權(quán)利要求
1.一種難選銅鈷混合礦的選礦分離方法，其特征在于，所述方法包括以下步驟：
(1)采用半自磨對混合原礦進行破碎磨礦，產(chǎn)品給入直線
振動篩篩分，篩上物料返回半自磨，篩下物料進入泵池泵送至水力旋流器分級;水力旋流器分級溢流作為合格物料給入
浮選作業(yè)，分級沉砂作為不合格物料給入球磨機再磨;球磨機排礦經(jīng)圓筒篩篩分，圓筒篩篩上物料返回球磨機，圓筒篩篩下物料與直線振動篩篩下物料合并進入同一泵池;
(2)磨礦分級溢流作為合格物料給入浮選，先進行硫化礦粗選，得到硫化礦粗選精礦和粗選
尾礦;
(3)將硫化礦粗選精礦進行一次精選作業(yè)，獲得硫化礦一次精選精礦(即硫化精礦Ⅰ)和硫化礦一次精選尾礦;將粗選尾礦進行一次掃選作業(yè)，得到硫化礦一次掃選精礦和硫化礦一次掃選尾礦，硫化礦一次掃選尾礦進行二次掃選作業(yè)，獲得硫化礦二次掃選精礦和硫化礦二次掃選尾礦;
(4)將硫化礦二次掃選尾礦進行氧化礦粗選作業(yè)，得到氧化礦粗選精礦和氧化礦粗選尾礦;將氧化礦粗選尾礦進行氧化礦掃選作業(yè)，獲得氧化礦掃選精礦和最終尾礦;
(5)將硫化礦一次精選尾礦、硫化礦一次掃選精礦、硫化礦二次掃選精礦合并作為中礦送至水力旋流器進行分級，得到中礦分級沉砂和中礦分級溢流;將中礦分級沉砂進行再磨后返回分級作業(yè)形成閉路流程，將中礦分級溢流送至中礦精選段進行中礦一次精選，獲得中礦一次精選精礦和中礦一次精選尾礦;
(6)將中礦一次精選精礦進行中礦二次精選，得到中礦二次精選精礦(即硫化精礦Ⅱ)和中礦二次精選尾礦;將中礦一次精選尾礦送至硫化礦粗選段進行選別，將中礦二次精選尾礦送至中礦一次精選段進行選別;
(7)將硫化精礦Ⅰ和硫化精礦Ⅱ合并作為最終硫化精礦或保留兩產(chǎn)品;將氧化礦粗選精礦和氧化礦掃選精礦合并作為最終氧化礦精礦;最終硫化精礦經(jīng)過濃縮、壓濾處理后直接給入火法冶金工藝焙燒;氧化礦精礦則經(jīng)濃縮后直接給入
濕法冶金工藝處理。
2.根據(jù)權(quán)利要求1所述的一種難選銅鈷混合礦的選礦分離方法，其特征在于，步驟(1)中：將難選銅鈷混合礦采用半自磨機進行破碎后再采用直線篩進行篩分，得到篩上物料和篩下物料;將篩上物料返回半自磨機再次進行破碎，將篩下物料送至磨礦水力旋流器進行分級，得到磨礦分級沉砂和分級溢流產(chǎn)品;將分級沉砂作為不合格物料給入球磨機再磨，球磨機排礦經(jīng)圓筒篩篩分，圓筒篩篩上物料返回球磨機，圓筒篩篩下物料與直線振動篩篩下物料合并進入同一泵池進而泵送至水力旋流器分級;其中，半自磨機型號為φ6.40m×3.50m的濕式自磨機，破碎后的礦石中-2mm物料含量≥80%，直線振動篩篩孔尺寸6×12mm;磨礦分級水力旋流器為φ660mm-8型旋流器組，分級溢流產(chǎn)品中細度為-0.074mm的物料≥65%、礦漿濃度為30±2%，分級沉砂礦漿濃度為68±3%;球磨機型號為φ4.80m×7.00m，排礦端圓筒篩篩孔尺寸8×24mm。
3.根據(jù)權(quán)利要求1所述的一種難選銅鈷混合礦的選礦分離方法，其特征在于，步驟(2)中：硫化礦粗選的工藝條件為：
捕收劑乙基黃藥用量為35±5g/t、起泡劑三丙二醇甲基醚用量為55±10g/t、浮選濃度為30±3%、浮選時間為10min;
浮選機使用充氣攪拌式KYF型浮選機。
