云南某低品位难选锡铜多金属矿选矿工艺试验研究.pdf

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1 2 有色金属 选矿部分2 0 1 7 年第6 期 d o i 1 0 .3 9 6 9 /j .i s s n .1 6 7 1 - 9 4 9 2 .2 0 1 7 .0 6 .0 0 4 云南某低品位难选锡铜多金属矿选矿工艺试验研究 仇云华,黄勇彬,张慧,熊玉旺 云南锡业研究院有限公司,云南个旧6 6 1 0 0 0 摘要根据云南某低品位锡铜多金属矿矿石复杂、难选的特性,开展了详细的选矿方案探索试验、浮选条件试验、重选 试验、锡产品结构研究,最终采用“浮选一重选”工艺流程,在矿样含锡0 .8 1 9 %、铜0 .3 2 2 %、硫4 .3 9 %、砷0 .7 4 0 %、银6 2 .6 0 g /t 的情况下,获得了铜精矿品位1 6 .3 8 %、回收率5 9 .5 9 %,锡精矿品位4 0 .2 3 %、回收率7 0 .7 %,锡富中矿品位3 .3 5 %、回收 率6 .5 2 %,合计锡回收率7 7 .2 2 %的指标。同时,综合回收了银和硫,回收率分别为5 4 %、8 2 %。试验结果为开发利用该资源 提供了依据。 关键词锡铜多金属矿;混合浮选;铜硫分离;重选;产品结构 中图分类号T D 9 5 2 .4 ;T D 9 1 3 文献标志码A 文章编号1 6 7 1 - 9 4 9 2 2 0 1 7 0 6 - 0 0 1 2 - 0 6 E x p e r i m e n t a lS t u d yo naL o w - g r a d ea n dR e f r a c t o r yT i n c o p p e r P o l y m e t a l l i cO r ef r o mY u n n a n Q I UY u n h u a ,H U A N GY o n g b i n ,z H A N GH u i .X I o N GY u w a n g Y u n n a nT i nR e s e a r c hI n s t i t u t eC o .,L t d .,C .e j i uY u n n a n6 6 1 0 0 0 ,C h i n a A b s t r a c t A c c o r d i n gt ot h ef e a t u r e so fc o m p l e xa n dr e f r a c t o r yi nal o wg r a d et i n c o p p e rp o l y m e t a l l i co r ei n Y u n n a n ,t h ee x p l o r a t o r yt e s to fb e n e f i c i a t i o ns c h e m e ,c o n d i t i o nt e s to ff l o t a t i o n ,g r a v i t ys e p a r a t i o na n ds t r u c t u r a l s t u d yo ft i np r o d u c t sw e r ec a r r i e do u td e t a i l e d l y .U n d e rt h ec o n d i t i o n st h a tt h es a m p l ec o n t a i n e dS nw i t h0 .8 1 9 %, C uw i t h0 .3 2 2 %,Sw i t h4 .3 9 %,A sw i t h0 .7 4 0 %a n dA gw i t h6 2 .6 0 s /t ,t h ee x p e r i m e n tf i n a l l ya d o p t e dt h e p r o c e s sf l o