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CN111632751A - 一种改进型复合力选矿设备 - Google Patents

一种改进型复合力选矿设备 Download PDF

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CN111632751A
CN111632751A CN202010435637.9A CN202010435637A CN111632751A CN 111632751 A CN111632751 A CN 111632751A CN 202010435637 A CN202010435637 A CN 202010435637A CN 111632751 A CN111632751 A CN 111632751A
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CN
China
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sorting
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CN202010435637.9A
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解付兵
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Abstract

一种改进型复合力选矿设备,包括转鼓、伸入转鼓内的进料管,所述转鼓的上部为进料区,下部为分选区,分选区内设有用于松散矿物和对矿物进行分选的水流冲击装置,所述转鼓内设有中心溢流管,所述中心溢流管上部的一侧设有第一出口,所述转鼓的下部设有第二出口,所述转鼓通过位于第二出口内的中空转轴或中心溢流管带动其转动。本设备采用水流冲击的方式对靠近转鼓内壁的高浓度料层进行疏散和分选,可以提高高浓度料层的有用矿物品位。选矿富集比可提高到50以上,是传统离心选矿机的二十倍以上。

Description

一种改进型复合力选矿设备
技术领域
本发明涉及一种选矿设备,特别是涉及一种改进型复合力选矿设备。
背景技术
重选是一种绿色环保的选矿方式,但随着矿物品位的逐年下降,以及矿物种类复杂化,需要对矿石进行细磨,导致部分有用矿物颗粒的粒度小于37微米。这部分有用矿物无法有效进行分选,一般是与选矿厂尾矿一起排入尾矿库中。导致资源的损失和选矿厂经济效益减少。
目前,在选矿领域,针对细颗粒矿物的分级和重选,常用云锡摇床,离心选矿机,旋流器等设备。随着矿物储量的减少和品位的下降,为充分利用矿产资源,对选矿回收率的要求也越来越高。
对很多选矿厂的重选流程分析发现,有用矿物的损失主要在细颗粒矿物,特别是粒度小于19微米的矿物。已到现有各类重选设备的极限。而离心选矿机因其离心力的可调节,回收细粒矿物的粒度下限已达到5微米左右。
但常规的用于细粒矿物选矿的离心选矿机,普遍存在如下问题:富集比不高,一般只有2~3(指产出精矿的含量和原矿的矿物含量相比只能提高2~3倍),并且都只能进行间歇式作业。
CN103394405B公开了一种新型选矿用卧式离心机,其为一种典型的离心选矿机,矿物在离心机内高速旋转,离心力和重力的比值一般超过60倍。在离心力的作用下,重物料沉积在离心机内壁,轻物料排出。运行几分钟后,停止进料,然后用高压水冲洗沉积在转鼓内壁的精矿。工作方式是间歇式,不能连续化运行。另外,因离心力很大,大颗粒的脉石颗粒和有用重矿物一起沉积在内壁,导致选矿富集比很低,产出的精矿品位也很低,通常只能比原矿的品位提高2倍到3倍。