4.根據(jù)權(quán)利要求1所述的一種難選銅鈷混合礦的選礦分離方法，其特征在于，步驟(3)中：硫化礦粗選精礦進行一次精選的工藝條件為：浮選濃度為28±3%，浮選時間為20min，浮選機使用充氣自吸式的XCF型搭配充氣攪拌式KYF型浮選機;粗選尾礦進行一次掃選作業(yè)的工藝條件為：捕收劑異戊基黃藥用量為120±20g/t、礦漿濃度為28±2%;二次掃選礦漿濃度為27±2%，浮選機使用充氣攪拌式KYF型浮選機。
5.根據(jù)權(quán)利要求1所述的一種難選銅鈷混合礦的選礦分離方法，其特征在于，步驟(4)中：氧化礦粗選作業(yè)的工藝條件為：捕收劑戊基黃原酸鉀用量為50±10g/t、起泡劑三丙二醇甲基醚用量為25±5g/t、硫化劑NaHS用量為600±200g/t、抑制劑氟硅酸鈉用量為500±100g/t、浮選濃度為25±2%，浮選機使用充氣攪拌式KYF型浮選機。
6.根據(jù)權(quán)利要求1所述的一種難選銅鈷混合礦的選礦分離方法，其特征在于，步驟(5)中：所用中礦再磨設(shè)備為MLL355kW型立式螺旋攪拌磨機，所用中礦分級設(shè)備為φ250mm-10旋流器組，溢流產(chǎn)品細度為-0.074mm≥90%，溢流礦漿濃度為20±2%，沉砂礦漿濃度為50±2%;中礦一次精選工藝條件為：起泡劑三丙二醇甲基醚用量為20±5g/t，浮選濃度為20±2%，浮選機使用充氣自吸式的XCF型搭配充氣攪拌式KYF型浮選機。
7.根據(jù)權(quán)利要求1所述的一種難選銅鈷混合礦的選礦分離方法，其特征在于，步驟(6)中：中礦二次精選浮選濃度為18±2%，浮選機使用充氣自吸式的XCF型搭配充氣攪拌式KYF型浮選機。
8.根據(jù)權(quán)利要求1所述的一種難選銅鈷混合礦的選礦分離方法，其特征在于，步驟(7)中：根據(jù)混合
銅鈷礦氧化率差異，硫化精礦Ⅰ的產(chǎn)品產(chǎn)率控制在6±2%，硫化精礦Ⅱ的產(chǎn)品產(chǎn)率控制在4±1%，氧化精礦的產(chǎn)品產(chǎn)率控制在6±2%。
說明書
技術(shù)領(lǐng)域
[0001]本發(fā)明屬于選礦技術(shù)領(lǐng)域，涉及一種難選銅鈷混合礦的選礦分離方法。
背景技術(shù)
[0002]銅和鈷是非常重要的戰(zhàn)略資源，是工業(yè)生產(chǎn)中的重要材料。近年來隨著開采深度不斷加深，單一的氧化銅鈷礦越來越少，更多的是氧化礦和硫化礦交錯分布的多金屬復(fù)雜共生難選銅鈷礦，此類礦石很難在
采礦和選礦備料過程中人為徹底區(qū)分開。因此，在使用過去常規(guī)的選礦工藝時，混合礦銅和鈷的回收越來越困難，技術(shù)經(jīng)濟指標難以有效提升，急需探索新工藝以適應(yīng)不斷變化的生產(chǎn)條件。
[0003]針對復(fù)雜難選銅鈷混合礦的回收，由于不同金屬礦物存在大量的連生共生，造成氧化礦和硫化礦混合給入磨浮流程，單一選別硫化礦或者氧化礦的選礦工藝進行銅鈷回收普遍存在回收率較低、生產(chǎn)運行成本偏高等問題。
[0004]針對原礦中銅和鈷既存在硫化礦也存在氧化礦的情況，使用常規(guī)的單一浮選流程難以實現(xiàn)兩類礦物的綜合回收，此種現(xiàn)象僅僅通過調(diào)整藥劑制度并不能有效地提高選礦指標，且如果混合精礦不經(jīng)過硫氧分離，不管是給入后續(xù)硫化礦焙燒或氧化礦浸出工藝，都會造成銅鈷金屬極大的浪費。
