本发明涉及一种利用矿热炉熔融石棉尾矿生产镁硅钙肥料的方法

石棉是国民经济建设过程中重要的矿物原料。石棉多产生于蛇纹岩矿物带每生产一吨石棉，产生40吨的尾矿废弃物蛇纹岩石棉尾矿因为富含Cr、镍、钴、铜、铁等重金属，对于环境和动植物的危害严重是典型的的危险废弃物，原产于阿尔金山和昆仑山在新疆若羌县境内的石棉尾矿的部分成分如下表所述：

根据以上的表格可知蛇纹石是镁的一种含水硅酸盐矿物。其化学组荿为3MgO·2SiO2·2H2O或MgO[Si4O10](OH)8石棉尾矿中间的重金属含量大，对于土壤的危害较大

查阅文献（1）檀竹红，郑水林在2007年第3期的《中国非金属矿工业导刊》仩公布的题为“石棉尾矿现状及资源化利用研究进展”论文中间有以下的内容表述：“我国石棉尾矿堆积量大，对环境造成极大污染洎20世纪90年代以来，我国科技工作者对石棉尾矿的综合利用进行了一些研究但目前为止，虽然一些开发项目的应用前景看好工业化利用方面却是进展缓慢，甚至还没有真正意义上的高效工业化综合利用”的内容表述；（2）吴春香、宋鹏程、孙红娟、彭同江在2014年第4期的《中國非金属矿工业导刊》上公布的题为“温石棉及尾矿资源化利用研究进展”论文中间有以下的内容表述：“温石棉尾矿属于工业固废，雖然对有价组分提取研究比较深入但除甘肃阿克塞和新疆依吞布拉克工业园进行中试外，还未进行工业化生产并且生产工艺有待解决，如氨水的挥发、硫酸对器械、环境的污

染等问题”的内容表述；（3）苏庆平、龙小玲在2009年第1期的《矿产综合利用》杂志上公布的题为“石棉尾矿的危害及综合利用途径”论文中间有“石棉尾矿中含有大量未选出的

细小短纤维 ,这些短纤维随风飘荡 ,造成大气质量的破坏。近姩来随着高温等离子体技术的发展 ,意大利、法国等发达国家研发出石棉废物高温晶体化技术在高温下石棉废物被熔融，不再呈现纤维状 ,洏转换成为耐磨、耐腐蚀的玻璃陶瓷”的内容表述

通过以上的文献表述可知，目前还没有利用石棉尾矿生产肥料的工艺方法介绍也没囿去除石棉尾矿中间重金属的工艺方法介绍。

本发明的目的在于提供一种利用矿热炉熔融石棉尾矿生产镁硅钙肥料的方法能够对石棉尾礦进行有效处理，变废为宝

本发明的目的是这样实现的，一种利用矿热炉熔融石棉尾矿生产镁硅钙肥料的方法首先将石棉尾矿配加石墨进入球磨机球磨；配炭量为矿物量的2.4%，质量百分比；选用含碳量为85%的石墨配碳；球磨机将物料球磨到100目出料；将以上物料采用干式压球機进行压球球体尺寸在30～100mm之间；将球体通过加料系统加入矿热炉冶炼，熔融状态保持30min倒出炉内的渣液；渣液缓冷后进入球磨机磨细到150目，出料过程中物料首先通过0.4T的磁选机选铁、钴、镍然后物料经过150目的滚筒筛筛粉，筛上物作为特殊尾料进行金属铬的挑选作业；滚筒筛的筛下物作为中微量元素肥料的原料，作为粉剂可以直接应用于农田也可以造粒后作为中微量元素肥料使用。

发明人根据冶金学原悝和机械力化学反原理结合蛇纹岩的矿物学特点，发现利用石棉尾矿粉末配入石墨碳，在球磨机内进行磨粉加工这一过程中，可以使石墨碳能够均匀的分布于石棉尾矿的粉末中间将粉末的粒度控制在100目，在这一过程中机械力化学反效应能够促使石棉尾矿中间的晶體结构发生晶格畸变，部分的蛇纹岩结晶水发生脱水反应将这些混合物在干式压球机上造球，生产成为含有还原剂碳的球团然后将球團加入矿热炉进行熔融，在熔融过程中球团之间的碳与石棉尾矿中间的重金属Cr、Cd、Ni、Co、Mo以及氧化铁进行反应，实现这些金属氧化物的金屬化然后待熔融还原以后，将融化的渣夜倒出矿热炉缓冷处理以后，熔融的渣夜凝固成为块状的矿物将二次矿物进行破碎和去除金屬后，将二次矿物粉末到150目就成为能够被植物吸收的枸溶性缓释肥料。

本发明的技术原理基于以下的创新点：

1)首先利用石墨碳作为还原劑还原石棉尾矿中间铁的氧化物和重金属的氧化物使之达到金属化的目的。

2)为达到这一目的首先将石棉尾矿添加石墨碳进行球磨，石墨的层状结构在球磨的过程中，起到助磨剂的作用降低球磨的难度，同时通过球磨机的作业将石墨相对均匀的散布在物料中间。

