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1、(10)申请公布号 CN 104001626 A (43)申请公布日 2014.08.27 C N 1 0 4 0 0 1 6 2 6 A (21)申请号 201410238477.3 (22)申请日 2014.05.30 B03D 1/00(2006.01) B03B 1/00(2006.01) (71)申请人长沙矿冶研究院有限责任公司 地址 410000 湖南省长沙市岳麓区麓山南路 966号 申请人湖南水口山有色金属集团有限公司 (72)发明人何从行 朱超英 李淮湘 聂世华 周清波 欧也斐 聂正才 易峦 白成庆 阳华玲 吴希明 (74)专利代理机构上海金盛协力知识产权代理 有限公司 312。
2、42 代理人段迎春 (54) 发明名称 从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿 物的方法 (57) 摘要 本发明公开了一种从含铅锌的多金属硫化矿 中浮选分离有价矿物的方法，包括以下步骤：先 对原矿进行磨矿；再加入组合式浮选剂对磨矿后 的原矿进行全混浮粗选处理；继续对粗选后的粗 精矿进行精选，继续加入组合式浮选剂对粗选后 的尾矿进行扫选；对精选后的铅锌硫混合粗精矿 进行再磨；对再磨后的铅锌硫混合粗精矿加入组 合式除杂剂进行脱杂处理，脱杂后的尾矿返回扫 选工序。在前述方法的基础上可再增加铅硫粗选、 铅硫精选、铅硫分离得到铅精矿，浮选分离处理后 的尾矿进行铅扫选，最后得到硫精矿。本发明的方 法具有工。
3、艺操作简便、流程合理、药剂用量少、能 耗低、设备使用寿命长、分离效果好等优点。 (51)Int.Cl. 权利要求书2页 说明书5页 附图2页 (19)中华人民共和国国家知识产权局 (12)发明专利申请 权利要求书2页 说明书5页 附图2页 (10)申请公布号 CN 104001626 A CN 104001626 A 1/2页 2 1.一种从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，包括以下步骤： (1)磨矿：先对原矿进行磨矿； (2)粗选：加入组合式浮选剂对磨矿后的原矿进行全混浮粗选处理； (3)精选和扫选：继续可选择性加入组合式浮选剂对上述粗选后的粗精矿进行精选， 继续加入组合式浮选剂。
4、对上述粗选后的尾矿进行扫选； (4)再磨：对上述精选后的铅锌硫混合粗精矿进行再磨； (5)脱杂：对上述再磨后的铅锌硫混合粗精矿加入组合式除杂剂进行脱杂处理，脱杂 后得到铅硫混合精矿，脱杂后的尾矿返回步骤(3)中的扫选工序。 2.根据权利要求1所述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，其特 征在于：所述步骤(1)中，所述磨矿是指将原矿磨至-0.074mm占50以上；所述步骤(4) 中，所述再磨是指将铅锌硫混合粗精矿磨至-0.074mm占90以上。 3.根据权利要求1所述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，其特 征在于：所述步骤(2)中，全混浮粗选处理时的浮选浓度为303。
5、8，所述的组合式浮选 剂包括乙黄药、丁黄药和MIBC，且乙黄药的加入量为80150g/t原矿，丁黄药的加入量为 2050g/t原矿，MIBC的加入量为40100g/t原矿。 4.根据权利要求1所述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，其特 征在于：所述步骤(3)中，所述的组合式浮选剂包括乙黄药、丁黄药和MIBC，且乙黄药的加 入量为2060g/t原矿，丁黄药的加入量为1030g/t原矿，MIBC的加入量为1035g/ t原矿。 5.根据权利要求1所述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，其特 征在于：所述步骤(5)中，所述的组合式除杂剂包含乙黄药、乙硫氮和MIBC；乙黄。