wo f “f l o t a t i o n - g r a v i t ys e p a r a t i o n ”a n do b t a i n e dt h ei n d e x e sa sf o l l o w s t h eg r a d ea n dr e c o v e r yo fc o p p e r c o n c e n t r a t ew e r e1 6 .3 8 %a n d5 9 .5 9 %,r e s p e c t i v e l y ;t h eg r a d ea n dr e c o v e r yo ft i nc o n c e n t r a t ew e r e4 0 .2 3 %a n d 7 0 .7 %,r e s p e c t i v e l y ;t h eg r a d ea n dr e c o v e r yo ft i nr i c hm i d d l i n gw e r e3 .3 5 %a n d6 .5 2 %,r e s p e c t i v e l y ;t h et o t a l r e c o v e r yo ft i nw a s7 7 .2 2 %.n em i n e r a l so fs i l v e ra n ds u l f u rw e r er e c o v e r e ds y n t h e t i c a l l ya t t h es a m et i m e .n e r e c o v e r yo fs i l v e ra n ds u l f u rw e r e5 4 %a n d8 2 %.r e s p e c t i v e l y .1 1 1 ee x p e r i m e n t a lr e s u l t sp r o v i d e dt h eb a s i sf o rt h e d e v e l o p m e n ta n du t i l i z a t i o no ft h i sr e s o u r c e . K e yw o r d s t i n c o p p e rp o l y m e t a U i co r e ;b u l kf l o t a t i o n ;c o p p e r s u l p h u rs e p a r a t i o n ;g r a v i t ys e p a r a t i o n ; p r o d u c ts t r u c t u r e 锡铜多金属矿是锡矿床中常见的矿石类型,资 源丰富,常共 伴 生铁、硫、砷、铋、钨、金、银等金属, 综合利用价值高。该类矿石普遍存在锡、铜、硫、砷 等主要矿物结晶粒度不均匀、共生关系复杂、细粒嵌 布或包裹的问题,致使铜、锡等有价金属回收指标不 高,或精矿产品含砷高等。根据矿石性质差异,选矿 常采用浮选一重选、重选一浮选一重选、磁选一浮 选一重选、浮选一磁选一重选等工艺,回收矿石中的 有价金属,并综合回收金、银等贵金属。7J 。本研究 主要针对云南某地低品位难选锡铜多金属矿,矿石 组成复杂,含铜、锡品位低,次生硫化铜矿含量高,主 要含铜矿物为黝铜矿、黄铜矿,部份含砷矿物为黝铜 矿、砷黝铜矿,银以类质同象的形式分散于多种矿物 中等特点,采用浮选一重选流程,获得理想的锡、铜、 硫试验指标,并综合回收了银。 1 矿样性质分析 1 .1 化学性质分析 对矿样进行了化学多元素分析、铜和锡化学物 相分析,结果见表1 到表3 。 收稿日期2 0 1 7 - 0 3 - 3 1 修回日期2 0 1 7 - 0 9 - 2 8 作者简介仇云华 1 9 6 6 ,女,云南宜良人,高级工程师,主要从事选矿方面的研究工作。 