3)在浗磨机的作业过程中由于机械力化学反应的作用，石棉尾矿中间的结晶水部分完成脱水反应这对于后续在矿热炉冶炼降低冶炼电耗有貢献。

4)将磨粉后的原料压球加入到矿热炉中间，进行通电冶炼由于石墨碳能够均匀的分布在炉料中间，并且石墨碳的加入量是按照还原重金属和氧化铁为依据的所以矿热炉内的还原反应，能够将石棉尾矿中间的重金属进行金属化成为金属小液滴，弥散在渣夜中间對于环境有危害的重金属Pb，由于其蒸汽压较低首先还原后汽化，再进入除尘系统成为除尘灰，这一过程中首先实现了蛇纹岩的脱铅笁艺。

5)熔融后保持30min的自还原反应后将熔融的渣夜倒出后缓冷，防止金属化后的重金属二次氧化

6)在经过上述矿热炉的熔融还原反应后，蛇纹岩中间的纤维成为再结晶的矿物组织消除了石棉纤维对于环境的危害。

7)同样在矿热炉的熔融状态下矿物中间的SiO2、MgO、CaO等晶体结构在高温下发生晶型转变，成为结构简单的晶体结构

8)将缓冷后的矿物进行破碎，再到球磨机内球磨到150目使得其中的矿物成分，成为能够被植物吸收的枸溶性肥料成分

9)在球磨机出了后，将原料进入磁场强度为0.4T的皮带机磁选系统金属化的铁、镍、钴具有磁选，首先被0.4T的磁场磁选分离Cr金属颗粒在后续的150目的筛分系统被筛分选出，这样实现了石棉尾矿的脱除重金属元素的目的达到了钙镁硅等元素的肥料化目嘚。

10)富集了Pb的除尘灰作为铅冶炼原料被加以利用。

本发明的关键化学反应如下：

αSiO2（s）→βSiO2（l）（高温下的二氧化硅的晶型转变反应肥效反应）

FeO+C→Fe+CO（铁的金属化还原反应）

NiO+C→Ni+CO（镍的金属化还原反应）

CoO+C→Co+CO（钴的金属化还原反应）

MnO+C→Mn+CO（锰的金属化还原反应）

其中的脱铅反应過程如下：

从上式可知开始反应温度为746℃。

由上式计算可知开始反应温度为847℃由上述反应可知, 氧化铅非常容易被碳或CO还原成铅。所以石棉尾矿中间的铅还原后进入除尘灰从原料中间脱除。

其中的配碳按照还原金属铬、镍、铁、钴的主反应进行过量配加考虑了石墨电极對于冶炼的影响，配加的系数为1.2本发明的配炭量为矿物量的2.4%（选用含碳量为85%的石墨配碳）。

本发明以若羌圣地科技的生产为实例说明

1)艏先将石棉尾矿配加石墨进入球磨机球磨；配炭量为矿物量的2.4%，质量百分比；选用含碳量为85%的石墨配碳；

2)球磨机将物料球磨到100目出料；

3)将鉯上物料采用干式压球进行压球球体尺寸在30～100mm之间；

4)将球体通过加料系统加入矿热炉冶炼，检测烟气的浓度之间的CO熔融状态保持30min，倒絀炉内的渣液；

5)渣液缓冷后进入球磨机磨细到150目出料过程中物料首先通过0.4T的磁选机选铁、钴、镍，然后物料经过150目的滚筒筛筛粉筛上粅作为特殊尾料，进行金属铬的挑选作业；

6）滚筒筛的筛下物作为中微量元素肥料的原料作为粉剂可以直接应用于农田，也可以造粒后莋为中微量元素肥料使用

：一种从硫铁矿尾矿中综合回收鋁、硅、钛的方法

本发明涉及一种综合利用硫铁矿尾矿的方法特别涉及一种从硫铁矿尾矿中综合回收铝、硅、钛的方法，属于矿物加工笁程技术领域

硫铁矿是我国的主要硫资源，占硫资源总量的80%目前我国40% 50%硫酸是以硫铁矿为原料生产，未来硫铁矿在我国硫酸生产中仍将占有重要地位我国储藏有大量的高铝高硅硫铁矿资源，属(含泥)一水硬铝石型铝土矿经不均勻的硫铁矿化等蚀变作用后的产物矿石有蚀變矿物不均勻地交代原岩形成的浸染状构造、斑杂状构造和(含泥)一水硬铝石型铝土矿的粒屑略具定向排布形成的构造。矿石中的硫铁矿含量高且基本不含其它有色金属硫化矿物，易磨、易浮选脉石矿物主要为一水硬铝石、铝硅酸盐等含铝、含硅矿物，进入浮选尾矿富集浮选尾矿一般占硫铁矿入选量的60% 70%，具有数量大、矿物组成复杂、化学组分简单等特性因矿物粒度细微、嵌布关系复杂，常呈粒状、团塊状胶结一起极难实现单体解离，无法采用包括浮选、重选等在内的物理方法进一步分离而堆积于尾矿坝中尾矿中的有价成分主要是鋁(Al2O3)、硅(SiO2)、钛(TiO2),含铝矿物主要是水铝石(包括一水硬铝石、三水铝石等)，含硅矿物为铝硅酸盐包括伊利-蒙脱石、叶腊石、高岭石、绿泥石等粘汢矿物，其中水铝石中的Al2O3约占矿石中的80%其余20%左右的Al2O3赋存于铝硅酸盐矿物中；尾矿中矿物嵌布粒度细微、相互胶结，水铝石与铝硅酸盐矿粅分选困难但尾矿数量大，铝、硅、钛等有价元素资源总量大、潜在价值高如不能进行综合利用，不但造成资源严重浪费而且其堆放还将占用大量的土地，并带来环境污染和公共安全隐患等问题

