从铁尾矿中回收铁精矿的方法及所得铁精矿的制作方法
【专利摘要】本发明提供了一种从铁尾矿中回收铁精矿的方法及所得铁精矿，该方法通过将铁尾矿中粒径不同的矿物进行分级处理，球磨、磁选后对其所得精矿进行团聚和分选，从而得到铁精矿。所得铁精矿的全铁品位大于65％，回收率大于46％。
【专利说明】从铁尾矿中回收铁精矿的方法及所得铁精矿
【技术领域】
[0001]本发明涉及铁尾矿中铁的回收领域，特别地，涉及一种从铁尾矿中回收铁精矿的方法及所得铁精矿。
【背景技术】
[0002]我国作为钢铁生产大国，每年对铁矿石的需求量巨大。开采后的铁矿石其中大部分的铁已被提取，如何将铁尾矿中的铁富集，得到铁精矿成为亟待解决的问题。多年来，铁尾矿中铁的回收利用多采用以下方法:
[0003](I)采用两段螺旋溜槽精选和弱磁扫选获得品位为28?32%的粗精矿，对粗精矿再磨后再采用“弱/强磁-反浮选”工艺进行选别，回收尾矿中的赤铁矿和磁性矿；
[0004](2)铁尾矿采用弱磁、强磁选别获得品位18?20%的粗精矿，对粗精矿研磨后再采用“弱磁、强磁-反浮选”工艺进行选别，回收尾矿中的赤铁矿和磁性矿；
[0005](3)采用的工艺流程为:
[0006]a)米用重选-弱磁选工艺,获得含全铁品位28?32%的回收矿；
[0007]b)回收矿再经磨矿-弱磁选-强磁选-阴离子反浮选工艺流程得到全铁品位为60'70%的铁精矿。以上方法中最后一步一般需使用反浮选，反浮选工艺复杂，流程难于控制，铁精矿指标不稳定，成本较高，回收率较低。
【发明内容】
[0008]本发明目的在于提供一种从铁尾矿中回收铁精矿的方法及所得铁精矿，以解决现有技术中使用反浮选导致的回收率较低的技术问题。
[0009]为实现上述目的，根据本发明提供了一种从回收铁尾矿中铁的方法，包括如下步骤:
[0010]I)对铁尾矿进行第一筛分得到+100目的第一矿物和-100目的第二矿物；
[0011]2)对第一矿物进行球磨、磁选，得到全铁品位为30?35%的第一精矿；
[0012]对第二矿物进行第二筛分得到-100?+400目的第三矿物，对-100?+400目的第三矿物进行球磨、磁选，得到全铁品位为30?35%的第二精矿；
[0013]3)混合第一精矿和第二精矿得到精矿，进行团聚处理，分选，得到铁精矿。
[0014]进一步地，铁尾矿中全铁品位为12?17%，二氧化硅含量为70?80%。
[0015]进一步地，团聚步骤中所用团聚剂包括淀粉磷酸酯，淀粉磷酸酯的加入量为以精矿总量计100?400g/吨。
[0016]进一步地,团聚剂由8?10重量份淀粉磷酸酯和0.5?1.5重量份腐植酸钠组成；优选团聚步骤中加入团聚剂前，需先向精矿中加入500?900g/吨的分散剂；优选分散剂为水玻璃。
[0017]进一步地，团聚步骤前还需进行脱泥处理，获得全铁品位为50?55%的精矿，并将精矿浓度调整至30?35%，pH为10?11。
[0018]进一步地，磁选步骤中磁场强度为15000?18000GS。
[0019]进一步地，球磨步骤停止条件为第一精矿和第二精矿中粒径为-400目的矿物含量为50?60%;优选第一筛分为采用高频细筛进行，第二筛分为采用Φ150和Φ 100的两段水力旋流器。
[0020]进一步地，分选步骤为采用带式分选机进行一粗一精分选，粗选条件为:带式分选机坡度3度，带式分选机的皮带速度3.5?4.5cm/秒，给水量300?350L/小时；精选条件为:带式分选机坡度3度，带式分选机的皮带速度2.5?3.5cm/秒，给水量为250?300L/小时。
[0021]进一步地，在第一筛分步骤前还需将铁尾矿的浓度调整为15?20%。
[0022]本发明的另一发明还提供了一种采用上述的方法制备得到的铁精矿，铁精矿的全铁品位大于65%。
[0023]本发明具有以下有益效果:
[0024]本发明提供的回收铁精矿的方法通过分级球磨的方法，降低了硅类杂质对含铁物质回收的影响，从而提高了对铁尾矿中铁的回收率和所得铁的品位。所得铁精矿的全铁品位为65.5%，回收率为46.2%。
[0025]除了上面所描述的目的、特征和优点之外，本发明还有其它的目的、特征和优点。下面将参照图，对本发明作进一步详细的说明。
【专利附图】
【附图说明】
[0026]构成本申请的一部分的附图用来提供对本发明的进一步理解，本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明，并不构成对本发明的不当限定。在附图中:
[0027]图1是本发明方法的流程示意图。
【具体实施方式】
[0028]以下结合附图对本发明的实施例进行详细说明，但是本发明可以由权利要求限定和覆盖的多种不同方式实施。
[0029]本发明提供了一种回收铁尾矿中铁的方法包括如下步骤:
[0030]I)对铁尾矿进行第一筛分得到+100目的第一矿物和-100目的第二矿物；
[0031]2)对第一矿物进行球磨、磁选，得到全铁品位为30?35%的第一精矿；
[0032]对第二矿物进行第二筛分得到-100?+400目的第三矿物，对-100?+400目的第三矿物进行球磨、磁选，得到全铁品位为30?35%的第二精矿；
[0033]3)混合第一精矿和第二精矿得到精矿，进行团聚处理，分选，得到铁精矿。
[0034]通过试验发现，本发明提供的方法尤其适于回收全铁品位为12?17%，二氧化硅含量为70?80%的铁尾矿。该类铁尾矿中铁含量较低，二氧化硅含量较高，现有技术中多需采用反浮选才能将其中的铁部分回收。而其中所含大量二氧化硅严重影响了铁的回收。本发明提供的方法将铁尾矿中所含粒径不同的矿物分离，对其分别进行球磨以有效降低矿物中大粒径颗粒的粒径，避免混磨过程中造成细小颗粒矿物过度研磨，而大颗粒矿物无法充分研磨的问题。从而将该类铁尾矿中二氧化硅与含铁物质解离充分，有利于后续的团聚和分选，以将其中的含铁矿石进行富集。
[0035]首先通过第一筛分将铁尾矿中的+100目和-100目的矿物分开。其中本文中+100目是指矿物过100目筛后,筛上物。-100目是指矿物过100目筛后,筛下物,本文中其他类似表示以此类推。在实践中发现，如果不对矿物进行筛分，直接球磨，由于-100目的第二矿物混合在+100目的矿物中进行球磨，会对第二矿物造成过磨，进而影响对铁尾矿中所含其他物质的回收，如硅类物质。-100目的第二矿物中还混有-400目的矿物，-400目矿物属于微细颗粒，泥化程度较严重，如果不将其脱除，会影响全铁品位较高的200?325目矿物中铁的选别回收，造成夹杂较严重的问题。优选将铁尾矿的浓度调整为15?20%后再进行第一筛分。通过调整浓度，能提高球磨效率，同时还能提高对矿物杂质的解离，提高所得第一矿物和第二矿物的铁含量，为后续提纯提闻有利条件。
[0036]第一筛分可以采用常规筛分方法进行，优选采用采用高频细筛进行，能有效提高筛分效率。第一筛分后得到+100目的第一矿物和-100目的第二矿物。第一矿物粒径较大，直接对其进行球磨。为提高球磨效率，优选对其进行浓缩。球磨后，第一矿物中粒径为-400目的矿物含量为50?60 %。第二矿物中还含有-400目的矿物，需对其进行第二筛分，第二筛分可以采用常规方法进行，优选采用Φ150和Φ100的两段水力旋流器。采用该设备能有效一次性将-100目?+400目的矿物与-400目的矿物分离开来。尤其采用该水力旋流器，分离效率最高。第二筛分后得到-100?+400目的第三矿物。余下的-400目的矿物由于其中所含硅类物质较多，因而可以将其用于回收石英等物质。
