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    重庆时时彩世爵平台: 一种用低品位硫铁矿矿石生产高品位硫精矿的方法.pdf

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    一种 品位 硫铁矿 矿石 生产 精矿 方法
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    摘要
    申请专利号:

    CN200810058133.9

    申请日:

    2008.03.04

    公开号:

    CN101234363A

    公开日:

    2008.08.06

    当前法律状态:

    终止

    有效性:

    无权

    法律详情: 未缴年费专利权终止IPC(主分类):B03B 7/00申请日:20080304授权公告日:20111116终止日期:20140304|||授权|||实质审查的生效|||公开
    IPC分类号: B03B7/00; B03B1/00; B03D1/02; B03D1/004; B03D1/008; B03B5/62(2006.01)N; B03B5/04(2006.01)N; B03D101/02(2006.01)N; B03D101/04(2006.01)N; B03D103/02(2006.01)N 主分类号: B03B7/00
    申请人: 昆明理工大学
    发明人: 文书明; 周兴龙; 雷 斌
    地址: 650031云南省昆明市学府路253号
    优先权:
    专利代理机构: 昆明慧翔专利事务所 代理人: 程韵波;周一康
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    法律状态
    申请(专利)号:

    CN200810058133.9

    授权公告号:

    |||101234363B||||||

    法律状态公告日:

    2015.04.29|||2011.11.16|||2008.10.01|||2008.08.06

    法律状态类型:

    专利权的终止|||授权|||实质审查的生效|||公开

    摘要

    一种用低品位硫铁矿矿石生产高品位硫精矿的方法,以含硫品位8%至25%的硫铁矿矿石为原料,经破碎、磨矿,使硫铁矿与脉石矿物单体解离,矿浆给到螺旋溜槽上粗选获得含硫品位在20%至35%的粗精矿,该粗精矿给到摇床上进行精选,获得含硫品位大于50%的硫精矿和摇床中矿,摇床中矿加硫酸,使矿浆pH值保持在4.5-6.5,添加巯基类硫化矿捕收剂浮选,浮选粗精矿经4-5次精选得含硫品位大于50%的硫精矿。该方法获得细粒高品位硫精矿经过制硫酸可获得含铁63%以上,含硫小于0.4%的烧渣,该烧渣成为优质的铁精矿,使硫铁矿中的铁资源在利用硫的同时得到充分、高效的利用。

    权利要求书

    权利要求书
    1、  一种用低品位硫铁矿矿石生产高品位硫精矿的方法,其特征在于:其按以下步骤完成:
    以含硫品位8-25%的硫铁矿矿石为原料,经破碎,磨矿至细度为小于0.074mm粒级的含量站40%至85%,使硫铁矿矿物与其中的脉石矿物单体解离,磨矿矿浆重量百分浓度控制在20%至50%,将该矿浆给到螺旋溜槽的上部给矿槽中,矿浆自上而下沿溜槽的螺旋流下进行重力分选,通过改变螺旋溜槽下部的精矿截取器的位置,控制粗精矿的含硫品位在20%至35%,其余部分为尾矿排出,将螺旋溜槽分选获得的粗精矿给到摇床上进行精选,通过改变摇床精矿接取槽的位置,控制精矿含硫品位,获得含硫品位大于50%的硫精矿,通过改变摇床次精矿截取槽的位置,获得含硫品位20%至35%的次精矿,该次精矿再用摇床精选,获得含硫品位大于50%的硫精矿,通过改变摇床中矿接取槽的位置,控制中矿含硫品位,获得含硫品位10%至20%的中矿,该中矿采用浮选处理,摇床尾矿端排出的产物为尾矿,将摇床中矿给入分泥斗中浓缩脱水,控制最后的矿浆重量百分浓度在20%至40%,该矿浆进入机械搅拌桶,在搅拌桶中加硫酸,使矿浆pH值保持在4.5-6.5,添加巯基类硫化矿捕收剂100克/吨-1000克/吨,叶轮转速150-500转/分的条件下,搅拌2-6分钟,再加入起泡剂并将矿浆引入浮选机中,通入空气在浮选机中浮选8-20分钟,浮选的泡沫产物在10%-25%的重量百分浓度下再经4-5次精选得含硫品位大于50%的硫精矿,浮选机尾部排出的产物为尾矿,将摇床精矿和浮选精矿混合得含硫品位大于50%的硫精矿。

