回收氰化渣中鐵的工藝試驗(yàn)研究*

李懷梅，于先進(jìn)，張亞莉

（山東理工大學(xué)化工學(xué)院，山東 淄博 255081）

試驗(yàn)研究

回收氰化渣中鐵的工藝試驗(yàn)研究*

李懷梅，于先進(jìn)，張亞莉

（山東理工大學(xué)化工學(xué)院，山東 淄博 255081）

以高鐵高鋁、硅氰化渣為原料，試驗(yàn)探討了回收渣中鐵的工藝，并運(yùn)用XRD、SEM和EDS等分析鐵回收機(jī)理。結(jié)果表明：氰化渣以赤鐵礦為主，并與鋁、硅等雜質(zhì)化合物共生，呈相互包裹的復(fù)雜嵌布關(guān)系，采用常規(guī)的焙燒-磁選工藝不能有效地回收鐵。采用添加復(fù)合添加劑的焙燒-水浸-磁選工藝，當(dāng)氰化渣粒度為＜74 μm比例占85％，焙燒溫度750℃，氰化渣∶活性炭∶添加劑A∶添加劑B（質(zhì)量比）=100∶10∶3∶10，水浸溫度60℃，水浸液固比5∶1，水浸時(shí)間5 min，攪拌速度20 r/min，激磁電流為2 A時(shí)，可獲得鐵精礦全鐵品位為53.82％、回收率為76.55％的選別指標(biāo)。復(fù)合添加劑可與大部分鋁、硅等雜質(zhì)化合物反應(yīng)，生成復(fù)雜可溶性和難溶非磁性物質(zhì)，水洗及磁選后可去除，使鐵的品位和回收率提高。

氰化渣；回收鐵；復(fù)合添加劑焙燒-水浸-磁選；品位；回收率

1 前言

氰化渣是國(guó)內(nèi)黃金冶煉后排放的廢渣，其主要特點(diǎn)是礦物粒度細(xì)、泥化現(xiàn)象嚴(yán)重、礦物組成較復(fù)雜、含有一定數(shù)量的CN-和部分殘余藥劑[1-2]。山東省是我國(guó)黃金生產(chǎn)大省，黃金產(chǎn)量居全國(guó)首位，每年都要排放大量的氰化尾渣。大量的氰渣被堆存或者以低價(jià)出售給化工廠，不僅占用耕地，污染環(huán)境而且氰化渣中含有大量可綜合回收的有價(jià)金屬，如鐵的品位可達(dá)到30％左右，金品位為6 g/t左右，但由于該氰化渣礦石嵌布粒度微細(xì)，礦物組成復(fù)雜，這種復(fù)雜的嵌布關(guān)系導(dǎo)致這些有用單體解離困難，氰化渣尚未得到合理有效的開(kāi)發(fā)利用，礦石的利用率極低，大部分沒(méi)有回收利用，或者根本沒(méi)有開(kāi)發(fā)利用。因此，研究探尋合理有效的氰化渣處理路線，對(duì)我國(guó)環(huán)境及黃金產(chǎn)業(yè)的可持續(xù)發(fā)展具有深遠(yuǎn)的意義。本研究探討如何有效回收氰化渣中的有價(jià)金屬鐵。

目前，文獻(xiàn)中報(bào)道了大量有關(guān)回收鐵的試驗(yàn)研究，許多研究者利用泡沫浮選法[3]、反陰離子浮選石英工藝[4]或者磁選工藝[5-9]等回收低品位富鐵礦中的鐵。其中，磁化焙燒法和直接還原法是從尾礦或者其他富含鐵的固體廢渣中回收鐵的兩種主要方法[10-12]，磁化焙燒法的目的是生產(chǎn)鋼鐵冶煉所需要的磁鐵礦，而直接還原法是為生產(chǎn)海綿鐵。磁化焙燒法的溫度相對(duì)比較低，生產(chǎn)周期短，需要較少的還原劑，而且經(jīng)濟(jì)環(huán)保。

本研究采用磁化-焙燒工藝選取鐵精礦，結(jié)果表明，磁選鐵精礦鐵的品位和回收率都相對(duì)較低。又采用焙燒-水浸-磁選工藝，結(jié)果表明，磁選鐵精礦品位和回收率兩項(xiàng)指標(biāo)都相對(duì)比單純的磁化焙燒高，但還不能充分滿足工業(yè)生產(chǎn)的要求。

