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选矿工艺矿物选矿设备操作问答试题及答案1.问:选矿生产中,破碎流程设计需要重点考虑哪些因素?答:破碎流程设计需综合考虑原矿性质、产品粒度要求、设备性能及能耗成本。首先,原矿的硬度(莫氏硬度)、解离特性(如是否存在节理发育)直接影响破碎段数选择:高硬度矿石(如铁燧岩)通常需三段破碎(粗碎、中碎、细碎),而中低硬度矿石(如石灰石)可能两段即可。其次,最终破碎产品粒度需与后续磨矿作业匹配,例如球磨机给矿粒度一般要求-12mm,若原矿含泥量高(>15%),需在中碎后增设洗矿作业,避免泥团堵塞破碎机腔。此外,设备选型时需注意破碎比(如颚式破碎机破碎比4-6,圆锥破碎机可达8-10),并预留10%-15%的设备冗余,应对原矿硬度波动。最后,能耗方面,三段一闭路流程(粗碎+中碎+细碎+检查筛分)的单位电耗通常比开路流程低15%-20%,是大型选矿厂的主流选择。2.问:磨矿作业中,如何判断球磨机是否“胀肚”?出现胀肚后应如何处理?答:球磨机“胀肚”是因物料在筒体内堆积超过临界填充率(正常填充率40%-50%,胀肚时>60%)导致的异常状态。判断依据有四点:①电流值下降(正常运行电流为额定值的70%-80%,胀肚时降至50%以下);②筒体声音沉闷(正常为“哗哗”撞击声,胀肚时变为“嗡嗡”闷响);③排矿口返砂量减少(因物料无法及时排出);④轴承温度升高(负荷异常导致摩擦加剧)。处理步骤:①立即停止给矿,保持给水(防止干磨损伤衬板);②降低球磨机转速至额定转速的50%(通过变频调节),观察2-3分钟,若电流回升、声音变清晰,逐步恢复给矿;③若无效,需停机检查:a.清理排矿口堵塞的粗颗粒(常见于格子型球磨机);b.检查钢球级配(胀肚常因大球比例不足,无法破碎粗颗粒),补充φ80mm以上大球(占比应≥30%);c.调整磨矿浓度(正常浓度75%-85%,胀肚时可能因浓度过高导致流动性差,需增加水量至浓度70%左右)。3.问:浮选过程中,起泡剂与捕收剂的添加顺序和时间间隔对分选效果有何影响?答:添加顺序和间隔需根据药剂作用机理及矿物表面性质调整。对于疏水性差异小的矿物(如铜钼矿),应先加捕收剂(如丁黄药),使其优先吸附在目的矿物表面(吸附平衡时间约5-8分钟),再添加起泡剂(如松醇油),避免起泡剂优先占据表面活性位点,影响捕收剂吸附。若原矿含泥量高(>20%),需先加调整剂(如碳酸钠)调节矿浆pH至8-9(抑制矿泥分散),间隔3-5分钟后再加捕收剂,防止矿泥与捕收剂发生竞争吸附。对于易氧化的硫化矿(如闪锌矿),捕收剂需分点添加(粗选加70%,扫选加30%),起泡剂则在粗选段一次性添加,确保泡沫层稳定性。实验表明,捕收剂与起泡剂间隔2分钟添加,铜精矿品位可提高1.2%-1.5%,回收率提升2%-3%;若同时添加,因药剂相互作用(如起泡剂降低捕收剂表面活性),分选效率下降约5%。4.问:磁选机操作中,如何通过调整磁场强度和滚筒转速提高磁铁矿分选指标?答:磁场强度和滚筒转速需根据矿石嵌布粒度及磁性矿物含量调整。对于粗粒嵌布磁铁矿(单体解离粒度>0.15mm),磁场强度应控制在0.15-0.2T(特斯拉),滚筒转速18-22r/min(线速度0.8-1.0m/s),确保强磁性矿物被充分吸附,弱磁性脉石(如假象赤铁矿)随矿浆流排出。若矿石嵌布粒度细(<0.074mm占比>60%),需降低磁场强度至0.1-0.15T(减少连生体夹杂),同时提高转速至25-30r/min(线速度1.2-1.5m/s),利用离心力将弱磁性连生体甩入尾矿。