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某地区低品位铁矿石选矿试验研究 ① 张 敏 （四川省川威集团有限公司，四川 成都 ６１０１００） 摘 要 对某低品位铁矿石进行了选矿试验研究。 通过对矿样进行探索试验，最终以阶段磨矿阶段磁选⁃磁选铁精矿一粗一精浮选 脱硫的联合流程，获得铁精矿产率 １１．７５％、品位 ６３．２１％、回收率 ６３．５３％的指标。 其杂质含量低于工业指标要求，并且矿物中 Ｖ２Ｏ５ 在铁精矿中有较好富集，品位为 ０．８３％，回收率大于 ８０％。 关键词 粗粒抛尾； 再磨再选； 浮选； 脱硫； 磁选 中图分类号 ＴＤ９２文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１５．０１．０１３ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１５）０１－００４７－０４ Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ Ｓｔｕｄｙ ｏｎ Ｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ ｏｆ Ｓｏｍｅ Ｌｏｗ⁃ｇｒａｄｅ Ｉｒｏｎ Ｏｒｅ ＺＨＡＮＧ Ｍｉｎ （Ｓｉｃｈｕａｎ Ｔｒａｎｖｉｃ Ｇｒｏｕｐ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｃｈｅｎｇｄｕ ６１０１００， Ｓｉｃｈｕａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｍｉｎｅｒａｌ ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔｓ ｗｅｒｅ ｃｏｎｄｕｃｔｅｄ ｆｏｒ ａ ｌｏｗ⁃ｇｒａｄｅ ｉｒｏｎ ｏｒｅ． Ｂａｓｅｄ ｏｎ ａ ｔｒｉａｌ ｔｅｓｔ ｓｔｕｄｙ， ａ ｃｏｍｂｉｎｅｄ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｃｏｎｓｉｓｔｉｎｇ ｏｆ ｓｔａｇｅｄ⁃ｇｒｉｎｄｉｎｇ ａｎｄ ｓｔａｇｅｄ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｃｏｍｂｉｎｅｄ ｗｉｔｈ ａ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｐｒｏｃｅｓｓ ｗｉｔｈ ｏｎｅ ｒｏｕｇｈｉｎｇ ａｎｄ ｏｎｅ ｃｌｅａｎｉｎｇ ｆｏｒ ｄｅｓｕｌｆｕｒｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ ｉｒｏｎ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｆｒｏｍ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｗａｓ ａｄｏｐｔｅｄ， ｒｅｓｕｌｔｅｄ ｉｎ ｔｈｅ ｆｉｎａｌ ｉｒｏｎ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｉｔｈ ｇｒａｄｅ ｏｆ ６３．２１％ ａｔ ａ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ６３．５３％ ｗｉｔｈ ｙｉｅｌｄ ｏｆ １１．７５％． Ｔｈｅ ｉｍｐｕｒｉｔｙ ｃｏｎｔｅｎｔ ｉｎ ｔｈｅ ｉｒｏｎ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｉｓ ｌｏｗｅｒ ｔｈａｎ ｔｈｅ ｃｏｍｍｅｒｃｉａｌ ｓｔａｎｄａｒｄｓ， ａｌｓｏ ｔｈｅ ｉｒｏｎ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｉｔｈ Ｖ２Ｏ５ｇｒａｄｅ ａｔ ０．