為此，進(jìn)一步探討了造成鐵品位及其回收率偏低的原因和機(jī)理，在先前研究的基礎(chǔ)上，添加復(fù)合添加劑[13-16]，對(duì)高鋁、硅氰化渣進(jìn)行還原焙燒預(yù)處理，在焙燒后直接磁選的基礎(chǔ)上對(duì)焙燒渣進(jìn)行水浸預(yù)處理，以提高焙燒-水浸-磁選后鐵的品位和回收率。試驗(yàn)結(jié)果表明，該方法可使鐵的品位提高10％左右，鐵的回收率也相應(yīng)的提高了30％左右。與傳統(tǒng)的工藝方法相比，該工藝操作方便，不影響金的回收，不污染環(huán)境。

2 試驗(yàn)原料及方法

2.1 原料性質(zhì)

試驗(yàn)原料取自山東招遠(yuǎn)市某黃金企業(yè)生產(chǎn)過(guò)程中所產(chǎn)氰化渣。經(jīng)對(duì)礦樣化學(xué)分析，其主要的元素含量見(jiàn)表1。結(jié)果表明，該氰化渣的礦物成分主要為赤鐵礦、石英、氧化鋁等氧化礦物。

表1 氰化渣多元素化學(xué)分析結(jié)果

從表1可見(jiàn)，氰化渣中硅、鋁等雜質(zhì)元素的含量都比較高，這些雜質(zhì)元素的存在給從氰化渣中選鐵帶來(lái)了一定的困難。為了解氰化渣中主要成分鐵及其雜質(zhì)成分的存在狀態(tài)，鐵礦物與雜質(zhì)礦物之間的嵌布關(guān)系，采用X射線衍射（XRD）及掃描電鏡（SEM）技術(shù)對(duì)該氰化渣試樣進(jìn)行了分析，結(jié)果如圖1、圖2所示。圖1 XRD結(jié)果表明，氰化渣成分以赤鐵礦為主，硅礦物主要以石英形式存在，鋁礦物主要以白云母的形式存在。從圖2可以看出，脈石成分形成與鐵礦物包裹交生的復(fù)雜嵌連關(guān)系。這些結(jié)果表明氰化渣中鋁、硅等雜質(zhì)與鐵嵌部關(guān)系復(fù)雜，這種緊密復(fù)雜的嵌布關(guān)系，導(dǎo)致雜質(zhì)與鐵分離困難，采用常規(guī)選鐵方法不能使雜質(zhì)與鐵獲得有效的單體解離，致使磁選鐵精礦品位及其回收率不高。

圖1 氰化渣X射線衍射（XRD）分析結(jié)果

圖2 原礦氰化渣掃描電鏡圖像（SEM）

2.2 試驗(yàn)方法

氰化渣復(fù)合添加劑焙燒-水浸-磁選鐵精礦的工藝試驗(yàn)主要包括復(fù)合添加劑焙燒、水浸、磁選3個(gè)主要環(huán)節(jié)。試驗(yàn)時(shí)，將原礦細(xì)磨至粒度＜74 μm比例占85％，然后與添加劑A和添加劑B以及活性炭按不同比例（質(zhì)量分?jǐn)?shù)）混勻，裝入帶蓋的陶瓷坩鍋中。焙燒試驗(yàn)在SX2-8-16型箱式電阻爐中進(jìn)行，將裝有試樣的坩鍋放入預(yù)先設(shè)定好溫度（750℃）的箱式電阻爐中，恒溫焙燒一定的時(shí)間（60 min）后取出，放入預(yù)先準(zhǔn)備好的涼水中淬冷、抽濾、干燥。將定量干燥好的樣品在DF-101S集熱式恒溫加熱磁力攪拌器（油浴鍋）中進(jìn)行水浸試驗(yàn)，水浸溫度60℃，浸出時(shí)間5 min，液固比5∶1，攪拌速度20 r/min。反應(yīng)結(jié)束后進(jìn)行液固分離，用自來(lái)水洗礦，直至上層澄清為止，然后抽濾、干燥。磁選試驗(yàn)在XCGS-φ50型磁選管上進(jìn)行，將水浸后所得鐵精礦細(xì)磨至粒度＜74 μm比例占85％，然后配成30％（質(zhì)量濃度）左右的水溶液，設(shè)定激磁電流為2 A，進(jìn)行多次重復(fù)磁選試驗(yàn)，以減少磁鐵礦的損失。所得磁鐵礦經(jīng)干燥取樣，分析鐵的品位和回收率，以鐵的品位和回收率作為氰化渣中鐵回收主要的評(píng)價(jià)指標(biāo)。