[0005]本發(fā)明針對以上復(fù)雜難選銅鈷混合礦選礦過程中存在的問題，結(jié)合原礦性質(zhì)及選礦產(chǎn)品后續(xù)處置方案，創(chuàng)造性地提出了碎磨工序采用“半自磨+球磨”工藝流程，選別流程采用“硫化礦與氧化礦分步浮選-硫化粗精礦再磨+硫氧分離、多產(chǎn)品方案”的工藝流程。硫化精礦經(jīng)過濃縮、壓濾等處理后，可直接給入焙燒爐等火法冶金工藝處理;氧化精礦則經(jīng)濃縮后，可直接給入浸出等濕法冶金工藝處理;上述工藝提升選礦技術(shù)指標的同時，有效減少了浮選精礦在冶煉過程中的銅鈷金屬損失，降低了礦石加工成本，實現(xiàn)復(fù)雜難選銅鈷混合礦的高效回收。
發(fā)明內(nèi)容
[0006]本發(fā)明針對現(xiàn)有浮選工藝流程不完善，導(dǎo)致混合銅鈷礦、尤其是氧化礦難以浮選，銅鈷金屬回收率低、銅鈷混合精礦后續(xù)處理成本高的問題，創(chuàng)造性地提出了碎磨工序采用“半自磨+球磨”工藝流程，選別流程采用“硫化礦與氧化礦分步浮選-硫化粗精礦再磨+硫氧分離、多產(chǎn)品方案”的工藝流程。該工藝流程實現(xiàn)了混合礦分步浮選、硫化精礦與氧化精礦分離、多產(chǎn)品方案的目標，硫化精礦經(jīng)過濃縮、壓濾等處理后可直接給入焙燒爐等火法冶金工藝處理，氧化精礦則經(jīng)濃縮后可直接給入浸出等濕法冶金工藝處理。上述工藝提升選礦技術(shù)指標的同時，有效杜絕了浮選混合精礦在冶煉過程中的損失，降低了礦石加工成本，實現(xiàn)復(fù)雜難選銅鈷混合礦的高效回收。
[0007]本發(fā)明的目的是通過以下方案來實現(xiàn)的。
[0008]一種難選銅鈷混合礦的選礦分離方法，包括以下步驟：
(1)采用半自磨對混合原礦進行破碎磨礦，產(chǎn)品給入直線振動篩篩分，篩上物料返回半自磨，篩下物料進入泵池泵送至水力旋流器分級;水力旋流器分級溢流作為合格物料給入浮選作業(yè)，分級沉砂作為不合格物料給入球磨機再磨;球磨機排礦經(jīng)圓筒篩篩分，圓筒篩篩上物料返回球磨機，圓筒篩篩下物料與直線振動篩篩下物料合并進入同一泵池。
[0009]其中，半自磨機型號為φ6.40m×3.50m的濕式自磨機，破碎后的礦石中-2mm物料含量≥80%，直線振動篩篩孔尺寸6×12mm;磨礦分級水力旋流器為φ660mm-8型(4工4備)旋流器組，分級溢流產(chǎn)品中細度為-0.074mm的物料≥65%、礦漿濃度為30±2%，分級沉砂礦漿濃度為68±3%;球磨機型號為φ4.80m×7.00m，排礦端圓筒篩篩孔尺寸8×24mm。
[0010](2)磨礦分級溢流作為合格物料給入浮選，先進行硫化礦粗選，得到硫化礦粗選精礦和粗選尾礦。
[0011]硫化礦粗選的工藝條件為：捕收劑乙基黃藥用量為35±5g/t、起泡劑三丙二醇甲基醚用量為55±10g/t、浮選濃度為30±3%、浮選時間為10min;浮選機使用充氣攪拌式KYF型浮選機。
[0012](3)將硫化礦粗選精礦進行一次精選作業(yè)，獲得硫化礦一次精選精礦(即硫化精礦Ⅰ)和硫化礦一次精選尾礦;將粗選尾礦進行一次掃選作業(yè)，得到硫化礦一次掃選精礦和硫化礦一次掃選尾礦，硫化礦一次掃選尾礦進行二次掃選作業(yè)，獲得硫化礦二次掃選精礦和硫化礦二次掃選尾礦。