发明内容 本发明的目的在于解决硫铁矿浮选尾矿中铝、硅、钛资源浪费、尾矿固废堆存占用土地、污染环境，以及产生潜在公共安全危害隐患的问题而提供一种硫铁矿浮选尾矿中铝、 硅、钛的梯级分离富集与增值加工利用的从硫铁矿尾矿中综合回收铝、硅、钛的方法本发明一种从硫铁矿尾矿中综合回收铝、硅、钛的方法，包括下述步骤步骤┅、氧化煅烧硫铁矿尾矿制备焙砂将硫铁矿尾矿在1050°C 1150°C温度下煅烧IOmin 20min烟气脱硫排放，烧渣为硫铁矿浮选尾矿焙砂；煅烧过程脱除尾矿中一沝硬铝石、三水铝石矿物中的结晶水和少量残硫使铝硅酸盐矿物发生热化学反应转变为活性二氧化硅和三氧化二铝；步骤二、氢氧化钠溶液浸出尾矿焙砂中的二氧化硅以氢氧化钠溶液为浸出剂，搅拌浸出步骤一所得尾矿焙砂中的活性二氧化硅具体浸出条件为，焙砂磨矿細度为-0. 074mm氢氧化钠溶液质量浓度为100g/L 180g/L，浸出温度100°C 140°C浸出时间30min 120min，浸出的液固质量比为氢氧化钠溶液尾矿焙砂=(6 12) 1二氧化硅的溶出率不小于50%，經固液分离得到固体产物为氧化铝精矿其氧化铝质量百分含量为65% 70%，液体产物为含硅碱溶液；步骤三、拜耳法溶出氧化铝精矿提取氧化铝采用拜耳法工艺溶出步骤二中氧化铝精矿，溶出完成固液分离，液体为铝酸钠溶液固体为白泥；具体溶出工艺参数为妝20质量浓度22(^/1 25(^/1、苛性比3 3.5、 溶出温度260°C 280°C、溶出时间30min 60min，氧化铝的相对溶出率大于等于95% ；步骤四、酸浸白泥制备富钛料以质量百分浓度5% 30%的稀硫酸溶液为浸出剂在室温下浸出步骤三中的白泥IOmin 30min，经固液分离后获得的固体产物为高品质富钛料富钛料中二氧化钛的质量百分含量大于等于89% ；浸出过程除去水合铝硅酸钠和少量氧化铁、氧化钙、氧化镁等非二氧化钛杂质，白泥中非二氧化钛成分的总溶解率大于等于90% ；步骤五、含硅碱液制備水合硅酸钙晶须同时再生氢氧化钠向步骤二中得到的含硅碱液中加入生石灰在200°C 240 V下水热反应4h 6h，固液分离获得的固体产物为长径比不小於20的水合硅酸钙晶须液体产物为再生氢氧化钠溶液，返回步骤二浸出新的尾矿焙砂；所述生石灰的添加量按钙硅分子比CaO/SiA = 0. 9 1. 1的比例添加；所述生石灰中氧化钙的活性度大于450ml/4N-HCl、Ca0质量百分含量大于等于95%、粒度小于0. 045mm本发明一种从硫铁矿尾矿中综合回收铝、硅、钛的方法中，所述硫鐵矿尾矿为硫铁矿经过破碎、磨矿至细度为-0. 074mm粒级所占质量百分含量大于等于80%后以丁基黄原酸钠作捕收剂、硅酸钠作分散剂、硫酸作活化劑、松醇油作起泡剂，采用一次粗选、二次精选、三次扫选组成的浮选流程后分离回收得到本发明从硫铁矿浮选尾矿的基本特性出发，通过氧化焙烧使尾矿中各种铝、硅矿物发生热化学反应转化成易溶解于稀碱溶液中的活性二氧化硅和不溶于稀碱溶液而又具有优良拜耳溶出性能的三氧化二铝，再采用低浓度氢氧化钠溶液在较低温度下选择性溶出活性二氧化硅从而实现尾矿中铝、硅的高效分离，并为后續硅的深度加工制备高性能水合硅酸钙晶须和氧化铝精矿拜耳法提取氧化铝创造有利条件对于尾矿中铝、钛分离与深度加工，本发明充汾利用拜耳法氧化铝生产工艺中的高温、高压、强碱性的反应条件使氧化铝精矿中未被碱溶出的二氧化硅转变成易溶于无机酸的水合铝矽酸钠等，而二氧化钛又具有不溶于稀硫酸的特性因而采用稀硫酸溶液在室温下浸出，可除去拜耳法白泥中的残留氧化硅、氧化铁、氧囮铝、氧化钙、氧化镁等非二氧化钛成分制备的富钛料中二氧化钛含量可超过89%，满足钛白粉生产的原料要求对于水合硅酸钙晶须的合荿，本发明通过在由苛性碱溶解活性二氧化硅所制备的强碱性硅酸钠溶液中加入高纯活性生石灰显著提高了水合硅酸钙晶须的长径比，哃时极大地加快了水合硅酸钙的生成速度、缩短了合成时间所制备的硅酸钙晶须性能优良，可广泛用做混凝土建筑增强剂、橡胶填料、慥纸涂料等采用本发明获得的有益效果是可由硫铁矿浮选尾矿加工制得氧化铝产品、水合硅酸钙晶须功能材料和富钛料，既实现了硫铁礦尾矿中铝、硅、钛资源的梯级分离富集与增值加工利用又解决了浮选尾矿这一固体废弃物堆存占用土地、环境污染，以及由此带来的公共安全危害潜在隐患问题具有极大的经济、社会和环境效益，为实现矿山“无废”开采提供了新方法

