21.21%的大西沟铁矿菱铁矿粉矿进行了焙烧—磁选探索性试验,获得了产率38%~40%,铁品位大于56%,铁回收率大于80%的铁精矿。

对王家滩的菱铁矿矿石,冯志力等在流态化状态下,系统地研究了磁化焙烧温度、焙烧气氛对分选指标的影响,结果表明,在弱还原气氛、800~1060℃的条件下,获得了铁回收率大于90%,铁精矿品位大于58%的分选指标;在1000℃的条件下,无论在弱还原气氛,还是在弱氧化气氛中焙烧,均能获得铁回收率大于90%的良好分选指标。

针对吉林临江羚羊铁矿石中铁矿物组成复杂,脉石矿物极易泥化的情况,高文义等采用焙烧—磁选的工艺进行了试验研究。结果表明,在磨矿细度95%-0.074mm,焙烧温度800℃,焙烧时间25min,还原剂用量25%,磁场强度107.43 kA/m的条件下,可以获得铁精矿品位60.83%,铁回收率64.10%的分选技术指标。

张自业等对河南某伴生有铜、硫矿物的铁矿石进行了选矿试验研究。结果表明,采用铜、硫依次浮选、浮选尾矿采用弱磁选回收铁的工艺流程,可以综合回收矿石中的有价元素;获得的铁精矿品位65.10%,铁回收率57.23%,铜和硫的含量分别为0.03%和0.25%;硫精矿的品位42.00%,硫的回收95.62%,铜精矿的品位19.20%,铜的回收率52.79%。这一研究结果对多金属复杂铁矿石的综合回收利用具有借鉴意义。

三、有色金属矿石选矿

有色金属矿厂选矿的研究主要集中在低品位复杂多金属矿厂和难选氧化矿的综合回收。除采用常规的选矿方法外,研究的侧重点还体现在新药剂和组合药剂的使用以及联合流程的应有等方面。

(一)矿石选矿

针对云南某铜铅锌硫化矿生产中存在的铜铅分离指标不理想、铜铅精矿互含高的问题,贾仰武对铜铅混合精矿进行了铜铅分离浮选试验研究。结果表明,当混合精矿再磨到80%-0.074 mm时,以亚硫酸钠、水玻璃和CMC为组合抑制剂代替重铬酸钾抑制方铅矿,以Z-200代替乙黄药作为黄铜矿捕收剂,可以获得良好的分选技术指标,铜精矿品位23.30%,含铅3.30%;精矿品位64.66%,含铜0.50%,较为有效地实现了铜铅分离。

针对青海某铜铅锌多金属硫化物矿石嵌布粒度较粗、含铜较低的特点,刘守信等采用铜铅混选—混精铜铅分离—尾矿选锌工艺流程进行了分选试验研究。铜铅混浮时采用Ty -1与硫酸锌作为闪锌矿和铁闪锌矿的组合抑制剂,乙基黄药、J-21作为捕收剂,实现了铜、铅矿物与锌矿物的有效分离,且泡沫粘度适中,为下一步铜铅分离创造了良好条件;铜铅分离采用活性炭、CMC一重铬酸钾法抑铅浮铜,实现了铜铅矿物有效分离,获得了较为理想的选矿技术指标。任祥君等对另一铜铅锌多金属硫化物矿石,通过多种方案比较,确定采用铜铅优先浮选、水玻璃+亚硫酸钠+羧甲基纤维素组合抑制剂进行铜铅分离、铜铅混合浮选尾矿用硫酸铜活化后浮选锌矿物的试验方案,进行了系统的研究,成功实现了铜铅的有效分离,最终得到了铜品位21.40%,铜回收率67.65%的铜精矿,铅品位52.92%,铅回收率95.90%的铅精矿和锌品位50.21%,锌回收率83.74%的锌精矿。

对辽宁某铜铅锌多金属硫化物矿石,刘亚龙等采用铜铅混浮—铜铅分离—混浮尾矿抑硫浮锌的浮选工艺进行了斌验研究。混合浮选以乙硫氮+苯胺黑药为捕收剂、ZnS04+Na2S03为抑制剂,并控制矿浆PH=11.5左右,实现了铜铅矿物与锌硫矿物的分离;应用水玻璃、亚硫酸钠和羧甲基纤维素组合抑制剂,替代氰化物和重铬酸钾,成功地实现了铜铅分离;通过闭路试验,获得了铜品位28.54%铜回收率65.62%的铜精矿,铅品位55.69%,铅回收率83.21%的铅精矿和锌品位51.09%,锌回收率90.87%的锌精矿。

依据西藏某复杂难选铜铅锌多金属矿石的性质,李观奇采用铜铅混合浮选—铜铅分离—铜铅浮尾选锌的原则流程进行了分选试验研究,,铜铅混合浮选采用Bp、丁基铵黑药和黄药组合捕收剂,采用硫化钠、硫酸锌和碳酸钠组合作为锌矿物的抑制剂;铜铅分离时,采用活性炭进行脱药,采用CMC,Na2 S03和Na2 Si03环保型组合药剂作为铅矿物的抑制剂,成功地实现了铜铅分离,获得的分选技术指标较现行生产有大幅提高。