当原矿磁性铁含量>45%时,可适当提高磁场强度至0.2-0.25T,增加精矿回收量;若磁性铁含量<30%(含大量半假象赤铁矿),需降低磁场强度至0.08-0.12T,并延长矿浆在磁场区的停留时间(通过降低转速至15-18r/min),避免非磁性脉石被误吸。实际生产中,某选矿厂将磁场强度从0.2T降至0.15T,滚筒转速从20r/min提至28r/min后,磁铁矿精矿品位从62%提升至65%,尾矿磁性铁损失从2.5%降至1.2%。5.问:重选工艺中,摇床操作的关键参数有哪些?如何根据矿石密度差调整?答:摇床操作的核心参数包括冲程、冲次、床面坡度、给矿浓度及冲洗水量。①冲程与冲次:密度差大的矿石(如金与石英,密度差>10g/cm³),宜用大冲程(16-20mm)、低冲次(250-280次/分钟),利用惯性力使重矿物沉降;密度差小的矿石(如锡石与石榴石,密度差2-3g/cm³),需小冲程(8-12mm)、高冲次(300-340次/分钟),增强矿粒间的析离分层。②床面坡度:处理粗粒(>0.5mm)时,坡度调至2°-3°(利于矿浆流动);处理细粒(<0.1mm)时,坡度降至1°-1.5°(延长分层时间)。③给矿浓度:粗粒给矿浓度30%-35%(避免矿浆过稀导致流速过快),细粒给矿浓度20%-25%(防止过浓影响分层)。④冲洗水:精矿端水量占总水量的60%-70%(约0.3-0.5m³/h),中矿端占20%-30%(0.1-0.2m³/h),尾矿端仅需10%(0.05-0.1m³/h),确保重矿物被冲洗至精矿带。某钨矿选厂处理密度差3.2g/cm³的黑白钨混合矿时,将冲程从12mm调至15mm,冲次从320次/分钟降至270次/分钟,床面坡度由1.5°提至2.2°,精矿回收率从78%提升至85%,品位稳定在65%以上。6.问:选矿厂常见的“跑粗”现象指什么?如何通过检查筛分系统预防?答:“跑粗”指破碎或磨矿产品中超过规定粒度的粗颗粒含量超标(如磨矿产品-0.074mm含量<60%设计值)。预防措施需从筛分设备选型和操作调整两方面入手:①设备选型:破碎段检查筛分应选用振动筛(如香蕉筛),筛孔尺寸为最终破碎产品粒度的1.1-1.2倍(如要求-12mm,筛孔选14mm),避免堵塞;磨矿分级系统优先用水力旋流器(分级效率比螺旋分级机高15%-20%),旋流器沉砂口直径与溢流口直径比控制在1:1.5-1:2(如溢流口φ50mm,沉砂口φ30-33mm)。②操作调整:振动筛给矿量需控制在额定处理量的80%-90%(避免过载导致筛分效率下降),筛面倾角保持15°-20°(粗粒物料倾角可稍大);水力旋流器给矿压力维持0.1-0.15MPa(压力过低分级效率下降,过高易磨损),给矿浓度30%-40%(浓度>45%时,粗颗粒易进入溢流导致跑粗)。某铁矿厂原破碎系统“跑粗”率达12%(-12mm含量88%),通过将振动筛筛孔从14mm改为13mm,倾角从18°调至20°,并增加一层预先筛分(筛孔25mm),跑粗率降至3%以下,磨矿效率提升10%。7.问:浮选机充气量不足的常见原因有哪些?如何快速诊断并解决?答:充气量不足(正常充气量1.0-1.5m³/(m²·min),不足时<0.8m³/(m²·min))的原因及解决方法:①叶轮与盖板间隙过大(标准间隙5-8mm,过大时充气量下降30%):停机测量间隙,通过调整叶轮调节螺母,将间隙缩小至3-5mm(磨损严重时更换叶轮盖板)。