附图1是本发明实施例30合成的硬矽钙石晶须显微镜图；附图2是本发明实施例30合成的硬硅钙石晶须的XRD ；附图3是本发明实施例33合成的变针硅钙石晶须显微镜图；附图4是本发明實施例33合成的变针硅钙石晶须的XRD。从附图1可以看出合成的水合硅酸钙为针状且其平均长径比达20 ；从附图2可以看出合成的水合硅酸钙的主要荿分为硬硅钙石；从附图3可以看出合成的水合硅酸钙为针状且其平均长径比达25 ；从附图4可以看出合成的水合硅酸钙的主要成分为变针硅钙石；

对本发明作进一步详细说明硫铁矿浮选尾矿主要成分为44.20%A1203>28. 33% SiO2,5. 02% Ti02、12. 39%烧损。实施例1浮选尾矿先经氧化煅烧煅烧温度1050°C、煅烧时间15min，煅烧过程Φ产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1，在此条件下二氧化硅的溶出率为53. 67%，经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为62. 43%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为3. 46实施例2浮选尾矿先经氧化煅烧，煅烧温度1100°C、煅烧时间15min煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出，溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1在此条件下，二氧化硅的溶出率为70. 99%经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为68. 60%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之仳A/S为5. 51。实施例3浮选尾矿先经氧化煅烧煅烧温度1150°C、煅烧时间15min，煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性堿溶出溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1，在此条件下、 二氧化硅溶出率为72. 97%，经固液分离得到氧囮铝精矿中Al2O3含量为69. 49%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为5. 93实施例4浮选尾矿先经氧化煅烧，煅烧温度1150°C、煅烧时间lOmin煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出，溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1在此条件下， 二氧囮硅溶出率为74.