８３％ ｗｉｔｈ ａ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｖｅｒ ８０％ ｓｈｏｗｅｄ ａ ｇｏｏｄ ｅｎｒｉｃｈｍｅｎｔ ｏｆ ｖａｎａｄｉｕｍ ｏｂｔａｉｎｅｄ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｃｏａｒｓｅ ｇｒａｉｎ ｄｉｓｃａｒｄｉｎｇ； ｒｅｇｒｉｎｄｉｎｇ ａｎｄ ｒｅｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ； ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｄｅｓｕｌｆｕｒｉｚａｔｉｏｎ； ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ 为了合理有效的开发利用某铁矿，对该矿样开展 了物质组分初步研究，并对其中的磁铁矿等有用组分 进行了选矿试验研究，目的是初步查清矿样的物质组 成和结构构造并通过试验确定矿样解离度以及该铁矿 最终的选矿工艺流程，为该矿新建选矿厂或选厂调试 提供参考依据。 １ 矿样性质 对矿样进行了化学多元素分析、铁物相分析及粒 度组成测定，结果分别见表 １～３。 表 １ 矿样化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ ＴＦｅＦｅＯＦｅ２Ｏ３ＴｉＯ２Ｖ２Ｏ５ＰＡｓＳ １１．６９７．８２８．９４２．３４０．１１９０．０５４０．００２０．３２ ＣａＯＭｇＯＳｉＯ２Ｋ２ＯＭｎＮａ２ＯＡｌ２Ｏ３ １１．５１６．３２４２．３２０．２３０．１４１．７５４．９５ 由表 １ 可知，矿样主要成分为 ＳｉＯ２、Ａｌ２Ｏ３、ＣａＯ、 Ｆｅ、ＭｇＯ、Ｎａ２Ｏ、ＴｉＯ２等，其次为 Ｓ、Ｋ２Ｏ、Ｐ２Ｏ５、ＭｎＯ 以 及 Ｖ２Ｏ５。 矿样有用元素含量为ＴＦｅ １１． ６９％，ＴｉＯ２ ２􀆱 ３４％，Ｖ２Ｏ５０．１１９％，有害成分含量为Ｓ ０．３２％，Ｐ ０􀆱 ０５４％，Ａｓ ０．００２％。 表 ２ 矿样铁物相分析结果 铁物相铁含量／ ％铁分布率／ ％ 磁铁矿中铁７．７８６６．５５ 菱铁矿中铁０．３６３．０８ 赤、褐铁矿中铁１．０９９．３７ 硫化铁中铁０．８１６．９３ 硅酸盐中铁１．６５１４．１２ 合计１１．６９１００．００ 由表 ２ 可知，矿样中的铁主要以磁铁矿形式存在； 其他形式的铁含量均较低，在选矿试验中不易回收。 ①收稿日期 ２０１４－０９－１０ 作者简介 张 敏（１９７９－），女，山东人，硕士，工程师，主要从事矿石资源技术研究及管理工作。 第 ３５ 卷第 １ 期 ２０１５ 年 ０２ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３５ №１ Ｆｅｂｒｕａｒｙ ２０１５ 表 ３ 矿样粒度组成测定结果 粒级／ ｍｍ产率／ ％ＴＦｅ 含量／ ％分布率／ ％ －５＋３ １８．３４１１．１２１７．４５ －３＋２ ７．１２１２．０３７．３６ －２＋１ ２１．７６１１．９６２２．２４ －１＋０．５ ０．７１１１．２８６．８４ －０．５＋０．２５２７．８２ １０．３９２４．７２ －０．２５＋０．１０１１．２２ １０．０８９．６７ －０．１０＋０．０７４４．３４ １０．５０３．９４ －０．０７４ ８．６９１０．４８７．７８ 合计１００．００１１．６９１００．００ 由表 ３ 可知，矿样粒度主要集中在－２＋０．２５ ｍｍ 之间。 ２ 试验研究 ２．１ 粗粒抛尾试验 分别以－１０ ｍｍ、－５ ｍｍ、－２ ｍｍ、－１ ｍｍ、－０．５ ｍｍ 粒级进行磁选抛尾试验，其中－１０ ｍｍ、－５ ｍｍ 粒级采 用 ３２ ｋＡ／ ｍ 干式抛尾，－２、－１、－０ ｍｍ 粒级采用 １６ ｋＡ／ ｍ 湿式抛尾，结果见表 ４。 表 ４ 矿样粗粒抛尾试验结果 粒级／ ｍｍ产品名称产率／ ％ＴＦｅ 品位／ ％ＴＦｅ 回收率／ ％ 粗精矿８６．３０１２．９２９５．３７ －１０ 尾矿１３．７０３．９５４．６３ 原矿１００．００１１．６９１００．００ 粗精矿７４．７２１４．３５９１．７２ －５ 尾矿２５．