[0013]硫化礦粗選精礦進行一次精選的工藝條件為：浮選濃度為28±3%，浮選時間為20min，浮選機使用充氣自吸式的XCF型搭配充氣攪拌式KYF型浮選機;粗選尾礦進行一次掃選作業(yè)的工藝條件為：捕收劑異戊基黃藥用量為120±20g/t、礦漿濃度為28±2%;二次掃選礦漿濃度為27±2%，浮選機使用充氣攪拌式KYF型浮選機。
[0014](4)將硫化礦二次掃選尾礦進行氧化礦粗選作業(yè)，得到氧化礦粗選精礦和氧化礦粗選尾礦;將氧化礦粗選尾礦進行氧化礦掃選作業(yè)，獲得氧化礦掃選精礦和最終尾礦。
[0015]氧化礦粗選作業(yè)的工藝條件為：捕收劑戊基黃原酸鉀用量為50±10g/t、起泡劑三丙二醇甲基醚用量為25±5g/t、硫化劑NaHS用量為600±200g/t、抑制劑氟硅酸鈉用量為500±100g/t、浮選濃度為25±2%，浮選機使用充氣攪拌式KYF型浮選機。
[0016](5)將硫化礦一次精選尾礦、硫化礦一次掃選精礦、硫化礦二次掃選精礦合并作為中礦送至水力旋流器進行分級，得到中礦分級沉砂和中礦分級溢流;將中礦分級沉砂進行再磨后返回分級作業(yè)形成閉路流程，將中礦分級溢流送至中礦精選段進行中礦一次精選，獲得中礦一次精選精礦和中礦一次精選尾礦。
[0017]所用中礦再磨設(shè)備為MLL355kW型立式螺旋攪拌磨機，所用中礦分級設(shè)備為φ250mm-10(5工5備)旋流器組，溢流產(chǎn)品細度為-0.074mm≥90%，溢流礦漿濃度為20±2%，沉砂礦漿濃度為50±2%;中礦一次精選工藝條件為：起泡劑三丙二醇甲基醚用量為20±5g/t，浮選濃度為20±2%，浮選機使用充氣自吸式的XCF型搭配充氣攪拌式KYF型浮選機。
[0018](6)將中礦一次精選精礦進行中礦二次精選，得到中礦二次精選精礦(即硫化精礦Ⅱ)和中礦二次精選尾礦;將中礦一次精選尾礦送至硫化礦粗選段進行選別，將中礦二次精選尾礦送至中礦一次精選段進行選別。
[0019]中礦二次精選浮選濃度為18±2%，浮選機使用充氣自吸式的XCF型搭配充氣攪拌式KYF型浮選機。
[0020](7)將硫化精礦Ⅰ和硫化精礦Ⅱ合并作為最終硫化精礦或保留兩產(chǎn)品;將氧化礦粗選精礦和氧化礦掃選精礦合并作為最終氧化礦精礦;最終硫化精礦經(jīng)過濃縮、壓濾處理后直接給入火法冶金工藝焙燒;氧化礦精礦則經(jīng)濃縮后直接給入濕法冶金工藝處理。
[0021]根據(jù)混合銅鈷礦氧化率差異，硫化精礦Ⅰ的產(chǎn)品產(chǎn)率控制在6±2%，硫化精礦Ⅱ的產(chǎn)品產(chǎn)率控制在4±1%，氧化精礦的產(chǎn)品產(chǎn)率控制在6±2%。
[0022]本發(fā)明可在選礦階段實現(xiàn)銅鈷混合礦中硫化精礦和氧化礦精礦分離富集，實現(xiàn)了混合礦分步浮選、硫化精礦與氧化精礦分離、多產(chǎn)品方案的目標;硫化精礦經(jīng)過濃縮、壓濾等處理后可直接給入焙燒爐等火法冶金工藝處理，氧化精礦則經(jīng)濃縮后可直接給入浸出等濕法冶金工藝處理。上述工藝提升選礦技術(shù)指標的同時，有效杜絕了浮選混合精礦在冶煉過程中的損失，降低了礦石加工成本，顯著提高了復(fù)雜難選銅鈷混合礦高效回收經(jīng)濟效益。