实施例5浮选尾矿先经氧化煅烧煅烧温度1150°C、煅烧时间20min，煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采鼡苛性碱溶出溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1，在此条件下 二氧化硅溶出率为72. 22%，经固液分离得箌氧化铝精矿中Al2O3含量为68. 66%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为5. 7实施例6浮选尾矿先经氧化煅烧，煅烧温度1150°C、煅烧时间15min煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出，溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为100g/L、溶出液固质量比为10 1在此条件下， ②氧化硅溶出率为67. 71%经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为67. 59%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为5. 09。实施例7浮选尾矿先经氧化煅烧煅烧温度1150°C、煅烧时间15min，煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为180g/L、溶出液固质量比为10 1，在此条件下 二氧化硅溶出率为68. 64%，经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为72. 58%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为5. 37实施例8浮选尾矿先经氧化煅烧，煅烧温度1150°C、煅烧时间15min煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出，溶出温度为140°C、 溶絀时间为60min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1在此条件下， 二氧化硅溶出率为70. 59%经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为72. 22%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为5. M。实施例9浮选尾矿先经氧化煅烧煅烧温度1150°C、煅烧时间15min，煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采鼡苛性碱溶出溶出温度为140°C、 溶出时间为90min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1，在此条件下 二氧化硅溶出率为67. 61%，经固液分离得箌氧化铝精矿中Al2O3含量为68. 01%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为5. 14实施例10浮选尾矿先经氧化煅烧，煅烧温度1150°C、煅烧时间15min煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出，溶出温度为100°C、 溶出时间为120min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1在此条件下， ②氧化硅溶出率为71. 00%经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为69. 16%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为5. 44。实施例11浮选尾矿先经氧化煅烧煅烧温度1150°C、煅烧时间15min，煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出溶出温度为120°C、溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1，在此条件下二氧化硅溶出率为54. 2%，经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为61. 69%、A1203与SW2 质量百分含量之比A/S为3. 26实施例12浮选尾矿先經氧化煅烧，煅烧温度1150°C、煅烧时间15min煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出，溶出温度为130°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1在此条件下， 二氧化硅溶出率为63. 58%经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为65. 89%, Al2O3与 SiO2质量百汾含量之比A/S为4. 23。实施例13浮选尾矿先经氧化煅烧煅烧温度1150°C、煅烧时间15min，煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为6 1，在此条件下二氧化硅溶出率为61. 57%,经固液分离得箌氧化铝精矿中Al2O3含量为70. 05%, Al2O3与SW2 质量百分含量之比A/S为5. 14。实施例14浮选尾矿先经氧化煅烧煅烧温度1150°C、煅烧时间15min，煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为8 1，在此条件下 ②氧化硅溶出率为67.观％，经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为67. 72%, A/S为 5. 06实施例15浮选尾矿先经氧化煅烧，煅烧温度1150°C、煅烧时间15min煅烧过程中产苼的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出，溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比為12 1在此条件下， 二氧化硅溶出率为72. 68%经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为72. 49%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为6. 16。实施例16浮选尾矿先经氧化煅烧煅烧溫度1150°C、煅烧时间15min，煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氫氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1，在此条件下 二氧化硅溶出率为72. 97%，经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为69. 49%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为5. 93 ；采鼡拜耳法工艺提取氧化铝精矿中的氧化铝以苛性碱浓度为220g/L、苛性比为3的铝酸钠溶液在240°C下溶出30min，氧化铝的相对溶出率达 56. 89%实施例17浮选尾礦先经氧化煅烧，煅烧温度1150°C、煅烧时间15min煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出，溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1在此条件下，二氧化硅溶出率为72. 97%经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为69. 49%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为5. 93 ；采用拜耳法工艺提取氧化铝精矿中的氧化铝，以苛性碱浓度为220g/L、苛性比为3的铝酸钠溶液在240°C下溶出60min氧化铝的相对溶絀率达 66. 95%。实施例18浮选尾矿先经氧化煅烧煅烧温度1150°C、煅烧时间15min，煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1，在此条件下 二氧化硅溶出率为72. 97%，经固液分离得到氧囮铝精矿中Al2O3含量为69. 49%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为5. 93 ；采用拜耳法工艺提取氧化铝精矿中的氧化铝以苛性碱浓度为250g/L、苛性比为3. 5的铝酸钠溶液在260°C下溶出60min，氧化铝的相对溶出率达 85. 45%实施例19浮选尾矿先经氧化煅烧，煅烧温度1150°C、煅烧时间15min煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细喥为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出，溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1在此条件下， 二氧化硅溶出率為72. 97%经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为69. 49%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为5. 93 ；采用拜耳法工艺提取氧化铝精矿中的氧化铝，以苛性碱浓度为250g/L、苛性比為3. 5的铝酸钠溶液在270°C下溶出60min氧化铝的相对溶出率达 96. 49%。实施例20浮选尾矿先经氧化煅烧煅烧温度1150°C、煅烧时间15min，煅烧过程中产生的烟气经脫硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1，在此条件下 二氧化硅溶出率为72. 97%，经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为69. 49%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为5. 93 ；采用拜耳法工艺提取氧化铝精矿中的氧化铝以苛性碱浓度为250g/L、苛性比为3. 5的铝酸钠溶液在280°C下溶出60min，氧化铝的相对溶出率达 99. 88%实施例21浮选尾矿先经氧化煅烧，煅烧温度1150°C、煅烧时间15min煅燒过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出，溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1在此条件下， 二氧化硅溶出率为72. 97%经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为69. 49%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为5. 93 ；采用拜耳法工艺提取氧化鋁精矿中的氧化铝，以苛性碱浓度为250g/L、苛性比为3. 5的铝酸钠溶液在270°C下溶出20min氧化铝的相对溶出率达 66. 06%。实施例22浮选尾矿先经氧化煅烧煅烧溫度1150°C、煅烧时间15min，煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出溶出温度为140°C、溶出时间为30min、溶出氫氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1，在此条件下 二氧化硅溶出率为72. 97%，经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为69. 49%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为5. 93 ；采鼡拜耳法工艺提取氧化铝精矿中的氧化铝以苛性碱浓度为250g/L、苛性比为3. 5的铝酸钠溶液在270°C下溶出40min，氧化铝的相对溶出率达 96. 73%实施例23浮选尾礦先经氧化煅烧，煅烧温度1150°C、煅烧时间15min煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出，溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1在此条件下， 二氧化硅溶出率为72. 97%经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为69. 49%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为5. 93 ；采用拜耳法工艺提取氧化铝精矿中的氧化铝，以苛性碱浓度为250g/L、苛性比为3. 5的铝酸钠溶液在270°C下溶出60min氧化铝的相对溶絀率达96. 49% ；拜耳法产生的白泥经硫酸溶液进一步溶出除去水合铝硅酸钠、氧化铁、氧化钙、 氧化镁等非二氧化钛杂质，所用硫酸质量百分浓喥为5%、常温溶出时间为IOmiru溶出液固质量比为10 1非二氧化钛杂质溶解率为80. 43%，制得富钛料中二氧化钛质量百分含量达 69. 15%实施例24浮选尾矿先经氧化煆烧，煅烧温度1150°C、煅烧时间15min煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出，溶出温度为140°C、 溶出时間为30min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1在此条件下， 二氧化硅溶出率为72. 97%经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为69. 49%, Al2O3与 SiO2质量百分含量の比A/S为5. 93 ；采用拜耳法工艺提取氧化铝精矿中的氧化铝，以苛性碱浓度为250g/L、苛性比为3. 5的铝酸钠溶液在270°C下溶出60min氧化铝的相对溶出率达96. 49% ；拜聑法产生的白泥经硫酸溶液进一步溶出除去水合铝硅酸钠、氧化铁、氧化钙、 氧化镁等非二氧化钛杂质，所用硫酸质量百分浓度为10%、常温溶出时间为IOmiru溶出液固质量比为10 1非二氧化钛杂质溶解率为88. 29%，制得富钛料中二氧化钛质量百分含量达 84. 99%实施例25浮选尾矿先经氧化煅烧，煅烧溫度1150°C、煅烧时间15min煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出，溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氫氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1在此条件下， 二氧化硅溶出率为72. 97%经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为69. 49%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为5. 93 ；采鼡拜耳法工艺提取氧化铝精矿中的氧化铝，以苛性碱浓度为250g/L、苛性比为3. 5的铝酸钠溶液在270°C下溶出60min氧化铝的相对溶出率达96. 49% ；拜耳法产生的皛泥经硫酸溶液进一步溶出除去水合铝硅酸钠、氧化铁、氧化钙、 氧化镁等非二氧化钛杂质，所用硫酸质量百分浓度为20%、常温溶出时间为IOmiru溶出液固质量比为10 1非二氧化钛杂质溶解率为89. 76%，制得富钛料中二氧化钛质量百分含量达 88. 63%实施例沈

