CN111334673B - 一种从砷碱渣中选择性回收锑、砷及碱的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种从砷碱渣中选择性回收锑、砷及碱的方法:(1)将砷碱渣球磨至30‑100μm;(2)将球磨后的砷碱渣进行重选,得到重选尾渣和锑渣;(3)将所述重选尾渣与钙盐混合,加热处理,得到钙化转型渣;(4)将所述钙化转型渣水浸,液固分离,得到水浸碱液和水浸渣;(5)所述水浸渣与碳基还原剂混合,先升温至600‑800℃,收集冷凝烟气得到金属砷产品,再升温至900‑1000℃,得到还原后渣,收集冷凝烟气得到粗锑产品。本发明的处理方法可处理不同炼锑企业产生的砷碱渣,实现了锑、砷和碱的高效分离,锑、砷的回收率可达到95%以上,碱基本上可以全部回收利用,工艺简洁,便于操作,有利于生产效率的提高。
Description
技术领域
本发明属于砷碱渣综合回收处理技术,尤其涉及一种利用低温钙化还原转型-梯级还原精控技术从砷碱渣中选择性回收锑、砷及碱的方法。
背景技术
我国是锑的储藏、生产、出口大国,锑生产厂家200余家,主要分布在湖南、广西、云南等地,锑品产量10万吨左右,占全球的80%以上,然而在锑冶炼中,通常采用碱性精炼方法对粗锑进行精炼除砷,这样会产生大量的砷碱渣。砷碱渣中砷的平均含量为1%~15%,并以可溶性砷酸钠形式存在,有剧毒,加之其中还富含大量的残碱,对环境造成严重的污染,危害人类的生存安全。
目前锑冶金生产中,火法冶金工艺占绝对优势,95%以上的锑品是由火法工艺生产的。但锑冶金生产无论是采用火法工艺,还是湿法工艺也都会产生砷碱渣。由于砷、锑的性质相似,所以含锑矿物中都伴生有砷,导致锑冶炼工艺中得到的粗锑中也含有单质砷。工业上常采用纯碱精炼法将粗锑中的少量单质砷转化为砷酸钠、亚砷酸钠,此外也有少量单质锑转化为锑酸钠和亚锑酸钠,实现粗锑的精炼,得到的渣即为一次砷碱渣,而一次砷碱渣由于锑含量高常返回炼锑的反射炉精炼炉中,得到的渣即为二次砷碱渣。因此,砷碱渣的主要成分是可溶的亚砷酸钠、砷酸钠、碱和难溶的锑酸钠、亚锑酸钠。利用砷碱渣中物相溶解度的差异可以实现砷与锑的分离,但研究表明,分离后的锑渣中仍然有少量的砷,且后续从浸出液中将可溶性的砷与碱分离一直是难点。因此,砷碱渣必须采用更合适的工艺进行资源化和无害化处理。
目前,锡矿山采用砷碱渣生产砷酸钠和碳酸钠的工艺,主要工艺流程为:二次砷碱渣→两段逆流浸出→氧化脱锑→两效蒸发结晶碳酸钠→冷却结晶砷酸钠→砷酸钠重溶→蒸发结晶砷酸钠。但该工艺得到的二次浸出渣仍含0.5%的砷,浸出毒性不合格,且产品砷酸钠是剧毒化学品,销路不好,造成堆存,有安全隐患;部分矿业公司采用浸泡→中和氧化→石灰乳3次沉砷→硫酸钙与砷酸钙加入凝胶后制砖→井下填埋工艺处理一次砷碱渣,主要产品为含锑大于40%的高锑渣。但石灰除砷后液中的砷含量仍未达到国家废水排放标准,且制砖后的产品仍需要填埋,占用大量土地。到目前为止,还没有一种有效、低成本砷碱渣综合回收利用方法。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是,克服以上背景技术中提到的不足和缺陷,提供一种利用低温钙化还原转型-梯级还原精控技术从砷碱渣中选择性回收锑、砷及碱的方法。
为解决上述技术问题,本发明提出的技术方案为:
一种从砷碱渣中选择性回收锑、砷及碱的方法,包括以下步骤:
(1)将砷碱渣球磨至30-100μm;
(2)将球磨后的砷碱渣进行重选,得到重选尾渣和锑渣;
(3)将所述重选尾渣与钙盐混合,加热处理,得到钙化转型渣;
(4)将所述钙化转型渣水浸,并控制水浸温度为20~50℃、液固质量比为1∶2~6,水浸完成后液固分离,得到水浸碱液和水浸渣;水浸温度和固液比需严格控制在本发明要求的范围内,否则水浸渣中的部分砷酸钙和锑酸钙也会进入水浸碱液中,造成砷、锑的损失;