6、药的加入 量为40100g/t原矿，乙硫氮的加入量为1030g/t原矿，MIBC的加入量为1540g/ t原矿。 6.一种从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，其特征在于，在权利要 求15中任一项所述方法的步骤(5)后，还包括以下步骤： (6)铅硫粗选：加入组合式浮选剂对脱杂后得到的铅硫混合精矿进行粗选； (7)铅硫精选：加入组合式浮选剂对上述铅硫粗选后的粗精矿进行精选，加入组合式 浮选剂对上述铅硫粗选后的尾矿进行扫选，扫选后得锌精矿； (8)铅硫分离：加入组合式分离剂对上述铅硫精选后的精矿产物进行浮选分离处理， 浮选分离处理后的精矿进行铅精选，得到铅精矿，浮选分离处理后的尾矿进行铅。
7、扫选，最后 得到硫精矿。 7.根据权利要求6所述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，其特 征在于：所述步骤(6)中，所述的组合式浮选剂包括硫酸锌、亚硫酸钠、乙硫氮和MIBC，且硫 酸锌的加入量为12001600g/t原矿，亚硫酸钠的加入量为6001000g/t原矿，乙硫氮 的加入量为1030g/t原矿，MIBC的加入量为1530g/t原矿。 8.根据权利要求6或7所述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法， 其特征在于：所述步骤(7)中，所述的组合式浮选剂包括硫酸锌、亚硫酸钠、乙硫氮和MIBC， 且硫酸锌的加入量为100300g/t原矿，亚硫酸钠的加入量为60200g/。
8、t原矿，乙硫氮 的加入量为1030g/t原矿，MIBC的加入量为520g/t原矿。 权 利 要 求 书CN 104001626 A 2/2页 3 9.根据权利要求6或7所述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法， 其特征在于：所述步骤(8)中，所述的组合式分离剂包括石灰、乙硫氮和MIBC，且石灰的加 入量为5002000g/t原矿，乙硫氮的加入量为525g/t原矿，MIBC的加入量为020g/ t原矿。 10.根据权利要求19中任一项所述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿 物的方法，其特征在于：所述方法的全工艺流程中不使用强酸和活性炭。 权 利 要 求 书CN 10400162。
9、6 A 1/5页 4 从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法 技术领域 0001 本发明涉及一种浮选工艺，尤其涉及一种含铅锌硫化矿的浮选工艺。 背景技术 0002 传统的硫化铅锌矿选矿工艺流程主要是高碱度优先浮铅工艺，该流程在回收铅矿 物时，所用药剂制度中需加入大量石灰抑制黄铁矿。为了综合利用矿石中的黄铁矿资源，回 收铅矿物后的尾矿需加入大量硫酸活化被抑制的黄铁矿。 0003 上述的传统工艺流程具有以下两大不足：1、药剂成本高；2、高碱高酸工艺加大了 操作难度，同时对浮选设备的要求更高，相关设备必须进行特殊的防腐处理。 发明内容 0004 本发明要解决的技术问题是克服现有技术的不足，提。
10、供一种工艺操作简便、流程 合理、药剂用量少、能耗低、设备使用寿命长、分离效果好的从含铅锌的多金属硫化矿中浮 选分离有价矿物的方法。 0005 为解决上述技术问题，本发明提出的技术方案为一种从含铅锌的多金属硫化矿中 浮选分离有价矿物的方法，包括以下步骤： 0006 (1)磨矿：先对原矿进行磨矿； 0007 (2)粗选：加入组合式浮选剂对磨矿后的原矿进行全混浮粗选处理； 0008 (3)精选和扫选：继续可选择性加入组合式浮选剂对上述粗选后的粗精矿进行精 选，继续加入组合式浮选剂对上述粗选后的尾矿进行扫选； 0009 (4)再磨：对上述精选后的铅锌硫混合粗精矿进行再磨； 0010 (5)脱杂：对上述。