[0023]本發(fā)明的有益效果：本發(fā)明針對現(xiàn)有浮選工藝流程不完善，導(dǎo)致混合銅鈷礦、尤其是氧化礦難以浮選，銅鈷金屬回收率低、銅鈷混合精礦后續(xù)處理成本高的問題，創(chuàng)造性地提出了碎磨工序采用“半自磨+球磨”工藝流程，選別流程采用“硫化礦與氧化礦分步浮選-硫化粗精礦再磨+硫氧分離、多產(chǎn)品方案”的工藝流程。該工藝流程實現(xiàn)了混合礦分步浮選、硫化精礦與氧化精礦分離、多產(chǎn)品方案的目標，硫化精礦經(jīng)過濃縮、壓濾等處理后可直接給入焙燒爐等火法冶金工藝處理，氧化精礦則經(jīng)濃縮后可直接給入浸出等濕法冶金工藝處理。上述工藝提升選礦技術(shù)指標的同時，有效杜絕了浮選混合精礦在冶煉過程中銅鈷金屬的損失，降低了礦石加工成本，實現(xiàn)復(fù)雜難選銅鈷混合礦的高效回收。
附圖說明
[0024]圖1為本發(fā)明的難選銅鈷混合礦的選礦分離方法工藝流程圖。
具體實施方式
下面結(jié)合附圖通過實施例進一步說明本發(fā)明方法和效果，但不以任何方式限制本發(fā)明。
[0026]實施例1
礦石樣品為剛果(金)某銅鈷混合礦礦樣，氧化率15%，原礦中含銅2.97%，含鈷0.80%。
[0027]銅鈷礦的選別工藝流程見圖1：
(1)使用半自磨機對原礦進行磨碎篩分，產(chǎn)品中-2mm含量占80%，篩上產(chǎn)品返回半自磨機再磨，篩下產(chǎn)品泵送至水力旋流器分級，分級沉沉砂送至球磨機磨礦后經(jīng)圓筒篩篩分后排至泵池，泵送至水力旋流器分級，分級溢流中-200目含量占65%，送至浮選硫化礦粗選段進行選別。
[0028]半自磨機型號為φ6.40m×3.50m的濕式自磨機，直線振動篩篩孔尺寸6×12mm;磨礦分級水力旋流器為φ660mm-8型(4工4備)旋流器組，礦漿濃度為30±2%，分級沉砂礦漿濃度為68±3%;球磨機型號為φ4.80m×7.00m，排礦端圓筒篩篩孔尺寸8×24mm。
[0029](2)進行硫化礦粗選，得到硫化礦粗選精礦和粗選尾礦，硫化礦粗選的工藝條件為：硫化礦粗選捕收劑乙基黃藥用量為35g/t，起泡劑三丙二醇甲基醚用量為55g/t;浮選濃度為30±3%、浮選時間為10min;浮選機使用充氣攪拌式KYF型浮選機。
[0030](3)將硫化礦粗選精礦進行一次精選作業(yè)，獲得硫化礦一次精選精礦(即硫化精礦Ⅰ)和硫化礦一次精選尾礦;將粗選尾礦進行一次掃選作業(yè)，得到硫化礦一次掃選精礦和硫化礦一次掃選尾礦，硫化礦一次掃選尾礦進行二次掃選作業(yè)，獲得硫化礦二次掃選精礦和硫化礦二次掃選尾礦。
[0031]硫化礦粗選精礦進行一次精選的工藝條件為：浮選濃度為28±3%，浮選時間為20min，浮選機使用充氣自吸式的XCF型搭配充氣攪拌式KYF型浮選機。
[0032]粗選尾礦進行一次掃選作業(yè)的工藝條件為：硫化礦一次掃選捕收劑異戊基黃藥用量為120g/t，礦漿濃度為28±2%;二次掃選礦漿濃度為27±2%，浮選機使用充氣攪拌式KYF型浮選機。
[0033](4)將硫化礦二次掃選尾礦進行氧化礦粗選作業(yè)，得到氧化礦粗選精礦和氧化礦粗選尾礦;將氧化礦粗選尾礦進行氧化礦掃選作業(yè)，獲得氧化礦掃選精礦和最終尾礦。
[0034]氧化礦粗選作業(yè)的工藝條件為：氧化礦掃選捕收劑異戊基黃藥用量為50g/t，起泡劑三丙二醇甲基醚用量為25g/t，硫化劑NaHS用量為600g/t，抑制劑氟硅酸鈉用量為500g/t;浮選濃度為25±2%，浮選機使用充氣攪拌式KYF型浮選機。