[0037]对第三矿物进行球磨和磁选。优选在球磨前对第三矿物进行浓缩，以提高球磨效率。球磨后第三矿物中粒径为-400目的矿物含量为50?60%。第一矿物和第三矿物中-400目矿物的含量相同，通过试验发现，采用该粒径的矿物能有效将第一矿物和第三矿物中含铁物质解离出来，有利于后续回收其中所含铁。球磨后如果第一矿物和第三矿物粒径过细，反而会降低回收铁的回收率和所得铁精矿的全铁品位。最优选的球磨后第一矿物和第二矿物中-400目矿物的含量为60%，此时铁的回收率和所得铁品位最高。
[0038]球磨后对第一矿物和第三矿物分别进行磁选后分别得到第一精矿和第二精矿。磁选可以按照常规方法进行，仅需保证经磁选后，第一精矿和第二精矿的全铁品位为30?35%。采用该全铁品位，能保证后续回收铁的铁品位较高。同时又能避免过度消耗能源。优选磁选步骤中磁场强度为15000?18000GS，。采用该磁场强度能一次完成提高第一、第二精矿全铁品位的要求，耗时短、效率高。而且采用该磁场强度能避免第一矿物和第三矿物所含二氧化硅对所含铁的回收的不良影响作用。
[0039]将第一精矿和第二精矿混合后得到精矿。对精矿进行团聚处理。优选在团聚步骤前对精矿进行脱泥处理，以将其中所含二氧化硅含量进一步降低，避免团聚过程中，二氧化硅对铁元素团聚的干扰。脱泥按常规方法进行即可。优选脱泥后精矿的全铁品位为50?55%，之后将精矿浓度调整至30?35%，pH为10?11。经过脱泥处理后，精矿中全铁品位进一步提高，通过试验发现，此时团聚能有效将其中的铁元素与二氧化硅分离，同时得到具有较高全铁品位的铁精矿，还能提高铁精矿的回收率。脱泥采用磁力脱水槽进行。
[0040]调整精矿的浓度为后续团聚提供较适宜的团聚环境，防止矿物浓度过高导致团聚无法进行，或矿物浓度过低导致团聚不完全，进而降低所得铁精矿的全铁品位和回收率。脱泥后精矿的PH值关系到后续加入的团聚剂是否能发挥作用，按照常规团聚剂使用pH值进行调试即可。优选采用pH值为10?11可以通过常规碱性物质来调整，优选采用氢氧化钠来调整。采用该碱具有使用量小，调整迅速的优点。而且不引入其他杂质，避免其他杂质对团聚剂作用发挥的不良影响。
[0041]优选脱泥后团聚处理前，还需加入分散剂以将含硅类物质与含铁类物质分离，以便后续团聚更好的发挥作用。优选分散剂加入量为精矿重量的500?900g/吨。按此量加入，可避免加入过多的分散剂导致后续团聚剂无法发挥团聚作用。同时也能避免所加分散剂量过少，无法充分发挥分离效果，进而降低铁精矿的全铁品位。优选采用水玻璃作为分散齐IJ，通过试验发现，水玻璃尤其适于处理含硅量较高的铁矿，能有效提高所得铁精矿的全铁品位和回收率。
[0042]团聚步骤按常规方法进行，优选其中所用团聚剂包括淀粉磷酸酯，淀粉磷酸酯的加入量为100?400g/吨。淀粉磷酸酯多被用于作为乳化剂，其中淀粉基团具有许多直链结构、支链结构及羟基，相对分子量较大，同时淀粉基团配合所附磷酸酯基团，从而使其能在含硅量较高的精矿中发挥较好的凝沉作用。同时按此量添加能保证所得铁精矿的全铁品位和回收率达到较高。优选团聚剂由8?10重量份淀粉磷酸酯和0.5?1.5重量份腐植酸钠组成。采用该团聚剂，在淀粉磷酸酯的基础上，添加了腐植酸钠，使得二者在此比例下混合后，能协同发挥团聚作用，一方面能将混于含硅类物质中的铁元素吸引出来，并通过淀粉基团的富集吸附作用将多个含铁物质吸附于一个团聚剂分子上，进而增大含铁物质的体积，使其易于从精矿中分离出来，避免了使用其他团聚剂时存在的:无法将含硅物质与含铁物质有效分离的问题。从而使得能将精矿的全铁品位从50?55%提高到65%。此处所用淀粉磷酸酯可以采用常规方法制备得到。如CN200610016658.7中公开的内容。当然也可包括羟丙基二淀粉磷酸酯。
[0043]团聚后，含铁物质得到富集，并与其他杂质分离。之后通过分选将其与精矿彻底分离。分选采用如CN201210193007.0中公开的分选设备。
