專利名稱：一種高銦高鐵鋅精礦的處理方法
技術領域：
本發明涉及一種有色金屬冶煉方法，特別是一種含銦InO. 07% O. 25 %、含鐵14% 25%、含鋅40 50%鋅精礦的處理方法。
背景技術：
目前，處理含銦InO. 07% O. 25%、含鐵14% 25%鋅、含鋅40 50%的鋅精礦提取鋅銦的處理方法為鋅精礦沸騰焙燒脫硫一鋅焙砂熱酸浸出一鐵礬法沉鐵銦一中上清溶液凈化電積生產電鋅一鐵礬渣還原揮發回收鋅銦。該方法簡稱“熱酸浸出-鐵礬法沉鐵”工藝，在該方法中，鋅獲得較高浸出率，鐵和銦一起沉淀富集到鐵礬渣中；再通過對含銦鐵礬渣在回轉窯內進行還原揮發處理，得到了富集鋅銦的煙塵，簡稱富銦煙塵，富銦煙塵再通過“浸出一萃取一反萃一置換一電解”等過程的常規提銦工藝提取銦。該方法的主要缺點是(I)鐵礬渣渣量大，在回轉窯進行還原揮發處理時需要消耗大量的焦碳，生產成本 高；(2)銦的冶煉回收率低，在產出的回轉窯渣中平均含銦為O. 03%，造成占原料鋅精礦銦金屬總量10%左右的銦無法回收；(3)鐵礬渣中含有大量的硫酸根，在回轉窯還原揮發過程中分解出大量二氧化硫氣體，還原揮發煙氣需要進行吸收處理后，才能達標排放。為了解決上述問題，許多冶金工作者進行了大量的探索和試驗。中國專利CN200510031335. O提出了采用常規的中性浸出方法將大部分容易回收的、以氧化鋅形式存在的鋅溶解到溶液中，與難處理的鐵酸鋅分離，然后將中性浸出渣進行高溫還原揮發處理，再使鋅、銦與鐵分離，最后從揮發煙塵中回收鋅和銦，在該工藝中，92%的鋅和70%的銦得到了有效回收，但是采用高溫還原揮發處理中性浸出渣，渣量很大，且渣含鋅高達25%以上，高溫還原揮發的生產成本很高，而且銦的冶煉回收率低，因而最終沒有實現處理含銦InO. 07% O. 25%、含鐵14% 25%鋅精礦的工業化應用。2004 2006年，廣西華錫集團股份有限公司與中南大學聯合開發了無鐵渣濕法煉鋅方法，由中南大學唐謨堂老師申請了發明專利，發明專利號為ZL95110609. 0，無鐵渣濕法煉鋅方法的基本思路為，沸騰爐沸騰焙燒后得到的鋅焙砂進行中浸，使70 80%的鋅金屬進入中上清液，生產電鋅產品，中性浸出渣進行熱酸浸出，使鋅銦溶解進入溶液，溶液加入鐵粉或硫化鋅精礦還原，還原溶液經過P204萃取提銦后，萃取余液生產鐵氧體共沉淀粉。在該工藝中，鋅銦浸出率高，且對浸出液進行了還原，使溶液中的鐵以二價形式存在，采用直接對還原浸出液進行萃取回收銦，有效縮短了提銦工藝流程，銦的冶煉回收率很高，達到90%以上。該工藝中，沒有采用氧壓赤鐵礦法沉鐵技術，而是將溶液中的鐵和鋅進行共沉淀，產出鐵氧體共沉淀粉，該發明專利重點強調了工藝流程中的“無鐵渣”，即整個工藝流程中，不再產出鐵渣，而是將原料中的鐵轉移到了鐵氧體共沉淀粉中，鐵得到資源化利用。該方法由于消耗大量的碳銨，且過程排放大量的硫酸銨溶液，因此最終沒有在工業上推廣應用。2007 2008年，廣西華錫集團股份有限公司與北京礦冶研究總院聯合開發了“低酸液還原沉銦一氧壓赤鐵礦法沉鐵”提取鋅銦工藝，該工藝的基本思路為，盡可能保持來賓華錫冶煉有限公司的鋅系統主干生產流程少改變，采用高溫還原技術對含銦的低上清溶液進行還原，使溶液中的三價鐵還原為二價鐵，然后進行預中和再進行置換沉銦并從沉銦渣中沉提取銦，沉銦后溶液進行氧壓赤鐵礦法沉鐵后返回中性浸出。在該工藝中，由于直接從富銦渣中回收銦，銦有較高的回收率，可以達到90%以上，又由于采用了較為先進的赤鐵礦法沉鐵，流程中酸的平衡得到了有效控制。該工藝完成了半工業試驗，并作為來賓華錫冶煉有限公司技術改造的備選工藝之一。該工藝沒有申請發明技術專利，半工業試驗的主要目的是除了驗證工藝流程的技術可行性外，還驗證了國產鈦材高壓反應釜的適用性。
