权利要求
1.一种
铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1、获取铜冶炼熔渣，向所述铜冶炼熔渣中加入还原剂，进行还原硫化反应，得到反应后熔渣，所述铜冶炼熔渣中包含铜元素，铁元素，
锌元素和
铅元素，所述还原剂由碳粉和石膏组成，所述反应后熔渣包括熔融态的冰铜相与固态的渣相;
S2、维持所述反应后熔渣的温度，采用卧式离心设备分离熔融态的所述冰铜相与固态的所述渣相。
2.根据权利要求1所述的铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的方法，其特征在于，所述步骤S1中，进行还原硫化反应后，所述锌元素和所述铅元素进入气相中，通过冷却回收所述锌元素和所述铅元素。
3.根据权利要求1所述的铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的方法，其特征在于，所述步骤S1中，所述还原剂中碳粉和石膏的摩尔比为1:1~4:1。
4.根据权利要求3所述的铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的方法，其特征在于，所述还原剂的加入量为所述铜冶炼熔渣质量的4%~10%。
5.根据权利要求1所述的铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的方法，其特征在于，所述步骤S2中，维持所述反应后熔渣的温度为1200~1300℃。
6.根据权利要求1所述的铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的方法，其特征在于，所述步骤S2中，所述卧式离心设备的转速为350~800rpm。
7.根据权利要求1所述的铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的方法，其特征在于，所述步骤S2中，所述反应后熔渣进渣流量为10~40t/h，所述反应后熔渣充满所述卧式离心设备有效容积所需时间为5~25s。
8.根据权利要求1所述的铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的方法，其特征在于，所述步骤S2中，采用所述卧式离心设备分离所述冰铜相的时间为1~10s。
9.一种铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的设备，其特征在于，用于实施权利要求1~8任一项所述的铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的方法，所述设备包括保温渣包、卧式离心设备、收渣槽和进渣溜槽;
所述保温渣包通过所述进渣溜槽与所述卧式离心设备的一端连接，所述卧式离心设备的另一端与所述收渣槽连接。
说明书
技术领域
[0001]本申请属于铜冶炼熔渣高效分离技术领域，具体为一种铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的方法与设备。
背景技术
[0002]世界上80%的铜是通过火法冶炼工艺生产的，在
铜精矿造锍熔炼以及冰铜转炉吹炼过程中，由于受冶炼温度、气氛、渣成分与渣性质的影响，剧烈发生的物理化学反应会使大量的金属铜或冰铜液滴裹挟损失于铜冶炼熔渣中，使得铜冶炼熔渣中的Cu含量远高于可开采铜矿石的平均品位。近几十年来，由于铜冶炼行业的快速发展，造成世界上铜矿资源日渐枯竭，铜矿石品位逐年下降，铜精矿中Zn、Pb和Ni等重金属杂质元素含量显著升高，在火法冶炼过程中这些杂质元素会富集于铜冶炼渣中，造成资源浪费和环境污染。
[0003]工业上每冶炼生产1吨粗铜，大概会伴随产生2.2~3吨的铜冶炼熔渣，中国的粗铜年产量正在飞速增长，2023年铜产量达到了1298.8万吨，相应地铜冶炼熔渣产量也是巨大的，铜冶炼熔渣中含有大量可分离提取的宝贵铜资源。中国作为世界上最大的铜生产国和消费国，每年需要从世界上进口大量的铜矿石，因此，如何高效分离回收铜冶炼熔渣中的铜资源对于缓解我国铜矿石需要进口的依赖具有重要作用，在一定程度上也能促进我国铜冶炼行业更加可持续发展。