２８３．８３８．２８ 原矿１００．００１１．６９１００．００ 粗精矿４４．１５２１．９９８３．０４ －２ 尾矿５５．８５３．５５１６．９６ 原矿１００．００１１．６９１００．００ 粗精矿３３．８０２８．４４８２．２２ －１ 尾矿６６．２０３．１４１７．７８ 原矿１００．００１１．６９１００．００ 粗精矿２７．４６３３．２６７８．１０ －０．５ 尾矿７２．５４３．５３２１．９０ 原矿１００．００１１．６９１００．００ 从表 ４ 可知采用－１０ ｍｍ 粒级抛尾，虽可抛掉 １３．７０％的含 ＴＦｅ ３．９５％的尾矿，但粗精矿 ＴＦｅ 品位仅 提高 １．２３ 个百分点，在实际生产中意义不大；采用－５ ｍｍ 粒级经磁滑轮在 ３２ ｋＡ／ ｍ 磁场中干式抛尾，可抛 去产率 ２５． ２８％、 含铁量 ３． ８３％ 的尾矿， 铁损失率 ８􀆱 ２８％，粗精矿产率 ７４．７２％，品位 １４． ３５％，回收率 ９１􀆱 ７２％，以此粒度抛尾有利于减小选矿生产的磨矿加 工成本（但在实际生产中很难破碎至－５ ｍｍ，需要用高 压辊磨机）。 随着抛尾粒度变细，尾矿 ＴＦｅ 品位呈下 降趋势，粗精矿 ＴＦｅ 品位不断上升，预示出该矿宜采用 阶段磨矿阶段选别流程。 ２．２ 粗精矿再磨再选试验 试验所获铁粗精矿（－２ ｍｍ、－１ ｍｍ、－０．５ ｍｍ 粒 级）分别磨至－０．０７４ ｍｍ 粒级占７３．５％，按图１ 所示流程 进行选别试验，结果见表５。 为便于比较，将抛尾试验结 果及－５ ｍｍ 抛尾粗精矿再选试验结果同列于表中。 图 １ 抛尾粗精矿再选试验流程 表 ５ 抛尾粗精矿再选试验结果 抛尾粒度 ／ ｍｍ 产品 名称 产率 ／ ％ ＴＦｅ 品位 ／ ％ ＴＦｅ 回收率 ／ ％ 铁精矿１２．１４６２．５３６４．９５ －５ 尾矿８７．８６４．６６３５．０５ 抛尾粗精矿１００．００１１．６９１００．００ 铁精矿１１．９６６２．６０６４．０４ －２ 尾矿８８．０４４．７７３５．９６ 抛尾粗精矿１００．００１１．６９１００．００ 铁精矿１１．９８６２．５０６４．０５ －１ 尾矿８８．０２４．７７３５．９５ 抛尾粗精矿１００．００１１．６９１００．００ 铁精矿１２．１０６２．４５６４．６４ －０．５ 尾矿８７．９０４．７０３５．３６ 抛尾粗精矿１００．００１１．６９１００．００ 从表 ５ 可知－５ ｍｍ 以下不同粒级抛尾后的粗精 矿经再磨再选后的铁精矿品位均大于 ６２％，回收率均 大于 ６４％，表明抛尾与不抛尾的最终选别效果一致。 前已述及在实际生产中很难破碎至－５ ｍｍ 来抛尾，故 该矿宜采用阶段磨矿阶段选别流程［１－３］。 ２．３ 铁精矿除硫试验 由于磁性产品中含少量磁黄铁矿，磁选铁精矿产 品 Ｓ 含量为 ０．５３％，故可釆用浮选除硫。 试验流程见 图 ２，结果见表 ６。 图 ２ 铁精矿浮选脱硫试验流程 ８４矿 冶 工 程第 ３５ 卷 表 ６ 铁精矿除硫浮选试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＴＦｅＳＴＦｅＳ 铁精矿９５．３５６３．２６０．３５９６．４６６６．７５ 硫化矿４．６５４７．６０３．５８３．５４３３．２５ 磁选铁精矿１００．００６２．５３０．５０１００．００１００．００ 由表 ６ 可知，浮选除硫可使铁精矿中的硫有所降 低，同时铁品位相应增高。 ２．４ 磁选探索试验 根据原矿中有用矿物的特性，原矿以－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ６３．５０％的磨矿细度进行磁选探索试验，试验流 程见图 ３，试验结果见表 ７。 图 ３ 磁选探索试验流程 表 ７ 磁选探索试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＴＦｅＴｉＯ２Ｖ２Ｏ５ＴＦｅＴｉＯ２Ｖ２Ｏ５ 弱磁精矿１２．４７６０．４０６．３７０．７５６６４．４３３３．９７７９．２２ 中矿 １１．６０１３．３２９．２００．０９６１．８２６．２９１．２９ 中矿 ２１３．４０１３．６０６．０６５０．０５９１１５．５９３３．７８６．６５ 中矿 ３８．