11、再磨后的铅锌硫混合粗精矿加入组合式除杂剂进行脱杂处理， 脱杂后得到铅硫混合精矿，脱杂后的尾矿返回步骤(3)中的扫选工序。 0011 上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，优选的，所述步骤 (1)中，所述磨矿是指将原矿磨至-0.074mm(或者-200目)占50以上。 0012 上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，优选的，所述步骤 (2)中，全混浮粗选处理时的浮选浓度为3038，所述的组合式浮选剂包括乙黄药、丁 黄药和MIBC(甲基异丁基甲醇)，且乙黄药的加入量为80150g/t原矿(更优选为90 120g/t原矿)，丁黄药的加入量为2050g/t原矿，MIBC。
12、(主要作起泡剂)的加入量为40 100g/t原矿(更优选为5070g/t原矿)。更优选的，所述乙黄药与丁黄药的用量比特别 优选为2.53.5:1。所述的组合式浮选剂还可优选包括硫化钠和硫酸铜，其加入量均为 2050g/t原矿。 0013 上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，优选的，所述步骤 (3)中，所述的组合式浮选剂包括乙黄药、丁黄药和MIBC，乙黄药的加入量为2080g/t原 矿(其中，精选时可以为4080g/t原矿，扫选时可以为2060g/t原矿)，丁黄药的加入 量为1030g/t原矿，MIBC的加入量为1035g/t原矿(更优选为1530g/t原矿)。 说 明 书CN。
13、 104001626 A 2/5页 5 扫选时组合式浮选剂中还可优选添加硫酸铜，加入量为1030g/t原矿。 0014 上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，优选的，所述步骤 (4)中，所述再磨是指将铅锌硫混合粗精矿磨至-0.074mm(或者-200目)占90以上。 0015 上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，优选的，所述步骤 (5)中，所述的组合式除杂剂包含乙黄药、乙硫氮和MIBC；乙黄药的加入量为40100g/t 原矿，乙硫氮的加入量为1030g/t原矿，MIBC的加入量为1540g/t原矿。 0016 作为一个总的技术构思，本发明还提供一种从含铅锌的多。
14、金属硫化矿中浮选分离 有价矿物的方法，在上述各技术方案的步骤(5)后，还包括以下步骤： 0017 (6)铅硫粗选：加入组合式浮选剂对脱杂后得到的铅硫混合精矿进行粗选； 0018 (7)铅硫精选：加入组合式浮选剂对上述铅硫粗选后的粗精矿进行精选，加入组 合式浮选剂对上述铅硫粗选后的尾矿进行扫选，扫选后得锌精矿； 0019 (8)铅硫分离：加入组合式分离剂对上述铅硫精选后的精矿产物进行浮选分离处 理，浮选分离处理后的精矿进行铅精选，得到铅精矿，浮选分离处理后的尾矿进行铅扫选， 最后得到硫精矿。 0020 上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，优选的，所述步骤 (6)中，所述的组合式。