(5)所述水浸渣与碳基还原剂混合,进行梯级加热还原:先升温至600-800℃进行低温还原,收集冷凝烟气得到金属砷产品,再加入碳还原剂,继续升温至900-1000℃进行中温还原,得到还原后渣,收集冷凝烟气得到粗锑产品。
上述的方法,优选的,步骤(3)中,重选尾渣与钙盐混合的摩尔比值为1∶0.5~1.5(以重选尾矿中的As+Sb的元素总摩尔量和钙元素的摩尔量比计);加热处理的温度为500~1200℃,时间为1~5h。
上述的方法,优选的,步骤(3)中,钙盐为氯化钙、硫酸钙、氟化钙、氧化钙、碳酸钙、磷酸钙中的一种或几种。
上述的方法,优选的,步骤(5)中,所述水浸渣与碳基还原剂混合,在惰性气体的保护下,先升温至600-800℃,反应10-120min,反应过程中收集冷凝烟气得到金属砷产品,同时得到第一次还原后渣;再将第一次还原后渣进行破碎,与碳基还原剂混合,在惰性气体的保护下,升温至900-1000℃,反应10-120min,反应过程中收集冷凝烟气得到粗锑产品,同时得到二次还原后渣。
上述的方法,优选的,第一次还原过程中,所述水浸渣与碳基还原剂的摩尔比值为1:0.3~1.2(以水浸渣中As元素的摩尔量和碳的摩尔比计);第二次还原过程中,第一次还原后渣与碳基还原剂的摩尔比值为1:0.3~1.2(以第一次还原后渣中的Sb元素的摩尔量和碳的摩尔比计)。
上述的方法,优选的,步骤(5)中,收集冷凝烟气时的冷凝温度为0~400℃。
上述的方法,优选的,步骤(5)中,所述碳基还原剂为CO和C中的一种或两种。
上述的方法,优选的,步骤(2)中,所述锑渣作为反射炉炼锑原料返回反射炉炼锑。
上述的方法,优选的,步骤(4)中,所述水浸碱液进行蒸发结晶获得纯碱;纯碱返回火法精炼粗锑工艺中。
上述的方法,优选的,步骤(5)中,还原后渣经预处理后返回步骤(3)中代替钙盐。
本发明从砷碱渣中选择性回收锑、砷及碱的方法中,创新性地将重选尾渣与钙盐混合,使得原本可溶于水的砷酸钠盐变成难溶于水的砷酸钙盐,而重选尾渣中难溶的锑酸钠变成仍然难溶的锑酸钙盐(以氯化钙为钙化剂为例,钙盐转型过程主要反应方程式为:Na3AsO4+CaCl2→Ca3AsO4+NaCl,NaSbO3+CaCl2→Ca2Sb2O7+NaCl),此步骤巧妙地固定了砷;再经水浸处理,难溶性的砷酸钙盐和锑酸钙盐进入水浸渣中,而碱进入水中形成水浸碱液,从而解决了砷锑与碱难分离的问题;再将水浸渣与碳质还原剂混合,进行梯级加热还原,先加热至600-800℃,水浸渣经还原后只有产物单质砷析出,在此温度下,剩余固体产物经XRD分析发现,锑仍然在固体产物中,被还原成主要以更低价的氧化物Sb6O13形式存在,发生的可能反应有:Ca3AsO4+C→CaO+CO+As4,Ca2Sb2O7+C→CaO+CO+Sb6O13;加入还原剂后再升高温度到900-1000℃,单质锑析出,发生的反应可能是Sb6O13+C→Sb+CO,从而实现了不同温度下单质砷、锑的分离,还原后渣中的主要成分是CaO,经预处理后可以返回对重选尾渣的钙化转型过程中。
与现有技术相比,本发明的优点在于:
(1)本发明解决了砷碱渣中砷难处理的难题,同时在较低的温度下实现砷碱渣的物相转型,有利于后续的砷锑的还原挥发分离,最终可获得金属砷、粗锑及碱产品,并实现了钙盐的循环利用,实现了砷碱渣的有价元素的全回收,为砷碱渣的资源化利用提供了技术基础。
(2)本发明的处理方法可处理不同炼锑企业产生的砷碱渣,实现了锑、砷和碱的高效分离,锑、砷的回收率可达到95%以上,碱基本上可以全部回收利用,工艺简洁,便于操作,有利于生产效率的提高。
(3)本发明的处理方法相比于现有的砷碱渣处理工艺,获得了单质砷,而不是砷酸盐,且单质砷无毒,比有毒的砷酸盐,单质砷的销路更好,能带来客观的经济效益,彻底实现了砷的无害化处理。