發明內容
本發明的目的是提供一種高銦高鐵鋅精礦的處理方法，針對含銦InO. 07% 0.25%、含鐵14% 25%、含鋅40 50%鋅精礦，有效分離鋅精礦中的鐵、鋅、銦，提高鋅、銦冶煉回收率，并使鋅精礦中的鐵轉化為含Fe55 65%的赤鐵礦渣加以資源化利用，同時從根源上避免低濃度二氧化硫的產出，有效保護了環境。本發明通過以下技術方案達到上述目的一種高銦高鐵鋅精礦的處理方法，工藝流程見圖I，原料為含銦InO. 07% O. 25%、含鐵14% 25%、含鋅40 50%鋅精礦，按以下步驟進行本發明所述百分數按行業常識，沒有特別說明時，指重量百分數，萃取與反萃取的相比指體積百分數；(I)低氧壓浸出將所述鋅精礦和步驟⑵產出的含酸60 100g/L的高氧壓浸出溶液，在壓力釜內于130 140°C、總壓O. 27 O. 36MPa，氧分壓O. 05 O. IOMPa進行浸出3 5小時，浸出終酸20 30g/L、Fe3+ ( 3g/L，浸出物經過固液分離后，產出低氧壓浸出溶液和低氧壓浸出渣；(2)高氧壓浸出將低氧壓浸出渣、含酸135 165g/L的電解廢液和補充的工業濃硫酸，在壓力釜內于170 175°C、總壓O. 89 I. OOMPa、氧分壓O. 2MPa進行浸出3 5小時，浸出終酸< 100g/L，浸出物經過固液分離后，產出高氧壓浸出溶液和高氧壓浸出渣，高氧壓浸出溶液返回步驟(I)低氧壓浸出過程；(3)低氧壓浸出液萃取提銦低氧壓浸出溶液采用體積比為20% P204 + 80%煤油配成的萃取劑進行萃取提取銦，萃取溫度為10 40°C、相比A/0 = 20 :1 50 :1，萃取級數為3級，得到負銦有機相和銦萃取余液；負銦有機相按鹽酸濃度4. 5 5. 5mol、0/A =10 :1 30 :1、反萃級數3級進行反萃取，然后用鋅錠在室溫條件下置換3 7天，得到海綿銦，壓團熔鑄陽極粗銦，粗銦電解5 8天產出精銦；(4)氧壓赤鐵礦沉鐵銦萃取余液在壓力釜內于170 175°C、總壓0.89
1.OOMPa、氧分壓0. 2MPa進行赤鐵礦法沉鐵4 6小時，沉鐵后溶液Fe ( 3g/L，沉鐵后產物經過固液分離后，產出赤鐵礦渣和沉鐵后溶液，赤鐵礦渣作為鐵資源進行利用；(5)中和在沉鐵后液中加入氧化鋅粉進行中和，中和溫度為60 80°C、中和時間I 2小時，終點pH=4. O 5. 5，中和產物經過固液分離后，產出中性溶液和中和渣，中性溶液經過常規的鋅粉凈化溶液電解工藝生產電鋅，中和渣返回低氧壓浸出；(6)高氧壓浸出渣浮選采用無藥劑浮選方法將高氧壓浸出渣發分離出含S ^ 75%的硫精礦和含S ( 20%浮選尾礦，硫精礦回收硫磺；(7)浮選尾礦揮發處理浮選尾礦進行高溫還原揮發處理，有價金屬錫、鉛、銻、銀及少量不被浸出的鋅、銦揮發進入煙塵中，通過對煙塵的處理，回收其中的鋅、銦、錫、鉛、銻、銀，高溫爐渣作為原料銷售到水泥行業。本發明的優點是(I)、方法針對性強。采用本發明使鋅精礦中鐵、鋅、銦三者的分離合理、有序、高效，不僅確保了鋅、銦有較高的回收率，鋅總回收率為96 %，銦總回收率為93 %。( 2 )、流程優化。將氧壓浸出、直接萃取提銦、氧壓赤鐵礦法沉鐵三項濕法煉鋅先進技術進行了有效的集成與優化，工藝流程簡潔，實現了銦與鋅的高效回收，也解決了流程中的溶液平衡和酸平衡問題。(3)、節能環保。采用氧壓浸出技術和氧壓赤鐵礦沉鐵技術分別替代沸騰焙燒技術和回轉窯還原揮發技術，更高效實現鐵鋅分離，也從根源上避免了低濃度二氧化硫的產出。
