资源描述:
2 0 1 2 年第2 期有色金属 选矿部分 9 d o i 1 0 .3 9 6 9 ,j .i s s n .1 6 7 1 - 9 4 9 2 .2 0 1 2 .0 2 .0 0 3 提高铅锌矿中伴生铜回收率的工艺研究与工业应用 马忠臣 沈阳有色金属研究院,沈阳1 1 0 1 4 1 摘 要对伴生低铜铅锌矿的选别工艺进行研究,确定铜铅混合浮选铜铅分离铜铅尾矿浮锌的部分混合浮 选工艺流程及最佳的工艺条件。在原矿含铜0 .2 5 %时,小型试验获得含铜2 0 .5 7 %、铜回收率7 5 .4 5 %的铜精矿;工业试 验获得含铜2 1 .4 1 %、铜回收率7 3 .2 7 %的铜精矿与试验前生产指标相比,铜回收率从原来的4 9 .6 9 %提高到7 3 .2 7 %,提 高了2 3 .5 8 个百分点。 关键词铅锌矿;伴生铜;优先浮选;混合浮选;铜铅分离 中图分类号T D 9 5 2 .1 ;T D 9 5 2 .2 ;T D 9 5 2 .3文献标识码A文章编号1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 1 2 0 2 0 0 0 9 0 6 P r o c e s sS t u d ya n dI n d u s t r i a lA p p l i c a t i o no nI m p r o v i n gA s s o c i a t e dC o p p e rR e c o v e r y i nP b - Z nO r e M AZ h o n g c h e n S h e n y a n gR e s e a r c hI n s t i t u t eo fN o n f e r r o u sM e t a l s ,S h e n y a n g1 1 0 1 4 1 ,C h i n a A b s t r a c t T h i sp a p e rs t u d i e st h ed r e s s i n gp r o c e s so fl o wa s s o c i a t e dc o p p e rP b Z no r ea n dd e t e r m i n e s t h a tt h ep a r t i a lm i x i n gf l o t a t i o np r o c e s so fC u - P bb u l kf l o t a t i o n C u P bs e p a r a t i o n - Z i n cf l o t a t i o ni nC u - P b t a i l i n g a n d .b e s tp r o c e s sc o n d i t i o n s .W h e nt h er a wo r ec o n t a i n s0 .2 5 %o ft h ec o p p e r ,t h e c o p p e r c o n c e n t r a t ew i t hg r a d eo f2 0 .5 7 %a n dr e c o v e r yo f7 4 .5 %h a sb e e no b t a i n e db yp i l o te x p e r i m e n t ;a n dt h e c o p p e rc o n c e n t r a t ew i t hg r a d eo f2 1 .4 1 a n dr e c o v e r yr a t eo f7 3 .2 7 %h a sb e e no b t a i n e db yi n d u s t r i a lt e s t . C o m p a r e dw i t hp r o d u c t i o nb e f o r es e t t i n gu pt h ee x p e r i m e n t ,t h ec o p p e rr e c o v e r y r a t i oi n c r e a s e sf r o mt h e o r i g i n a l4 9 .6 9 %u pt o7 3 .2 7 %b y2 3 .5 8 %. K e yw o r d s P b Z nm i n e ;a s s o c i a t e dw i t hc o p p e r ;p r e f e r e n t i a lf l o t a t i o n ;c o l l e c t i v ef l o t a t i o n ;c o p p e r - l c a ds e p a r a t i o n 铜铅锌银多金属硫化矿选矿是选矿界公认的难 题之一,也是重要的研究领域。由于矿石性质复杂 多变,尤其是含铜很低、铜嵌布较细的铅锌矿石, 因铜矿物单体解离度低、铜铅分离难度大,使得铜 没有得到有效回收,不得不只生产铅精矿和锌精 矿;或者铜精矿和铅精矿互含高,质量差,回收率 低[ 1 ] 。据不完全统计,有7 0 %的铅锌矿伴生的铜没 有回收,铜资源无法回收导致浪费达到数十亿元以 上。常用的传统工艺主要特点是重铬酸钾用量大, 生产成本高,环境污染严重[ 2 | 。 沈阳有色金属研究院在铜铅锌复杂多金属难 收稿日期2 0 1 1 - 1 1 - 1 8 修回日期2 0 1 2 一0 1 1 3 作者简介马忠臣 1 9 6 9 一 ,男,辽宁沈阳人,高级工程师。 选矿技术领域,经过长期的试验研究和技术攻关, 不断地技术创新,包括工艺流程创新、高效选矿药 剂的应用、无毒铜铅分离技术的开发、中矿再磨技 术的应用等,已经形成了一系列的核心技术。该技 术在内蒙古拜仁矿业有限公司拜仁铅锌矿应用后, 铜精矿中铜回收率从原来的4 9 .6 9 %提高到 7 3 .2 7 %,提高了2 3 .5 8 个百分点。这项选矿试验的 成功,为企业创造了较大的经济效益和社会效益及 环境效益,同时为合理开发我国低铜铅锌矿石资源 和提高矿产资源综合利用水平做出了重要贡献,也 对解决类似难选铜铅锌多金属矿石有一定的借鉴和 万方数据 1 0 有色金属 选矿部分2 0 1 2 年第2 期 表2 T a b l e2 矿石中铜、铅、锌化学物相分析结果 A n a l y s i sr e s u l t so fc o p p e r ,l e a d ,z i n cp h a s e /% 指导意义。 1 原矿性质 1 .1 矿物组成 矿石中的矿物种类较多,矿物组成较复杂,有 原生硫化物、次生硫化物、硫酸盐矿物、氧化矿 物、硅酸盐矿物、磷酸盐矿物、卤化物和自然金 属。主要金属矿物有磁黄铁矿、闪锌矿、黄铁矿、 毒砂、方铅矿、黄铜矿,蓝辉铜矿、铜蓝、银黝铜 含量甚微,金矿物为金银矿,银矿物有辉银矿、银 黝铜矿、辉锑银矿、脆银矿;脉石矿物主要有石 英、绢云母,其含量分别为3 9 .3 7 %和2 5 .7 2 %,另 外还有白云母、黑云母、绿泥石、萤石和少量的磷 灰石[ 3 ] 。原矿化学多元素分析结果及矿石中铜、 铅、锌化学物相分析结果见表1 和表2 。 1 .2 主要矿物粒度 矿石中的闪锌矿、磁黄铁矿、黄铁矿、毒砂的 浸染粒度均以粗粒嵌布为主,一3 8 斗m 粒级的分布 量较少;3 种目的矿物的粒度分布极不均匀,以 一7 5 斗m 为例,闪锌矿、方铅矿和黄铜矿在 7 5 斗m 粒级的分布率分别为9 2 .1 9 %、7 6 .0 8 %和5 8 .9 9 %, 在一3 8 斗m 粒级的分布率分别为2 .8 6 %、1 4 .8 5 %和 2 8 .3 8 %,可见闪锌矿和方铅矿的浸染粒度以粗粒嵌 布为主,黄铜矿在细粒级的分布率较高,而且这部 分细小颗粒,绝大多数为细粒包裹体被其它矿物包 裹或呈细脉状、网脉状穿插交织在其它矿物中。这 部分黄铜矿难以单体解离。其它金属矿物,如辉铜 矿、蓝辉铜矿,铜蓝等均以中细粒浸染为主,多集 中于一3 8 斗m 的粒级中。