3 常規(guī)選礦試驗(yàn)

在確定各流程最佳的選別參數(shù)試驗(yàn)的基礎(chǔ)上，進(jìn)行了焙燒-磁選、焙燒-水浸-磁選兩種方案的選鐵試驗(yàn)，并對(duì)兩種流程的結(jié)果進(jìn)行比較。

3.1 焙燒-磁選試驗(yàn)

由于氰化渣試樣以磁性較弱的赤鐵礦為主，因此，采用還原焙燒-磁選法對(duì)該氰化渣進(jìn)行鐵的回收試驗(yàn)。系統(tǒng)研究了焙燒溫度、焙燒時(shí)間、還原劑、磨礦細(xì)度及磁場(chǎng)強(qiáng)度對(duì)鐵品位及其回收率的影響，在磨至粒度＜74 μm比例占85％、焙燒溫度750℃、焙燒時(shí)間60 min、還原劑（活性炭）質(zhì)量分?jǐn)?shù)10％、激磁電流2 A的工藝條件下，鐵的品位及其回收率最高。試驗(yàn)結(jié)果如下：產(chǎn)率41.90％，品位40.07％，回收率60.62％。

在常規(guī)條件下直接焙燒-磁選提鐵，由于大部分鋁、硅等雜質(zhì)在磁選過(guò)程中與鐵礦物一起進(jìn)入磁性物，導(dǎo)致磁選鐵精礦中鋁、硅等雜質(zhì)含量較高，影響了鐵精礦鐵品位及其鐵回收率的提高。

3.2 焙燒-水浸-磁選試驗(yàn)

因焙燒過(guò)程中產(chǎn)生許多可溶性物質(zhì)，而浸出過(guò)程可使焙砂中這些可溶性物質(zhì)溶于水。隨著多次重復(fù)洗礦，可洗除這些雜質(zhì)礦物，從而提高鐵的品位和回收率。為此，在最佳焙燒-磁選條件下，采用焙燒-水浸-磁選工藝，系統(tǒng)研究了水浸溫度、水浸時(shí)間、水浸液固比對(duì)鐵精礦品位及其鐵回收率的影響。其最佳工藝條件為：磨至粒度＜74 μm比例占85％，焙燒溫度750℃，焙燒時(shí)間60 min，還原劑（活性炭）質(zhì)量分?jǐn)?shù)10％，激磁電流2 A。水浸條件為：60℃的溫水，水浸時(shí)間5 min，液固質(zhì)量比5∶1，攪拌速度20 r/min。試驗(yàn)結(jié)果為：產(chǎn)率46.94％，品位47.07％，回收率79.79％。

由試驗(yàn)結(jié)果可知，采用焙燒-水浸-磁選法提取氰化渣中的鐵，與焙燒-磁選法相比，鐵的品位提高，同時(shí)鐵的回收率也有所提高。其原因是在磁選前進(jìn)行水浸預(yù)處理，多次洗礦后將大部分可溶于水的干擾雜質(zhì)洗除，提高了磁選精礦的產(chǎn)率和品位，從而帶動(dòng)鐵的回收率相應(yīng)大幅度提高。

3.3 兩流程比較

對(duì)比兩種選別方案的試驗(yàn)結(jié)果，在最佳試驗(yàn)條件下，焙燒-水浸-磁選比單純的焙燒-磁選所獲鐵精礦的產(chǎn)率和品位都高，鐵品位提高了接近10％，同時(shí)鐵的回收率提高了接近20％，但仍未達(dá)到生產(chǎn)指標(biāo)要求。通過(guò)分析氰化渣的礦物結(jié)構(gòu)及鋁、鐵、硅的嵌布關(guān)系，進(jìn)行了添加劑焙燒-水浸-磁選試驗(yàn)。

4 加添加劑焙燒-水浸-磁選試驗(yàn)