具體實施例方式以下通過實施例對本發明的技術方案作進一步說明。實施例I本發明所述的高銦高鐵鋅精礦的處理方法，包括如下步驟I、將含銦InO. 07%、含鐵14%、含鋅48%的鋅精礦70公斤，含鋅32%的干中和渣3公斤，加入含酸60g/L、含鋅98. 7g/L、含鐵7. 5克/升、含銦O. 073g/L的高氧壓浸出液390L，在浸出溫度為130 134°C、浸出總壓O. 30MPa、氧分壓O. 05MPa條件下，在500L襯鈦壓力釜內進行浸出3小時，浸出物經過固液分離后，得到低氧壓浸出溶液374L，浸出液含鋅131.8g/L、含酸 20g/L、Fe3+l. 7g/L、Fe 總 10. 8g/L、銦 O. 116g/L，產出濕態低氧壓浸出渣 82 公斤。2、將82公斤濕態低氧壓浸出渣，380L含酸165g/L、含鋅50g/L的電解廢液和2L濃硫酸，在浸出溫度170 175°C、浸出總壓O. 90MPa、氧分壓O. 2MPa的條件下，在500L襯鈦壓力釜內于進行浸出3小時，浸出物經過固液分離后，得到高氧壓浸出液390L，浸出液含鋅
98.7g/L、含酸60g/L、Fe7. 5g/L、含銦O. 073g/L，產出濕態高氧壓浸出渣43公斤，水率31 %，干渣含鋅5. 2%、含銦O. 008%。3、將含鋅 131. 8g/L、含酸 20g/L、Fe3+l. 7g/L、Fe 總 10. 8g/、L 含銦 0. 116g/L 的低氧壓浸出液374L，采用體積比為20% P204 + 80%煤油配成萃取劑，在混合澄清萃取槽進行萃取提銦，萃取溫度為25°C、相比A/0 = 20 :1，萃取級數為3級，得到含銦為O. 0016g/L的銦萃余液；負銦有機相在混合澄清萃取槽進行反萃取提銦，反萃用的鹽酸濃度4. 5M，相比0/A = 10 1，反萃級數3級；反萃得到的鹽酸氯化銦溶液用鋅錠在室溫條件下置換6天，得到海綿銦，壓團、熔鑄成粗銦陽極，粗銦電解7天，產出精銦，符合YS/T257-2009標準的99. 995%精銦。4、將含鋅 I3L 8g/L、含酸 20g/L、Fe3+L 7g/L, Fe 總 10. 8g/L 的銦萃取余液 374L，在170 175°C、總壓O. 90MPa、氧分壓O. 2MPa的條件下，在500L襯鈦壓力釜內進行赤鐵礦法沉鐵4小時，沉鐵后產物經過固液分離后，沉鐵后溶液367L，含Fe,6 I. 4g/L、含酸40g/L，產出濕態赤鐵礦渣7. 73公斤，含水26%，干態赤鐵礦渣5. 72公斤，赤鐵礦渣含鐵59%、含鋅6. 8%。5、在沉鐵后液367L中加入含鋅76%的氧化鋅粉14公斤進行中和，中和溫度為60 80°C、中和時間I. 5小時，終點pH=5. O,中和產物經過固液分離后，產出中性溶液365L和濕態中和渣4. 6公斤，濕態中和渣含水34%，中和渣含鋅32%，返回低氧壓浸出處理，中性溶液365L經過常規的鋅粉凈化溶液電解工藝生產電鋅；6、采用無藥劑浮選方法將濕態高氧壓浸出渣43公斤進行浮選分離，產出濕態硫精礦31公斤，水率32%，硫精礦含S88. 1%，硫精礦回收硫磺；浮選尾礦濕態13公斤，水率36%，含 S17. 