CN201110126100.5公开了一种离心选矿机,包括离心转鼓、转鼓主轴、给矿装置、卸矿装置、分矿装置,离心转鼓通过定位锥盘安装在转鼓主轴上;给矿装置、分矿装置上分别连接有可左右摆动的气缸,并由气缸驱动;卸矿装置上连接有气动冲水阀,并由气动冲水阀驱动。
CN203556470U公开了一种改进的连续式离心选矿机,是采用两个离心机转鼓进行切换,其实质还是间歇式生产。
以上专利文献披露的设备,存在四个共同的缺陷:
1、选矿富集比很低,在高速离心力场中,大颗粒的脉石颗粒和小颗粒的矿物颗粒获得相同的离心加速度,一起沉积在转鼓锥面上。而传统转鼓锥面表面是光滑表面。沉积层难以疏散和有效分离,导致选矿富集比低,一般只有2~3;对于低品位的尾矿来说,选出的精矿经济价值低,无法覆盖成本,导致离心选矿机在细颗粒尾矿的选矿领域无法有效利用;
2、间歇排矿,不能连续排矿;同时消耗大量的高压清洗水;因沉积层沉淀在转鼓锥面上,几分钟后就有一定的厚度,需要停止进料,用高压水清洗;
3、离心转速高,能源消耗大,运行成本和维修成本高;
4、选矿、内壁清洗、排矿交替进行,生产效率低,管理成本高。
此外,CN202010003862.5公开了一种复合力选矿设备,但在试用中发现,在分选区内设置的环形凸起加工成本较高,同时容易磨损,使用较短时间后就要维修,导致维修成本较高。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是,克服现有技术存在的缺陷,提供一种能充分利用离心力、向心浮力和重力,连续排矿,选矿富集比高的改进型复合力选矿设备。
本发明解决其技术问题采用的技术方案是:一种改进型复合力选矿设备,包括转鼓、伸入转鼓内的进料管,所述转鼓的上部为进料区,其下部为分选区,所述转鼓在分选区的内设有用于松散矿物和对矿物进行分选的水流冲击装置,所述转鼓内设有中心溢流管,所述中心溢流管上部的一侧设有第一出口,所述转鼓的下方设有第二出口,所述转鼓通过位于第二出口内的中空转轴或中心溢流管带动其转动。
进一步,所述水流冲击装置设置在分选区背面外侧,所述水流冲击装置包括设置在分选区侧壁的高压水喷孔。高压水喷孔用于连接高压水管道,使水流冲击转鼓内壁,用于松散矿物和对矿物进行分选。通过在分选区侧壁的高压水喷孔向分选区内输送带压力的水。高压水喷孔的孔径越大,水流喷人内壁的压力就越小,水流喷射速度也就越小,从而对沿内壁螺旋向下的料浆层的冲击就越小;高压水喷孔的孔径越小,水流喷入内壁的压力就越大,对沿内壁螺旋向下的料浆层的冲击力就越大。水流冲击力太小,对沉积于转鼓内壁矿物松散的效果就小,但水流冲击力太大,会形成紊流,反而降低矿物松散效果。研究表明,高压水喷孔的直径以2~15mm为宜,优选4~10mm,更优选5~7mm。同时,在分选区的同一横截面上,输送孔越多,流入的水就越均匀,分选效果就越好,但加工难度就越大。综合考虑分选效果和加工成本,分选区内孔的数量为1~80个,优选4~30个,更优选7~20个。高压水压力0.001~0.2MPa,压力太大水流速度太大导致紊流,压力太小容易堵塞。
进一步,所述分选区内壁设有用于连接相邻高压水喷孔的圈状沟槽。当采用从分选区内壁进水的方式时,更优化的方式是在分选区内壁设计圈状沟槽,高压喷射水流流入圈状沟槽,再从圈状沟槽均匀分配后流入分选区。圈状沟槽的深度宜为2~6mm,圈状沟槽越深,设备造价就越高,设计不宜超过6mm。圈状沟槽太浅,水流分布不均匀。因此优选圈状沟槽深度为3~5mm。相邻圈状沟槽之间的间距宜为10~70mm,间距太近,设备制造成本过高,间距太大,分散效果会变差,因此相邻沟槽之间间距优选30~60mm,更优选40~50mm。