試驗(yàn)發(fā)現(xiàn)，如在含鋁、硅氰化渣中加入一定量的添加劑A和添加劑B進(jìn)行焙燒預(yù)處理，可以大大提高鐵的品位，同時(shí)鐵的回收率也大幅度提高。在焙燒時(shí)配入一定量的添加劑A和添加劑B，可大大改善氰化渣礦樣的物理化學(xué)性質(zhì)，使焙砂變得疏松多孔，使還原劑碳更容易與Fe2O3反應(yīng)，有利于還原焙燒反應(yīng)的進(jìn)行。另外，在高溫條件下，添加劑B分解生成F氧化物和CO2，堿性極強(qiáng)的F瞬時(shí)與焙砂中SiO2反應(yīng),從而大大減小了Fe2SiO3的生成概率（因F的堿性大于Fe2O3的堿性），從而有更多的赤鐵礦被還原為磁鐵礦。同時(shí)，分析認(rèn)為，復(fù)合添加劑與Al2O3或者SiO2生成可溶性物質(zhì)和不溶性的非磁性物質(zhì)，可溶性物質(zhì)經(jīng)水洗后被除去，不溶性的非磁性物質(zhì)經(jīng)磁選后進(jìn)入非磁性物質(zhì)，從而使鐵的品位和回收率提高。

4.1 添加劑用量試驗(yàn)

稱取一定量的氰化渣，磨至粒度＜74 μm比例占85％，加入不同量的添加劑A，10％的添加劑B，10％的還原劑活性炭，攪拌均勻后，放入預(yù)先加熱至750℃的高溫爐中，保溫60 min；取出淬冷、抽濾、烘干；用60℃的溫水在60℃的恒溫油浴鍋中水浸5 min，保持轉(zhuǎn)速20 r/min，液固質(zhì)量比為5∶1；再在激磁電流為2 A的條件下進(jìn)行磁選提取鐵精礦。試驗(yàn)結(jié)果見(jiàn)表2。

表2 添加劑A用量試驗(yàn)結(jié)果％

從表2可見(jiàn)，在焙燒-水浸-磁選工藝中，采用添加劑A和添加劑B進(jìn)行焙燒，可以大大提高鐵的品位，同時(shí)回收率也有大幅度提高。比較而言，添加劑B要比添加劑A的作用強(qiáng)。在反應(yīng)過(guò)程中，添加劑B促進(jìn)鐵晶粒與脈石礦物的分離，但是鐵晶粒間連接不充分，從而導(dǎo)致磁選鐵精礦鐵的品位較高，而鐵的回收率卻較低。添加劑A能促進(jìn)赤鐵礦的更好還原，但是鐵晶粒與脈石礦物結(jié)合緊密，導(dǎo)致磁選鐵的回收率高，而鐵的品位相對(duì)較低。綜合考慮，在試驗(yàn)中選用添加劑B用量為10％，添加劑A用量為3％，此時(shí)，可獲得鐵精礦鐵品位為53.82％，回收率為76.55％。

4.2 加復(fù)合添加劑對(duì)比試驗(yàn)

控制磨至粒度＜74 μm比例占85％，焙燒溫度為750℃，焙燒時(shí)間60 min，還原劑量為10％；水浸條件為：保持60℃恒溫油浴，水浸5 min，液固質(zhì)量比5∶1，轉(zhuǎn)速為20 r/min。選擇不同的添加劑用量及其不同的回收鐵工藝進(jìn)行試驗(yàn)，結(jié)果見(jiàn)表3。

表3 不同添加劑用量對(duì)比試驗(yàn)結(jié)果

從表3可見(jiàn)，采用加入復(fù)合添加劑A和B比使用單一的添加劑A或者B，且通過(guò)水浸預(yù)處理再磁選，比直接磁選更具有優(yōu)勢(shì)，鐵的品位和回收率都相應(yīng)有大幅度的提高。

4.3 復(fù)合添加劑焙燒-水浸過(guò)程中物相變化

為了解添加劑焙燒-水洗過(guò)程中的物相變化，對(duì)復(fù)合添加劑B用量10％，A用量3％，最優(yōu)工藝條件下獲得的焙燒礦及水洗礦進(jìn)行EDS分析，結(jié)果如圖3～6所示。