[0044]采用带式分选机进行一粗一精分选，粗选条件为:带式分选机坡度3度，带式分选机的皮带速度3.5?4.5cm/秒，给水量300?350L/小时；精选条件为:带式分选机坡度3度，带式分选机的皮带速度2.5?3.5cm/秒，给水量为250?300L/小时。按此条件进行分选，能保证将团聚于精矿中的含铁物质与矿物分离，使其沉淀于皮带上。较轻的矿物则能通过分选机离开。粗选分选的作用:在保证回收率的前提下，提高铁精矿的品位。精选分选的作用:保证精矿达到要求品位。使得最终铁精矿的全铁品位可到65.5%，回收率大于46.2%。
[0045]实施例
[0046]以下原料和设备均为市售。淀粉磷酸酯按CN200610016658.7中公开的内容制备。分选采用如CN201210193007.0中公开的分选设备。脱泥采用磁力脱水槽进行。
[0047]实施例1
[0048]I)对铁尾矿(全铁品位为12%，二氧化硅含量为70% )通过高频细筛进行第一筛分得到+100目的第一矿物和-100目的第二矿物；
[0049]2)对第一矿物进行球磨直至其中粒径为-400目的矿物含量为50%，磁选时磁场强度为15000GS，得到全铁品位为30%的第一精矿，对第二矿物采用Φ 150和Φ 100的两段水力旋流器进行第二筛分得到-100?+400目的第三矿物。
[0050]3)对第二矿物进行球磨至其中粒径为-400目的矿物含量为50%，磁选时磁场强度为15000Gs，得到全铁品位为30%的第二精矿；
[0051]4)混合第一精矿和第二精矿得到精矿，加入碳酸氢钠使其pH为10?11，对精矿进行团聚，团聚所用团聚剂为淀粉磷酸酯，其加入量为10g/吨。向精矿中加入团聚剂后，搅拌5分钟，使其团聚彻底。
[0052]5)在团聚结束后，对所得矿物进行分选，分选为采用带式分选机进行一粗一精分选，粗选条件为:带式分选机坡度3度，带式分选机的皮带速度3.5cm/秒，给水量300L/小时；精选条件为:带式分选机坡度3度，带式分选机的皮带速度2.5cm/秒，给水量为250L/小时。得到铁精矿。
[0053]所得铁精矿的全铁品位为64.3%，回收率为46.1 %。
[0054]实施例2
[0055]I)对铁尾矿(全铁品位为17%，二氧化硅含量为80% )采用高频细筛进行第一筛分得到+100目的第一矿物和-100目的第二矿物；
[0056]2)对第一矿物进行球磨直至其中粒径为-400目的矿物含量为60%,磁选时磁场强度为18000GS，得到全铁品位为35%的第一精矿，对第二矿物采用Φ 150和Φ 100的两段水力旋流器进行第二筛分得到-100?+400目的第二矿物。
[0057]3)对第二矿物进行球磨至其中粒径为-400目的矿物含量为60%，磁选时磁场强度为18000GS，得到全铁品位为35%的第二精矿；
[0058]4)混合第一精矿和第二精矿得到精矿，加入氢氧化钠使其pH为10?11，对精矿进行团聚，团聚所用团聚剂为淀粉磷酸酯，其加入量为400g/吨。向精矿中加入团聚剂后，搅拌5分钟，使其团聚彻底。
[0059]5)在团聚结束后，对所得矿物进行分选，分选为采用带式分选机进行一粗一精分选，粗选条件为:带式分选机坡度3度，带式分选机的皮带速度4.5cm/秒，给水量350L/小时；精选条件为:带式分选机坡度3度，带式分选机的皮带速度3.5cm/秒，给水量为300L/小时。得到铁精矿。
[0060]所得铁精矿的全铁品位为64.2%，回收率为50%。
[0061]实施例3
[0062]I)对铁尾矿(全铁品位为15%，二氧化硅含量为75% )进行第一筛分得到+100目的第一矿物和-100目的第二矿物，第一筛分采用高频细筛进行；
[0063]2)对第一矿物进行球磨直至其中粒径为-400目的矿物含量为60%,磁选时磁场强度为17000GS，得到全铁品位为34%的第一精矿，对第二矿物采用Φ 150和Φ 100的两段水力旋流器进行第二筛分得到-100?+400目的第二矿物。