    2、  根据权利要求1所述的用低品位硫铁矿矿石生产高品位硫精矿的方法,其特征在于:所述的巯基类硫化矿捕收剂是丁基黄原酸钠或丁铵黑药。

    3、  根据权利要求1所述的用低品位硫铁矿矿石生产高品位硫精矿的方法,其特征在于:所述的起泡剂是松醇油、2号油和混合醇中的一种。

    4、  根据权利要求1-3中任一项所述的用低品位硫铁矿矿石生产高品位硫精矿的方法,其特征在于:所述的低品位硫铁矿矿石是指含砷小于0.2%,含有色金属铜、铅、锌合计小于0.5%的单一硫铁矿矿石。

    说明书

    说明书一种用低品位硫铁矿矿石生产高品位硫精矿的方法
    一、技术领域:本发明涉及一种用低品位硫铁矿矿石生产高品位硫精矿的方法,属于选矿技术领域。
    二、背景技术:低品位硫铁矿矿石中的硫铁矿矿物由铁和硫组成,化学式为FeS2,在现有技术经济条件下,可有效利用的只是其中的硫,而其中的铁在利用硫的同时,成为固体废弃物污染环境,所以,硫铁矿归类于硫矿资源,而不属于铁矿资源。
    我国铁矿资源保有储量73亿吨铁金属,硫铁矿保有储量46亿吨,其中包含8亿吨左右的铁金属,在利用硫铁矿中硫的同时,如能采用新的工艺及技术,综合利用其中的铁资源,相当于为我国增加了10%的保有铁矿资源,具有很好的经济和社会效益。
    硫铁矿烧制硫酸是应用上百年的成熟技术,但常规的生产过程中,使用的硫铁矿矿石含硫品位不高,含脉石量大,产生大量的烧渣是含Fe2O3和Fe3O4的混合物料,虽然Fe2O3和Fe3O4是炼铁的原料,但该烧渣含铁品位低,含硫高,无法有效利用,污染环境。现在的大型硫酸企业多数已改用硫磺制酸工艺,硫铁矿的利用受到限制。由于硫磺的需求增加,国际价格上涨,硫铁矿制硫磺的工艺又引起了人们的重视。硫铁矿制硫磺的工艺是成熟的,但只能经济有效回收硫铁矿分子(FeS2)中一个硫原子,硫的利用率只有50%。这是由于硫铁矿分子中的第二个硫原子必须氧化成SO2后,再经还原剂还原才能得到硫磺,这一化学过程中的氧量难以控制,氧少时,硫化亚铁(FeS)氧化不完全,硫的回收率低,氧多时,硫化亚铁(FeS)氧化完全,但炉气中的氧含量高,用还原剂还原SO2时,富余的氧将消耗大量的还原剂,生产过程经济效益差,且由于还原反应不完全,仍有大量的SO2放空,造成环境污染和生态破坏?;谡庑┰?,国家已经关闭了数千家硫铁矿制硫磺的企业。
    公知的硫酸烧渣提取铁精矿技术,是对常规的硫铁矿烧渣进行磁选、重选、浮选处理,获得含铁55%-60%,含硫小于0.4%的铁精矿,由于常规的硫铁矿烧渣含铁只有35%-55%,含硫在1%-2%,可选性差,铁的回收率只有50%-60%,资源利用率低,流程复杂,处理成本高,经济效益和环境效益差。另一方面,产生的尾矿含大量的红色三氧化二铁,环境污染更为严重。
    公知的利用硫铁矿烧渣制铁红、混凝剂等只能利用少量的硫铁矿烧渣,而硫铁矿烧渣制水泥技术远远没有发挥硫铁矿中大量铁资源的效益。
    所以,如果能对低品位硫铁矿矿石进行先进的选矿处理,获得含硫品位大于50%,即含硫铁矿纯矿物大于93.7%的高品位硫精矿,用这种高品位硫精矿制硫酸时,得到的烧渣含铁品位就大于63%,含硫品位低于0.4%,这种烧渣就可以直接作为炼铁原料,是一种优质的铁精矿。