郑亚杰等对内蒙古某高低铜铅锌银矿石进行了浮选分离试验研究。试验采用铜铅锌等可浮一依次优先浮选流程,利用FN作为砷矿物的抑制剂,有效解决了铜精矿中含砷高的问题,不仅没有使用有毒抑制剂重铬酸钾,同时还明显提高了铜精矿品位。试验获得的铜精矿品位28.6%,铜回收率66.41%,铅、锌、银的回收率也均大于90%。   

罗进对某复杂高氧化率铅锌矿石中的氧化铅矿石进行了硫化浮选试验研究。发现采用Na2S作为氧化铅的硫化剂时,不仅需要适宜的Na2S总用量,更需要一定的Na2S起始浓度;采用硫化浮选法使铅精矿的品位和回收率达到了46.02%和81.16%,实现了氧化铅矿物的有效回收。

针对吐鲁番地区某难选铅锌矿矿石中铅锌矿物相互交代、包裹,粒度较细,解离困难的特点,王奉水采用优先选铅、锌粗精矿再磨再选的工艺流程进行了贫选试验研究。在铅粗选磨矿细度-0.074mm占80%,锌粗选磨矿细度-0.043mm占90%的条件下,可获得铅品位40.22%,含Zn 6.94%,铅回收率82.48%的铅精矿和锌品位50.17%,含Pb 1.08%,锌回收率86.92%的锌精矿。

冯忠伟通过对云南某铅锌矿的浮选试验研究发现,矿石中的硫酸锌、硫酸亚铁等可溶性盐类对铅锌矿物有很强的抑制作用,为减少可溶性盐对铅锌矿物浮选的影响,采用在矿浆自然酸碱度条件下浮选铅锌矿物的无碱工艺,选铅时以硫酸锌和亚硫酸钠作为锌矿物的抑制剂,以苯胺黑药和丁基铵黑药为捕收剂,选锌时以水玻璃、亚硫酸钠、羧甲基纤维素作调整剂,以PN-405为捕收剂,最终获得了铅品位59.57%,铅回收率75.14%的铅精矿和锌品位53.93%,锌回收率93.70%的锌精矿。

针对陕西省某铅锌矿矿石氧化程度高、易泥化、氧化锌矿物回收困难等问题,王红梅等采用铅的硫化物矿物和氧化物矿物混合浮选、锌的硫化物矿物和氧化物矿物依次单独回收的方案,进行了系统的试验研究。选铅时采用组合捕收剂乙硫氮+丁基败黑药,选氧化锌矿物时采甩了复合捕收剂A-928.最终获得了铅品位和回收率分别为53.67%和82.92%,含锌5.23%的铅精矿,锌品位和回收率分别为51.08%和40.75%,含铅1.06%的硫化锌精矿,锌品位和回收率分别为22.55%,44.28%,含铅1.22%的氧化锌精矿,实现了氧化铅锌矿石的有分选。

(二)铜钼和矿石选矿

针对某氧化铜矿石品位低、氧化率和结合率都比较高的特点,张建文等在添加硫化剂硫化和硫铵活化的前提下,以水玻璃和六偏磷酸钠构成组合抑制剂,以混合黄药680、丁基铵黑药和羟肟酸构成组合捕收剂,进行了浮选试验研究。确定了氧化铜矿物的最佳浮选条件与药剂制度,通过闭路试验获得了铜精矿品位17.39%,铜回收率59.36%的分选技术指标。

马洁珍等对新疆阿舍勒铜矿黄铁矿型铜锌多金属矿石进行了矿石性质分析和选矿试验研究,合现场生产实际,采用旋流—静态微泡浮选柱异步分选,强化回收的工艺进行技术改造,使得选矿技术指标得到了明显提高,铜回收率由投产初期77.59%提高到86.43%,锌回收率由20.48%提高到48.94%。

针对某混合铜矿石的氧化率较高、含有大量的碳质矿泥、用常规浮迭法不能得到理想回收效率的问题,欧乐明等通过预先浮选脱泥,消除碳质矿泥对浮选过程的影响,然后对硫化铜钴矿物和氧化铜钴矿物进行异步浮选,并采用硫化剂硫氢化钠强化氧化铜钴矿物的浮选效果。结果表明,采用这些措施以后,获得的铜钴精矿的铜,品位21.12%,铜收率88.55%,含钴0.116%,钻的回收率31.39%。

魏党生对广东某铜钼矿石进行了浮选试验研究,确定了混合浮选—抑硫浮铜钼—铜钼分离的工艺流程,在磨矿细度75.00%-0.074mm的条件下进行混合浮选,将混合浮选粗精矿再磨至86.00%-0.043mm后,用石灰抑制黄铁矿,进行铜钼浮选得硫精矿,最后采用Na2S抑铜进行铜钼分离,分别得铜精矿和钼精矿。

鲁立胜等对某低品位难选铜钼矿石进行了可选性试验研究,确定了铜钼混合浮选—铜钼分离—选钼尾矿选铜一选铜尾矿返回铜钼混合浮选的工艺流程,捕收剂采用异丁基黄药代替BK301C,并对流程和药剂添加点加以适当调整,以利于钼、铜选别指标的稳定和提高,最终获得了较为理想的技术。

王立刚等针对西藏某氧化率较高的铜钼矿石进行了选矿工艺试验研究。结果表明,采用先选硫化矿后氧化矿的工艺,用Dy-1油作捕收剂、杂醇作起泡剂,用水玻璃抑制脉石矿物、磷诺克斯抑制方铅矿,取得了较好的综合技术指标。