[0004]工业上常常采用
浮选法和火法贫化法来回收铜冶炼熔渣中的铜资源。浮选法虽然能够有效地回收铜，但是浮选效率和浮选铜精矿的品位容易受熔渣冷却制度以及浮选操作的影响，同时浮选工艺耗水量大、设备占地面积广，浮选尾渣达不到弃渣要求。在火法贫化工艺中，通过添加碳质还原剂和硫化剂形成低熔点的液相，来降低铜冶炼熔渣的黏度和改善熔渣的流动性，进而提高金属铜液滴和冰铜液滴的沉降速度。但是，沉降过程的驱动力为金属铜液滴和冰铜液滴与渣相间的密度差，驱动力较低，同时金属铜液滴和冰铜液滴的尺寸十分细小，渣-铜/冰铜界面张力较高，使得完成铜冶炼熔渣火法贫化所需的时间较长，这无疑增加了能耗，分离效果不佳。因此，亟需开发新的技术来实现铜冶炼熔渣中铜资源高效分离与提取。
发明内容
[0005]针对上述问题，本申请提供了一种铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的方法和设备，利用该方法和设备可以原位处理工业现场产生的铜冶炼熔渣，通过离心显著提高熔渣中冰铜液滴的分离速度，实现铜冶炼熔渣中冰铜资源的高效分离，同时还能将铜冶炼熔渣中的其他重金属迁移转化。
[0006]本申请的一种铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的方法，包括以下步骤：
S1、获取铜冶炼熔渣，向所述铜冶炼熔渣中加入还原剂，进行还原硫化反应，得到反应后熔渣，所述铜冶炼熔渣中包含铜元素，铁元素，锌元素和铅元素，所述还原剂由碳粉和石膏组成，所述反应后熔渣包括熔融态的冰铜相与固态的渣相;
S2、维持所述反应后熔渣的温度，采用卧式离心设备分离熔融态的所述冰铜相与固态的所述渣相。
[0007]在上述技术方案中，步骤S1中，向铜冶炼熔渣中加入还原剂，还原剂中加入的碳粉可以将Fe3O4还原为FeO，形成液相，并与熔渣中的Cu2O、ZnO和PbO等氧化物反应，使得其中的重金属元素经还原硫化作用后进入熔融的冰铜和/或气相中，实现重金属元素转化迁移;还原剂中的石膏为硫化反应提供清洁硫源，促进Cu2O转变为冰铜，且不会产生SO2;若只添加碳粉，则由于熔渣中存在大量的铁氧化物，碳粉优先与铁氧化物发生还原反应，阻碍Cu2O的还原;步骤S2中，由于熔融的冰铜液滴与渣相存在密度差，在离心力的作用下，冰铜液滴因分离驱动力大大增加而快速朝着远离轴心的方向移动，穿过熔渣层后在卧式离心设备内实现富集与分离，渣相则移动至卧式离心设备另一端后被排向收渣槽;另外，因为反应后熔渣能够连续地注入卧式离心设备中，所以能维持卧式离心设备中的温度，使得冰铜始终处于熔融状态，便于分离。
[0008]进一步的，所述步骤S1中，进行还原硫化反应后，所述锌元素和所述铅元素进入气相中，通过冷却回收所述锌元素和所述铅元素。
[0009]进一步的，所述步骤S1中，所述还原剂中碳粉和石膏的摩尔比为1:1~4:1。
[0010]进一步的，所述还原剂的加入量为所述铜冶炼熔渣质量的4%~10%。
[0011]进一步的，所述步骤S2中，维持所述反应后熔渣的温度为1200~1300℃。
[0012]进一步的，所述步骤S2中，所述卧式离心设备的转速为350~800rpm;
转速越大，越有利于冰铜液滴的定向迁移，在具体实施过程中，可根据渣中冰铜液滴的大小及含量来匹配生产过程中的转速，冰铜液滴的含量高、粒径大就可以选择低转速，反之则选择高转速。
[0013]进一步的，所述步骤S2中，所述反应后熔渣进渣流量为10~40t/h，所述反应后熔渣充满所述卧式离心设备有效容积所需时间为5~25s。
[0014]进一步的，所述步骤S2中，采用所述卧式离心设备分离所述冰铜相的时间为1~10s。
[0015]进一步的，所述铜冶炼熔渣中，铜的回收率≥96%，锌的回收率≥83%，铅的回收率≥78%。