圖4 焙燒礦掃描電鏡

圖3 水浸礦掃描電鏡（SEM）

圖6 燒結(jié)礦各點(diǎn)局部能譜（EDS）分析結(jié)果

由圖3～6可知，原礦經(jīng)過(guò)添加劑焙燒水洗后，焙燒過(guò)程中未反應(yīng)盡的碳粉被水洗后除去，鋅、鎂等在焙燒過(guò)程中形成的復(fù)雜可溶性雜質(zhì)礦物經(jīng)過(guò)水浸及多次水洗后也被除去，而鋁、硅含量則增多，大部分的鋁、硅礦物與復(fù)合添加劑A和B產(chǎn)生反應(yīng)，形成復(fù)雜的不溶于水的非磁性物質(zhì)，經(jīng)過(guò)磁選后分離。最終使鐵的品位和回收率都相應(yīng)得到大幅度的提高。反應(yīng)過(guò)程中可能發(fā)生的反應(yīng)主要有：

加入添加劑A和添加劑B進(jìn)行還原焙燒時(shí)，焙燒產(chǎn)物主要物相為磁鐵礦和不溶于水的非磁性物質(zhì)。也就是說(shuō)，當(dāng)添加復(fù)合添加劑進(jìn)行還原焙燒時(shí)，復(fù)合添加劑與雜質(zhì)礦物SiO2、Al2O3等發(fā)生反應(yīng)，生成不溶于水的非磁性物質(zhì)，破壞了氰化渣的物相結(jié)構(gòu)，能使雜質(zhì)礦物與鐵礦物進(jìn)行有效分離，并改善赤鐵礦的還原效果，從而提高磁選鐵精礦的品位和回收率。

5 結(jié)論

5.1 原礦氰化渣主要以赤鐵礦為主，同時(shí)含有大量的二氧化硅和三氧化二鋁等雜質(zhì)礦物，雜質(zhì)礦物與含鐵礦物嵌布關(guān)系復(fù)雜，給氰化渣選鐵過(guò)程帶來(lái)一定困難，采用常規(guī)選鐵工藝無(wú)法有效實(shí)現(xiàn)鐵的提取，鐵精礦的品位和回收率較低，不能滿足工業(yè)生產(chǎn)的要求。

5.2 采用焙燒-磁選、焙燒-水浸-磁選兩種常規(guī)的選鐵工藝，在最佳條件下鐵的品位和回收率也不高，鐵的品位只有47.07％，回收率為79.79％。鐵精礦品位仍難以得到較大提高。

5.3 采用復(fù)合添加劑焙燒-水浸-磁選工藝提鐵，對(duì)于提高鐵的品位和回收率是非常有效的，鐵的品位提高了10％左右，回收率提高了30％左右。且在試驗(yàn)過(guò)程中不影響金等有價(jià)金屬的回收，在工業(yè)生產(chǎn)中是可行的。當(dāng)原礦氰化渣全鐵量為27.69％，在焙燒溫度為750℃，氰化渣∶活性炭∶添加劑A∶添加劑B（質(zhì)量比）=100∶10∶3∶10，水浸溫度60℃，水浸液固比5∶1，水浸時(shí)間5 min，攪拌速度20 r/min，激磁電流為2 A的條件下，可獲得鐵精礦全鐵品位為53.82％、回收率為76.55％的選別指標(biāo)。

5.4 氰化渣經(jīng)過(guò)復(fù)合添加劑焙燒與水浸，物相發(fā)生了很大的變化，在復(fù)合添加劑焙燒-水浸過(guò)程中，生成的鋅、鎂等復(fù)雜可溶性雜質(zhì)礦物經(jīng)多次水洗被洗除，部分鋁、硅礦物與復(fù)合添加劑A和B反應(yīng)后，經(jīng)磁選后進(jìn)入非磁性物質(zhì)被去除，鐵的品位和回收率得到提高。

[1]王偉之，張錦瑞，鄒汾生.黃金礦山尾礦的綜合利用[J].黃金，2004，25（7）：43-45.

[2]鄧琪，黃啟飛，汪群慧，等.氰化渣資源化優(yōu)選模型的研究[J].環(huán)境污染與防治，2010，32（1）：101-105.

[3]H.T.Shen，B.Zhou，X.Y.Huang,et al.Roasting-magnetic separation and direct reduction of a refractory oolitic-hematite ore[J].Min.Met.Eng.（in Chinese），2008，28（5）30-43.

[4]K.Hanumantha Rao，K.S.Narasimhan.Selective flocculation applied to Barsuan iron ore tailings[J].Int.J.Miner.Process，1985，14（1）：67-75.