(4)本发明利用钙化相变转型固砷,将可溶性的砷酸钠盐转变成较难溶的砷酸钙盐,经过水浸工艺解决了砷碱难分离的技术难题,且纯碱还可以继续返回粗锑精炼工序,实现纯碱的循环。
(5)本发明的技术方案成本较低,且产品金属砷纯度高,能带来可观的经济效益。
附图说明
图1是本发明实施例1中从砷碱渣中选择性回收锑、砷及碱的工艺流程图。
图2是本发明实施例1中第一次还原过程中收集到的金属砷的XRD图。
图3是本发明实施例1中第一次还原后渣的XRD图。
具体实施方式
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文发明做更全面、细致地描述,但本发明的保护范围并不限于以下具体实施例。
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,并不是旨在限制本发明的保护范围。
除非另有特别说明,本发明中用到的各种原材料、试剂、仪器和设备等均可通过市场购买得到或者可通过现有方法制备得到。
实施例1:
本实施例采用二次碱砷渣作为原料,其成分见表1所示。
表1实施例1中二次碱砷渣的成分
元素 | O | F | Na | Mg | Al | Si | P | S | Cl |
成分(%) | 26.80 | 0.15 | 24.45 | 0.316 | 1.81 | 3.34 | 0.59 | 3.205 | 0.586 |
元素 | K | Ca | Sc | Ti | Cr | Mn | Fe | Cu | Zn |
成分(%) | 0.303 | 1.32 | 0.079 | 0.137 | 0.0419 | 0.0176 | 1.665 | 0.008 | 0.173 |
元素 | As | Se | Rb | Sr | Zr | In | Sb | Pb | 其它 |
成分(%) | 4.185 | 0.2155 | 0.002 | 0.0076 | 0.0059 | 0.013 | 7.36 | 0.036 | 23.1835 |
一种本发明的从砷碱渣中选择性回收锑、砷及碱的方法,其工艺流程图如图1所示,包括以下步骤:
(1)将砷碱渣用球磨机磨细,然后经振动筛筛分出粒度为30-100μm的砷碱渣;
(2)取步骤(1)后的碱砷渣30g,用重选机进行重选,得到重选尾矿和锑渣;
(3)将重选尾矿与氯化钙按(As+Sb):Ca摩尔比为1∶1的比例置于研磨坩埚内混合研磨1h,将研磨后的混合样放于刚玉坩埚中,然后将刚玉坩埚放入管式气氛炉中进行钙化转型,设置参数为:升温时间160min,反应温度800℃,保温时间3h,得到钙化转型渣;钙盐转型成功率以重选尾矿中的砷酸钠转换成砷酸钙的量来计算,通过XRD定量分析出重选尾矿中砷酸钠的含量m1=6.687g和钙化转型渣中残余砷酸钠的含量m2=0.147g,经计算钙盐转型成功率达到97.8%;
(4)将步骤(3)中的钙化转型渣以液固质量比为1∶2的比例,在30℃下进行水浸,得到水浸液和水浸渣,水浸液经过蒸发结晶,得到纯碱产品,纯碱返回粗锑精炼工序;水浸渣经溶样后经ICP分析得其中砷含量占7.778%;
(5)取水浸渣30g与碳粉按As:C摩尔比为1∶1的比例置于研磨坩埚内混合研磨1h,将研磨后的混合样放于刚玉坩埚中,然后将刚玉坩埚放入管式炉中进行中温碳热还原,设置参数为:升温时间140min,反应温度700℃,还原2h,并通入氮气保护,经管式气氛炉控制在360℃冷凝,收集到α-金属砷,产物经XRD检测确认为单质砷,如图2所示,称其质量为2.3g,水浸渣中砷含量为2.334g,金属砷产率达到98.6%,同时得到第一次还原后渣23.4g,第一次还原后渣经XRD分析得主要成分是未被还原完全的Sb6O13以及反应产物CaO,如图3所示;第一次还原后渣经溶样后测ICP分析得其中锑含量占10.443%;