[0016]在上述技术方案中，发生的主要化学反应有：
(Cu2O)+ CaSO4+ 4 C= [Cu2S]+ (CaO)+4CO(g)
(FeO)+ CaSO4+ 4 C= [FeS]+ (CaO)+ 4CO(g)
(Cu2O)+ C= 2[Cu]+ CO(g)
(ZnO)+ C= [Zn]+ CO(g)
(PbO)+ C= [Pb]+ CO(g)
(FeO)+ C= [Fe]+ CO(g)
(Fe3O4)+ C= 3(FeO)+ CO(g)
CaSO4+ 4 C= [CaS]+ 4CO(g)
(Cu2O)+ [FeS]= [Cu2S]+ (FeO)
2[Cu]+ [FeS]= [Cu2S]+ [Fe]
(Cu2O)+ CaS= (Cu2S)+ (CaO)
本申请还提供了一种铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的设备，该设备用于实施上述的铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的方法，所述设备包括保温渣包、卧式离心设备、收渣槽和进渣溜槽;
所述保温渣包通过所述进渣溜槽与所述卧式离心设备的一端连接，所述卧式离心设备的另一端与所述收渣槽连接。
[0017]进一步的，在所述铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的设备运行时，进渣溜槽用于将铜冶炼熔渣连续注入进处于工作状态的卧式离心设备内部，在离心力作用下熔融的冰铜液滴朝着远离轴心的方向迁移和运动，同时渣相向收渣槽方向移动，通过控制铜冶炼熔渣的进渣流量和卧式离心设备的旋转速度，可使冰铜液滴与渣相分离。
[0018]本申请提出了一种铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的方法和设备，具有如下有益效果：利用该方法和设备可以原位处理工业现场产生的铜冶炼熔渣，通过离心显著提高冰铜液滴的分离速度，实现铜冶炼熔渣中冰铜资源的高效分离;同时还能将铜冶炼熔渣中的其他重金属迁移转化，从而促进铜冶炼行业的可持续发展。
附图说明
[0019]为了更清楚地说明本申请实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本申请的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图示出的结构获得其他的附图。
[0020]图1为一种铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的方法及设备示意图;
其中，1-还原剂、2-保温渣包、3-铜冶炼熔渣、4-卧式离心设备、5-收渣槽、6-冰铜液滴、7-进渣溜槽。
[0021]图2为实施例1铜冶炼熔渣原位离心分离后所得冰铜和渣相的典型宏观结果图。
[0022]图3为实施例1铜冶炼熔渣原位离心分离后所得冰铜和渣相的SEM及XRD图。
[0023]本申请目的的实现、功能特点及优点将结合实施例，参照附图做进一步说明。
具体实施方式
[0024]下面将结合实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本申请的一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本申请中的实施例，本领域普通技术人员在没有作出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本申请保护的范围。
[0025]参照图1所示，本申请提供了一种铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的方法，包括以下步骤：
S1、获取铜冶炼熔渣，向铜冶炼熔渣中加入还原剂，进行还原硫化反应，得到反应后熔渣，铜冶炼熔渣中包含铜元素，铁元素，锌元素和铅元素，还原剂由碳粉和石膏组成，反应后熔渣包括熔融态的冰铜相与固态的渣相;