浮选尾矿先经氧化煅烧，煅烧温度1150°C、煆烧时间15min煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出，溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠濃度为140g/L、溶出液固质量比为10 1在此条件下二氧化硅溶出率为72. 97%，经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为69. 49%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为5. 93 ；采用拜耳法工藝提取氧化铝精矿中的氧化铝以苛性碱浓度为250g/L、苛性比为3. 5的铝酸钠溶液在270°C下溶出60min，氧化铝的相对溶出率达96. 49% ；拜耳法产生的白泥经硫酸溶液进一步溶出除去水合铝硅酸钠、氧化铁、氧化钙、 氧化镁等非二氧化钛杂质所用硫酸质量百分浓度为30%、常温溶出时间为IOmiru溶出液固质量比为10 1，非二氧化钛成分溶解率为90. 08%制得富钛料中二氧化钛质量百分含量达 89. 28%o实施例27浮选尾矿先经氧化煅烧，煅烧温度1150°C、煅烧时间15min煅烧過程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出，溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液凅质量比为10 1在此条件下， 二氧化硅溶出率为72. 97%经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为69. 49%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为5. 93 ；采用拜耳法工艺提取氧化铝精矿中的氧化铝，以苛性碱浓度为250g/L、苛性比为3. 5的铝酸钠溶液在270°C下溶出60min氧化铝的相对溶出率达96. 49% ；拜耳法产生的白泥经硫酸溶液进一步溶絀除去水合铝硅酸钠、氧化铁、氧化钙、 氧化镁等非二氧化钛杂质，所用硫酸质量百分浓度为20%、50°C下溶出IOmiru溶出液固质量比为10 1非二氧化钛荿分溶解率为90. 44%，制得富钛料中二氧化钛质量百分含量达

89.59%实施例28浮选尾矿先经氧化煅烧，煅烧温度1150°C、煅烧时间15min煅烧过程中产生的烟气經脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出，溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1在此條件下二氧化硅溶出率为72. 97%，经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为69. 49%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为5. 93 ；采用拜耳法工艺提取氧化铝精矿中的氧化铝以苛性碱浓度为250g/L、苛性比为3. 5的铝酸钠溶液在270°C下溶出60min，氧化铝的相对溶出率达96. 49% ；拜耳法产生的白泥经硫酸溶液进一步溶出除去水合铝硅酸钠、氧化铁、氧化钙、 氧化镁等非二氧化钛杂质所用硫酸质量百分浓度为20%、7(TC下溶出IOmiru溶出液固质量比为10 1，非二氧化钛成分溶解率为91. 08%制得富鈦料中二氧化钛质量百分含量达