进一步,所述分选区的外侧设有同步旋转外锥,所述同步旋转外锥与所述转鼓之间形成空腔。工作时,高压水通向同步旋转外锥与转鼓之间的空腔内,再从转鼓分选区侧壁设置的高压水喷孔喷向转鼓内。
进一步,所述水流冲击装置为高压喷水管。高压水压力0.001~0.2MPa,压力太大水流速度太大导致紊流,压力太小容易堵塞。
进一步,所述高压喷水管贯穿所述中空转轴,所述高压喷水管的管壁由上至下设有若干个出水管。
进一步,所述出水管的末端与分选区内壁的间距为3~10mm。
进一步,所述高压喷水管位于中空转轴内,所述高压喷水管的出水口朝向所述分选区内。水流从第二出口的中心向上快速流动,水流入分选区域后,上升水流和螺旋向下的料浆发生碰撞和摩擦,形成松散和分选作用:其中重矿物因密度大,继续螺旋向下,轻矿物在水流的冲击下,快速进入中心溢流口溢出。上升水流冲击装置孔径越大,同等流量下上升水流流速越慢,上升水流和螺旋向下的料浆层摩擦力就越小,扰动就越小,形成的分选效果就会下降。如水流冲击装置高压水喷孔孔径越小,同等流量下上升水流流速就快,和螺旋向下的料浆层碰撞和摩擦的作用就越大,形成的扰动就越大,分选效果会更好,但如扰动太大,会导致比重大的重矿物损失增大。因此高压喷水管的管径控制为5~40mm,优选10~30mm,更优选15~25mm;所述喷孔的数量为1个。高压水压力0.001~0.2MPa,压力太大水流速度太大导致紊流,压力太小容易堵塞。
进一步,所述转鼓固定在外壳内,所述外壳的一侧设有尾矿外排口,所述外壳内设有用于连接第一出口和尾矿外排口的尾矿排出通道,所述外壳上设有电动机,所述电动机用于驱动所述中空转轴或中心溢流管转动,所述外壳的底部设有支撑架。
进一步,所述分选区的半锥角为5°~60°,优选15°~50°,进一步优选25°~35°。半锥角的角度过小 ,比如小于5度,即分选区的锥角很尖锐,则分选区长度过长,导致设备高度过高,重心不稳定;半锥角的角度过大,比如大于60度,则分选区长度又过短,选矿分离距离不足,会导致选矿效果下降。半锥角角度优选15°~50°,进一步优选25°~35°。
进一步,所述转鼓呈近似锥形。
进一步,所述转鼓的进料区为圆柱形或锥形,分选区为圆弧面形或椭圆弧面。
进一步,所述转鼓的进料区为锥形或圆柱形,分选区的侧壁为反向圆弧面形。
进一步,所述转鼓的进料区和分选区由一个大圆弧或大椭圆弧面构成整体。
与现有技术相比,本发明的转鼓分选锥面或曲面采用水流冲击装置代替环形凸起,制造成本降低和维修成本会大幅降低;在外加水流的松散作用下,选矿富集比大幅提高,选矿富集比从原来的20倍提高到50倍、精矿产品的品位提高10%以上。
附图说明
图1 为本发明实施例1的结构示意图;
图2为图1中A-A向视图;
图3为本发明实施例2的结构示意图;
图4为图3中A-A向视图;
图5为本发明实施例3的结构示意图;
图6为图5中A-A向视图;
图7为本发明实施例4的结构示意图;
图8为图7中A-A向视图;
图9为本发明实施例5的结构示意图;
图10为图9中A-A向视图;
图11为本发明实施例6的结构示意图;
图12为本发明实施例7的结构示意图;
图13为本发明实施例8的结构示意图;
图14为本发明实施例9的结构示意图;
图15为本发明实施例10的结构示意图。
图中:1、转鼓,101、第二出口,2、进料管,3、进料区,4、分选区,5、中心溢流管,501、第一出口,6、中空转轴,7、高压水管道,8、高压水喷孔,9、同步旋转外锥,10、高压喷水管,11、出水管,12、电动机,13、外壳,14、支撑架,15、尾矿外排口,16、尾矿排出通道,17、圈状沟槽。
具体实施方式
下面结合附图及具体实施例对本发明做进一步详细说明。
实施例1