优选的，将铜冶炼熔渣排放到保温渣包中，加入碳粉和石膏组成的还原剂，其中碳粉和石膏的摩尔比为1:1~4:1，还原剂的加入量为铜冶炼熔渣质量的4%~10%，进行还原硫化反应，得到包括熔融态的冰铜相与固态的渣相的反应后熔渣，另外，进入气相中的锌元素和铅元素，可以通过冷却回收;
具体的，碳粉和石膏的摩尔比可以为1:1、2:1、3:1、4:1中的任意一者或任意两者之间的范围，还原剂的加入量可以为铜冶炼熔渣质量的4%、5%、6%、7%、8%、9%、10%中的任意一者或任意两者之间的范围。
[0026]S2、维持反应后熔渣的温度，采用卧式离心设备分离熔融态的冰铜相与固态的渣相;
优选的，通过进渣溜槽连续地将反应后熔渣注入卧式离心设备以维持温度在1200~1300℃，反应后熔渣进渣流量为10~40t/h，反应后熔渣充满卧式离心设备有效容积所需时间为5~25s，卧式离心设备的转速为350~800rpm，采用卧式离心设备在1~10s内分离熔融态的冰铜与固态的渣相，冰铜在卧式离心设备内富集，渣相被排向收渣槽;经计算铜的回收率≥96%，锌的回收率≥83%，铅的回收率≥78%;
具体的，卧式离心设备的转速可以为350rpm、400rpm、450rpm、500rpm、550rpm、600rpm、650rpm、700rpm、750rpm、800rpm中的任意一者或任意两者之间的范围。
[0027]本申请还提供了一种铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的设备，该设备用于实施上述的铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的方法，设备包括保温渣包、卧式离心设备、收渣槽和进渣溜槽;
保温渣包通过进渣溜槽与卧式离心设备的一端连接，卧式离心设备的另一端与收渣槽连接。
[0028]在铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的设备运行时，进渣溜槽用于将铜冶炼熔渣连续注入进处于工作状态的卧式离心设备内部，在离心力作用下熔融的冰铜液滴朝着远离轴心的方向迁移和运动，同时渣相向收渣槽方向移动，通过控制铜冶炼熔渣的进渣流量和卧式离心设备的旋转速度，可使冰铜液滴与渣相分离。
[0029]本申请各实施例中，使用的都是某铜冶炼车间的铜冶炼熔渣。以下结合具体实施例对本申请技术方案进行进一步说明。
[0030]实施例1
将10吨铜冶炼熔渣排放到保温渣包中，铜冶炼熔渣的主要成分为：Cu 5.74wt%，TFe 43.2wt%，S 0.53wt%，Zn 1.92wt%，Pb 1.49wt%，SiO225.3wt%，CaO 0.6wt%，K2O0.13wt%，Al2O31.34wt%，MgO 0.29wt%，加入碳粉和石膏组成的还原剂，其中碳粉和石膏的摩尔比为1:1，还原剂的加入量为铜冶炼熔渣质量的8%，进行还原硫化反应，得到包括熔融态的冰铜相与固态的渣相的反应后熔渣;通过进渣溜槽连续地将反应后熔渣注入卧式离心设备以维持温度在1240~1270℃，卧式离心设备的转速为450rpm，采用卧式离心设备分离熔融态的冰铜相与固态的渣相，冰铜相在卧式离心设备内富集，渣相被排向收渣槽;
对在卧式离心设备内富集分层的冰铜相以及收渣槽中的渣相进行取样分析，试验样品的宏观结果如图2所示，对图2中A，B，C，D点的样品进行SEM和XRD分析，结果如图3所示。由图2可以看出，冰铜液滴在卧式离心设备内实现了富集分离，并和保留于离心设备内的熔渣形成明显的界面，运动至卧式离心设备另一端的渣相能连续顺畅地被排向收渣槽。图3结果反应出连续排出渣相中冰铜液滴的数量和尺寸同时明显降低，原位离心高效分离能显著降低铜冶炼熔渣的铜含量。表1包括实施例1中铜冶炼熔渣原位离心分离后所得冰铜相和渣相的化学成分，数据结果表明，冰铜相和渣相中铜含量分别为74.23wt%和0.20wt%，冰铜中Cu回收率约为98.97%。此外，冰铜相中富集了1.46wt%的Zn和1.44wt%的Pb，经计算，83.6%的Zn和78.7%的Pb挥发至气相中，可通过冷却后进行回收。