根据某钼精矿品位低、氧化率高的特点,库建刚等进行了压碱浸试验研究。结果表明,采用常压碱浸多连续浸出时,不仅能保证钼的浸出率达到95%以上,而且降低了药剂成本,同时,浸出液中钼的浓度可获得大幅提高。

赵平等针对某难选钼矿进行了混合浮选试验研究。采用硫化钼矿物和氧化钼矿物混合浮选的原则工艺流程,粗精矿浓缩后在高碱度下加温精选,精选精矿用酸浸除去碳酸盐及其它酸溶性脉石矿物,获得了钼品位和回收率分别为45.65%和70.68%的钼精矿。

针对某辉钼矿矿石嵌布粒度较细、含铅较高的特点,徐引行等采用水玻璃和磷诺克斯为抑制剂、杂醇为起泡剂、Dy-1油为捕收剂,进行了系统的试验研究。由于对粗精矿再磨后的精选尾矿进行2次扫选后,直接抛弃扫选尾矿,避免了方铅矿等硫化物矿物在浮选回路中形成恶性循环,最终获得了钼品位大于57.00%,含铅低于0.06%的高品质钼精,表明这些措施的应用效果是十分显著的。

宋成盈等对低品位辉钼矿矿石的浸出工艺进行了系统的试验研究。在碱性条件下,辉钼矿矿石不经焙烧,用氧气氧化法将其中的二硫化钼转化为钼酸钠,滤液经酸化、萃取即可得到金属钼;针对这一浸出工艺,研究者考察了反应时间、反应压强、反应温度、氢氧化钠浓度及搅拌转速等因素对钼浸出率影响,通过工艺条件优化,使钼的浸出率达到了99%以上,这样的试验结果相当令人满意。

吕鑫磊等对某辉钼矿精选尾矿进行了浮选柱分选试验研究。以半工业型旋流一静态微泡浮选柱为分选设备,采用1次粗选、2次精选的工艺流程,不仅可以提高精选尾矿再磨再选的分选指标,并且简化了现场1次粗选、1次精选、6次精选的浮选的工艺流程,获得了钼品位38.59%,回收率23.26%的精矿产品,与现场浮选机分选技术指标相比,钼品位和钼回收率分别提高了1.3个百分点和4.72个百分点。

师伟红对某贫镍矿石进行了系统的浮选试验研究。试中采用碳酸钠、水玻璃、CMC的联合作用抑制易浮的脉石矿物,控制矿泥走向,减小矿泥对镍浮选过程的不利影响,在原矿不预先脱泥的条件下,经过2次粗选、1次扫选、3次精选,取得了镍精矿品位3.03%,镍回收率78.67%的分选指标。

针对我国南方某复杂难选硅镍矿石难以通过选矿方法进行富集的情况,车小奎等采用常压酸浸法进行了浸出试验研究。在磨矿细度-0.074mm占78.60%,液固比6:1,硫酸浓度2.60mol/L,搅拌强度170r/min,浸出温度60℃的条件下,浸出6h,浸出贵液中镍的浸出率86%左右,浸渣含镍0.12%左右,浸出液经3次萃取后,Ni2+浓度可以达到沉镍要求。

(三)其它有色金属矿石的选矿

李志伟等对河南某矿石进行了湿法提取五氧化二钒的试验研究,采用强酸浸出—溶液萃取—硫酸反萃—氨水沉钒—煅烧制钒工艺,在氧化剂氯酸钠用量1%,磨矿细度65%-0.074mm,浸出温度90℃,液固比1∶1,硫酸用量30%,浸出时间10h的条件下,钒的浸出率达到了92.50%;浸出液用P-204,P-507 ,TBP和磺化煤油溶液萃取,硫酸溶液反萃取,再经氧化、氨水沉淀、热解,可得到纯度98.56%的钒,钒的综合回收率大于85%。

高玉德等对湖南某白钨矿进行了选矿试验研究。采用优先浮硫—白钨常温粗选—钨粗精矿加温精选的工艺流程及碳酸钠—水玻璃-F9组合药剂制度,对含钨0.39%,白钨矿中钨的分布率85%左右的原矿,取得了钨精矿品位67.35%,回收率80.09%的选矿技术指标。

张爱萍对某高硫白钨矿石进行了浮选试验研究。结果表明,在磨矿细度70%~75%-0.074mm的条件下,预先浮选脱硫,再常温浮选白钨,得到了白钨精矿品位62.87%,回收率84.33%的理想指标。

刘玫华针对某低品位矿石的特点,采用螺旋溜槽、跳汰和摇床3种不同的重选方法进行了抛尾试验研究。结果表明,摇床抛尾是对该矿进行预选处理的有效方法,锡粗精矿的品位从0.37%提高到3%,回收率72.37%,抛掉的尾矿产率60%,锡在尾矿中的损失仅15.89%,这为后续的锡回收作业提供了有利条件。

孙阳等对陕西商南某矿石进行选矿试验研究后发现采用糊精可有效地抑制矿石中的黄铁矿,采用乙硫氮、丁黄药和丁基铵黑药按一定比例混合的捕收剂,可使黄铁矿与锑矿物得到很好明分离;通过粗精矿再磨,可使粗精矿中的锑矿物连生体尽量单体解离,从而提高了分选技术指标。   