金银矿物,除银黝铜矿 外,均以细粒、微细粒嵌布为主。银黝铜矿颗粒 在 7 5 m 与一3 8 斗m 分布最多,而脆银矿颗粒大 部分在5 m 以下粒级中分布,其它金、银矿物,如 金银矿、辉银矿、脆银矿几乎全部分布在一3 8 斗m 粒级中[ 3 ] 。 1 .3 主要矿物产出特征 矿石中金属矿物的产出特征和嵌布关系十分复 杂,黄铜矿、方铅矿和闪锌矿常呈连晶关系共生, 它们彼此相互穿插,相互包裹。尤其是黄铜矿与闪 锌矿之间,共生关系更为紧密,在绝大多数的闪锌 矿颗粒中,均可见包含其中的因固溶体分离作用形 成的乳浊状、串珠状和短脉状的细小的黄铜矿颗 粒。而且黄铜矿、方铅矿和闪锌矿与磁黄铁矿、黄铁 矿、毒砂之间的关系十分紧密。前三者沿磁黄铁矿、 黄铁矿和毒砂的裂隙、孔洞充填胶结并交代溶蚀形 成脉状、网脉状构造;在闪锌矿中普遍有磁黄铁矿 和黄铜矿一起形成的乳浊状结构,而且也有磁黄铁 矿、毒砂的细粒包裹体和交代作用残余的捕虏体[ 3 J 。 2 现场生产情况 2 .1 现场生产的工艺流程 现场采用全优先工艺流程,见图1 。 2 .2 现场生产指标 2 0 0 8 年1 月至2 0 0 9 年1 月现场生产平均指标 见表3 。铜、铅精矿中银总回收率为7 2 .7 2 %。 表32 0 0 8 年1 月至2 0 0 9 年1 月现场生产指标 T a b l e3O n - s i t ep r o d u c t i o nt a r g e t sf r o mJ a n u a r y2 0 0 8t o J a n u a r y2 009/% 产品名称 C u 1 9 .3 3 1 .2 6 0 .5 3 O .0 3 0 .2 0 品位回收率 P bZ n A g Q r 9 C u P bZ n A S 铜精矿 铅精矿 锌精矿 尾矿 原矿 3 工艺技术研究 3 .1 工艺流程的确定 9 3 4 4 7 9 3 9 0殂∞“ 埒∞ l 1 2 6 7 5 5 2 O ●●s1 4 ∞ 8 1 1 0 9 4 8 8 0 4 1 4 8 O 8 O 9 4 O 7 6 2 5 5 O∞拍心∞ 8 8 2 4 5 9 2{乳一伽撇m 塔舛 5 8 8 4 5 8 2 9 2 9 l 4 6 O 4 1 4 8 1 4 1 O 8 2 5 1 1 O 1 O O 1 万方数据 2 0 1 2 年第2 期马忠臣提高铅锌矿中伴生铜回收率的工艺研究与工业应用1 1 原矿 一1 8m m 锌精矿 图1 现场生产原则流程 F i g .1P r i n c i p l ep r o c e s sf l o w s h e e to fo n - s i t ep r o d u c t i o n 对于铜铅锌多金属矿所采用的工艺流程主要分 为4 种优先浮选流程,部分混合浮选流程,等可 浮浮选流程,混合浮选流程‘4 | 。现场采用全优先工 艺流程,由于含铜低,铜的金属量就少,为了降低 铅锌的互含,选铜时需要抑制铅锌矿物,同时选用 捕收能力弱的捕收剂回收铜矿物,导致铜回收率 很低。 矿石含铜为0 .2 5 %,含铅1 .4 0 %,铜铅比为 1 5 .6 ,比值很小,更适合于铜铅混合浮选工艺,这 样即可以节省浮选设备,又可以节省浮选药剂[ 5 ] , 万方数据 1 2 有色金属 选矿部分2 0 1 2 年第2 期 所以首先进行工艺流程对比试验。优先浮选工艺流 程是先浮铜 一次粗选、三次精选、两次扫选 , 再浮铅 一次粗选、两次精选、两次扫选 ;铜铅 混合浮选工艺流程是铜铅混合浮选 一次粗选、三 次精选、两次扫选 ,铜铅混精经再磨后进行铜铅 分离 一次粗选、两次精选、两次扫选 ,工艺流 程对比试验结果见表4 。 表4流程对比试验结果 T a b l e4R e s u l t so ff l o w s h e e tc o m p a r i s o n /% 根据流程对比试验结果可以看出,采用全优先 浮选流程,铜粗精矿中铜回收率为6 9 .8 2 %,而铜 铅混合浮选流程的铜铅粗精矿中铜回收率为 8 4 .7 2 %,去掉铅精矿所带走的铜 约4 %~5 % 后, 混合浮选铜的上浮率明显高于全优先浮选流程。