如图1-2所示,本实施例包括呈近似锥形的转鼓1、伸入转鼓1内的进料管2,所述转鼓1的上部为进料区3,其下部为分选区4,所述转鼓1在分选区4的侧壁设有高压水喷孔8和高压水管道7,所述转鼓1内设有中心溢流管5,所述中心溢流管5上部的一侧设有第一出口501,所述转鼓1的下方设有第二出口101,所述转鼓1通过位于第二出口101内的中空转轴6或中心溢流管5带动其转动。
本实施例中,所述转鼓1固定在外壳13内,所述外壳13的一侧设有尾矿外排口15,所述尾矿外排口15和所述第一出口501位于中心溢流管5的同一侧,所述外壳13内设有用于连接第一出口501和尾矿外排口15的尾矿排出通道16,所述外壳13底部一侧设有电动机12,所述电动机12用于驱动所述中空转轴6或中心溢流5管转动,所述外壳13的底部设有支撑架14。
本实施例中,所述分选区4的半锥角为5°~60°,优选15°~50°,进一步优选25°~35°。半锥角的角度过小 ,比如小于5度,即分选4区的锥角很尖锐,则分选区4长度过长,导致设备很高,重心不稳定;半锥角的角度过大,比如大于60度,则分选区4长度又过短,选矿分离距离不足,会导致选矿效果下降。
进料区:工作时,原矿石粉浆料从进料管2加入,进入选矿设备的转鼓1内;转鼓1高速旋转,带动矿浆旋转;矿浆随着转鼓旋转,逐步加速,产生离心力;高比重的矿物颗粒和大颗粒的脉石颗粒在离心力的作用下,向转鼓1内壁靠近;从转鼓1内壁到旋转中心,形成按轴向分布的料浆层:越靠近转鼓内壁,料浆浓度越大,高比重矿物颗粒和大颗粒脉石分布越多;控制转鼓的转动速度,能使矿物颗粒绕鼓壁旋转而不沉积;在重力和后续料浆的推动下,料浆沿鼓壁螺旋向下。
分选区:分选区4的转鼓内径逐步减少,转鼓1在分选区的侧壁或底部设有高压水喷孔8和高压水管道7,;在水流冲击区,下行的料浆遇到冲击水流或反向水流(从第二出口101上来的水流),产生摩擦力或撞击力。工作时,当螺旋向下的有较高离心速度的料浆进入分选区4,料浆流经分选区4的水流阻滞地带,转鼓1内壁的高浓度料层被冲击后会惯性飞跃,但在外层料浆的阻挡和旋转离心力的作用下,重矿物和部分大颗粒脉石飞跃后重新靠近转鼓内壁并重新形成分层;在飞跃的过程中,高浓度料层中的大颗粒脉石和重矿物相比,大颗粒脉石受到的向心浮力比重矿物大很多,脉石飞跃的距离更远,完成又一次松散和分选;进入零速包络面的脉石随向上的液流一起由中心溢流管5上的第一出口501排出,形成尾矿。
工作时,原矿料浆从进料管2进入转鼓1内,电动机驱动中空转轴6转动,从而带动转鼓1转动,转速为100~1000转/分;料浆在转鼓1内旋转,形成沿法向的粒度分布,越靠近转鼓1,重矿物和大颗粒脉石就越多;料浆层在后续料浆的推动和重力的作用下,向下流动进入分选区4;在分选区,半径逐步缩小,靠近转鼓1的料层,料浆在水流冲击的阻隔作用下产生惯性飞跃,使得料层松散;随着料浆继续向下流动,旋转半径连续减小,导致离心力逐步减少,重力和浮力逐步起重要作用。在临界半径处,重力和离心力相等。而在临界半径以下,重力和浮力开始起主导作用;特别在水流冲击位置,料层得到松散后,使得靠近转鼓1的颗粒,重新按密度排列;外层的大颗粒脉石逐步飞跃进入零速包络面,并在料浆推动下向上流动,从而进入中心溢流管5,排出成为尾矿。内层的高密度有用矿物沿转鼓1内层向下流动,转鼓1的下方的第二出口101排出,形成产品精矿。
随着料浆向下流动,旋转半径r继续减少,根据公式F=mω2r,离心力逐步减小。同时随着向下的旋转半径减少,外层浓度小的料浆逐步进入零速包络面,从顶部溢流口501出料口排出,从而使得靠近转鼓1内侧的料浆浓度逐步提高,浮力对内层矿浆中的脉石影响逐步增大。
分选原理:随着料浆旋转速度的提升,靠近鼓壁1的矿浆浓度逐步加大,料浆密度提高。根据浮力公式:F浮力矿浆gV
向心浮力也随料浆密度的提高而提高。在靠近鼓壁1的料浆层中,脉石大颗粒要获得和重矿物相同的离心力,则脉石矿物的体积要比重矿物大得多:
离心力相同时,脉石和矿物的体积比:V脉石=(V矿物矿物)/ρ脉石
比如在金矿石的选矿过程中,金的比重为19.32,和脉石比重2.7相比,金的比重是脉石的7倍。采用本发明的离心机,脉石颗粒如要获得和金相同的离心力,则脉石颗粒体积是金颗粒的7倍。即大颗粒脉石所受到的向心浮力是金的7倍。
离心力的计算公式是:F=mω2r。
可见,离心力和r成正比,也就是越靠近旋转中心,物料受到的离心力越小。高密度料浆层在转鼓内壁的水流冲击下向旋转中心飞跃时,颗粒受到的离心力快速减小,而向心浮力的变化不大。大颗粒脉石矿物在更大的浮力的作用下向中心迁移的距离要远一些,相对重矿物更容易进入零速包络面,从中心溢流孔5和第一出口501流出。
料浆继续下行,随着旋转半径r的继续减少,当离心力和重力相等时,即:F=mω2r1=mg
此时,离心力和重力相等,浮力的方向不再是法向向心,而是45度向上,此时的旋转半径为临界半径r1。继续向下流动,重力和浮力开始起主导作用,使得低密度大体积的脉石大量从转鼓1内壁的水流冲击7飞跃到料浆外层,进入零速包络面的脉石颗粒,向上运动从中心溢流管5上部的第一出口501排出,形成尾矿。
比重大的矿物借较大的离心惯性力,沿转鼓1内壁向下继续运动至零速包络面以下,随向下的液流一起由下部呈中空状的中空转轴6内部的第二出口101排出,形成精矿。
应用实施例1:重选金的尾矿,含金0.7克/吨。开启复合力选矿机的电动机8,控制转鼓1转速300转/分,设备运行稳定后,将10%浓度的金尾矿料浆,用泵输送到进料管2。进入转鼓1内的进料区3,在进料区3,金尾矿矿浆跟随转鼓1旋转,逐步加速,产生离心力。矿浆在后续料浆的推动下,向下旋转流动进入分选区4。在分选区4内壁的高压喷水孔8,喷孔直径10mm,同一横截面喷孔数量6个,累计36个。两相两个横截面之间的间距60毫米,分选区4为锥形,半锥角为20度。料浆在分选区4的高压水流扰动下,料层得到松散。随旋转半径减少,离心力减少,当重力重新超过离心力时,料层按密度重新分层,高密度的金矿粒靠近转鼓内侧,低密度脉石分布在外层,并在下一个水流冲击7位置,脉石飞跃进入零速包络面,从中心溢流管5排出。金矿物沿分选转鼓1的内侧向下旋转流动,从中空转轴6的中间向下流出,成为精矿,精矿品位检测金含量达到38克/吨,富集比达到50倍。
实施例2:
如图3-4所示,本实施例与实施例1的不同在于,分选区4内壁设置了圈状沟槽17,圈状沟槽之间的间距为60mm。同等条件下,精矿品位含金大于120克/吨,富集比达到100倍。
其余同实施例1。
实施例3:
如图5-6所示,本实施例与实施2 的不同在于,高压水的进水没有采用管道,而是双锥的形式,即分选区4的外侧设有同步旋转外锥9,同步旋转外锥9与所述转鼓1之间形成空腔,水从空腔流入分选区4。这样设计的好处是有部分比重最高的矿物会逆向返回空腔区,可收集高品位矿物。
其余同实施例2。
实施例4:
如图7-8所示,本实施例与实施1的不同在于,用于松散矿物和对矿物进行分选的高压水喷管10设置在在分选区4内部,所述高压喷水管10贯穿所述中空转轴6,所述高压喷水管10的管壁由上至下设有若干个出水管11,高压水从高压喷水管10的末端接入,所述出水管11的末端与分选区4内壁的间距为5mm。靠的太近,高压水流容易扰动离心分层,靠的太远,冲击力不够。
其余同实施例1。
实施例5:
如图9-10所示,本实施例与实施例1的不同在于,所述高压喷水管10位于中空转轴6内,所述高压喷水管10的出水口朝向所述分选区4内,高压水从中空转轴6的底部向上喷射水流,水流上升的速度不能大过重矿物的沉积速度。
实施例6:
如图11所示,本实施例与实施例5的不同在于,进料区3由圆柱形改为锥形。
其余同实施例5。
实施例7:
如图12所示,本实施例与实施例5的不同在于,分选区4的形状由锥形改为圆弧形。圆弧直径为1500mm。