蔡震雷等对包钢选矿厂强磁选粗精矿经磁化焙烧一弱磁选所得尾矿进行稀土选矿试验研究。结果表明,经预先脱碳,并经混合浮选得到混合浮选精矿,再经过1次粗选、3次精选、1次扫选,最终获得了REO品位64.4 1%,回收率18.13%的稀土精矿产品。

于秀兰等研究了包钢选矿厂尾矿经A1cl3或MgO脱氟后进行加碳氯化提取稀土的反应原理和工艺,考察了碳热氯化反应时间和脱氟剂对稀土提取率的影响。结果袁明,在700℃下碳热氯化2h.以Alcl3作脱氟剂时,稀土提取率可达77%;以Mg0作脱氟剂时,稀土提取率可达84%。

为了有效地减少矿泥对金红石浮选的影响,高利坤等对某难选金红石矿进行了反浮选试验研究。结果表明,采用硫酸铝抑制金红石,用油酸钠反浮选,可以抛弃一定量的泡沫产物,其中的金红石品位0.39%,-0.010 mm粒级脱除率74.79%率,为金红石的正浮选创造了有利条件;脱泥20对金红石进行正浮选,经1次粗选即可得到品位20.30%,回收率83..88%的金红石粗精矿。

四、非金属矿石的选矿

在众多非金属矿产资源的选矿研究和生产中,萤石的分选仍是2009年的工作重点。此外,对于石英长石红柱石等非金属矿产的选矿也有一定的涉及。

针对河北某典型石英型萤石矿石品位低、氧化程度和含泥量高、萤石嵌布粒度细的特点,窦源东等人在原有的生产工艺基础上,对第1段精选作业的达99.95%的石英粉;精矿进行再磨,使磨矿细度达到90%-0.038mm,既可以使萤石和石英充分解离,又有效地避免了过磨,优化了选矿环境,为萤石和石英的分选提供了有利条件,最终精矿的CaF2品位由88.OO%提高到97.23%,回收率达70.56%。

朱良友对重庆彭水县某萤石矿石进行了可选性试验研究。结果发现,使用组合抑制剂(六偏辚酸钠+SH)对萤石与重晶石、方解石的分离具有较好的效果,对获得合格精矿起到了关键作用;最终通过一段磨矿及脱泥、1次粗选、2次扫选、5次精选的浮选流程,用油酸作捕收剂,NaC03作调整剂,六偏磷酸钠与SH组合作调整剂,获得了CaF2含量99.12%,回收率85.2%,SiO2含量0.18%,CaCO2含量0.35%的萤石精矿。

高惠民等对内蒙古某细粒嵌布的萤石矿石进行了浮选试验研究。通过对比碱性粗选+弱酸性精选、全碱性浮选和全弱酸性浮选3个技术方案,发现碱酸结合工艺可获得更好的精矿指标;采用自行研制的改性脂肪酸盐YSB-2为捕收剂,在常温下,采用弱碱性(pH=9.0)条件下粗选、弱酸性(PH=6.0)条件下进行7次精选、精I尾矿作为最终尾矿丢弃、其余中矿集中返回到精I的碱酸工艺流程,获得了CaF2含量98.70%,回收率89.20%,SiO2含量0.93%,CaCO3含量小于0.37%的品位萤石精矿。

谢春妹等对贵州某萤石矿石中的萤石和重晶石,采用先混浮后分离的方法,在pH =8.5~9.0时,用油酸作捕收剂、水玻璃作为粗选段抑制剂、六偏磷酸钠和淀粉为精选段组合抑制剂,通交1次粗选、1次扫选、3次精选,较好地实现了萤石与重晶石的混合浮选与分离,提高了萤石精矿的品位及回收率。

豆中磊等在对海南某石英砂矿进行岩矿分析的基础上,采用筛分、擦洗、重选、浮选等多种工艺方法进行了选矿提纯试验研究。确定了筛分—擦洗—脱泥一摇床一反浮选工艺,采用无氟无酸浮选方法,在中性水介质中进行浮选,最终使石英砂中的SiO2的含量提高到99.9%,以上。

丁亚卓等对辽宁某长石石英矿石进行了反选浮选提纯研究。采用磨矿、脱泥、浮选、再磨再选、脱泥、过滤、高温干燥的选别提纯工序,以SiO2品位93.01%的石英矿石为原料,最终获得了SiO2品位达99.95%的石英粉;对浮选产品的扫描电镜和能谱分析发现,消除细粒矿泥在石英颗粒表面的罩盖,是石英矿石浮选提纯的重要措施。

针对辽宁某红柱石矿石中红柱石嵌布粒度较细、部分红柱石绢云母化、含铁矿物的浸染粒度细且与红柱石密切共生、采用单—浮选难以提高红柱石精矿品位的实际情况,袁来敏等经试验研究确定了脱泥—浮选—精矿再磨—磁选—酸浸的工艺流程,既使红柱石精矿的品位获得了显著提高,同时也使原矿中的磁铁矿得到了综合回收。

五、微生物技术在选矿中的应用

将微生物应用于复杂矿石的处理过程,是近处来矿物加工领域的重要研究方向之一,对于一些用常规矿物分选方法无法处理或不能获得经济效益的低品位复杂矿石,微生物处理技术往往不能具有不可替代的优势。2009年,复杂矿产资源的微生物处理技术在研究方法及应用方面获得了较为丰富的研究结果。