所 以,对于低铜铅锌矿来说,采用铜铅混合浮选工艺 流程更有利于铜矿物的回收。 3 .2 工艺条件的确定 3 .2 .1 铜铅粗选条件试验 铜铅粗选试验,考察了磨矿细度、矿浆p H 值、捕收剂种类及用量、锌抑制剂用量等条件。根 据试验结果确定了铜铅粗选的工艺条件是磨矿细 度一7 5 斗m 占7 0 %;用石灰调整矿浆p H 值,其用 量为1 .8k g /t p H9 .0 ;捕收剂为单一丁基黄药, 其用量为6 0g /t ;锌抑制剂为硫酸锌,用量为6 0 0 加。各条件试验结果见图2 、图3 、图4 、图5 。 堡 褂 擎 回 堡 趟 咯 6 06 57 07 58 0 8 5 磨矿细度,%一7 5 “m 图2 磨矿细度对选别指标的影响 F i g .2 I n f l u e n c eo ft h eg r i n d i n gf i n e n e s so n f l o t a t i o ni n d e x 堡 褥 擎 回 邃 通 咯 矿浆p H 值 图3 矿浆p H 值对选别指标的影响 F i g .3 I n f l u e n c eo ft h ep Hv a l u eo fs l u r r yo n f l o t a t i o ni n d e x 冰 \ 瓣 擎 回 堡 趔 咯 5 05 56 06 57 07 58 08 59 0 捕收剂用量/ s r 1 图4 捕收剂用量对选别指标的影响 F i g .4 I n f l u e n c eo ft h ea m o u n to fc o l l e c t o ro nt h e f l o t a t i o ni n d e x 3 .2 .2 铜铅分离试验 由矿石性质i ,I 知,铜铅矿物的氧化率均较低, 铅矿物主要为方铅矿,被次生铜离子活化的可能性 很小。从抑多浮少的观点出发,铜铅比为1 5 .6 , 比值较小,故此应采用抑铅浮铜的方法进行铜铅 分离[ 6 ] 。 通过对分离方案、再磨细度、脱药、抑制剂种 万方数据 2 0 1 2 年第2 期马忠臣提高铅锌矿中伴生铜回收率的工艺研究与工业应用 1 3 堡 胬 擎 回 蓬 趔 罐 03 0 0 6 0 0 9 0 01 2 0 0 1 5 0 01 8 0 0 硫酸锌用量/ a .1 _ 1 图5 硫酸锌用量对选别指标的影响 F i g .5 I n f l u e n c eo ft h ea m o u n to fc o p p e rs u l f a t eo n t h ef l o t a t i o ni n d e x 类及用量等条件试验研究,最终确定了亚硫酸盐法 抑铅浮铜方案、中矿再磨、Y X 一2 1 1 新型组合抑制 剂抑制铅锌矿物等技术,实现了铜铅矿物的有效 分离。 3 .3 采取的技术措施 1 将原全优先工艺流程改为部分混合浮选工 艺流程,即铜铅混合浮选再铜铅分离、之后浮锌的 工艺流程。混合浮选工艺流程加强了对铜矿物的捕 收,有效地提高了铜矿物的回收率;同时缩短了铅 矿物受药剂作用的时间及消除铅矿物反复受药剂作 用的不利因素,使铅矿物保持原有的良好可浮性, 进而增加了铅的回收率,也提高了银的回收率。 2 采用了亚硫酸盐法进行铜铅分离,实现了 无毒分离。 3 铜铅分离采用铜铅混合精矿再磨工艺,提 高了铜、铅矿物的单体解离度,同时起到了脱药 作用。 4 使用新型组合抑制剂Y X 一2 1 1 ,使铅矿物 得到有效抑制,降低了铜、铅精矿的金属互含,从 而提高了铜精矿中铜的回收率和铅精矿中铅的回 收率。 3 .4 小型闭路试验 根据条件试验确定的铜铅混合浮选工艺流程 铜铅混选作业是一次粗选、三次精选、两次扫选; 铜铅分离作业是一次粗选、两次精选、两次扫选; 浮锌作业是一次粗选、四次精选、两次扫选 及工 艺条件,进行闭路试验。