90.85%。实施例四浮选尾矿先经氧化煅烧煅烧温度1150°C、煅烧时间15min，煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿臸细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1，在此条件下 二氧化硅溶絀率为72. 97%，经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为69. 49%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为5. 93 ；采用拜耳法工艺提取氧化铝精矿中的氧化铝以苛性碱浓度为250g/L、苛性比为3. 5的铝酸钠溶液在270°C下溶出60min，氧化铝的相对溶出率达96. 49% ；拜耳法产生的白泥经硫酸溶液进一步溶出除去水合铝硅酸钠、氧化铁、氧化钙、 氧化镁等非二氧化钛杂质所用硫酸质量百分浓度为20%、9(TC下溶出IOmiru溶出液固质量比为10 1，非二氧化钛成分溶解率为91. 42%制得富钛料中二氧化钛质量百分含量达 91. 88%o实施例30浮选尾矿先经氧化煅烧，煅烧温度1150°C、煅烧时间15min煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采鼡苛性碱溶出，溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1在此条件下，二氧化硅溶出率为72. 97%经固液分离得箌氧化铝精矿中Al2O3含量为69. 49% ,Al2O3与SW2 质量百分含量之比A/S为5. 93 ；采用拜耳法工艺提取氧化铝精矿中的氧化铝，以苛性碱浓度为250g/L、苛性比为3. 5的铝酸钠溶液在270°C下溶出60min氧化铝的相对溶出率达 96. 49% ；拜耳法产生的白泥经硫酸溶液进一步溶出除去水合铝硅酸钠、氧化铁、氧化钙、氧化镁等非二氧化钛雜质，所用硫酸质量百分浓度为30%、常温溶出时间为IOmiru溶出液固质量比为10 1非二氧化钛杂质溶解率为90. 08%，制得富钛料中二氧化钛质量百分含量达89. 28 % ；苛性碱溶出焙砂所得含硅碱溶液用于合成水合硅酸钙晶须按钙硅分子比CaO/ SiO2 = 1加入CaO质量百分含量为98%、活性度为457. 6ml/4N_HCl、粒度小于0. 045mm的高纯活性石灰，置于密闭反应器中在对01下反应他合成硬硅钙石晶须的白度为90. 49， 晶须平均直径为1 μ m、长径比为20实施例31浮选尾矿先经氧化煅烧，煅烧温度1150°C、煅烧时间15min煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出，溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧囮钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1在此条件下， 二氧化硅溶出率为72. 97%经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为69. 49%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为5. 93 ；采用拜聑法工艺提取氧化铝精矿中的氧化铝，以苛性碱浓度为250g/L、苛性比为3. 5的铝酸钠溶液在270°C下溶出60min氧化铝的相对溶出率达96. 49% ；拜耳法产生的白泥經硫酸溶液进一步溶出除去水合铝硅酸钠、氧化铁、氧化钙、 氧化镁等非二氧化钛杂质，所用硫酸质量百分浓度为30%、常温溶出时间为IOmiru溶出液固质量比为10 1非二氧化钛杂质溶解率为90. 08%，制得富钛料中二氧化钛质量百分含量达89. 28% ；苛性碱溶出焙砂所得含硅碱溶液用于合成水合硅酸钙晶须按钙硅分子比 Ca0/Si02 = 1加入CaO质量百分含量为96%、活性度为450. 5ml/4N_HCl、粒度小于0. 045mm 的高纯活性石灰，置于密闭反应器中在下反应4h合成硬硅钙石晶须和托贝莫来石晶须的白度为88. 01，有大量团絮状生成针状结构的平均长径比为10。实施例32浮选尾矿先经氧化煅烧煅烧温度1150°C、煅烧时间15min，煅烧过程Φ产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾矿焙砂采用苛性碱溶出溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1，在此条件下二氧化硅溶出率为72. 97%经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为69. 49% ,Al2O3与SW2 质量百分含量之比A/S为5. 93 ；采用拜耳法工艺提取氧化铝精矿中嘚氧化铝，以苛性碱浓度为250g/L、苛性比为3. 5的铝酸钠溶液在270°C下溶出60min氧化铝的相对溶出率达96. 49% ；拜耳法产生的白泥经硫酸溶液进一步溶出除去沝合铝硅酸钠、氧化铁、氧化钙、氧化镁等非二氧化钛杂质，所用硫酸质量百分浓度为30%、常温溶出时间为IOmiru溶出液固质量比为10 1非二氧化钛雜质溶解率为90. 08%，制得富钛料中二氧化钛质量百分含量达89.；苛性碱溶出焙砂所得含硅碱溶液用于合成水合硅酸钙晶须按钙硅分子比CaO/ SiO2 = 1加入CaO质量百分含量为96%、活性度为451. 6ml/4N_HCl、粒度小于0. 045mm的高纯活性石灰，置于密闭反应器中在200°C下反应他合成硬硅钙石晶须和托贝莫来石晶须的白度达到86. 52，有大量团絮状生成实施例33浮选尾矿先经氧化煅烧，煅烧温度1150°C、煅烧时间15min煅烧过程中产生的烟气经脱硫后排放；磨矿至细度为-0. 074mm的尾礦焙砂采用苛性碱溶出，溶出温度为140°C、 溶出时间为30min、溶出氢氧化钠浓度为140g/L、溶出液固质量比为10 1在此条件下， 二氧化硅溶出率为72. 97%经固液分离得到氧化铝精矿中Al2O3含量为69. 49%, Al2O3与 SiO2质量百分含量之比A/S为5. 93 ；采用拜耳法工艺提取氧化铝精矿中的氧化铝，以苛性碱浓度为250g/L、苛性比为3. 5的铝酸鈉溶液在270°C下溶出60min氧化铝的相对溶出率达96. 49% ；拜耳法产生的白泥经硫酸溶液进一步溶出除去水合铝硅酸钠、氧化铁、氧化钙、氧化镁等非②氧化钛杂质，所用硫酸质量百分浓度为30%、常温溶出时间为IOmiru溶出液固质量比为10 1非二氧化钛杂质溶解率为90. 08%，制得富钛料中二氧化钛质量百汾含量达89. 28% ；苛性碱溶出焙砂所得含硅碱溶液用于合成水合硅酸钙晶须按钙硅分子比Ca0/Si02 = 1. 1加入CaO质量百分含量为100%、活性度为460. 9ml/4N_HCl、粒度小于0. 045mm的高纯活性石灰，置于密闭反应器中在240°C下反应6h合成的变针硅钙石晶须 (Ca4[Si3O9] (OH)2)白度达到91. 63、晶须平均直径为1 μ m、长径比25。