[0031]实施例2
本实施例的分离过程与实施例1的区别仅在于，通过进渣溜槽连续地将反应后熔渣注入卧式离心设备以维持温度在1220~1250℃，反应后熔渣的黏度略有升高。表1中包括实施例2中铜冶炼熔渣原位离心分离后所得冰铜相和渣相的化学成分，冰铜相和渣相中铜含量分别为74.88wt%和0.37wt%，冰铜相中Cu回收率约为96.12%，冰铜相中Zn和Pb含量分别为0.76wt%和1.47wt%，经计算，91.3%的Zn和78.2%的Pb挥发至气相中，可通过冷却后进行回收。
[0032]实施例3
本实施例的分离过程与实施例1的区别仅在于，卧式离心设备的转速调整为500rpm，冰铜液滴的运动速度有所提高。表1中包括实施例3中铜冶炼熔渣原位离心分离后所得冰铜相和渣相的化学成分，冰铜相和渣相中铜含量分别为75.04wt%和0.19wt%，冰铜相中Cu回收率约为99.07%，冰铜相中Zn和Pb含量分别为1.20wt%和1.23wt%，经计算，88.9%的Zn和80.5%的Pb挥发至气相中，可通过冷却后进行回收。
[0033]实施例4
本实施例的分离过程与实施例1的区别在于，还原剂中碳粉和石膏的摩尔比为2:1，还原剂的添加量为4%，通过进渣溜槽连续地将反应后熔渣注入卧式离心设备以维持温度在1200~1240℃，卧式离心设备的转速调整为800rpm。表1中包括实施例4中铜冶炼熔渣原位离心分离后所得冰铜相和渣相的化学成分，冰铜相和渣相中铜含量分别为75.38wt%和0.09wt%，冰铜相中Cu回收率约为99.45%，冰铜相中Zn和Pb含量分别为1.17wt%和1.56wt%，经计算，89.9%的Zn和79.2%的Pb挥发至气相中，可通过冷却后进行回收。
[0034]实施例5
本实施例的分离过程与实施例1的区别在于，还原剂的添加量为10%，通过进渣溜槽连续地将反应后熔渣注入卧式离心设备以维持温度在1270~1300℃，卧式离心设备的转速调整为350rpm。表1中包括实施例5中铜冶炼熔渣原位离心分离后所得冰铜相和渣相的化学成分，冰铜相和渣相中铜含量分别为73.62wt%和0.15wt%，冰铜相中Cu回收率约为99.13%，冰铜相中Zn和Pb含量分别为0.79wt%和0.83wt%，经计算，93.8%的Zn和87.6%的Pb挥发至气相中，可通过冷却后进行回收。
[0035]表1
实施例6
将12吨铜冶炼熔渣排放到保温渣包中，铜冶炼熔渣的主要成分为：Cu 3.33wt%，TFe 37.8wt%，S 0.45wt%，Zn 2.57wt%，Pb 1.04wt%，SiO224.3wt%，CaO 3.11wt%，Al2O34.49wt%，MgO 2.69wt%，加入碳粉和石膏组成的还原剂，其中碳粉和石膏的摩尔比为4:1，还原剂的加入量为铜冶炼熔渣质量的5%，进行还原硫化反应，得到包括熔融态的冰铜相与固态的渣相的反应后熔渣;通过进渣溜槽连续地将反应后熔渣注入卧式离心设备以维持温度在1250~1280℃，卧式离心设备的转速为500rpm，采用卧式离心设备分离熔融态的冰铜相与固态的渣相，冰铜相在卧式离心设备内富集，渣相被排向收渣槽;
对在卧式离心设备内富集分层的冰铜相以及收渣槽中的渣相进行取样分析，冰铜液滴在卧式离心设备内实现了富集分离，并和保留于离心设备内的熔渣形成明显的界面，连续排出渣相中冰铜液滴的数量和尺寸大幅度地降低，表2包括实施例4中铜冶炼熔渣原位离心分离后所得冰铜相和渣相的化学成分，数据结果表明，冰铜相和渣相中铜含量分别为74.96wt%和0.19wt%，冰铜中Cu回收率约为98.86%。此外，冰铜相中富集了0.91wt%的Zn和1.01wt%的Pb，经计算，93.1%的Zn和87.8%的Pb挥发至气相中，可通过冷却后进行回收。
[0036]实施例7