[0035](5)將硫化礦一次精選尾礦、硫化礦一次掃選精礦、硫化礦二次掃選精礦合并作為中礦送至水力旋流器進行分級，得到中礦分級沉砂和中礦分級溢流;將中礦分級沉砂進行再磨后返回分級作業(yè)形成閉路流程，將中礦分級溢流送至中礦精選段進行中礦一次精選，獲得中礦一次精選精礦和中礦一次精選尾礦。
[0036]所用中礦再磨設(shè)備為MLL355kW型立式螺旋攪拌磨機，所用中礦分級設(shè)備為φ250mm-10(5工5備)旋流器組，溢流產(chǎn)品細度為-0.074mm≥90%，溢流礦漿濃度為20±2%，沉砂礦漿濃度為50±2%;中礦一次精選工藝條件為：中礦一次精選起泡劑三丙二醇甲基醚用量為20g/t，浮選濃度為20±2%，浮選機使用充氣自吸式的XCF型搭配充氣攪拌式KYF型浮選機。
[0037](6)將中礦一次精選精礦進行中礦二次精選，得到中礦二次精選精礦(即硫化精礦Ⅱ)和中礦二次精選尾礦;將中礦一次精選尾礦送至硫化礦粗選段進行選別，將中礦二次精選尾礦送至中礦一次精選段進行選別;中礦二次精選浮選濃度為18±2%，浮選機使用充氣自吸式的XCF型搭配充氣攪拌式KYF型浮選機。
[0038](7)將硫化精礦Ⅰ和硫化精礦Ⅱ合并作為最終硫化精礦或保留兩產(chǎn)品;將氧化礦粗選精礦和氧化礦掃選精礦合并作為最終氧化礦精礦;最終硫化精礦經(jīng)過濃縮、壓濾處理后直接給入火法冶金工藝焙燒;氧化礦精礦則經(jīng)濃縮后直接給入濕法冶金工藝處理。根據(jù)混合銅鈷礦氧化率差異，硫化精礦Ⅰ的產(chǎn)品產(chǎn)率控制在6±2%，硫化精礦Ⅱ的產(chǎn)品產(chǎn)率控制在4±1%，氧化精礦的產(chǎn)品產(chǎn)率控制在6±2%。試驗結(jié)果見表1。
[0039]以上實施例表明，采用該工藝流程處理難選銅鈷混合礦，硫化精礦Ⅰ中銅回收率可達到72%，鈷回收率達到67%，銅品位32.00%，鈷品位8.05%，硫品位20.05%;硫化精礦Ⅱ中銅回收率可達到16%，鈷回收率達到18%，銅品位15.90%，鈷品位4.72%，硫品位8.60%;將硫化精礦Ⅰ與硫化精礦Ⅱ合并后的硫化混合精礦中銅回收率可達到88%，鈷回收率達到85%，銅品位27.00%，鈷品位7.02%，硫品位16.50%;氧化精礦中銅回收率可達到5%，鈷回收率達到4%，銅品位2.50%，鈷品位0.54%，硫品位0.89%?；旌系V浮選綜合技術(shù)指標銅回收率可達到93%，鈷回收率達到89%，顯著優(yōu)于當?shù)仄渌x礦廠生產(chǎn)指標。另外，當混合礦氧化率繼續(xù)升高時(≥20%)，相比傳統(tǒng)單一混選工藝，本發(fā)明工藝流程對硫化精礦和氧化精礦的分離效果和浮選指標優(yōu)勢和效果將更為突出。
說明書附圖(1)
聲明：
“難選銅鈷混合礦的選礦分離方法” 該技術(shù)專利(論文)所有權(quán)利歸屬于技術(shù)(論文)所有人。僅供學(xué)習研究，如用于商業(yè)用途，請聯(lián)系該技術(shù)所有人。
我是此專利(論文)的發(fā)明人(作者)
237
編輯：中冶有色技術(shù)網(wǎng)
來源：金川集團鎳鈷有限公司
分享 0
舉報 0
收藏 0
反對 0
點贊 0
中冶有色技術(shù)平臺
2024年12月27日 ~ 29日 