8%o7、浮選尾礦進入煙化爐進行高溫還原揮發處理，有價金屬鋅、銦、錫、鉛、銻揮發進入煙塵中，通過對煙塵的處理，回收其中的鋅、銦、錫、鉛、銻，煙化爐渣作為原料銷售到水泥行業。實施例2本發明所述的高銦高鐵鋅精礦的處理方法的另一實例，包括如下步驟I、含銦InO. 15%、含鐵18%、含鋅49%的鋅精礦4. 2噸，含鋅23%的干中和渣200公斤，加入含酸87g/L、含鋅90. lg/L、含鐵7.9克/升、含銦O. 149g/L的高氧壓浸出液23. 4立方米，浸出溫度133 138°C、浸出總壓O. 32MPa、氧分壓O. 08MPa條件下，在30立方米的 襯鈦壓力釜內進行浸出4小時，浸出物經過固液分離后，得到低氧壓浸出溶液22. I立方米，浸出溶液含鋅134. lg/L、含酸23g/L、Fe3+l. 3g/L、Fe總12. 9g/L、含銦O. 251g/L，產出濕態低氧壓浸出渣4. 25噸。2、將4. 25噸濕態低氧壓浸出渣，23. O立方米含酸163g/L、含鋅48g/L的電解廢液和O. 2立方米濃硫酸，在浸出溫度173 177°C、浸出總壓O. 95MPa、氧分壓O. 2MPa的條件下，在容積30立方米的襯鈦壓力釜內于進行浸出3. 5小時，浸出物經過固液分離后，得到高氧壓浸出液23. 4立方米，浸出液含鋅90. lg/L、含酸87g/L、Fe7. 9g/L、含銦O. 149g/L，產出濕態高氧壓浸出渣2. 94噸，含水率31%，干渣含鋅4. 8%、含銦O. 012%。3、將含鋅 134. lg/L、含酸 21g/L、Fe3+L 37g/L、Fe 總 12. 9g/L、含銦 O. 251g/L 的低氧壓浸出液23. O立方米，采用體積比為20% P204 + 80%煤油配成萃取劑，在混合澄清萃取槽進行萃取提銦，萃取溫度為27°C、相比A/0 = 20 :1，萃取級數為3級，得到銦萃取余液含銦為O. 0023g/L ;負銦有機相在混合澄清萃取槽進行反萃取提銦，反萃取鹽酸濃度4. SM,相比0/A = 15 :1，反萃級數3級；反萃取得到的鹽酸氯化銦溶液用鋅錠在室溫條件下置換6天，得到海綿銦壓團熔鑄陽極粗銦，粗銦電解6天，產出精銦符合YS/T257-2009標準的99. 995%。4、將含鋅 134· lg/L、含酸 23g/L、Fe3+l. 37g/L.Fe,6 12. 9g/L 的銦萃取余液 23· O 立方米，在173 178°C、總壓O. 95MPa、氧分壓O. 2MPa的條件下，在30立方米的襯鈦壓力釜內進行赤鐵礦法沉鐵4. 5小時,沉鐵后產物經過固液分離后,沉鐵后溶液22. I立方米,含Fe總I. 54g/L、含酸41g/L，產出濕態赤鐵礦渣O. 598噸，水率25%，干態赤鐵礦渣O. 448噸，赤鐵礦渣含鐵58%、含鋅6. 9%。5、在沉鐵后液22. I立方米中，加入含鋅74%的氧化鋅粉O. 95噸進行中和，中和溫度為65 75°C、中和時間I. 5小時，終點pH=5. O,中和產物經過固液分離后，產出中性溶液22. O立方米和濕態中和渣495公斤，濕態中和渣含水34%，干中和渣含鋅23%，返回低氧壓浸出處理，中性溶液22. O立方米經過常規的鋅粉凈化，溶液電解工藝生產電鋅。6、采用無藥劑浮選方法將濕態高氧壓浸出渣2. 94噸進行浮選分離，產出濕態硫精礦I. 92噸，水率32%，硫精礦含S85. 7%，硫精礦回收硫磺；浮選尾礦濕態I. 11噸，水率35%，含 S19. 