    本发明人在已获得国家发明专利权的,专利号为ZL200410077952.4的高铁低硫型硫铁矿烧渣的生产方法中,提出的用中低品位硫铁矿生产含硫品位大于50%的硫精矿的选矿方法,采用的是全浮选工艺,要求使用大量的化学药剂,选矿成本高,环境污染严重,所以在目前环境污染控制严格,选矿成本要求尽可能低的形势下,这种全浮选方法的使用受到限制。
    申请号为200610034275的一种从低品位硫铁矿石中选取精矿的方法,矿石粒度0.6mm至1.2mm的矿石采用跳汰机选别,粒度小于0.6mm的矿石采用螺旋溜槽选别,获得了含硫品位33%至46%的硫铁矿精矿。该发明与全浮选相比,虽然有成本低,环境污染小的优点,但获得的硫精矿含硫品位只有33%至46%,即其中还含有38%至14%的脉石矿物,硫精矿中的硫铁矿纯度只能达到62%至86%,且粒度达1.2mm,这样的硫精矿制硫酸,得到的烧渣含铁品位也只有41%至57%,含硫难以达到0.4%以下,同样不能直接作为铁精矿使用。
    基于以上技术状况,目前大量的硫铁矿资源中的有价成分除部分S外,其它的都没有得到很好利用。寻找一种更先进的选矿方法,对低品位硫铁矿矿石进行选矿处理,在确保较高回收率的前提下,获得含硫大于50%的高品位硫精矿,将使这种硫精矿制硫酸的烧渣含铁品位大于63%,含硫小于0.4%,成为一种可以直接作为铁精矿使用的烧渣,使低品位硫铁矿矿石中的铁资源得到充分、高效的利用,使硫铁矿成为有效的铁矿资源,经济效益和环境效益显著。
    三、发明内容:本发明的目的就是针对大量的低品位硫铁矿矿石资源,提供一种通过选矿获得高品位硫精矿的方法。
    本发明通过以下技术方案来实现:
    以含硫品位8-25%的低品位硫铁矿矿石为原料,经破碎,磨矿至细度为小于0.074mm粒级的含量站40%至85%,使硫铁矿矿物与其中的脉石矿物单体解离,单体解离度大于93%,磨矿矿浆重量百分浓度控制在20%至50%;将该矿浆给到螺旋溜槽的上部给矿槽中,矿浆自上而下沿溜槽的螺旋流下进行重力分选,通过改变螺旋溜槽下部的精矿截取器的位置,控制粗精矿的含硫品位在20%至35%,其余部分为尾矿排出;将螺旋溜槽分选获得的粗精矿给到摇床上进行精选,通过改变摇床精矿接取槽的位置,控制精矿含硫品位,获得含硫品位大于50%的硫精矿;通过改变摇床次精矿截取槽的位置,获得含硫品位20%至35%的次精矿,该次精矿再用摇床精选,获得含硫品位大于50%的硫精矿;通过改变摇床中矿接取槽的位置,控制中矿含硫品位,获得含硫品位10%至20%的中矿,该中矿采用浮选处理,摇床尾矿端排出的产物为尾矿;
    摇床中矿含硫品位10%至20%,产率5%至20%,将该中矿给入分泥斗中浓缩脱水,控制最后的矿浆重量百分浓度在20%至40%;该矿浆进入机械搅拌桶,在搅拌桶中加硫酸,使矿浆pH值保持在4.5-6.5,添加巯基类硫化矿捕收剂100克/吨-1000克/吨,叶轮转速150-500转/分的条件下,搅拌2-6分钟,再加入起泡剂并将矿浆引入浮选机中,通入空气在浮选机中浮选8-20分钟,浮选的泡沫产物在10%-25%的重量百分浓度下再经4-5次精选得含硫品位大于50%的硫精矿,浮选机尾部排出的产物为尾矿。
    将摇床精矿和浮选精矿混合得含硫品位大于50%的最终硫精矿。
    本发明的技术原理:
    1、低品位硫铁矿矿石重选获得高品位硫精矿的技术原理:
    低品位硫铁矿矿石经磨矿使得硫铁矿矿物与其它脉石矿物单体解离后,矿浆中含有的是硫铁矿颗粒和以高岭石、高岭土、石英、硅酸盐矿物、碳酸钙等为主的脉石矿物颗粒,硫铁矿的密度为4.95克/立方厘米,其它脉石矿物的密度小于2.65克/立方厘米,所以重力选矿的可选性指数为(4.95-1)/(2.65-1)=2.3,属于易选矿石。选用占地面积小,处理量大的螺旋溜槽作为粗选设备获得粗精矿,抛弃大量尾矿,采用分选精度高,富集比高的摇床作为精选设备精选螺旋溜槽的粗精矿,获得高品位的硫精矿。
    2、摇床中矿浮选获得高品位硫精矿的技术原理:
    摇床中矿的硫铁矿颗粒是一些粒度细微的硫铁矿,这部分硫铁矿在摇床上因沉降速度慢而不能被回收,成为中矿排出,对于这部分中矿采用对微细?;厥沼行У母⊙》椒ù硎怯行У?。硫铁矿在磨矿过程中,矿物表面与氧反应生成羟基化表面,该表面亲水,难以与巯基类硫化矿捕收剂反应,浮选分离不能发生,加入硫酸后,硫铁矿表面的羟基化合物被硫酸清洗,巯基类硫化矿捕收剂分子便可以与矿物表面反应,生成疏水的双黄药等吸附于表面,造成硫铁矿表面疏水,从而实现硫铁矿与其它非硫化矿的浮选分离,浮选泡沫产物经多次精选,可得高品位的硫铁矿精矿。上述的化学反应如下:
    FeS2[Fe(OH)2]+H2SO4==FeS2+FeSO4+2H2O
    FeS2+2ROCSSH+1/2O2==FeS2[ROCSS-SSCOR]+H2O
    括号中的物质分子表示吸附在矿物表面的物质分子。
    本发明具有以下优点:
    1、硫精矿品位大于50%,制酸以后获得的烧渣含铁品位大于63%,含硫可控制在0.4%以下,这种烧渣是可以直接使用的优质铁精矿,硫铁矿中的铁在利用硫的同时,得到了充分、高效的利用,消除了硫铁矿制酸中烧渣的环境污染。
    2、采用的主要是重选联合方法,获取了含硫品位大于50%的高品位硫精矿,减少了大量矿石进入浮选导致大量使用浮选药剂造成的环境污染,同时也降低了选矿成本。
    3、采用浮选处理重选难以回收的中矿,处理量只有原矿的10%至20%,由于浮选的回收率高,可弥补重选回收率相对较低的不足,确保高的资源回收率。
    4、采用螺旋溜槽、摇床、浮选机等设备,要求的磨矿细度在40%至85%,这一方面确保了硫铁矿矿物的单体解离,从而确保后来的选矿可以获得高品位的硫精矿,另一方面,细粒硫精矿制酸过程中,燃烧速度快,脱硫彻底,可以确保烧渣含硫小于0.4%的技术指标。
    四、附图说明:图1为本发明的工艺流程图。
    五、具体实施方式:
    实施例一:
    含硫品位14%至18%、含砷0.1%、含铜铅锌合计0.2%的低品位硫铁矿矿石经破碎、磨矿,细度为小于0.074mm粒级含量65%至80%,使硫铁矿矿物与其中的脉石矿物单体解离,单体解离度大于93%,磨矿矿浆固体百分浓度控制在20%-35%;将该矿浆给到螺旋溜槽的上部给矿槽中,矿浆自上而下沿溜槽的螺旋流下进行重力分选,通过改变螺旋溜槽下部的精矿截取器的位置,控制粗精矿的含硫品位在25%至30%,其余部分为尾矿排出;将螺旋溜槽分选获得的粗精矿给到摇床上进行精选,通过改变摇床精矿接取槽的位置,控制精矿含硫品位,获得含硫品位大于50%的硫精矿;通过改变摇床次精矿截取槽的位置,获得含硫品位25%至30%的次精矿,该次精矿再用摇床精选,获得含硫品位大于50%的硫精矿;通过改变摇床中矿接取槽的位置,控制中矿含硫品位,获得含硫品位12%至15%的中矿,该中矿采用浮选处理,摇床尾矿端排出的产物为尾矿;