王学刚等某矿山的低品位矿石进行了细菌浸出回收铀的试验研究。所用的微生物是从该矿山铀矿石样品中富集分离、纯化、驯化诱变后得到的氧化亚铁硫杆菌和氧化硫硫杆菌的亨昆合菌;试验结果表明,这一混合具有活性强、适应性好、耐高矿化度、抗氟能力强等优点,可在PH=1.2的条件下快速生长,甚至可在PH=0.6的条件下缓慢生长;对于铀品位0.0245%的低品位铀矿石,经过70d的微生物浸出,可以将其中60%的铀提取出来,而酸耗小于4%。

杨明霞等从我国北方某砂岩型铀矿酸性矿坑水中分离富集得到嗜酸茵,通过系统的适应性驯化培养,得到了具有较高活性和环境适应性的优良浸矿菌种。浸矿试验试验结果表明,这种微生物具有利用黄铁矿的能力,且矿石中黄铁矿的含量越高,对其利用率越高,产酸越多,因此在酸法浸铀的过程中超到降低耗酸量的作用。

林丽芳等通过对某砂岩铀矿进行细菌浸出与酸法浸出的对比试验发现,在相同试验条件下,细菌浸出在浸出率、浸出周期、酸耗等方面均优于酸法浸出,细菌浸出法不仅可以降低耗酸,还可以浸出酸法难以浸出铀,提高矿石中铀的浸出率;对于品位仅0.02%的极贫铀矿石,经细菌浸出,获得了83%以上的浸出率。这样的浸出技术指标是其他任何处理方法都难以达到的。

针对某含氟矿石浸出过程中存在的氟抑制氧化硫硫杆菌生长及其产酸能力的情况,刘金辉等对该氧化硫硫杆菌进行了一系列耐氟性驯化试验研究。结果表明,氟离子是抑制氧化硫硫杆菌生长的主要因素,氟离子对氧化硫硫杆菌的产酸能力具有较大影响,并且氟离子浓度越高,对氧化硫硫杆菌产酸能力的影响越大,通过耐氟性驯化提高了硫杆菌的耐氟能力,使其能够在高氟环境下生存,避免了矿石中的氟化物溶解进入溶液中对氧化硫硫杆菌活性产生的不利影响。

罗立群等对湖南某含磷难选铁矿石进行了氧化亚铁硫杆菌脱磷试验研究。结果发现,取自大冶铜矿酸性矿坑水中的A.f菌,经驯化培养后用于处理含磷难选铁矿石的脱磷过程是可行的;在适宜的浸出条件下,该铁矿石中磷的浸出率最高可达61.47%;另外,不同磷源的存在形式对菌种的耗磷代谢过程影响也不同;对矿浆浓度、初始亚铁浓度和微生物接种量3个浸出因素建立的多元回归分析表明,3个因素对微生物浸出率均有显著影响,且在试验范围内,脱磷率与矿浆浓度和初始亚铁浓度呈负相关关系,而与微生物接种量呈正相关关系。

李广悦等对某氧化亚铁硫杆菌进行了耐酸、耐氟的紫外线诱变研究。以氧化亚铁硫杆菌作为出发菌,经紫外线诱变,考察不同诱变时间对氧化亚铁硫杆菌耐酸和耐氟性能的影响,结果表明,经45~60mln的紫外线照射,菌株对酸的耐受性可以增强到pH=1.2,对氟离子的耐受性可达到0.6g/L。

六、浮选药剂

2009年,关于浮选药剂的研究主要包括新型捕收剂和抑制剂的研制及其浮选性能的考察、复合或混合药剂的应用和药剂作用机理分析等方面,研究方法及手段也日趋完善。同时,调整或优化浮选药剂方案对提高分选技术指标发挥着愈发重要的作用。

(一)捕收剂

黄齐茂等以生产工业菜子油的副产品为原料,经皂化、酸解、氯化、氨基化等单元反应,合成了一种新的氨基酸型浮选捕收剂,并将之用于云南某中低品位难选磷矿石的浮选生产中,与传统的脂肪酸类磷矿物捕收剂相比,这种氨基酸型捕收剂不仅在水溶性和浮选性能方面都得到明显改善,而且还具有良好的低温浮选性能。

针对某金矿石的载金矿物比较分散、金嵌布粒度微细的情况,刘文等采用新型MAC -12捕收剂进行了强化浮选试验研究。结果表明,MAC-12是一种金的高效捕收剂,在pH =9的条件下,金的回收率比使用丁基胺黑药时的提高了5.41个百分点,精矿的金品位提高了18.74g/t。

焦芬等采用丁黄药、680和Mac-10作为捕收剂,在不同条件下对黄铜矿、黄铁矿的浮选行为和实际矿石的分选效果进行了对比试验研究。结果表明,Mac-10在铜硫浮选分离中具有良好的应用潜力,捕收能力较丁黄药、680好,并且选择性好,能在较少的药剂用量时,在中性或者弱碱性条件下,实现黄铜矿与黄铁矿的有效分离。

针对铜绿山的铜铁矿石因性质变化而导致铜的浮选回收率下降的实际情况,李显元等采用MB和MOS-2混合捕收剂代替异丁基黄药,进行了实验室试验研究和工业试验。结果表明,与异丁基黄药相比,MB与MOS-2混合捕收剂可使选矿厂生产的铜精矿中铜、金及银的回收率分别提高0.49,3.62和3.47个百分点,同时可使2号油用量降低40%以上。