②空气管道堵塞:检查进气管路(尤其是弯头和阀门处),用压缩空气(0.5-0.6MPa)反吹,清除矿泥或杂物;若堵塞严重(如结钙),需拆卸管道用稀盐酸(5%-8%浓度)浸泡2小时后冲洗。③矿浆液面过高:液面超过叶轮上沿(正常液面应低于叶轮上沿20-30mm),导致叶轮无法吸入空气;通过调整尾矿管高度或闸板,将液面降至规定位置。④电机转速不足:检查皮带张紧度(松弛时转速下降10%-15%),更换磨损的三角带;若为变频电机,确认频率设置(标准频率50Hz,过低会降低叶轮转速)。某铜矿选厂浮选机充气量仅0.6m³/(m²·min),经检查发现叶轮与盖板间隙达12mm(磨损导致),更换新叶轮并调整间隙至4mm后,充气量恢复至1.2m³/(m²·min),精矿泡沫层厚度从30mm增至80mm,回收率提升2.8%。8.问:磁选机滚筒表面出现“擦痕”的原因是什么?如何预防和修复?答:擦痕通常由铁磁性杂质(如未单体解离的连生体、碎钢球)卡在滚筒与槽体之间,或滚筒内衬磨损后金属基体与槽体直接摩擦导致。预防措施:①加强磨矿分级控制(-0.074mm含量≥70%),减少连生体含量;②在磁选机给矿管前增设除杂装置(如永磁棒,磁场强度0.3-0.4T),拦截碎钢球等大颗粒;③定期检查滚筒内衬(橡胶或聚氨酯),磨损厚度超过原厚度1/3时及时更换(内衬厚度一般10-15mm,磨损至5mm以下需更换)。修复方法:若擦痕深度<2mm,用环氧树脂(添加30%铁粉增强耐磨性)填补,固化24小时后打磨平整;若深度>2mm,需将滚筒返厂,采用堆焊工艺(使用高铬合金焊丝)修补,焊后车削加工至原直径(误差±0.5mm)。某铁矿选厂因分级效率低(-0.074mm含量仅60%),磁选机滚筒每月出现2-3处深度3-5mm的擦痕,通过优化旋流器参数(压力从0.1MPa提至0.12MPa,沉砂口直径从40mm缩至35mm),分级效率提升至75%,擦痕问题基本消除。9.问:磨矿作业中,钢球补加制度对磨矿效率有何影响?如何确定合理的补加比例?答:钢球补加制度直接影响磨矿介质的级配(大球破碎、小球磨细)。若仅补加大球(φ80mm以上),会导致小球比例不足,细磨能力下降(-0.074mm含量降低5%-8%);若仅补加小球(φ40mm以下),大球磨损后破碎粗颗粒能力不足,易出现“胀肚”。合理的补加比例需根据原矿粒度特性确定:①原矿中+3mm粗粒占比>20%时,补加比例为φ80mm:φ60mm:φ40mm=5:3:2(大球破碎粗粒,中球过渡,小球细磨);②原矿中-0.5mm细粒占比>50%时,比例调整为φ60mm:φ40mm:φ30mm=4:4:2(减少大球,增加中、小球提高细磨效率)。实际生产中,某金矿选厂原补加制度为φ80mm占100%,磨矿产品-0.074mm含量仅55%(设计要求65%),改为φ80mm:φ60mm:φ40mm=4:3:3后,-0.074mm含量提升至68%,球耗从450g/t降至380g/t(因级配合理减少无效磨损)。10.问:浮选过程中,矿浆pH值波动对分选指标的影响主要体现在哪些方面?如何稳定pH值?答:pH值影响捕收剂解离(如黄药在pH<6时易分解为黄原酸)、矿物表面电性(如石英在pH>2时带负电,与阳离子捕收剂吸附减弱)及起泡剂稳定性(松醇油在pH>10时易乳化失效)。具体影响:①硫化矿浮选:铜矿物最佳pH=7-8(黄药吸附稳定),若pH<6,黄药分解导致回收率下降10%-15%;若pH>9,闪锌矿(需硫酸铜活化)表面羟基化,活化效果降低。