15、浮选剂包括硫酸锌(主要作为抑制剂)、亚硫酸钠、乙硫氮(主要作为 捕收剂)和MIBC(起泡剂)，且硫酸锌的加入量为12001600g/t原矿，亚硫酸钠的加入 量为6001000g/t原矿，乙硫氮的加入量为1030g/t原矿(更优选为1525g/t原 矿)，MIBC的加入量为1530g/t原矿。 0021 上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，优选的，所述步骤 (7)中，用于精选的组合式浮选剂包括硫酸锌(主要作为抑制剂)、亚硫酸钠、乙硫氮(主要 作为捕收剂)和MIBC(起泡剂)，用于扫选的组合式浮选剂包括乙硫氮和MIBC，且硫酸锌的 加入量为100300g/t原矿(更优选为1602。
16、50g/t原矿)，亚硫酸钠的加入量为60 200g/t原矿(更优选为100150g/t原矿)，乙硫氮的加入量为1030g/t原矿(更优 选为1525g/t原矿)，MIBC的加入量为520g/t原矿。 0022 上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，优选的，所述步骤 (8)中，所述的组合式分离剂包括石灰(主要作为抑制剂)、乙硫氮(主要作为捕收剂)和 MIBC，且石灰的加入量为5002000g/t原矿(更优选10001500g/t原矿)，乙硫氮的加 入量为525g/t原矿，MIBC的加入量为020g/t原矿(更优选为515g/t原矿)。 0023 上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选。
17、分离有价矿物的方法，优选的，所述方法 的全工艺流程中不使用强酸和活性炭。 0024 本发明的上述技术方案主要是基于以下思路：即从含铅、锌、银等多金属硫化矿中 逐一浮选分离出铅精矿、锌精矿及硫精矿，其工艺流程中先进行粗磨，然后全混浮，再磨，最 后进行铅硫分离，通过本发明的工艺流程可以依次实现铅锌硫混浮、铅硫与锌的分离、以及 铅硫分离。 0025 与现有技术相比，本发明的优点在于： 0026 (1)本发明的工艺流程中首先采用了两段磨矿处理，第一段粗磨后将浮选所得铅 锌硫混合粗精矿进行再磨，而再磨时的入磨矿量仅为原矿量3035左右，该部分的混 合粗精矿较易磨细，这样不仅可以大幅降低磨矿能耗，而且能够。
18、大大提高选矿效率和效果。 说 明 书CN 104001626 A 3/5页 6 0027 (2)本发明的浮选工艺中通过对各种组合式药剂的用量和配伍进行优选搭配，使 得在本发明浮选工艺的全流程中完全可以不使用硫酸等强酸，这不仅大大延长了设备的使 用寿命，同时更降低了药剂成本。 0028 (3)本发明对浮选工艺的工艺流程也作了大量优化，由于在工艺流程中未采用锌 硫混浮的操作方式，这使得在对含锌的粗精矿进行精选时，无需添加活性炭等进行脱药，从 而降低了浮选工艺的操作难度。 0029 (4)本发明的浮选工艺为粗磨粗选，再磨分离，因此所得的尾矿粒度相对较粗，这 类尾矿更利于充填及尾矿堆放。 0030 总。
19、的来说，本发明的工艺方法不仅流程更加合理、工艺操作更加简便，而且药剂用 量少、能耗低、设备使用寿命长、分离效果好，对于今后含铅锌的多金属硫化矿的综合利用 具有重要意义。 附图说明 0031 图1为本发明实施例1中浮选分离方法的工艺流程简图。 0032 图2为本发明实施例2中浮选分离方法的工艺流程简图。 具体实施方式 0033 为了便于理解本发明，下文将结合说明书附图和较佳的实施例对本发明作更全 面、细致地描述，但本发明的保护范围并不限于以下具体的实施例。 0034 除非另有定义，下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解的含义 相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的，。