肖云对厂坝铅锌矿的混合铅锌矿石进行了浮选药剂制度的优化试验研究。在选铅时用硫化钠活化氧化铅、用高效捕收剂D421强化铅浮选,在锌精选时添加水玻璃和MP抑制二氧化硅,可以使铅精矿的铅品位由48.90%提高到54.63 %,含锌量由12.19%降低到10.12%,铅回收率由72.85%提高到76.20%,锌精矿中锌的回收率由76.95%提高到79.07%。

陈玉平等采用MA捕收剂对云南蒙自白牛厂铅锌矿的矿石进行了浮选试验研究。结果表明,用MA与乙硫氮组成混合捕收剂,实验室试验可获得含铅47.62%,含锌4.02%,铅回收率82.28%的铅精矿以及含锌42.45%,含铅0.89%,锌回收率89.05%的锌精矿;工业应用的分选技术指标表明,与使用丁黄药和乙硫氮混合捕收剂时相比,使用MA与乙硫氮混合捕收剂,使铅精矿的铅品位和铅回收率分别提高了3.81和7.7个百分点,锌糟矿的锌品位和锌回收率分别提高了2.09和4.24个百分点。由此可见,新型药剂的使用取得了明显的效果。

高柏年等采用高效捕收剂A2和丁基黄药对肃北某难选铜矿石进行了浮选分离试验研究。结果表明,当原矿磨至75%-0.074 mm时,以石灰和硫酸铵为调整剂、以A2和丁基黄药为捕收剂,经1次粗选、1次扫选、2次精选,最终获得了铜品位20.98%,铜回收率85.09%的铜精矿。

孙伟等通过单矿物试验和实际矿石试验,研究了新型螯合药剂F-305对黑钨矿和白钨矿的捕收性能。结果表明,与常规钨矿物的浮选捕收剂733氧化石腊皂相比,F-305对钨矿韧、特别是对黑钨矿具有很强的捕收能力,在常温下即可获得满意的浮选指标。

刘文刚等通过浮选试验研究了N一十二烷基-1,3-丙二胺对石英、赤铁矿、方解石、菱锌矿和菱镁矿的捕收性能,并与十二胺的捕收性能进行了比较。研究发现,N-十二烷基-1,3-丙二胺对石英具有比十二胺更强的捕收性能,在很宽的PH值范围内,石英的回收率均副达到90%以上;对赤铁矿的捕收能力与十二胺的相差不大;对方解石的捕收性能明显比十二胺的差,而对菱锌矿和菱矿则基本无捕收能力。

余新阳等应用自行研制的新型捕收剂QAS-224,对Al203品位64%,铝硅比6.1的河南某铝土矿矿石进行了反浮选脱硅试验。结果表明,在磨矿细度81.24%-0.074 mm,矿浆pH=11的条件下,通过1次粗选、2次精选、2次扫选,获得了精矿Al203品位67.79%,铝硅比9.67, Al203 回收率81.72%的分选技术指标。

程平平等以季铵盐QAX224力捕收剂、淀粉为抑制剂,考察了一水硬铝石与高岭石的反浮选分离效果,试验表明,在pH=8~9时,随着抑剂用量的增加,一水硬铝石几乎全部被抑制;对一水硬铝石和高岭石的人工混合矿样进行反浮选分离,可以使精矿的铝硅比提高到30.79;依据动电位和红外光谱测定的结果,研究者认为,捕收剂和抑制剂与高岭铝石之间除物理作用外,还发生了化学键合,而一水硬铝石与捕收剂和淀粉的作用则分别以静电附和化学吸附为主。

刘长淼等研究了4种十二叔胺(DRN,DEN,DPN和DBN)对石英的捕收性台能。结果表明,DRN ,DEN和DPN对石英的浮选性能都较好,回收率均能达到90%以上,而使用DBN获得的回收率较低;通过红外光谱和动电位的测定发现,石英表面的羟基电离是其表面荷电的主要原因,4种叔胺与石英表面的作用机制主要是静电作用,4种叔胺作用后石英的动电位显著增加,而导致4种叔胺浮选能力存在差异的内在原因则是氮原子上连接的取代基的电子效应和空间效应。

顾帼华等通过浮选试验、吸附量和红外光谱测定,考察了DLZ捕收剂对黄铜矿和黄铁矿浮选性能的影响及作用机理,结果表明,DLZ在PH=2.7~12.05时对黄铜矿的捕收能力强,而对黄铁矿的捕收能力弱;用Cao作PH调整时,PH=7~11时黄铜矿的回收率与采用NaOH为pH调整剂相差不大,但黄铁矿则受到强烈抑制,其分选浮选回收率低于5%;在强碱条件下,DLZ在黄铜矿上的吸附量比在黄铁矿上的明显大;红外光谱测定结果表明,黄铜矿与DLZ作用后出现了DLZ的相关特征及收峰,而黄铁矿与DLZ以及Cu2+作用前后的红外光谱基本没有变化,因此DLZ在黄铜矿表面的吸附属于化学吸附,而其在黄铁矿表面的吸附属于物理吸附。而其在黄铁矿表面的吸附属于物理吸附。