②氧化矿浮选:赤铁矿反浮选(用淀粉抑制)需pH=10-11(淀粉水解充分,抑制效果好),pH<9时淀粉吸附量减少,精矿品位下降3%-5%。稳定pH值的措施:①采用自动加药系统(如pH在线检测仪+PLC控制),加药精度±0.2pH单位(人工加药误差±0.5-1.0);②调整剂(如石灰、碳酸钠)分点添加(粗选前加70%,扫选加30%),避免局部过碱;③控制磨矿给矿量波动(波动<10%),防止矿浆量突变导致pH值剧烈变化;④定期清洗pH电极(每8小时用3%盐酸浸泡5分钟),避免矿泥包裹影响检测准确性。某铁矿反浮选系统原pH波动范围9-12,精矿品位58%-62%;改用自动加药后,pH稳定在10.5±0.3,精矿品位稳定在65%以上。11.问:振动筛筛网频繁破损的原因有哪些?如何延长筛网使用寿命?答:破损原因:①筛网材质不符(如处理高硬度矿石用普通碳钢筛网,磨损速率是锰钢筛网的3-5倍);②筛网张紧度不足(松弛时筛网与筛框撞击,局部应力集中导致断裂);③给矿不均匀(一侧给矿量过大,筛网局部过载);④筛孔尺寸与物料粒度不匹配(筛孔过小导致物料卡堵,增大摩擦)。延长寿命措施:①材质选择:处理铁矿石(莫氏硬度6-7)用高锰钢(Mn13)筛网(寿命6-8个月),处理石灰石(硬度3-4)用聚氨酯筛网(寿命12个月以上,且噪音低);②张紧度控制:筛网张紧力需达到15-20kN/m(可用张力计测量),边缘用压条固定(压条与筛网间隙<1mm);③给矿调整:增设分矿器(使给矿均匀覆盖筛面),给矿点距筛网进料端距离≥0.5m(避免直接冲击);④筛孔设计:筛孔尺寸为物料最大粒度的1.2-1.3倍(如物料+10mm占比<5%,筛孔选12mm),减少卡堵。某选矿厂原碳钢筛网每月更换2次,改用Mn13筛网并调整给矿均匀性后,更换周期延长至5个月,年节约筛网成本40%。12.问:磁选机尾矿跑黑(磁性铁损失高)的可能原因及解决方法?答:跑黑指尾矿中磁性铁含量超标(正常<1.5%,跑黑时>2.5%),可能原因及对策:①磁场强度不足(设计值0.2T,实际0.15T):检查激磁电流(标准电流值需达到额定值的90%),若线圈老化(电阻增大导致电流下降),需更换激磁线圈;②矿浆流速过快(正常流速0.1-0.2m/s,过快时>0.3m/s):降低给矿量(或增大槽体宽度),延长矿浆在磁场区的停留时间(停留时间应≥30秒);③磁系偏角不当(正常偏角15°-20°,偏角过小导致精矿冲洗不彻底,偏角过大则尾矿区磁场覆盖不足):调整磁系偏角(通过旋转手轮),使精矿卸矿点后移50-100mm;④滚筒表面结垢(磁性矿物吸附形成“磁垢”,厚度>2mm时降低有效磁场):停机后用高压水枪(压力8-10MPa)冲洗滚筒表面,或定期(每周1次)添加0.5%的碳酸钠溶液(pH=10-11),抑制结垢。某铁矿选厂尾矿跑黑率3.2%,经检查发现磁系偏角仅10°(设计18°),调整后偏角至18°,并清理滚筒表面磁垢(厚度约3mm),尾矿磁性铁损失降至1.2%。13.问:浮选泡沫层“虚泡”(泡沫大而脆,易破裂)的原因是什么?如何调整?答:虚泡通常由起泡剂过量、捕收剂不足或矿浆中细泥过多引起。具体分析:①起泡剂过量(松醇油用量>100g/t):泡沫液膜厚度增加但弹性下降(表面张力<30mN/m),表现为泡沫大(直径>50mm)、颜色发白、破裂后无矿化颗粒;调整方法:减少起泡剂用量(每次降低10-15g/t),观察泡沫变化(理想泡沫直径20-40mm,颜色呈目的矿物本色,如铜泡沫为金黄色)。