[0064]3)对第二矿物进行球磨至其中粒径为-400目的矿物含量为60%，磁选时磁场强度为17000GS，得到全铁品位为34%的第二精矿；
[0065]4)混合第一精矿和第二精矿得到精矿，通过脱泥机对精矿进行脱泥处理，脱泥后精矿中全铁品位为54%，之后向精矿中加水或浓缩使其浓度为33%，加入苛性钠使其pH为10?11，再向精矿中加入600g/吨的水玻璃。搅拌均匀。对精矿进行团聚，团聚所用团聚剂为由8重量份淀粉磷酸酯和0.5重量份腐植酸钠组成，其加入量为300g/吨。向精矿中加入团聚剂后，搅拌5分钟，使其团聚彻底。
[0066]5)在团聚结束后，对所得矿物进行分选，分选为采用带式分选机进行一粗一精分选，粗选条件为:带式分选机坡度3度，带式分选机的皮带速度4.0cm/秒，给水量320L/小时；精选条件为:带式分选机坡度3度，带式分选机的皮带速度2.0cm/秒，给水量为270L/小时。得到铁精矿。
[0067]所得铁精矿的全铁品位为64.8%，回收率为47.2%。
[0068]实施例4
[0069]与实施例3的区别在于:
[0070]4)混合第一精矿和第二精矿得到精矿，通过脱泥机对精矿进行脱泥处理，脱泥后精矿中全铁品位为50%，之后向精矿中加水或浓缩使其浓度为30%，加入苛性钠使其pH为10?11，向精矿中加入500g/吨的水玻璃。搅拌均匀。对精矿进行团聚，团聚所用团聚剂为由10重量份淀粉磷酸酯和1.5重量份腐植酸钠组成,其加入量为300g/吨。向精矿中加入团聚剂后，搅拌5分钟，使其团聚彻底。
[0071]所得铁精矿的全铁品位为65.1%，回收率为44.6%。
[0072]实施例5
[0073]与实施例3的区别在于:
[0074]4)混合第一精矿和第二精矿得到精矿，通过脱泥机对精矿进行脱泥处理，脱泥后精矿中全铁品位为55%，之后向精矿中加水或浓缩使其浓度为35%，加入氢氧化钠使其pH为10?11，向精矿中加入900g/吨的水玻璃。搅拌均匀。对精矿进行团聚，团聚所用团聚剂为由9重量份淀粉磷酸酯和I重量份腐植酸钠组成,其加入量为200g/吨。向精矿中加入团聚剂后，搅拌5分钟，使其团聚彻底。
[0075]所得铁精矿的全铁品位为65.4%，回收率为45.5%。
[0076]实施例6
[0077]I)对铁尾矿(全铁含量全铁品位为20%，二氧化硅含量为70%)进行第一筛分得到+100目的第一矿物和-100目的第二矿物；
[0078]2)对第一矿物进行球磨直至其中粒径为-500目的矿物含量为50%，磁选时磁场强度为18500GS，得到全铁品位为28%的第一精矿；
[0079]对第二矿物采用水力旋流器进行第二筛分得到-100?+400目的第三矿物，对-100?+400目的第三矿物进行球磨、磁选，球磨和磁选参数同第一矿物，得到全铁品位为30?35%的第二精矿:
[0080]3)混合第一精矿和第二精矿得到精矿，向精矿中加入淀粉进行团聚处理，分选按:将混合精矿进行弱磁-强磁-反浮选，从而得到铁精矿，弱磁选拿到磁铁矿精矿，品位大于65%，强磁选选出赤铁矿粗精矿，使铁精矿品位大于45%，然后加入调整剂氢氧化钠，500-1500g/t，抑制剂玉米淀粉 500-1500g/t，活化剂石灰 100_600g/t，油酸钠 200_500g/t，进行一粗三扫工艺，得到大于65%的铁精矿。可以参考CN201010177556.X中公开方法进行，得到铁精矿。
[0081]所得铁精矿的全铁品位为65.2%，回收率为43.1%。
[0082]通过实施例1?6可见，通过采用本发明提供的方法能有效将全铁品位较低的铁尾矿中的铁团聚、富集提高所得铁精矿的全铁品位，使其铁精矿中的全铁品位达到65.5%,回收率达到46.2%。而且避免了反浮选等复杂工艺，反而还提高了所得铁精矿的回收率和全铁品位。