小型试验获得含铜 2 0 .5 7 %、含银37 6 7 .3 8g e t 、铜回收率7 5 .4 5 %、银 回收率3 0 .1 5 %的铜精矿,含铅4 5 .5 5 %、含银 18 7 4 .0 4g /t 、铅回收率8 9 .3 1 %、银回收率4 8 .9 5 % 的铅精矿,铜铅精矿中银总回收率为7 9 .1 0 %;含锌 4 8 .4 1 %、含银9 7 .3 0 矾、锌回收率9 0 .2 9 %的锌精矿。 4 工业试验 4 .1 现场工艺流程改造 改造前现场生产采用全优先浮选工艺流程,即 先选铜、再选铅、最后选锌。现场生产为两系列 完全相同 。改造后现场生产采用铜铅混合浮选工 艺流程,先铜铅混合浮选,再铜铅分离,最后选 锌。原优先浮铜作业改为铜铅混合浮选作业,浮铅 作业的设备留以备用,浮锌作业不动,新增铜铅分 离作业 两系列的铜铅混合精矿合并一起进行铜铅 分离 一次粗选、三次精选、三次扫选,共1 2 台 3m 3 浮选机。 4 .2 工业试验期间生产技术指标 现场工艺流程改造后,按照小型试验确定的工 艺条件进行为期一个月的工业试验,工业试验期间 累计生产技术指标见表5 。铜精矿和铅精矿中银的 总回收率为7 6 .6 9 %。 表5 工业试验期间 2 0 0 9 年4 月 累计生产技术指标 T a b l e5T h ec u m u l a t i v ep r o d u c t i o nt e c h n o l o g yi n d i c a t o r s o fi n d u s t r i a lt e s tp e r i o d A p r i l2 0 0 9 ,% 产品 名称 品位回收率 z nC uP bA g g 一z nC u P b 鲰 4 6 .3 1 80 .5 3 50 .3 4 01 0 5 .7 49 1 .7 6 1 7 .8 42 .2 78 .6 6 1 1 .2 1 0 2 1 ,4 1 14 .3 4 83 5 8 6 .2 12 .2 87 3 。2 7 2 .9 83 0 。1 3 4 .0 3 40 .4 1 74 2 .4 5 81 8 6 1 .7 72 .4 44 .2 48 6 .6 14 6 .5 6 0 .1 7 10 .0 1 3 0 .1 1 71 7 .2 73 .5 24 .6 5 8 .1 4 1 4 .6 5 4 .2 8 60 .2 5 51 .2 7 21 0 3 .7 21 0 0 .O1 0 0 .01 0 0 .0 1 0 0 .0 锌精矿 铜精矿 铅精矿 尾矿 原矿 4 .3 选矿厂工业试验前后技术指标对比 铜精矿铜回收率从原来的4 9 .6 9 %提高到 7 3 .2 7 %,提高了2 3 .5 8 个百分点;铅精矿铅回收率 从原来的8 1 .4 1 %提高到8 6 .6 1 %,提高了5 .2 个百 分点;同时铜铅精矿银的总回收率从原来的7 2 .7 2 % 提高到7 6 .6 9 %,提高了3 .9 7 个百分点。 5 结论 1 通过小型试验研究,首先优化了流程结构, 由原来的全优先浮选工艺流程改为铜铅混合浮选工 艺流程;其次,确定了适合该矿石性质的工艺条 件,形成了针对该矿石的整套技术,具体为铜铅 与锌矿物分离技术,在降低锌矿物含量的基础上, 强化铜铅矿物的捕收,从而提高了铜铅矿物及银矿 物的回收率。铜铅分离采用铜铅混合精矿再磨, Y X 一2 11 组合抑制剂抑制铅锌矿物,对铜矿物具有 选择性好、捕收能力弱的捕收剂Z 一2 0 0 浮铜,使铜 H 屹m 8 6 4 2 O 万方数据 1 4 有色金属 选矿部分2 0 1 2 年第2 期 铅矿物得到了有效分离。 2 试验矿石各主要元素品位为,铜0 .2 5 %, 铅1 .4 4 %,锌4 .5 1 %,银11 3 .7 1g /t 。