(6)将第一次还原后渣进行破碎,在研磨坩埚中研磨成粉末,再与还原碳粉按Sb:C摩尔比为1∶1混合后,重新装入刚玉坩埚中进行中温还原,设置参数为:升温时间180min,反应温度900℃,保温3h,通入氮气保护,经管式气氛炉内冷凝,得到粗锑2.4g,第一次还原后渣中锑含量为2.444g,单质锑产率达到98.2%,同时,得到还原后渣,还原后渣的主要成分为CaO,经过氯化转型预处理后可返回步骤(3)中代替氯化钙。
实施例2:
本实施例采用二次碱砷渣作为原料,其成分见表2所示。
表2实施例2中二次碱砷渣的成分
元素 | O | F | Na | Mg | Al | Si | P | S | Cl |
成分(%) | 24.32 | 0.21 | 27.78 | 0.423 | 1.56 | 2.7 | 0.34 | 2.956 | 0.378 |
元素 | K | Ca | Sc | Ti | Cr | Mn | Fe | Cu | Zn |
成分(%) | 0.563 | 1.87 | 0.0365 | 0.125 | 0.0369 | 0.0132 | 1.789 | 0.0056 | 0.23 |
元素 | As | Se | Rb | Sr | Zr | In | Sb | Pb | 其它 |
成分(%) | 6.987 | 0.334 | 0.005 | 0.0065 | 0.0036 | 0.032 | 9.86 | 0.024 | 17.4117 |
一种本发明的从砷碱渣中选择性回收锑、砷及碱的方法,包括以下步骤:
(1)将砷碱渣用球磨机磨细,然后经振动筛筛分出粒度为30-100μm的砷碱渣;
(2)取步骤(1)后的碱砷渣30g,利用重选机进行重选,得到重选尾矿和锑渣;
(3)将重选尾矿与氯化钙按摩尔比为1∶0.8的比例置于研磨坩埚内混合研磨1h,将研磨后的混合样放于刚玉坩埚中,然后将刚玉坩埚放入管式气氛炉中进行钙化转型,设置参数为:升温时间140min,反应温度700℃,保温时间3h,得到钙化转型渣;通过XRD定量分析重选尾矿中砷酸钠的含量m1=7.863g和钙化转型渣中残余砷酸钠的含量m2=0.370g,经计算钙盐转型成功率达到95.3%;
(4)将钙化转型渣以液固质量比为1∶3的量,在温度30℃下进行水浸,得到水浸液和水浸渣,水浸液经过蒸发结晶后得到纯碱产品,纯碱返回粗锑精炼工序;
(5)水浸渣经溶样后测ICP分析得其中砷含量占9.158%,取水浸渣30g与碳粉按摩尔比为1∶0.9的比例置于研磨坩埚内混合研磨1h,将研磨后的混合样放于刚玉坩埚中,然后将刚玉坩埚放入管式炉中进行碳热还原,设置参数为:升温时间120min,反应温度600℃,还原3h,并通入氮气保护,经管式气氛炉冷凝(管式气氛炉温度300℃),收集到金属砷,产物经XRD检测确认为单质砷,称其质量为2.717g,水浸渣中砷含量为2.747g,金属砷产率达到98.9%,同时得到第一次还原后渣24.1g,第一次还原后渣经XRD分析得主要成分是未被还原完全的Sb6O13以及反应产物CaO;
(6)第一次还原后渣经溶样后测ICP分析得其中锑含量占11.356%,将第一次还原后渣进行破碎,在研磨坩埚中研磨成粉末与碳粉按摩尔比为1∶0.9混合后,重新装入刚玉坩埚中,设置参数为:升温时间200min,反应温度1000℃,保温3h,通入氮气保护,经管式气氛炉内冷凝,收集粗锑2.690g,第一次还原后渣中锑含量为2.737g,单质锑产率达到98.3%,同时,得到还原后渣,还原后渣经预处理后可返回步骤(3)中代替氯化钙。
实施例3:
本实施例处理的碱砷渣原料与实施例1相同。
一种本发明的从砷碱渣中选择性回收锑、砷及碱的方法,包括以下步骤:
(1)将砷碱渣用球磨机磨细,然后经振动筛筛分出粒度为30-100μm的渣;