[0083]普通的淀粉，在选铁工艺流程中，一般是用作抑制剂使用，通过加入的淀粉在浮选过程中防止铁矿上浮。淀粉与铁矿的化学键结合力不强。而本发明中通过试验发现将淀粉磷酸酯作为絮凝剂使用时，其淀粉分子上的化学键能较好的与铁矿发生作用，产生较强的化学键结合力。
[0084]同时在腐植酸钠含有的活性基团的协同作用下，增强了淀粉磷酸酯的络合能力，从而能与铁矿产生更强的作用力。把铁矿从矿浆中拉出，使其团聚后形成沉淀。团聚后的铁矿沉积在具有齿形结构的带式分选机带面的齿形中间，通过后续粗选和精选的过程中水流的紊动冲击，冲洗掉团聚后铁矿上层的硅酸盐类脉石矿物，从而提高所得铁精矿的回收率和品位。
[0085]以上仅为本发明的优选实施例而已，并不用于限制本发明，对于本领域的技术人员来说，本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
【权利要求】
1.一种从铁尾矿中回收铁精矿的方法，其特征在于，包括如下步骤: 1)对所述铁尾矿进行第一筛分得到+100目的第一矿物和-100目的第二矿物； 2)对所述第一矿物进行球磨、磁选，得到全铁品位为30?35%的第一精矿； 对所述第二矿物进行第二筛分得到-100?+400目的第三矿物，对所述-100?+400目的第三矿物进行球磨、磁选，得到全铁品位为30?35%的第二精矿； 3)混合所述第一精矿和所述第二精矿得到精矿，进行团聚处理，分选，得到铁精矿。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述铁尾矿中全铁品位为12?17%，二氧化硅含量为70?80%。
3.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，所述团聚步骤中所用团聚剂包括淀粉磷酸酯，所述淀粉磷酸酯的加入量为以所述精矿总量计100?400g/吨。
4.根据权利要求3所述的方法，其特征在于，所述团聚剂由8?10重量份淀粉磷酸酯和0.5?1.5重量份腐植酸钠组成；优选所述团聚步骤中加入所述团聚剂前，需先向所述精矿中加入500?900g/吨的分散剂；优选所述分散剂为水玻璃。
5.根据权利要求3所述的方法，其特征在于，所述团聚步骤前还需进行脱泥处理，获得全铁品位为50?55%的所述精矿，并将所述精矿浓度调整至30?35%，pH为10?11。
6.根据权利要求3所述的方法，其特征在于，所述磁选步骤中磁场强度为15000?18000Gs。
7.根据权利要求3所述的方法，其特征在于，所述球磨步骤停止条件为所述第一精矿和所述第二精矿中粒径为-400目的矿物含量为50?60% ;优选所述第一筛分为采用高频细筛进行，所述第二筛分为采用Φ150和Φ100的两段水力旋流器。
8.根据权利要求3所述的方法，其特征在于，所述分选步骤为采用带式分选机进行一粗一精分选，所述粗选条件为:所述带式分选机坡度3度，所述带式分选机的皮带速度3.5?4.5cm/秒，给水量300?350L/小时；所述精选条件为:所述带式分选机坡度3度，所述带式分选机的皮带速度2.5?3.5cm/秒，给水量为250?300L/小时。
9.根据权利要求3所述的方法，其特征在于，在所述第一筛分步骤前还需将所述铁尾矿的浓度调整为15?20%。
10.一种采用如权利要求1?9中任一项所述的方法制备得到的铁精矿，其特征在于，所述铁精矿的全铁品位大于65%。
【文档编号】B03C1/30GK104128244SQ201410352462
【公开日】2014年11月5日 申请日期:2014年7月23日 优先权日:2014年7月23日
【发明者】陈述明, 王杨 申请人:湖南鑫生矿冶废弃物综合利用科技有限公司