其余同实施例5。
实施例8:
如图13所示,本实施例与实施例5的不同在于,进料区3和分选区4由一个大圆弧构成整体,单一大圆弧的内部更平滑。进料区3和分选区4采用一个圆弧或椭圆弧,圆弧直径为1500mm,圆弧直径越大,圆弧段越平滑,但直径太大,分选效果和锥形差别不大。如圆弧直径越小,从进料区3到分选区4的过度就越平滑,但如直径过小,转鼓1形状接近圆形,分选区4的底部太平缓,容易积料。因此优选为500~1000mm,进一步优选为600~900mm。
其余同实施例5。
实施例9:
如图14所示,本实施例与实施例5的不同在于,分选区4使用反向的圆弧或双曲线形状。圆弧直径为2400mm。
其余同实施例5。
实施例10:
如图15所示,本实施例与实施例5的不同在于,电动机12位置从外壳13的底部转移到顶部。分选区4也可以采用曲线形的转鼓替代。
其余同实施例5。
本领域的技术人员可以对本发明进行各种修改和变型,倘若这些修改和变型在本发明权利要求及其等同技术的范围之内,则这些修改和变型也在本发明的保护范围之内。
说明书中未详细描述的内容为本领域技术人员公知的现有技术。

Claims (14)

1.一种改进型复合力选矿设备,包括转鼓、伸入转鼓内的进料管,其特征在于:所述转鼓的上部为进料区,其下部为分选区,所述转鼓在分选区内设有用于松散矿物和对矿物进行分选的水流冲击装置,所述转鼓内设有中心溢流管,所述中心溢流管上部的一侧设有第一出口,所述转鼓的下方设有第二出口,所述转鼓通过位于第二出口内的中空转轴或中心溢流管带动其转动。
2.根据权利要求1所述的改进型复合力选矿设备,其特征在于:所述水流冲击装置设置在分选区外侧,所述水流冲击装置包括设置在分选区侧壁的高压水喷孔。
3.根据权利要求2所述的改进型复合力选矿设备,其特征在于:所述分选区内壁设有与相邻高压水喷孔连接的圈状沟槽。
4.根据权利要求2所述的改进型复合力选矿设备,其特征在于:所述分选区的外侧设有同步旋转外锥,所述同步旋转外锥与所述转鼓之间形成空腔。
5.根据权利要求1所述的改进型复合力选矿设备,其特征在于:所述水流冲击装置包括高压喷水管。
6.根据权利要求5所述的改进型复合力选矿设备,其特征在于:所述高压喷水管贯穿所述中空转轴,所述高压喷水管的管壁由上至下设有若干个出水管。
7.根据权利要求6所述的改进型复合力选矿设备,其特征在于:所述出水管的末端与分选区内壁的间距为3~10mm。
8.根据权利要求5所述的改进型复合力选矿设备,其特征在于:所述高压喷水管位于中空转轴内,所述高压喷水管的出水口朝向所述分选区内。
9.根据权利要求1-8任一项所述的改进型复合力选矿设备,其特征在于:所述转鼓固定在外壳内,所述外壳的一侧设有尾矿外排口,所述外壳内设有用于连接第一出口和尾矿外排口的尾矿排出通道,所述外壳上设有电动机,所述电动机用于驱动所述中空转轴或中心溢流管转动,所述外壳的底部设有支撑架。
10.根据权利要求1-8任一项所述的改进型复合力选矿设备,其特征在于:所述分选区的半锥角为5°~60°,优选15°~50°,进一步优选25°~35°。
11.根据权利要求1-8任一项所述的改进型复合力选矿设备,其特征在于:所述转鼓呈近似锥形。
12.根据权利要求11所述的改进型复合力选矿设备,其特征在于:所述转鼓的进料区为圆柱形或锥形,分选区为圆弧面或椭圆弧面。
13.根据权利要求11所述的改进型复合力选矿设备,其特征在于:所述转鼓的进料区为锥形或圆柱形,分选区的侧壁为反向圆弧面形。
14.根据权利要求11所述的改进型复合力选矿设备,其特征在于:所述转鼓的进料区和分选区由一个大圆弧面或椭圆弧面构成整体。
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