20、并不是旨在限制本发明 的保护范围。 0035 除有特别说明，本发明中用到的各种试剂、原料均为可以从市场上购买的商品或 者可以通过公知的方法制得的产品。本发明中用到的乙黄药、丁黄药、乙硫氮和石灰均优选 为工业级别。本发明中用到的MIBC、硫酸锌和亚硫酸钠选优选采用分析纯级别，如无特别说 明，以下药剂用量均是指的每一次操作时的药剂用量。 0036 实施例1： 0037 以湖南某铅锌银硫化矿为处理对象，该矿石主要金属矿物包括方铅矿、闪锌矿、黄 铁矿，主要脉石矿物为石英，矿石中铅锌的氧化率均为5左右。采用如图1所示的从含铅 锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，包括以下步骤： 0038 (1)磨矿。
21、：先对原矿进行磨矿，将原矿磨至-0.074mm(或者-200目)占60； 0039 (2)粗选：加入组合式浮选剂对上述步骤(1)磨矿后的原矿进行全混浮粗选处理； 浮选浓度为37；该组合式浮选剂包括乙黄药、丁黄药和MIBC，且乙黄药的加入量为90g/t 原矿，丁黄药的加入量为30g/t原矿，MIBC的加入量为60g/t原矿，乙黄药与丁黄药的用量 比为3:1； 0040 (3)精选和扫选：继续加入组合式浮选剂对上述粗选后的粗精矿进行一次精选， 该组合式浮选剂包括乙黄药、丁黄药和MIBC，乙黄药的加入量为45g/t原矿，丁黄药的加入 量为15g/t原矿，MIBC的加入量为20g/t原矿；继续加入组合。
22、式浮选剂对上述粗选后的尾 矿进行两次扫选；该扫选用的组合式浮选剂包括硫酸铜、乙黄药、丁黄药和MIBC，硫酸铜的 说 明 书CN 104001626 A 4/5页 7 加入量为20g/t原矿，乙黄药的加入量为30g/t原矿，丁黄药的加入量为10g/t原矿，MIBC 的加入量为20g/t原矿； 0041 (4)再磨：对上述精选后的铅锌硫混合粗精矿进行再磨，将铅锌硫混合粗精矿磨 至-0.074mm(或者-200目)占90； 0042 (5)脱杂：对上述再磨后的铅锌硫混合粗精矿加入组合式除杂剂进行脱杂处理， 脱杂后得到铅硫混合精矿，脱杂后的尾矿返回步骤(3)中的扫选工序；组合式除杂剂包含 乙黄药、乙硫。
23、氮和MIBC；乙黄药的加入量为80g/t原矿，乙硫氮的加入量为20g/t原矿， MIBC的加入量为30g/t原矿； 0043 (6)铅硫粗选：加入组合式浮选剂对脱杂后得到的铅硫混合精矿进行粗选；该组 合式浮选剂包括硫酸锌、亚硫酸钠、乙硫氮和MIBC，且硫酸锌的加入量为1500g/t原矿，亚 硫酸钠的加入量为750g/t原矿，乙硫氮的加入量为20g/t原矿，MIBC的加入量为20g/t原 矿； 0044 (7)铅硫精选：加入组合式浮选剂对上述铅硫粗选后的粗精矿进行两次精选，该 组合式浮选剂包括硫酸锌、亚硫酸钠、乙硫氮和MIBC，且硫酸锌的加入量为250g/t原矿，亚 硫酸钠的加入量为125g/t。
24、原矿，乙硫氮的加入量为20g/t原矿，MIBC的加入量为5g/t原 矿；加入组合式浮选剂对上述铅硫粗选后的尾矿进行一次扫选，该组合式浮选剂包括乙硫 氮和MIBC，且乙硫氮的加入量为20g/t原矿，MIBC的加入量为20g/t原矿；扫选后得锌精 矿； 0045 (8)铅硫分离：加入组合式分离剂对上述铅硫精选后的精矿产物进行浮选分离 处理，该组合式分离剂包括石灰、乙硫氮和MIBC，且石灰的加入量为1500g/t原矿，乙硫氮 的加入量为10g/t原矿，MIBC的加入量为5g/t原矿；浮选分离处理后的精矿进行两次铅 精选，铅精选时石灰用量为1000g/t原矿，乙硫氮用量为10g/t原矿，起泡剂MIBC。
25、用量为 2.5g/t原矿，得到铅精矿；浮选分离处理后的尾矿进行铅扫选，铅扫选时乙硫氮用量10g/t 原矿，起泡剂MIBC用量为5g/t原矿；最后得到硫精矿。 0046 本发明浮选分离后各产物的主要技术指标如下：铅精矿产率为4.68，铅品 位为62.00，铅回收率为91.82，铅精矿中伴生银品位为1220.62g/t，银回收率为 70.26；锌精矿产率为6.78，锌品位为53.45，锌回收率为92.21，锌精矿中银品位 为147.49g/t，银回收率为12.30；所得硫精矿产率为21.60，硫品位为51.91，硫回收 率为73.14，硫精矿中银品位为40.08g/t，银回收率为10.65。 00。