万方数据 2 0 1 7 年第6 期仇云华等云南某低品位难选锡铜多金属矿选矿工艺试验研究 1 3 重室塾生垒皇竺墅垫垒g 旦竺竺塑坚受垒 竺i皇竺 含量0 .8 1 90 .3 2 25 .7 24 .0 00 .7 4 00 .0 4 00 .1 3 26 2 .60 .0 4 80 .0 2 12 .8 80 .6 4 49 .2 16 1 .5 6 表3锡相分析结果 T a b l e3 A n a l y s i sr e s u l t so ft i np h a s e /% 分析结果表明,矿样中的锡、铜是主要回收的金 属,银是伴生回收的金属;矿样含硫,可综合回收硫 铁矿物;矿样含一定量的砷和锌,是铜、锡、硫精矿产 品需要排除的杂质元素;矿样含硅较高,脉石矿物主 要以硅酸盐类矿物为主,对矿石的可磨性有一定影 响。矿样中铜矿物氧化率高,且次生硫化铜含量较 高,对铜金属的回收将会有较大影响。矿样中的锡 主要以酸不溶锡存在,对锡的回收较有利。 1 .2 工艺矿物学研究 矿样由近6 0 种矿物组成,其中有用矿物多达3 5 种。主要金属矿物为黄铁矿、毒砂、锡石、黝铜矿、黄 铜矿等,累计占矿物量的9 .5 %。主要脉石矿物以石 英、斜长石、铁白云石、方解石、白云母、高岭石等为 主,累计占矿物量的7 9 %。 含锡矿物主要以锡石为主,少量黝锡矿。分布 于锡石中的锡金属率占7 1 .2 6 %,分布于黝锡矿中的 锡金属率占0 。6 4 %,分布于黄铁矿、毒砂、黝铜矿中 的锡金属率占6 .8 4 %,分布于石英、斜长石、铁白云 石、方解石及其它矿物中的锡金属率占1 6 .9 8 %。锡 石单体解离率为5 5 .5 9 %。 含铜矿物多达1 0 种,主要是以黝铜矿、黄铜矿 为主,其次为孑L 雀石、辉铜矿、斑铜矿、铜蓝、黝锡矿 等。分布于黝铜矿、黄铜矿中的铜金属率占 7 1 .3 1 %;主要含铜矿物单体解离率为3 5 .0 2 %。 含砷矿物主要有5 种,其中主要以毒砂为主,其 次为黝铜矿、砷黝铜矿等。分布于毒砂中的砷金属 占有率为8 3 .9 7 %。毒砂的单体解离率为6 3 .8 1 %。 银分布较为广泛,且是以类质同象的形式存在, 其载体矿物为黝铜矿、方铅矿、黄铜矿、黄铁矿、毒砂 以及板硫铋铜铅矿、方钍石。银的分散分布在一定 程度上制约其金属的回收与富集。 矿样中的锡石、黝铜矿、黄铜矿、毒砂的共生嵌 布关系较为复杂。各种矿物均与近二十种矿物共生 关系相对较为密切。 矿石性质分析表明,矿样为锡铜多金属硫化矿, 共 伴 生铜、银、铅、锌、锑等多种有用金属矿物,资 源利用价值大。但是,矿样的组成矿物较多,性质复 杂,选矿回收锡、铜、铁及伴生回收银的技术难度大, 需要开展详细的选矿工艺试验研究。 2 选矿工艺试验研究 针对矿石特性,选矿工艺应该以回收锡、铜为 主,综合回收硫,伴生回收银。借鉴云锡处理同类矿 石多年积累的生产实践经验,试验原则流程确定为 浮选一重选流程,即混合浮选硫化物、铜硫分离浮 选,浮选尾矿用重选回收锡,从硫化物中回收伴生 银;锡重选工艺采用粗选、精选相结合的工艺,产品 结构为合格锡精矿、富中矿,最大限度提高锡回收 率。选择浮选一重选流程的主要依据有三个方面 一是矿样含硫品位达4 .3 9 %,矿物组成中有十余种 硫化矿物存在,约占总矿物量9 %,主要为黄铁矿、毒 砂、黝铜矿、方铅矿等,若不将这些硫化物排除,则会 导致重选回收锡时摇床面上矿砂分带、分质不清晰, 影响摇床操作及精矿品位和回收率指标 云锡多年 生产实践经验,进人重选作业时含硫品位必须低于 3 % 。二是先浮选后重选,有利于控制浮选作业的 矿浆浓度及绘矿稳定性,避免了先重选后浮选流程 所需的浓缩脱水和矿浆缓冲。三是有利于提高铜、 硫、银的回收率,避免目的矿物在重选作业的分散和 损失,以及综合回收的流程冗长、复杂。 2 .1 入选粒度试验 入选粒度是多金属矿分选较重要的工艺参数, 由于主要有用矿物的工艺结晶粒度、单体解离度存 在差异,磨矿既要使有用矿物之间、有用矿物与脉石 万方数据 1 4 有色金属 选矿部分2 0 1 7 年第6 期 矿物之间达到解离,又要尽量减少有用矿物的过磨 现象。