②捕收剂不足(丁黄药用量<80g/t):矿物表面疏水性差,泡沫矿化度低(泡沫层中固体含量<30%),表现为泡沫发脆、易破裂;需增加捕收剂用量(每次增加5-10g/t),直至泡沫层出现“重叠”现象(上层泡沫覆盖下层,厚度50-80mm)。③细泥影响(-0.01mm含量>15%):细泥吸附在泡沫表面形成“泥膜”,降低泡沫稳定性;解决方法:添加分散剂(如水玻璃,用量200-300g/t),或在浮选前增设脱泥作业(水力旋流器脱除-0.01mm细泥)。某铅锌矿选厂出现虚泡,起泡剂用量120g/t(正常80g/t),捕收剂用量70g/t(正常90g/t),调整后起泡剂降至90g/t,捕收剂增至100g/t,泡沫层厚度从30mm增至60mm,精矿品位从48%提升至52%。14.问:球磨机衬板磨损过快的主要原因有哪些?如何优化衬板设计延长寿命?答:磨损过快的原因:①衬板材质不匹配(处理高硬度矿石用普通锰钢,磨损速率是高铬铸铁的2-3倍);②衬板型式选择错误(格子型球磨机用平衬板,提升能力不足导致钢球滑动磨损);③磨矿浓度过高(>85%),矿浆润滑性差,钢球与衬板直接撞击;④给矿粒度波动大(+20mm颗粒占比>10%),冲击载荷增加。优化措施:①材质选择:铁矿石(硬度高)用高铬铸铁衬板(硬度HRC58-62,寿命12-18个月),石灰石用中锰钢(HRC45-50,寿命24个月以上);②型式设计:粗磨仓用阶梯衬板(提升高度100-150mm,增强抛落效果),细磨仓用波纹衬板(提升高度30-50mm,减少滑动磨损);③安装调整:衬板与筒体间隙用橡胶垫填充(间隙<5mm,避免矿浆渗入腐蚀),螺栓紧固力矩达到200-250N·m(防止松动导致衬板移位);④工艺控制:磨矿浓度稳定在75%-80%(添加水玻璃0.5kg/t提高矿浆流动性),给矿中+20mm颗粒控制在5%以下(通过破碎系统检查筛分)。某铁矿球磨机原锰钢衬板寿命6个月,改用高铬铸铁阶梯衬板后,寿命延长至14个月,球耗从420g/t降至350g/t(因提升效果好,钢球抛落高度增加,破碎效率提高)。15.问:重介质分选(如旋流器)中,悬浮液密度波动的主要原因及控制方法?答:密度波动(正常波动±0.02g/cm³,超标时±0.05g/cm³以上)影响分选精度(可能导致精煤灰分超标或中煤损失增加)。原因及控制:①介质桶搅拌不足(搅拌转速<20r/min),磁铁矿粉沉降(底流密度>2.0g/cm³,溢流密度<1.5g/cm³);需提高搅拌转速至25-30r/min,或增设辅助风搅拌(风量0.1-0.2m³/min)。②补加水流量不稳定(补水量波动>10%),导致悬浮液稀释或浓缩;改用变频水泵(流量控制精度±5%),并根据密度计信号(如核子密度计)自动调节补水量。③磁铁矿粉粒度过粗(-0.045mm含量<85%),沉降速度快(>10mm/s),密度难以稳定;更换细粒介质(-0.045mm含量≥90%,沉降速度<5mm/s)。④系统跑介(磁选机回收率<98%,介质损失>0.5kg/t):检查磁选机尾矿(磁性物含量应<0.5%),若超标,调整磁选机滚筒与槽体间隙(30-40mm)或增加磁场强度(0.25-0.3T)。某选煤厂重介质旋流器密度波动±0.03g/cm³,精煤灰分波动2%-3%,通过将搅拌转速从18r/min提至28r/min,补水泵改为变频控制,磁铁矿粉-0.045mm含量从80%提至92%后,密度波动降至±0.01g/cm³,精煤灰分稳定在9.5%±0.3%。