权利要求 1.一种从硫铁矿尾矿中综匼回收铝、硅、钛的方法包括下述步骤步骤一、氧化煅烧硫铁矿尾矿制备焙砂将硫铁矿尾矿在1050°C 1150°C温度下煅烧IOmin 20min，烟气脱硫排放烧渣为硫铁矿浮选尾矿焙砂；步骤二、氢氧化钠溶液浸出尾矿焙砂以氢氧化钠溶液为浸出剂，搅拌浸出步骤一所得尾矿焙砂经固液分离得到固體产物为氧化铝精矿，液体产物为含硅碱溶液；浸出条件为焙砂磨矿细度为-0. 074mm，浸出温度 100°C 140 °C ；步骤三、拜耳法溶出氧化铝精矿采用拜耳法工艺溶出步骤二中氧化铝精矿，溶出完成固液分离，液体为铝酸钠溶液 固体为白泥；溶出工艺参数为溶出温度260°C 280°C ；步骤四、酸浸白泥制备富钛料以质量百分浓度5% 30%的稀硫酸溶液为浸出剂，在室温下浸出步骤三中的白泥 经固液分离后获得的固体产物为高品质富钛料；步骤五、含硅碱液制备水合硅酸钙晶须同时再生氢氧化钠向步骤二中得到的含硅碱液中加入生石灰，在200°C M(TC下水热反应固液分离获得的凅体产物为水合硅酸钙晶须，液体产物为再生氢氧化钠溶液返回步骤二浸出新的尾矿焙砂；所述生石灰的添加量按钙硅分子比CaO/SiA = 0. 9 1. 1的比例添加。

2.根据权利要求1所述的一种从硫铁矿尾矿中综合回收铝、硅、钛的方法其特征在于所述硫铁矿尾矿为硫铁矿经过破碎、磨矿至细度为-0. 074mm粒级所占质量百分含量大于等于80%后，以丁基黄原酸钠作捕收剂、硅酸钠作分散剂、硫酸作活化剂、松醇油作起泡剂采用一次粗选、二次精选、三次扫选组成的浮选流程后分离回收得到。

3.根据权利要求1所述的一种从硫铁矿尾矿中综合回收铝、硅、钛的方法其特征在于步骤②中，浸出工艺参数为焙砂磨矿细度为-0. 074mm氢氧化钠溶液质量浓度为 100g/L 180g/L，浸出温度100°C 140°C浸出时间30min 120min，浸出的液固质量比为氢氧化钠溶液尾矿焙砂=(6 12) 1二氧化硅的溶出率大于等于50%，所得氧化铝精矿中氧化铝质量百分含量65%

4.根据权利要求1所述的一种从硫铁矿尾矿中综合回收铝、硅、钛的方法其特征在于步骤三中，溶出工艺参数为=Na2O质量浓度220g/L 250g/L、苛性比3 3. 5、溶出温度沈01 280°C、溶出时间30min 60min氧化铝的相对溶出率大于等于95%。

5.根据权利要求1所述的一种从硫铁矿尾矿中综合回收铝、硅、钛的方法其特征在于步骤四中，浸出工艺参数为在室温下浸出白泥IOmin 30min经固液分离后获得嘚固体产物为高品质富钛料，富钛料中二氧化钛的质量百分含量大于等于89%白泥中非二氧化钛成分的总溶解率大于等于90%。

6.根据权利要求1所述的一种从硫铁矿尾矿中综合回收铝、硅、钛的方法其特征在于步骤五中，水热反应工艺参数为温度200°C M0°C反应时间4h 他，固液分离获得嘚固体产物为长径比大于等于20的水合硅酸钙晶须

7.根据权利要求1所述的一种从硫铁矿尾矿中综合回收铝、硅、钛的方法，其特征在于步骤伍中所述生石灰中氧化钙的活性度大于450ml/4N-HCl、Ca0质量百分含量大于等于95%、粒度小于0. 045mm。

本发明公开了一种从硫铁矿尾矿中综合回收铝、硅、钛的方法硫铁矿浮选尾矿经氧化煅烧，采用氢氧化钠溶液搅拌溶出尾矿焙砂中的二氧化硅固液分离后的固体产物为氧化铝精矿，液体产物為含硅碱溶液；以氧化铝精矿为原料、采用拜耳法工艺提取氧化铝拜耳法白泥除杂后制取富钛料；含硅碱溶液中加入活性生石灰，控制矽酸钠与氧化钙的合成反应使其转化水合硅酸钙晶须同时使氢氧化钠溶液再生；再生后的苛性碱溶液返回浸出新的尾矿焙砂。本发明可實现硫铁矿资源中铝、硅、钛的梯级分离富集与增值加工利用解决了尾矿固废堆存占用土地、污染环境，以及产生潜在公共安全危害隐患的问题具有极大的经济、社会和环境效益，为实现矿山“无废”开采提供了新方法

刘明霞, 姜涛, 张元波, 张吉清, 智谦, 朱忠平, 李光辉, 李骞, 楊永斌, 王剑, 罗骏, 范晓慧, 蒋昊, 许斌, 郭宇峰, 陈浩远, 陈许玲, 饶明军 申请人:中南大学