根据工艺矿物学研究结果,开展入选粒度 一7 4 仙m 占5 0 %一7 0 %的试验,考察铜、锡金属在浮 选精矿和尾矿中的分布随磨矿粒度变化的情况,确 定合理的原矿人选粒度。试验固定条件为粗选丁 基黄药用量1 4 0g /t 、松醇油2 1g /t ,流程为一次粗 选试验结果见图1 二 图1入选磨矿粒度试验结果 F i g .1E x p e f i m e n t a lr e s u l t so fg r i n d i n gf i n e n e s s 表4 T a b l e4 试验结果表明,当磨矿产品中一7 4 m 由5 0 % 上升至7 0 %,浮选精矿的产率和铜品位变化不大,但 铜的回收率明显下降;锡金属在浮选精矿中的损失 在一7 4 m 占6 0 %时明显增加,后续又呈下降趋势。 综合考虑锡、铜回收,以及结合生产实施情况,确定 合适的人选粒度为一7 4 斗m 占5 0 %。 2 .2 铜硫混合浮选条件试验 铜硫混合浮选要最大限度回收含铜矿物、硫铁 矿物,提高铜金属回收率;同时,尽量减少锡金属在 硫化物中的损失。试验重点开展了常用黄药类、硫 胺脂类、新型捕收剂、组合捕收剂的选择和各种药剂 的用量试验。试验固定条件为磨矿粒度一7 4 m 占5 0 %,松醇油2 1g /t ,流程为一次粗选。为了分 析、比较试验结果,在考虑泡沫产品中铜回收和锡损 失的情况下,从各种捕收剂用量试验中,选择试验结 果较好的一组数据,列于表4 。 从表4 可以看出,使用以上六种捕收剂,浮选效 果基本接近,其中,K M .1 0 9 多种螯合捕收剂组合而 成 对铜的捕收性能略强,捕收剂6 8 0 多种螫合捕 捕收剂种类和最佳用量试验结果 R e s u l t so ft h et y p ea n dd o s a g eo fc o l l e c t o rt e s t ,‰ 收剂组合而成 和Z - 2 0 0 阴离子型,巯基类 对锡的 影响略小,K M 一1 0 9 和Z - 2 0 0 药剂用量较少,A t - 3 阴 离子型,巯基类 对铜的捕收与黄药相近。根据试验 结果,结合现生产情况,选择K M 一1 0 9 作为适宜的捕 收剂,用量7 0g /t 为宜。 2 .3 脱锡浮选试验 由于捕收剂作用、机械夹带等原因,混合浮选泡 沫中常含有一定的含砷、含锡等矿物,采用脱锡浮选 可以减少这些矿物的含量,对增加进入重选的锡金 属、进一步提高铜的富集并降低杂质含量较为有利。 脱锡浮选试验结果表明,铜粗精矿的铜品位从 2 .5 6 %提高到了3 .2 4 %,锡金属率降低2 .3 3 个百分 点,砷分布率降低5 .4 个百分点。对减少浮铜产品 中锡金属损失、降低杂质有较大的意义。 2 .4 铜硫分离及铜精矿降砷试验 针对矿样中铜的单体解离度较锡、砷的低,混合 浮选粗精矿含有大量铜矿物与硫铁矿及其他矿物的 结合体,含铜品位低,含砷、硫高等特点,开展铜硫分 离磨矿粒度一4 4 斗m 占8 0 %一9 8 .5 %的试验。综合 考虑铜精矿品位、回收率及含砷,选择适宜的磨矿粒 度为一4 4l a , m 占9 8 %左右。通过试验确定了铜硫分 离的p H 值调整剂为石灰,适宜的p H 值为1 1 .5 。 针对矿样含砷高,含砷矿物主要为毒砂,少量砷 分布于黝铜矿、黄铁矿、砷黝铜矿中的特性,重点选 择降砷常用的抑制剂亚硫酸钠、漂白粉、腐殖酸钠、 氯化铵、栲胶等与石灰组合,开展铜精矿降砷试验研 究,试验结果表明,对于提高铜精矿品位而言,排序 是腐殖酸钠 漂白粉 栲胶 氯化铵 亚硫酸钠; 对于降低含砷而言,排序是腐殖酸钠 栲胶 氯化 铵 亚硫酸钠 漂白粉;对于减小铜精矿回收率的 影响而言,排序是氯化铵 漂白粉 栲胶 亚硫酸 钠 腐殖酸钠。综合分析认为,腐殖酸钠和氯化铵 砌∞∞加∞如∞如加m O 万方数据 2 0 1 7 年第6 期仇云华等云南某低品位难选锡铜多金属矿选矿工艺试验研究 1 5 对提高铜精矿铜品位、降低砷含量、尽量减少对铜回 收率的影响,具有一定的优势。