16.问:浮选机“翻花”(泡沫层局部剧烈翻动)的原因及处理方法?答:翻花通常由矿浆中空气分布不均或叶轮吸浆量过大引起,具体原因及对策:①充气管道堵塞导致单侧充气(如左侧充气量0.8m³/(m²·min),右侧0.3m³/(m²·min)):清理堵塞管道,确保各充气孔出气量一致(用流量计检测,偏差<5%)。②叶轮吸浆量过大(矿浆循环量>2.0m³/(m²·min)):调整叶轮转速(降低频率至45Hz),或减小循环孔面积(原孔φ50mm改为φ40mm),使循环量降至1.5-1.8m³/(m²·min)。③槽体底部积砂(积砂厚度>200mm),导致矿浆流动短路:停机清理积砂(用高压水枪冲洗),并在槽体底部增设导流板(角度45°,防止矿砂沉积)。④矿浆中含有大量气体(如磨矿时混入空气,或药剂反应产气):添加消泡剂(如柴油,用量5-10g/t),或在浮选机前增设脱气槽(停留时间5-8分钟)。某铜矿选厂浮选机频繁翻花,检查发现槽体底部积砂达300mm,清理积砂并增设导流板后,翻花现象消失,泡沫层稳定性提高,精矿回收率提升1.8%。17.问:磁选机精矿品位低(如磁铁矿精矿<60%)的可能原因及改进措施?答:品位低通常因连生体或脉石矿物混入,原因及改进:①磨矿细度不足(-0.074mm含量<65%,连生体含量>20%):提高磨矿浓度至80%-85%(增加钢球与物料接触面积),或补充φ30mm小球(占比20%)增强细磨能力,使-0.074mm含量提升至75%以上(连生体<10%)。②磁场强度过高(0.25T以上),吸附弱磁性脉石(如角闪石):降低磁场强度至0.15-0.2T(弱磁性脉石无法被吸附),同时提高滚筒转速(25-30r/min),利用离心力甩出脉石。③精矿冲洗水不足(冲洗水量<0.2m³/h),导致脉石粘附在精矿中:增加冲洗水压力(0.3-0.4MPa),调整喷嘴角度(与滚筒切线方向成30°-40°),确保冲洗覆盖整个精矿带。④磁选机给矿浓度过高(>40%),矿浆粘度大,脉石难以分离:降低给矿浓度至30%-35%(通过稀释水调节),或增设脱泥作业(脱除-0.01mm细泥,减少机械夹杂)。某铁矿选厂精矿品位58%,通过将磨矿-0.074mm含量从62%提至78%,磁场强度从0.25T降至0.18T,冲洗水量从0.15m³/h增至0.25m³/h后,精矿品位提升至63%。18.问:振动筛筛分效率低(如-10mm含量仅70%,设计85%)的原因及解决方法?答:效率低可能由筛面运动参数、物料性质或操作因素导致,具体对策:①筛面倾角过小(设计18°,实际15°):倾角每减小1°,筛分效率下降3%-5%;调整倾角至20°(粗粒物料可增至22°)。②筛孔堵塞(卡堵率>10%):改用弹性筛面(聚氨酯筛网,弹性变形可自动清堵),或在筛面下方增设清筛装置(如橡胶球,直径20-30mm,每平方米布置10-15个)。③物料湿度大(水分>8%),细粒粘附形成团块:增设烘干设备(将水分降至5%以下),或改用概率筛(筛孔为要求粒度的2-3倍,利用概率透筛原理)。④给矿量过大(超过额定处理量20%):降低给矿量至额定值的80%-90%,或增加筛面宽度(如原1.5m宽筛改为2.0m宽)。某煤矿筛分-10mm产品,原效率72%,将倾角从15°调至20°,更换为聚氨酯筛网(卡堵率<2%),并将给矿量从300t/h降至250t/h后,效

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