工业试验原矿石 含铜0 .2 5 5 %、铅1 .2 7 2 %、锌4 .2 8 6 %、银1 0 3 .7 2 趴, 各有价元素品位均略低于试验矿石品位,工业试验 指标为铜精矿含铜2 1 .4 11 %,含银35 8 6 .2 1 9 /t , 铜回收率7 3 .2 7 %,银回收率3 0 .1 3 %;铅精矿含铅 4 2 .4 5 8 %,含银18 6 1 .7 7g /t ,铅回收率8 6 .6 1 %,银 回收率4 6 .5 6 %;铜铅精矿中银总回收率为7 6 .6 9 %。 工业试验结果与小型试验相比较,铜精矿品位提高 了0 .8 4 %,铜回收率降低了2 .1 8 %;铜指标比较 接近,但都远远高于原工艺生产的铜指标,工业试 验验证小型试验所确定的工艺流程和工艺条件是适 合的。 3 小型试验成果在现场生产中实施后,实际 选矿技术指标与小型试验指标接近,比原有的生产 技术指标有较大幅度的提高,尤其是铜回收率提高 了2 3 .5 8 %,铅、银回收率也提高了数个百分点,每 年可为内蒙古拜仁矿业有限公司多创利税40 0 0 多 万元,该工业试验的成功为合理开发我国铜铅锌多 金属资源和提高矿产资源利用率做出了积极贡献, 同时也为处理类似矿石提供了有益的借鉴。 参考文献 [ 1 ] 陈代雄,杨建文,李观奇,等.高海拔地区复杂铜铅锌 多金属硫化矿浮选试验研究及应用[ J ] .有色金属 选矿 部分 ,2 0 0 9 6 1 - 6 . 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[ 6 ] 陈泉水,余裕珊.某难选铜铅锌多金属硫化矿浮选试验 研究[ J ] .中国矿山工程,2 0 0 8 ,3 7 6 1 - 4 ,1 7 . 、 岔 命 仓 岔 岔 岔 命 命 岔 岔 偷 介 命 金 仓 命 岔 岔 岔 仓 仓 岔 岔 仓 介 岔 仓 仓 仓 命 命 岔 仓 兮 上接第8 页 原矿 钼浮选精矿钼化工产品尾矿 图1 原则工艺流程 F i g .1P r i n c i p l ep r o c e s sf l o w s h e e t 磨矿细度矿石磨至8 0 1 6 0 斗m ,可满足粗 选选别辉钼矿和硫化物的要求,需磨至8 5 “m 方 能满足粗选选别钼酸钙矿的要求。欲产出高品质的 钼精矿,需细磨至3 2 ~6 3 仙m 。 4 理论加工回收指标预报 根据矿石工艺矿物学性质,结合矿物的加工回 收工艺综合分析研究,计算出矿样的回收理论预报 指标为 平均理论选矿回收率8 5 .0 %、精矿品位5 4 .0 %, 钼酸钙矿的选别是决定选矿指标的关键因素。各矿 样具体理论预报指标为 C M 0 3 0 1 回收率8 5 .4 0 %,精矿品位4 8 .3 2 %; C M 0 7 0 1 回收率8 5 .0 7 %,精矿品位5 9 .6 7 %; C M l1 0 1 回收率7 8 .3 8 %,精矿品位5 7 .4 9 %; C M l 9 0 2 回收率9 1 .0 5 %,精矿品位5 0 .4 5 %; H H Y 回收率8 2 .8 4 %,精矿品位5 4 .7 7 %。 参考文献 [ 1 ] 尹启华,张红华.从工艺矿物学看提高铜精矿品位的可 能性及途径[ J ] .铜业工程,2 0 0 2 3 1 7 1 9 . [ 2 ] 徐引行,万宏民.汝阳某钼矿石钼的选矿试验研究[ J ] . 有色金属 选矿部分 ,2 0 0 9 4 8 - 11 . [ 3 ] 林春生,夏华龙.德兴铜矿钼的工艺矿物研究[ J ] .铜业 工程,2 0 0 3 4 1 4 1 6 . [ 4 ] 王漪靖.金堆城钼业公司选矿工艺现状分析[ J ] .中国钼 业,1 9 9 9 6 4 3 4 5 . [ 5 ] 张文钲.钼矿选矿技术进展[ J ] .中国钼业,2 0 0 8 1 】一7 万方数据
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