３２９．１８１．２４９６．５３４．４４ 中矿 ４８．８５８．１１１．０３９６．１４３．９３ 中矿 ３＋４１７．１７８．６３１．１４１０．０８６１２．６７８．３７１２．４１ 强磁尾矿５５．３６１．１６０．２３３０．００８１５．４９５．５１３．７７ 中矿＋尾矿８７．５６４．７５１．７６０．０２８３５．５７６６．０３２０．７８ 原矿１００．００１１．６９２．３４０．１１９１００．００ １００．００ １００．００ 原矿采用弱磁选，当场强为 １６７ ｍＴ 时铁精矿品位 为 ５５．０５％，当磁场强度为 １１６ ｍＴ 时铁精矿品位达 ６０􀆱 ４０％，其回收率分别为 ６６．２５％和 ６４􀆱 ４３％，并且经 １６７ ｍＴ 弱磁分选后尾矿含铁４􀆱 ６２％，损失率为３３．７５％。 用 １ ６００ ｍＴ 左右强磁场再选，所得磁性产品中 ＴｉＯ２有 一定富集。 探索试验结果表明目的矿物铁在弱磁场 中可得到有效分选，且 Ｖ２Ｏ５回收率达 ７９．２２％，故以弱 磁选为原则流程进行下列条件试验。 ２．５ 磁选磨矿细度试验 矿样磨矿细度试验流程见图 ４，试验结果见表 ８。 图 ４ 磨矿细度试验流程 表 ８ 磁选磨矿细度试验结果 －０．０７４ ｍｍ 粒级含量／ ％ 产品 名称 产率 ／ ％ ＴＦｅ 品位 ／ ％ ＴＦｅ 回收率 ／ ％ 精矿１３．４２５５．０１６３．１４ ５４．７６尾矿８６．５８４．９８３６．８６ 原矿１００．００１１．６９１００．００ 精矿１２．６５６０．００６４．９３ ６３．９０尾矿８７．３５４．６９３５．０７ 原矿１００．００１１．６９１００．００ 精矿１２．４９６１．０１６５．１８ ７３．６２尾矿８７．５１４．６５３４．８２ 原矿１００．００１１．６９１００．００ 精矿１１．９８６２．３７６３．９２ ８５．４８尾矿８８．１２４．７９３６．０８ 原矿１００．００１１．６９１００．００ 从表 ８ 可知，磨矿细度从 － ０． ０７４ ｍｍ 粒级占 ５４􀆱 ７６％增加到 ８５．４８％，铁精矿品位由 ５５．０１％提高到 ６２􀆱 ３７％，铁回收率也有相应提高，其中以－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ７３．６２％ 为佳。 另外， － ０． ０７４ ｍｍ 粒级含量 ５４􀆱 ７６％～８５．４８％范围内磁选尾矿 ＴＦｅ 品位变化不大。 ３ 最终选矿试验工艺流程 综合上述各项条件试验结果，最终选用阶段磨矿 阶段选别流程进行最终试验，数质量流程见图 ５。 铁 精矿化学多元素分析结果见表 ９。 由表 ９ 可知，矿样 经过阶段磨矿阶段选别后，可得到铁品位 ６３．２０％、回 收率 ６３．５３％、产率 １１．７５％的优质铁精矿，而且杂质含 量达到了工业要求。 表 ９ 铁精矿产品化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ ＴＦｅＦｅＯＦｅ２Ｏ３ＴｉＯ２Ｖ２Ｏ５ＳｉＯ２ＣｕＰＳ ６３．２０３０．５２５４．０１６．１２０．８３４．６１０．０１１０．０１１０．３５ ＣａＯＭｇＯ Ｋ２ＯＮａ２ＯＡｌ２Ｏ３ ＭｎＰｂＺｎＡｓ １．００１．３００．０２０．１１１．８４０．１５０．００４０．０１５０．００１ ９４第 １ 期张 敏 某地区低品位铁矿石选矿试验研究 图 ５ 最终试验流程及数质量流程 ４ 结 语 １） 某低品位铁矿石主要有用成分为磁铁矿，其中 含 ＴｉＯ２２．３４％、含 Ｖ２Ｏ５０．１１９％，其他有害成分含量均 较低。 ２） 通过对矿样进行探索试验，最终以阶段磨矿阶 段选别⁃磁选铁精矿一粗一精浮选脱硫的联合流程，获 得铁精矿产率 １１．７５％、品位 ６３．２１％、回收率 ６３．５３％ 的指标。 其杂质含量低于工业指标要求，并且矿物中 Ｖ２Ｏ５在铁精矿中有较好富集，品位为 ０．８３％，回收率 大于 ８０％。 参考文献 ［１］ 刘兴华，廖振鸿，严小虎，等． 磁铁矿与磁黄铁矿综合回收试验研 究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１４（４）４７－５１． ［２］ 伍垂志，黄晓燕，吴 焱，等． 