(2)取步骤(1)后的碱砷渣30g,利用重选机进行重选,得到重选尾矿和锑渣;
(3)将重选尾矿与氯化钙按摩尔比为1∶1.2的比例置于研磨坩埚内混合研磨1h,将研磨后的混合样放于刚玉坩埚中,然后将刚玉坩埚放入管式气氛炉中进行钙化转型,设置参数为:升温时间180min,反应温度900℃,保温时间4h,得到钙化转型渣;通过XRD定量分析重选尾矿中砷酸钠的含量m1=6.534g和钙化转型渣中残余砷酸钠的含量m2=0.026g,经计算钙盐转型成功率达到99.6%;
(4)将钙化转型渣以液固质量比1∶4,在温度30℃下进行水浸,得到水浸液和水浸渣,水浸液经过蒸发结晶后得到纯碱产品,纯碱返回粗锑精炼工序;
(5)水浸渣经溶样后测ICP分析得其中砷含量占7.462%,取水浸渣30g与碳粉按摩尔比为1∶1.1的比例置于研磨坩埚内混合研磨1h,将研磨后的混合样放于刚玉坩埚中,然后将刚玉坩埚放入管式炉中进行碳热还原,设置参数为:升温时间125min,反应温度650℃,还原时间5h,并通入氮气保护,经管式气氛炉冷凝(控制温度300℃),收集金属砷,产物经XRD检测确认为单质砷,称量质量为2.223g,水浸渣中砷含量为2.239g,金属砷产率达到99.3%,同时得到第一次还原后渣23.9g;第一次还原后渣经XRD分析,主要成分是未被还原完全的Sb6O13以及反应产物CaO;
(6)第一次还原后渣经溶样后经ICP分析得其中锑含量占10.258%,将第一次还原后渣进行破碎,在研磨坩埚中研磨成粉末与碳粉按摩尔比为1∶1.1混合后,重新装入刚玉坩埚中,设置参数为:升温时间190min,反应温度950℃,保温3h,通入氮气保护,经管式气氛炉内冷凝,收集粗锑2.410g,第一次还原后渣中锑含量为2.452g,产率达到98.3%。
对比例:(未经钙化相变转型)
本对比例处理的碱砷渣原料与实施例2相同。
(1)将砷碱渣用球磨机磨细,然后经振动筛筛分出粒度为30-100μm的渣;
(2)将步骤(1)后砷碱渣采用重选机进行重选,得到重选尾矿和锑渣;
(3)取重选尾矿30g直接与碳粉按摩尔比为1∶0.9置于研磨坩埚内混合研磨1h,将研磨后的混合样放于刚玉坩埚中,然后将刚玉坩埚放入管式炉中进行碳热还原,设置参数为:升温时间120min,反应温度600℃,还原时间3h,并通入氮气保护,经管式气氛炉控制温度在300℃冷凝,收集金属砷,产物经XRD检测确认为单质砷,称量质量为2.012g,重选尾矿中砷含量为2.096g,金属砷产率为96%,得到第一次还原后渣27.579g;第一次还原后渣经XRD分析得主要成分是未被还原完全的Sb6O13以及反应产物CaO;
(4)第一次还原后渣经溶样后测ICP分析得其中锑含量占9.937%,将第一次还原后渣进行破碎(此还原后渣主要是含锑酸盐和纯碱,由于纯碱的存在,还原后渣较硬,与经过钙化转型的还原后渣对比较难破碎),在研磨坩埚中研磨成粉末与还原碳粉按摩尔比为1∶0.9混合后,重新装入刚玉坩埚中,设置参数为:升温时间200min,反应温度1000℃,保温3h,经管式气氛炉内冷凝(冷凝温度为300℃),收集到粗锑2.192g,第一次还原后渣中锑含量为2.740g,则单质锑产率为80%。
从本对比例和实施例2的实验结果可以看出,未经过钙化物相转型而直接进行碳质还原剂还原,锑的产率下降,还原后渣由于较低熔点的纯碱在高温下的烧结作用,影响锑产率。
Claims (9)
1.一种从砷碱渣中选择性回收锑、砷及碱的方法,包括以下步骤:
(1)将砷碱渣球磨至30-100μm;
(2)将球磨后的砷碱渣进行重选,得到重选尾渣和锑渣;
(3)将所述重选尾渣与钙盐混合,加热处理,得到钙化转型渣;重选尾渣与钙盐混合的摩尔比值为1:0.5~1.5;加热处理的温度为500~1200 ℃,时间为1~5 h;