(二)、抑制剂

在pH =8的条件下,周源、曾娟等研究了Na2S2O3+焦性没食子酸,NaCl0+焦性没食子酸,CaCl2+单宁酸,KMn04+单宁酸,NaCl0+腐殖酸钠5种组合抑制剂对黄铜矿和黄铁矿可浮性的影响。结果表明,它们都可以在铜、硫浮选分离时作为黄铁铁矿的抑制剂,只是在选择性强弱和用量上存在一定的差异, NaCl0+腐殖酸钠是黄铁矿的高效抑制剂,能成功地实现铜、硫分离,并获得了较好的技术指标。

龙秋容等较系统地研究了分子结构对有机抑制剂性能的影响。结果表明,分子结构中羟基、羧基、胺基等极性较强的官能团不足以产生对硫化物矿物的抑制作用,两种极性官能团的组合产生的螯合作用也不能加强有机抑制剂对硫化物矿物的抑制作用,而极性较弱的巯基对铁闪锌矿具有很好的抑制;当分子结构中存在苯环时,有机化合物对硫化物矿物的抑制作用增强,官能团作用不明显。基于上述结果,提出了铅锌硫化矿抑制剂分子选择和设计依据。

龙秋容等还采用广西大学研制的新型有机抑制剂GZT,对长坡选矿厂的铅锑精矿进行了降低杂质含量、提高精矿铅锑品位的实验室试验和工业试验。结果表明,GZT是一种非常有效的硫化矿浮选分离择性抑制剂,应用于工业生产中,使长坡选厂铅锑矿的铅+锑品位提高了9.61个百分点,锌含量降低了2.97个百分点,铅和锑的回收率分别提高了4.75和4.19个百分点。

杨耀辉等较为系统地研究了高效组合抑制剂D1对钨矿物和含钙矿物的抑制效果。结果表明,D1能有效地抑制萤石和方解石,而对白钨矿和黑钨矿的可浮性影响较小;用Dl作抑制剂对某白钨矿进行1次粗选,即可获得W03品位4.56%,回收率82.34%的钨粗精矿。

(三)、其他浮选药剂

针对金堆城钼业公司原采用的起泡剂成分复杂、质量不稳定、易造成粗选作业起泡慢、精选作业泡沫太粘的问题,钟在定等采用新型JM- 208起泡剂对该矿石进行了实验室试验和工业试验研究,结果表明,用JM - 208替代杂醇类起泡剂,能有效解决钼浮选过程中精选作业泡沫发粘的问题、显著提高选矿技术经济指标。

针对新疆某氧化铜矿石含泥量较高、氧化率高、且氧化铜嵌布粒度较细的特点,毛素荣等在浮选试验中将高效活化剂DZ-602与硫化钠组合使用,以增加氧化铜矿物表面的疏水性,取得了较为理想的选别效果,闭路试验获得了铜精矿品位17.13%,含银1822g/t,铜回收率69.21%的分选技术指标。

彭会清等采用选择性絮凝一反浮选工艺,对某难选赤铁矿矿石进行了试验研究。通过条件试验和正交试验系统地考察了各种药剂对脱泥技术指标的影响,最终使铁精矿品位从47.85%提高到54.63%,铁回收率则达到了82.49%。

七、选矿设备

与大量的选矿工艺方面的研究相比,2009年对于选矿设备的设计与研发工作则稍显不足,只是在磁选和磨矿分级设备方面取得了一些进展。

广州有色金属研究院针对梅山选矿厂的生产实际,开发了水平磁系的高梯度磁选机,并进行了相应的工业生产试验。结果表明,在同等条件下该设备的选别指标与生产现场垂直磁系脉动高梯度磁选机的一致,长期运行的选别指标变化也不大;由于设备的设计较为合理、卸矿方式较为先进,在不更换选别介质盒的情况下,运行了3个月基本没发生堵塞现象。

赵瑞敏等研制了RGC型永磁辊式强磁场磁选选机,对红柱石矿石、石英砂、刚玉磨料以及锰矿石进行的实验室试验和工业应用效果表明,这种强磁选设备可以获得良好的分选技术指标。

张国旺等采用计算机流场数值模拟技术与传统力学分析相结合的放大设计原则,成功设计、研制了大型立式螺旋搅拌磨矿机。在钼矿再磨擦洗工艺流程中的应用效果表明,这种磨矿机通过提高磨矿细度和清洁钼矿物颗粒表面,为浮选作业提供了良好的选别环境,明显提高了钼精矿品位和钼的回收率。

卢志明介绍了一种新型电磁振动高频矿粉筛的技术特点及其在金属矿石分级作业中的应用效果,通过与其它分缀设备比较,指出这种高频筛的独特激振方式和结构稳定性以及对分级粒度具有较强的适应性和对粒度控制的准确性,使得它在细粒分级和实现设备的大型化方面显现出一定的优势。

卿黎等用FCSMC浮选柱对中低品位胶磷矿进行了半工业试验研究,探讨了柱浮选设备性能、主要操作参数对选别指标的影响。结果圣明,合适的矿浆浓度有利用提高精矿品位和回收率,并减少浮选药剂的消耗;在循环泵压力适当和充气速率相匹配的条件下,可获得较好的分选技术指标。