6%07、浮選尾礦進入煙化爐進行高溫還原揮發處理，有價金屬鋅、銦、錫、鉛、銻揮發進入煙塵中，通過對煙塵的處理，回收其中的鋅、銦、錫、鉛、銻，煙化爐渣作為原料銷售到水泥行業。實施例3本發明所述的高銦高鐵鋅精礦的處理方法的又一實例，包括如下步驟I、將含銦InO. 25%、含鐵25%、含鋅50%的鋅精礦4. O噸，含鋅30%的干中和渣200公斤，加入含酸100g/L、含鋅87. 5g/L、含鐵10. 4克/升、含銦O. 221g/L的高氧壓浸出液24. 6立方米，浸出溫度135 140°C、浸出總壓O. 35MPa、氧分壓O. IOMPa條件下，在30立方米的襯鈦壓力釜內進行浸出4. 5小時，浸出物經過固液分離后，得到低氧壓浸出液23. 2立方米，浸出液含鋅 124. 6g/L、含酸 29. 6g/L、Fe3+L 9g/L、Fe 總 16. 8g/L、含銦 O. 383g/L，產 出濕態低氧壓浸出渣4. 07噸。2、將4.07噸濕態低氧壓浸出渣，24.1立方米含酸1618/1、含鋅458/1的電解廢液和O. 3立方米濃硫酸，在浸出溫度175 180°C、浸出總壓I. OOMPa、氧分壓O. 2MPa的條件下，在容積30立方米的襯鈦壓力釜內于進行浸出4. 5小時，浸出物經過固液分離后，得到高氧壓浸出液24. 6立方米，浸出液含鋅87. 5g/L、含酸100g/L、Fel0. 4g/L、含銦O. 221g/L，產出濕態高氧壓浸出渣2. 87噸，水率31%，干渣含鋅4. 35%、含銦O. 019%。3、將含鋅 124. 6g/L、含酸 18. 6g/L、Fe3+L 9g/L、Fe 總 16. 8g/L、含銦 O. 383g/L 的低氧壓浸出液23. 2立方米，采用體積比為20% P204 + 80%煤油配成有機物，在混合澄清萃取槽進行萃取提銦，萃取溫度為24°C、相比A/0 = 25 :1，萃取級數為3級，得到銦萃取余液含銦為O. 0023g/L ;負銦有機相在混合澄清萃取槽進行反萃取提銦，反萃取鹽酸濃度4. 6M，相比0/A = 20 :1，反萃級數3級；反萃取得到的鹽酸氯化銦溶液用鋅錠在室溫條件下置換6天，得到海綿銦壓團熔鑄陽極粗銦，粗銦電解6天，產出精銦符合YS/T257-2009標準的
99.995%。4、將含鋅 124. 6g/L、含酸 19g/L、Fe3+L 9g/L、Fe 總 16. 8g/L 的銦萃取余液 23. 2 立方米，在175 1808°C、總壓.I. OOMPa、氧分壓0. 2MPa的條件下，在30立方米的襯鈦壓力爸內進行赤鐵礦法沉鐵4. 5小時,沉鐵后產物經過固液分離后,沉鐵后溶液22. 3立方米,含Fe總I. 23g/L、含酸46. 7g/L，產出濕態赤鐵礦渣O. 815噸，水率25%，干態赤鐵礦渣O. 611噸，赤鐵礦渣含鐵60%、含鋅5. 1%。5、在沉鐵后液22. 3立方米中，加入含鋅78 %的氧化鋅粉0. 97噸進行中和，中和溫度為70 805°C、中和時間I. 5小時，終點pH=5. O,中和產物經過固液分離后，產出中性溶液22. O立方米和濕態中和渣495公斤，濕態中和渣含水33%，干中和渣含鋅22%，返回低氧壓浸出處理，中性溶液22. O立方米經過常規的鋅粉凈化溶液電解工藝生產電鋅。6、采用無藥劑浮選方法將濕態高氧壓浸出渣2. 87噸進行浮選分離，產出濕態硫精礦I. 88噸，水率32%，硫精礦含S83. 4%，硫精礦回收硫磺；浮選尾礦濕態I. 06噸，水率35%，含 S18. 0%o7、浮選尾礦進入煙化爐進行高溫還原揮發處理，有價金屬鋅、銦、錫、鉛、銻揮發進入煙塵中，通過對煙塵的處理，回收其中的鋅、銦、錫、鉛、銻，煙化爐渣作為原料銷售到水泥行業。