本实施例的分离过程与实施例6的区别仅在于，卧式离心设备的转速调整为450rpm。表2包括实施例5中铜冶炼熔渣原位离心分离后所得冰铜相和渣相的化学成分，冰铜相和渣相中铜含量分别为74.55wt%和0.22wt%，冰铜相中Cu回收率约为98.11%，冰铜相中Zn和Pb含量分别为0.86wt%和1.42wt%，经计算，94.8%的Zn和82.2%的Pb挥发至气相中，可通过冷却后进行回收。
[0037]实施例8
本实施例的分离过程与实施例6的区别仅在于，通过进渣溜槽连续地将反应后熔渣注入卧式离心设备以维持温度在1240~1260℃之间。表2包括实施例6中铜冶炼熔渣原位离心分离后所得冰铜相和渣相的化学成分，冰铜相和渣相中铜含量分别为75.38wt%和0.26wt%，冰铜相中Cu回收率约为97.66%，冰铜相中Zn和Pb含量分别为1.14wt%和0.59wt%，经计算，88.5%的Zn和92.7%的Pb挥发至气相中，可通过冷却后进行回收。
[0038]表2
对比例1
本对比例的分离过程与实施例1的区别在于，还原剂为摩尔比为1:1的碳粉和黄铁矿。表3包括对比例1中铜冶炼熔渣原位离心分离后所得冰铜相和渣相的化学成分，得到的冰铜相和渣相中铜含量分别为54.96wt%和1.11wt%，冰铜相中Cu回收率约为84.23%，冰铜相中Zn和Pb含量分别为1.33wt%和1.01wt%，经计算，56.12%的Zn和77.34%的Pb挥发至气相中，可通过冷却后进行回收。
[0039]对比例2
本对比例的分离过程与实施例1的区别在于，静置沉降自由分离冰铜相和渣相。表3包括对比例2中铜冶炼熔渣分离后所得冰铜相和渣相的化学成分，得到的冰铜相和渣相中铜含量分别为65.55wt%和4.22wt%，冰铜相中Cu回收率约为29.42%，冰铜相中Zn和Pb含量分别为1.86wt%和1.42wt%，经计算，84.23%的Zn和80.39%的Pb挥发至气相中，可通过冷却后进行回收。
[0040]对比例3
本对比例的分离过程与实施例1的区别在于，还原剂的添加量为2%。表3包括对比例3中铜冶炼熔渣原位离心分离后所得冰铜相和渣相的化学成分，得到的冰铜相和渣相中铜含量分别为73.83wt%和4.62wt%，冰铜相中Cu回收率约为22.15%，冰铜相中Zn和Pb含量分别为1.34wt%和0.82wt%，经计算，87.39%的Zn和71.47%的Pb挥发至气相中，可通过冷却后进行回收。
[0041]表3
通过上述实施例和对比例可以看出，使用本申请的铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的方法，通过使用包括碳粉和石膏的还原剂，调整还原剂的加入量，以及采用卧式离心设备离心分离冰铜相和渣相，从铜冶炼熔渣回收的铜，锌，铅的回收率能同时提高，其中铜的回收率≥96%，锌的回收率≥83%，铅的回收率≥78%，实现了对铜冶炼熔渣中重金属资源的高效利用。
[0042]本申请提出了一种铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的方法和设备，具有如下有益效果：利用该方法和设备可以原位处理工业现场产生的铜冶炼熔渣，通过离心显著提高冰铜液滴的分离速度，实现铜冶炼熔渣中冰铜资源的高效分离;同时还能将铜冶炼熔渣中的其他重金属迁移转化，从而促进铜冶炼行业的可持续发展。
[0043]以上所述仅为本申请的优选实施例，并非因此限制本申请的专利范围，凡是在本申请的发明构思下，利用本申请说明书内容所作的等效结构变换，或直接/间接运用在其他相关的技术领域均包括在本申请的专利保护范围内。
说明书附图(3)
声明：
“铜冶炼熔渣原位离心分离冰铜的方法与设备” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
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编辑：北方有色网
来源：北京科技大学
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