针对龙桥铁矿选矿厂浮选尾矿的过滤问题,杨昌龙等对陶瓷过滤机陶瓷板孔径的调整、搅拌方式的改变,以及过滤作业浓度等进行了工业试验研究,获得了较为理想的过滤效果,可以使滤饼水分稳定在15%以上,处理能力可达 300Kg/(m2·h)

钱爱军应用计算流体力学技术对用于磷矿石分选的重介质旋流器的流场进行了分析研究。结果表明,应用效果和数值计算结果一致。这一研究结果为利用计算流体力学计算仿真进行重介质旋流器的研制提供了借鉴。

八、尾矿处置与环保

近年来,随着矿产资源的日益贫、细、杂化以及人们对环境质量要求的不断提高,对分选尾矿进行资源化利用或进行合理处置已成为矿物加工领域的重要研究课题。2009年在此方面开展了大量的研究工作,取得了较为丰富的研究结果。

张敏等在对白草铁矿选矿石尾矿进行化学分析的基础上,进行了选试验研究。确定了合理的处理,获得了TiO2品位48.08%,回收率52.05%的钛精矿。

冯忠伟等对贵州某铅矿石选厂的尾矿,采用硫化物矿物优先混浮—混浮精矿锌硫分离—氧化铅矿物硫化浮选的工艺进行了试验研究,获得了良好的分选指标;将研究结果应用于生产实践后,使铅、锌、硫矿物得到了较好的综合回收,获得了可观的经济效益。

为了提高某钒钛磁铁矿矿石中钛的利用率,张俊辉等采用强磁选—浮选流程,对选铁尾矿进行了选钛试验研究。最终获得了含TiO248.02%的高质量钛精矿,浮选作业回收率90.65%。

针对氰化浸金尾渣中铅锌矿物难以浮选回收的难题,叶力佳等采用异步混选工艺对某氰化尾渣进行了浮选试验研究。结果表明,以YO为活化剂,经2次粗选、2次扫选、3次精选,最终获得了铅锌混合精矿中的铅+锌的品位52.56%,铅和锌的回收率分别为85.18%和97.51%。此工艺已应用于工业生产,获得了显著的经济效益。

王国生等采用筛分分级-0.5-0mm重选预富集—重选粗精矿浮选选硫—浮选尾矿弱选选铁的工艺流程,对四川某铁矿石磁选尾矿进行了铁和硫的回收试验研究,获得了硫精矿、强磁性铁精矿和弱磁性铁精矿3种产品,硫精矿的硫品位和硫回收率分别为39.66%和82.54%,强磁性铁精矿的铁品位和铁回收率分别为62.28%和32.59%,弱磁性铁精矿的品位和铁回收率分别为51.87%和5.36%。

何廷树等研究了用选铁尾矿制备干压免烧砖的过程中,铁尾矿与河砂的质量比、水泥用量、拌和用水量、成型压强以及化学外加剂对免烧砖抗压强度的影响。结果表明,在成型压强15MPa,铁尾矿与河砂的质量比1.25∶1.00,水泥在固体干料总量中占10%,拌和用水量为固体干料总量的8%,萘系高效减少剂掺量为水泥量的0.8%。葡萄糖酸钠缓凝剂掺量为水泥量的0.03%时,可制得28d的抗压强度达到16.4MPa的铁尾矿免烧砖,其各项性能指标符合JC/T422-2007《非烧结垃圾尾矿砖》标准。

王晖等采用油团聚浮选技术对浙江某钼矿山库存尾矿,进行了回收微细粒辉钼矿的试验研究,系统地考察了中性油种类及用量、起泡剂用量、PH值、团聚时间和搅拌强度对油团聚浮选过程的影响。结果表明,在众多中性油中,变压器油表现出了较好的油团聚浮选效果,对于钼金属分布率高于90%的-0.038mm粒级的浮选尾矿,其合适用理需达到12Kg/t左右,与之配合的起泡剂用量在0.5Kg/t左右,油团聚时间及搅拌强度分别需达到3min和400r/min以上;进行的工业试验结果表明,采用油团聚浮选技术处理含钼尾矿,可以从含钼1.05%的浮选尾矿中,获得钼品位22.62%,回收率94.93%的钼精矿。针对甘肃某铅矿锌矿厂选矿厂尾矿废水的PH值和含钙量高、铅离子和CODer超标的问题,高峰等使用碳酸氢氨以及昆明理工大学自行研制的新型除钙剂LSQ+P对其进行了净化处理与循环使用试验研究。结果表明,废水经净化处理后,不仅其水质达到了国家排放标准,而且将之回用于现有选矿工艺,其分离指标与安全使用新水时的指标无明显差异。这意味着,采用该处理工艺以实现废水零排放,具有显著的经济效益和社会效益。

九、结论

2009年围绕节能降耗和矿石清洁高效加工利用,在选矿工艺、选矿药剂、选矿设备、资源微生物技术、尾矿处理及环境保护等多个方面开展了系统的研究工作,并在复杂难选矿石的分选、新型选矿药剂的研制与应用、磁选设备的研制、联合流程分选方面取得了一批研究成果,使中国的选矿技术水平又提高了一步。与此同时,研究中采用的研究方法也更趋完善并呈现出多样化的特点,微生物浸矿技术和尾矿综合利用也愈发得到重视。但是,关于选矿基础理论及工程层面上的系统研究则较为欠缺,有待于进一步加强。

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