(4)将所述钙化转型渣水浸,液固分离,得到水浸碱液和水浸渣;
(5)所述水浸渣与碳基还原剂混合,先升温至600-800 ℃,收集冷凝烟气得到金属砷产品,再升温至900-1000 ℃,得到还原后渣,收集冷凝烟气得到粗锑产品。
2.如权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(3)中,钙盐为氯化钙、硫酸钙、氟化钙、氧化钙、碳酸钙、磷酸钙中的一种或几种。
3.如权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(4)中,水浸温度为20~50℃,水浸液固质量比为1∶2~6。
4.如权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(5)中,所述水浸渣与碳基还原剂混合,在惰性气体的保护下,先升温至600-800 ℃,反应10-120 min,反应过程中收集冷凝烟气得到金属砷产品,同时得到第一次还原后渣;再将第一次还原后渣进行破碎,与碳基还原剂混合,在惰性气体的保护下,升温至900-1000℃,反应10-120 min,反应过程中收集冷凝烟气得到粗锑产品,同时得到二次还原后渣。
5.如权利要求4所述的方法,其特征在于,第一次还原过程中,所述水浸渣与碳基还原剂的摩尔比值为1:0.3~1.2;第二次还原过程中,第一次还原后渣与碳基还原剂的摩尔比值为1:0.3~1.2。
6.如权利要求1-5任一项所述的方法,其特征在于,步骤(5)中,收集冷凝烟气时的冷凝温度为0~400 ℃。
7.如权利要求1-5任一项所述的方法,其特征在于,步骤(5)中,所述碳基还原剂为CO和C中的一种或两种。
8.如权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(2)中,所述锑渣作为反射炉炼锑原料返回反射炉炼锑;
步骤(4)中,所述水浸碱液进行蒸发结晶获得纯碱,纯碱返回火法精炼粗锑工艺中。
9.如权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤(5)中,还原后渣经处理后返回步骤(3)中代替钙盐。
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Citations (5)
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---|---|---|---|---|
AR096489A1 (es) * | 2013-05-29 | 2016-01-13 | Barrick Gold Corp | Método para la oxidación y separación de arsénico de soluciones de proceso y residuales |
CN106636678A (zh) * | 2016-11-14 | 2017-05-10 | 中南大学 | 一种含砷物料直接还原焙烧制备砷的方法 |
CN106893864A (zh) * | 2017-03-24 | 2017-06-27 | 中南大学 | 一种从黑铜泥中回收砷的方法 |
CN107338454A (zh) * | 2017-07-19 | 2017-11-10 | 中南大学 | 一种从白冰铜中回收铜和砷的方法 |
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《处理炼锑砷碱渣的新工艺》;金哲男等;《有色金属(冶炼部分)》;19991031(第5期);第12、13页 * |
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