權利要求
1.一種高銦高鐵鋅精礦的處理方法，其特征在于，原料為含銦InO. 07% O. 25%、含鐵14% 25%、含鋅40 50%鋅精礦，按以下步驟進行 (1)低氧壓浸出將所述鋅精礦和步驟(2)產出的含酸60 100g/L高氧壓浸出溶液，在壓力釜內于130 140°C、總壓O. 27 O. 36MPa，氧分壓O. 05 O. IOMPa進行浸出3 5小時，浸出終酸20 30g/L、Fe3+<3g/L，浸出物經過固液分離后，產出低氧壓浸出溶液和低氧壓浸出渣； (2)高氧壓浸出將低氧壓浸出渣、含酸135 165g/L電解廢液和補充的工業濃硫酸，在壓力釜內于170 175°C、總壓O. 89 I. OOMPa、氧分壓O. 2MPa進行浸出3 5小時，浸出終酸60 100g/L，浸出物經過固液分離后，產出高氧壓浸出溶液和高氧壓浸出渣，高氧壓浸出溶液返回步驟(I)的低氧壓浸出過程； (3)低氧壓浸出溶液萃取提銦低氧壓浸出溶液采用體積比為20%P204 + 80%煤油配成的萃取劑進行萃取提取銦，萃取溫度為10 40°C、相比A/0 = 20 :1 50 :1,萃取級數 為3級，得到負銦有機相和銦萃取余液；負銦有機相按鹽酸濃度4. 5 5. 5mol、0/A = 10 I 30 :I、反萃級數3級進行反萃取，然后用鋅錠在室溫條件下置換3 7天，得到海綿銦，壓團熔鑄陽極粗銦，粗銦電解5 8天產出精銦； (4)氧壓赤鐵礦沉鐵銦萃取余液在壓力釜內于170 175°C、總壓0.89 I. OOMPa、氧分壓0. 2MPa進行赤鐵礦法沉鐵4 6小時，沉鐵后溶液Fe ( 3g/L，沉鐵后產物經過固液分離后，產出赤鐵礦渣和沉鐵后溶液，赤鐵礦渣作為鐵資源進行利用； (5)中和在沉鐵后液中加入氧化鋅粉進行中和，中和溫度為60 80°C、中和時間I 2小時，溶液終點pH=4. O 5. 5，中和產物經過固液分離后，產出中性溶液和中和渣，中性溶液經過常規的鋅粉凈化后用電解工藝生產電鋅，中和渣返回低氧壓浸出； (6)高氧壓浸出渣浮選采用無藥劑浮選方法將高氧壓浸出渣分離出含S^ 75%的硫精礦和含S ( 20%浮選尾礦，硫精礦回收硫磺； (7)浮選尾礦揮發處理浮選尾礦進行高溫還原揮發處理，回收其中的鋅、銦、錫、鉛、鋪、銀。
全文摘要
一種高銦高鐵鋅精礦的處理方法，包括下列步驟將含銦In0.07％～0.25％、含鐵14％～25％、含鋅40～50％的鋅精礦進行低氧壓浸出和高氧壓浸出的二段酸性逆流氧壓浸出；低氧壓浸出液直接萃取銦；提銦后液用氧壓赤鐵礦法沉鐵，產出含鐵55～65％的赤鐵礦渣；沉鐵后溶液用氧化鋅中和；中和后溶液用鋅粉凈化電解生產電鋅；中和渣返回低氧壓浸出；高氧壓浸出渣采用浮選方法分離出硫精礦和浮選尾礦，硫精礦回收硫磺，浮選尾礦進入煙化爐進行還原揮發處理。采用本發明能夠有效分離鋅精礦中的鐵、鋅、銦，提高鋅、銦冶煉回收率，并使鋅精礦中的鐵得到資源化利用，同時從根源上避免低濃度二氧化硫的產出，有效保護了環境。
文檔編號C22B3/44GK102851496SQ20121037739
公開日2013年1月2日 申請日期2012年10月8日 優先權日2012年10月8日
發明者陶政修, 蔣光佑, 王學洪, 陳光耀, 李德錦, 唐罡, 廖柏俊, 潘久華, 韋曉嵐, 李顯華 申請人:來賓華錫冶煉有限公司