[5]Y.Wang，J.Ren.The flotation of quartz from iron minerals with a combined quatermary ammonium salt[J].Int.J.Miner.Process，2005，77（2）：116-122.

[6]孫炳泉.近年我國(guó)復(fù)雜難選鐵礦石選礦技術(shù)進(jìn)展[J].金屬礦山，2006（3）：11-14.

[7]劉安榮，唐云，張覃，等.鮞狀赤鐵礦焙燒磁選-酸浸工藝研究[J].金屬礦山，2010（3）：48-52.

[8]王成行，童雄，孫吉鵬.某鮞狀赤鐵礦磁化焙燒-磁選試驗(yàn)研究[J].金屬礦山，2009（5）：57-59.

[9]左倩，王一，田斌，等.鄂西某鮞狀赤鐵礦焙燒磁選試驗(yàn)研究[J].金屬礦山，2008（8）：36-39.

[10]S.Song，S.Lu，A.Lopez-Valdivieso.Magnetic separation of hematite and limonite fines as hydrophobic flocs from iron ores[J].Miner.Eng.，2002，15（6）415-422.

[11]C.Li，H.H.Sun，L.Bai，et al.Innovative methodology for comprehensive utilization of iron ore tailings.Part1.The recovery of iron from iron ore tailings using magnetic separation after magnetizing roasting[J].Journal of Hazardous Materials，2010，174（1）71-77.

[12]李光輝，周太華，劉牡丹，等.高鋁褐鐵礦鋁鐵分離新工藝及其機(jī)理[J].中國(guó)有色金屬學(xué)報(bào)，2008，18（11）：2 087-2 093.

[13]李光輝，劉牡丹，姜濤，等.高鋁鐵礦石工藝礦物學(xué)特征及鋁鐵分離技術(shù)[J].中南大學(xué)學(xué)報(bào)，2009，40（5）：1 165-1 171.

[14]朱德慶，李建，李青春，等.硫酸渣復(fù)合球團(tuán)還原焙燒法制備高品位磁鐵精礦[J].中國(guó)有色金屬學(xué)報(bào)，2007，17（4）：649-656.

[15]姜濤，劉牡丹，李光輝，等.鈉化還原法處理高鋁褐鐵礦新工藝[J].中國(guó)有色金屬學(xué)報(bào)，2010，20（3）：565-571.

[16]姜濤，劉牡丹，李光輝，等.鈉鹽對(duì)高鋁褐鐵礦還原焙燒鋁鐵分離的影響[J].中國(guó)有色金屬學(xué)報(bào)，2010，20（6）：1 226-1 233.

Technology Research on Recovery of Iron from Cyanide Tailings

LI Huai-mei,YU Xian-jin,ZHANG Ya-li
（College of Chemical Engineering,Shandong University of Technology,Zibo 255081,China）

A novel process of recovering iron from high iron-aluminum-silicon cyanide tailings was developed,and the recovery mechanism was studied by XRD,SEM and EDS.The results showed that hematite was the main composition with intergrowth of aluminum,silicon and other principle impurities,conventional roasting-magnetic separation was unable to recover iron effectively.The iron concentrate with the iron grade of 53.82％and the recovery rate of 76.55％was obtained under the following conditions:85％ grinding size of less 74 μm,roasting temperature of 750℃,the mass ratio of the cyanide tailings,activated carbon,additives A and additives B was 100∶10∶3∶10,leaching temperature of 60℃,liquid to solid ratio of 5∶1,leaching time of 5 min,stirring speed of 20 r/min,and exciting current of 2 A.The EDS results indicated that the compound additives reacted with most of the aluminiferous mineral and silicic minerals and form soluble and undissolved non-magnetic materials,the soluble materials were removed by washing,and the non-magnetic materials undissolved entered into the non-magnetic materials by magnetic separation,then the grade of magnetic concentrate and the recovery rate of iron increased.

cyanide tailings;recovering iron;compound additives roasting-leaching-magnetic separation;grade;recovery rate

TF803；X758

A

1004-4620（2011）04-0021-04

*山東省自然科學(xué)基金資助項(xiàng)目（ZR2010EL006）。

2011-06-30

李懷梅，女，1986年生，山東理工大學(xué)有色金屬冶金專業(yè)2009級(jí)碩士研究生，研究方向?yàn)橐苯鹂茖W(xué)與工程。