试验工作进一步开 展了腐殖酸钠和氯化铵组合药剂用量的研究,根据 试验结果,综合分析铜精矿和其它中矿产品的铜品 位、砷品位与铜回收率指标的关系,在石灰用量6 5 0 g /t 的条件下,组合抑制剂腐殖酸钠、氯化铵各1 5 0 g /t 最佳,此时铜精矿含铜达1 7 .3 7 %,含砷仍 4 .8 %。分析原因认为,该矿样中铜的主要载体矿物 为黝铜矿、铜矿物氧化程度高、次生硫化铜矿多,黝 铜矿与多达十七种矿物共生嵌布关系密切等,是影 响铜精矿品位的主要原因。砷金属有8 3 .9 7 %分布 在毒砂中,有2 .2 1 %分布在黝铜矿中,有5 .2 7 %分 布在黄铁矿中,有少量分布在砷黝铜矿中,且毒砂的 结合体与多种金属矿物和脉石矿物的共生嵌布关系 较为紧密,x 射线能谱仪分析表明黝铜矿平均含铜 3 7 .9 4 %,平均含砷3 .4 4 %,这些是导致铜精矿含砷 高的主要原因。 2 .5 浮选闭路试验 在进一步开展铜硫分离作业捕收剂用量试验、 精选一至三各作业石灰用量试验、精选作业次数,以 及浮选流程结构试验的基础上,开展了浮选开路验 证试验、闭路试验。闭路试验流程见图2 ,试验指标 见表5 。 铜精矿 图2 浮选闭路试验流程 F i g .2 F l o w s h e e to fc l o s e d - c i r c u i tt e s to ff l o t a t i o n 闭路试验获得理想的试验指标,同时综合回收 了银,铜精矿含银品位15 7 7 .2g /t 、银回收率2 7 %; 硫精矿含银品位1 9 2 .6g /t 、银回收率2 7 %。银综合 回收率达5 4 %。浮选尾矿含硫、砷低,锡金属率高, 为重选回收锡创造了较好的条件。 万方数据 .1 6 .有色金属 选矿部分2 0 1 7 年第6 期 2 .6 重选回收锡的试验 在小型浮选试验取得理想指标的基础上,制备 约2 0 0k g 矿样进行浮选一重选流程放大样试验。原 矿磨至一7 4 m 占5 0 %,铜硫混合浮选流程为一次 粗选、一次扫选、一次精选,浮选获得铜粗精矿铜品 位3 .1 2 %、回收率8 8 .0 1 %的指标,带走锡金属 4 .4 %,指标与小试较吻合。浮选尾矿含锡品位 0 .7 7 3 %、硫品位0 .5 4 4 %、铁品位2 .6 %,一7 4 斗m 占 4 8 %左右,可以直接进入重选回收锡。 针对该矿石性质,重选回收锡的关键是遵循“阶 段磨矿、阶段选别,分级入选,能拿早拿、能丢早丢” 的原则。摇床是目前重选回收锡较为有效的设备, 其富集比高,能一次作业产出合格精矿,并同时产出 多个产品。为了提高重选作业效率,试验采用分级、 粗细砂分选、次精矿集中复洗、中矿再磨再选、泥矿 单独选别的原则工艺流程。试验流程见图3 。 原矿 铜粗精矿锡精矿硫精矿富中矿 中矿 尾矿 图3浮选一重选试验流程 F i g .3E x p e r i m e n tf l o w s h e e to fg r a v i t ya n df l o a t a t i o n 采用水力分级箱将浮选尾矿分级为粗砂 7 4 斗m 、细砂 一7 4 1 9 斗m 、矿泥 一1 9 斗m 3 个级 别,其作业产率分别为5 2 .4 6 %、2 0 .8 5 %、2 6 .9 6 %, 作业锡金属率分别为6 6 .0 2 %、1 5 .9 2 %、1 8 .0 6 %;粗 砂、细砂分别进入一段摇床选别,产出合格锡精矿, 并抛弃大量尾矿,抛尾品位为0 .0 8 %,作业抛尾率为 万方数据 2 0 1 7 年第6 期仇云华等云南某低品位难选锡铜多金属矿选矿工艺试验研究 1 7 6 5 %;粗砂一段床中矿含锡品位0 .1 1 7 %,多为锡石 与铁矿物、脉石矿物的连生体和结合体,必须再次磨 矿,使其充分解离,因此,将其磨至一1 5 0 m 占 1 0 0 %,进入二段摇床选别,产出锡粗精矿产品;细砂 