26、47 实施例2： 0048 以广西某铅锌矿为处理对象，该矿石主要金属矿物包括方铅矿、闪锌矿、黄铁矿， 主要脉石矿物为石英，矿石中铅的氧化率较高，达到30左右，锌的氧化率为10左右。采 用如图2所示的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，包括以下步骤： 0049 (1)磨矿：先对原矿进行磨矿，将原矿磨至-0.074mm(或者-200目)占50； 0050 (2)粗选：加入组合式浮选剂对上述步骤(1)磨矿后的原矿进行全混浮粗选处理； 浮选浓度为37；该组合式浮选剂包括硫化钠、硫酸铜、乙黄药、丁黄药和MIBC，且硫化钠的 加入量为40g/t原矿，硫酸铜的加入量为40g/t原矿，乙黄药的加入。
27、量为90g/t原矿，丁黄 药的加入量为30g/t原矿，MIBC的加入量为50g/t原矿，乙黄药与丁黄药的用量比为3:1； 0051 (3)精选和扫选：本步骤的全混浮精选为空白精选(即不添加药剂进行浮选)；加 说 明 书CN 104001626 A 5/5页 8 入组合式浮选剂对上述粗选后的尾矿进行两次扫选；该扫选用的组合式浮选剂包括乙黄 药、丁黄药和MIBC，乙黄药的加入量为60g/t原矿，丁黄药的加入量为20g/t原矿，MIBC的 加入量为25g/t原矿； 0052 (4)再磨：对上述精选和扫选后的铅锌硫混合粗精矿进行再磨，将铅锌硫混合粗 精矿磨至-0.074mm(或者-200目)占92.2。
28、5； 0053 (5)脱杂：对上述再磨后的铅锌硫混合粗精矿加入组合式除杂剂进行脱杂处理， 脱杂后得到铅硫混合精矿，脱杂后的尾矿返回步骤(3)中的扫选工序；组合式除杂剂包含 乙黄药、乙硫氮和MIBC；乙黄药的加入量为40g/t原矿，乙硫氮的加入量为30g/t原矿， MIBC的加入量为20g/t原矿； 0054 (6)铅硫粗选：加入组合式浮选剂对脱杂后得到的铅硫混合精矿进行粗选；该组 合式浮选剂包括硫酸锌、亚硫酸钠、乙硫氮和MIBC，且硫酸锌的加入量为1500g/t原矿，亚 硫酸钠的加入量为750g/t原矿，乙硫氮的加入量为30g/t原矿，MIBC的加入量为20g/t原 矿； 0055 (7)铅硫。
29、精选：加入组合式浮选剂对上述铅硫粗选后的粗精矿进行两次精选，该 组合式浮选剂包括硫酸锌、亚硫酸钠、乙硫氮和MIBC，且硫酸锌的加入量为250g/t原矿，亚 硫酸钠的加入量为125g/t原矿，乙硫氮的加入量为10g/t原矿，MIBC的加入量为5g/t原 矿；加入组合式浮选剂对上述铅硫粗选后的尾矿进行扫选，该组合式浮选剂包括乙硫氮和 MIBC，且乙硫氮的加入量为20g/t原矿，MIBC的加入量为10g/t原矿；扫选后得锌精矿； 0056 (8)铅硫分离：加入组合式分离剂对上述铅硫精选后的精矿产物进行浮选分离处 理，该组合式分离剂包括石灰、乙硫氮和MIBC，且石灰的加入量为500g/t原矿，乙硫氮的。
30、加 入量为5g/t原矿，MIBC的加入量为5g/t原矿；浮选分离处理后的精矿进行两次铅精选，铅 精选时石灰用量为800g/t原矿，乙硫氮用量为10g/t原矿，起泡剂MIBC用量为2.5g/t原 矿，得到铅精矿；浮选分离处理后的尾矿进行铅扫选，铅扫选时乙硫氮用量10g/t原矿，起 泡剂MIBC用量为5g/t原矿；最后得到硫精矿。 0057 本发明浮选分离后各产物的主要技术指标如下：所得铅精矿产率2.21，铅品位 53.19，铅回收率78.09；所得锌精矿产率1.87，锌品位46.13，锌回收率77.00； 所得硫精矿产率6.15，硫品位50.46，硫回收率67.93。 说 明 书CN 104001626 A 1/2页 9 图1 说 明 书 附 图CN 104001626 A 2/2页 10 图2 说 明 书 附 图CN 104001626 A 10 。