人工磁铁矿和天然磁铁矿在十二胺 捕收剂体系中浮选行为及机理研究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１３（５）４１－ ４５． ［３］ 黄晓燕，郭珊杉，李槐华，等． 人工磁铁矿和天然磁铁矿磁性及磁 选行为研究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１２（２）３０－３３． 􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎 （上接第 ４６ 页） 反浮选药剂 Ｈ２ＳＯ４用量 ７ ２００ ｇ／ ｔ，Ｈ３ＰＯ４用量３９００ ｇ／ ｔ， ＦＭ⁃１ 用量 １ ３２０ ｇ／ ｔ 的一正一反的简单浮选工艺，精 矿品位达到了 ２８％以上，正浮选尾矿品位控制在 ７％ 左右，可直接抛尾。 ２） 原矿 Ｐ２Ｏ５品位为 １４．９６％的放马山低品位胶 磷矿经常温一正一反一扫简单闭路浮选试验，获得了 精矿 Ｐ２Ｏ５品位 ２８．３２％、产率 ３６．９６％、回收率 ７１．６％、 ＭｇＯ 含量仅为 １．１％的良好浮选指标。 参考文献 ［１］ 熊先孝，薛天星，柴字洪，等． 鄂西磷矿矿集区地质及其资源远景 分析［Ｊ］． 化工矿产地质，２０１０，３２（１）１－１０． ［２］ 刘秋颖． 湖北省放马山磷矿物质组分及元素地球化学特征［Ｊ］． 化工矿产地质，２０１２（４）２０１－２０７． ［３］ 刘乃富． 湖北省中低品位磷矿合理利用的分析与建议［Ｊ］． 化工 矿物与加工，２００５（１１）１－４． ［４］ 卯 松，何晓太，张 覃． 钙离子对胶磷矿和白云石可浮性的影响 研究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１３（４）５６－５８． ［５］ 张国松，葛英勇，曾李明，等． 新型药剂 ＭＧ－７ 用于胶磷矿反浮选 脱镁的研究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１２（４）４１－４３． ［６］ 王安理，李建政，雒彩军，等． 四川某中低品位磷矿反浮选脱镁提 质试验研究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１２（３）５４－５７． ［７］ 葛英勇，张 敏，张元龙，等． 新型螯合捕收剂 ＹＨ－２ 浮选低品位 胶磷矿研究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１２（１）２５－２８． ［８］ 李 防，王习中，魏以和． 放马山磷矿正反浮选研究（Ⅰ） 无 Ｓ７１１ 的浮选［Ｊ］． 化工矿物与加工，２０１１（１２）１－７． ［９］ 杨稳权． 磨矿细度对胶磷矿浮选精矿产率和 Ｐ２Ｏ５回收率的影响 ［Ｊ］． 磷肥与复肥，２０１２，７（４）１７－１９． 􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎 􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸 􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸 􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸 􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀤸􀦸 􀦸 􀦸 􀦸 关于检测学术不端的公告 为弘扬良好学术风气，保护知识产权，防止抄袭、伪造、篡改、不当署名、一稿多投、一个学术成果多 篇发表等学术不端行为，本刊与中国学术期刊（光盘版）电子杂志社合作，由中国学术期刊（光盘版）电 子杂志社学术不端文献检测中心对本刊网络版刊登的文章进行系统检测，并按照“中国学术期刊网络 出版总库删除学术不端文献暂行办法”，对出现以上学术不端行为的文章作出严肃处理。 特此公告 矿冶工程杂志编辑部 ２０１５ 年 ２ 月 ０５矿 冶 工 程第 ３５ 卷