一段床次精矿与二段床次精矿合并,含锡品位 1 .5 5 2 %,含硫1 .5 %,其多为锡石与硫化矿和脉石矿 物的连生体和结合体,将其磨至一7 4 仙m 占8 5 %, 经浮选除硫化物将硫品位降至0 .2 %,脱除8 6 .6 7 % 的硫,再进行次精矿摇床复洗,产出合格精矿产品; 分级细泥、细砂一段床尾矿 泥 、复洗床尾矿 泥 合并,含锡品位0 .5 1 4 %,占原矿产率2 4 .9 %、锡金 属率1 7 .4 5 %,粒度主要分布于一3 7 斗m ,用矿泥摇 床回收细粒级锡石;粗砂一段床次精矿、二段床粗精 矿、复洗床次精矿合并作为粗锡精矿,其含锡品位 6 .1 3 %,占原矿金属率1 7 .3 4 %,用摇床进行精选,产 出锡精矿和富中矿产品。全流程试验结果见表6 。 表6浮选一重选流程试验结果 T a b l e6R e s u l t so ft h ec o m b i n e ds e p a r a t i o no fg r a v i t y a n df l o a t a t i o nt e s t/% 重选获得合格精矿锡品位4 0 %、回收率 7 0 .7 %,以及锡富中矿锡品位3 .3 5 %、回收率 6 .5 2 %。锡综合回收率达到7 7 .2 2 %。经锡精矿产 品质量检测,锡精矿含硫1 2 .8 %、砷5 .5 4 %、铁 1 8 .0 2 %、钨0 .5 9 2 %,硫、砷、铁杂质含量超标,将对 产品销售价格造成一定的影响。 为了提高锡的综合回收率,充分体现“能收早 收”的工艺原则,试验过程中强化了重选产品的结构 研究,即根据各段摇床的产品分布,采取粗砂一段床 和复洗床均产合格精矿及锡粗精矿产品,细砂一段 床仅产合格精矿产品,二段床仅产锡粗精矿,锡粗精 矿合并精选产锡精矿和富中矿产品,泥矿床产锡精 矿和富中矿产品。锡精矿可以直接进冶炼厂的锡粗 炼生产系统,富中矿进入冶炼厂的烟化炉生产系统, 充分发挥选一冶联合的优势,最大限度回收锡金属。 3结论 1 该矿石属低品位难选锡铜多金属矿,有价元 素主要为锡、铜、硫、银。针对矿石特性,采用铜硫混 合浮选、铜硫分离,浮选尾矿重选回收锡的浮选一重 选流程,获得了较好的锡、铜、硫回收指标;同时,综 合回收了银。 2 根据矿石特性,结合重选摇床各作业的产品 分布,强化重选作业锡产品结构研究,可以最大限度 提高锡的回收率。 3 如何进一步提高铜回收率,降低铜精矿、硫精 矿产品含砷以及锡精矿产品含砷、硫,综合回收锡精 矿中的钨,是今后该类矿石资源高效利用重点研究 的内容。 参考文献 [ 1 ] 魏宁,方维萱,陈家玮,等.云南个旧大白岩铜锡矿床铜 锡与共伴生组分赋存状态研究[ J ] .矿物学报,2 0 1 0 ,3 0 1 1 1 5 1 2 2 . [ 2 ] 张惠芬,陈文平,曾文,等.某锡铜矿选矿工艺试验研 究[ J ] .中国矿业,2 0 1 5 ,2 4 7 1 0 8 1 1 2 . [ 3 ] 袁帅,刘杰,李艳军,等.内蒙古某铜锡硫化矿石选 矿试验[ J ] .金属矿山,2 0 1 6 ,4 7 6 2 8 7 - 9 0 . [ 4 ] 肖骏,陈代雄,杨建文,等.某铜硫砷锡多金属矿选矿 工艺研究[ J ] .矿山机械,2 0 1 4 ,4 2 8 1 1 d .1 1 6 . [ 5 ] 郑文军,许大洪,吴世发.广西某铜锡多金属硫化矿选矿 试验研究[ J ] .矿业工程,2 0 1 3 ,1 1 1 1 8 - 2 0 . [ 6 ] 刘厚明,戴新宇,王昌良,等。一种铜锡矿石的综合回收试 验研究[ J ] .金属矿山,2 0 0 9 ,3 9 5 5 7 5 - 7 9 . [ 7 ] 廖祥文,李成秀.某高砷铜锡矿选铜除砷试验研究[ J ] . 矿产综合利用,2 0 0 7 3 3 - 6 . 万方数据
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