    摇床中矿含硫品位12%至15%,产率8%至12%,将该中矿给入分泥斗中浓缩脱水,控制最后的矿浆重量百分浓度在30%至35%;该矿浆进入机械搅拌桶,在搅拌桶中加硫酸,使矿浆pH值保持在4.5至5,添加丁基黄原酸钠200克/吨-500克/吨,叶轮转速300-400转/分的条件下,搅拌4分钟,再加入松醇油起泡剂并将矿浆引入浮选机中,通入空气在浮选机中浮选15分钟,浮选的泡沫产物在20%-22%的重量百分浓度下再经5次精选得含硫品位大于50%的硫精矿,浮选机尾部排出的产物为尾矿。
    将摇床精矿和浮选精矿混合得含硫品位大于50%的最终硫精矿。
    主要技术指标:
    入选低品位硫铁矿矿石硫品位:15%至18%;
    高品位硫精矿含硫品位大于50%,硫精矿中硫的回收率80%至85%。
    实施例二:
    含硫品位8%至10%的、含砷0.2%、含铜铅锌合计0.5%的低品位硫铁矿矿石经破碎、磨矿,细度为小于0.074mm粒级含量75%至85%,使硫铁矿矿物与其中的脉石矿物单体解离,单体解离度大于93%,磨矿矿浆固体百分浓度控制在40%,将该矿浆给到螺旋溜槽的上部给矿槽中,矿浆自上而下沿溜槽的螺旋流下进行重力分选,通过改变螺旋溜槽下部的精矿截取器的位置,控制粗精矿的含硫品位在20%至25%,其余部分为尾矿排出;将螺旋溜槽分选获得的粗精矿给到摇床上进行精选,通过改变摇床精矿接取槽的位置,控制精矿含硫品位,获得含硫品位大于50%的硫精矿;通过改变摇床次精矿截取槽的位置,获得含硫品位20%至25%的次精矿,该次精矿再用摇床精选,获得含硫品位大于50%的硫精矿;通过改变摇床中矿接取槽的位置,控制中矿含硫品位,获得含硫品位10%至15%的中矿,该中矿采用浮选处理,摇床尾矿端排出的产物为尾矿。
    摇床中矿含硫品位10%至15%,产率5%至10%,将该中矿给入分泥斗中浓缩脱水,控制最后的矿浆重量百分浓度在20%至25%;该矿浆进入机械搅拌桶,在搅拌桶中加硫酸,使矿浆pH值保持在5至6,添加丁铵黑药100克/吨-400克/吨,叶轮转速150-400转/分的条件下,搅拌2至4分钟,再加入混合醇起泡剂并将矿浆引入浮选机中,通入空气在浮选机中浮选8至10分钟,浮选的泡沫产物在10%-15%的重量百分浓度下再经5次精选得含硫品位大于50%的硫精矿,浮选机尾部排出的产物为尾矿。
    将摇床精矿和浮选精矿混合得含硫品位大于50%的最终硫精矿。
    主要技术指标:
    入选低品位硫铁矿矿石硫品位:8%至10%;
    高品位硫精矿含硫品位大于50%,硫精矿中硫的回收率70%至75%。
    实施例三:
    含硫品位22%至25%的、含砷0.08%、含铜铅锌合计0.1%的低品位硫铁矿矿石经破碎、磨矿,细度为小于0.074mm粒级含量40%至60%,使硫铁矿矿物与其中的脉石矿物单体解离,单体解离度大于93%,磨矿矿浆固体百分浓度控制在40%至50%;将该矿浆给到螺旋溜槽的上部给矿槽中,矿浆自上而下沿溜槽的螺旋流下进行重力分选,通过改变螺旋溜槽下部的精矿截取器的位置,控制粗精矿的含硫品位在32%至35%,其余部分为尾矿排出;将螺旋溜槽分选获得的粗精矿给到摇床上进行精选,通过改变摇床精矿接取槽的位置,控制精矿含硫品位,获得含硫品位大于50%的硫精矿;通过改变摇床次精矿截取槽的位置,获得含硫品位30%至35%的次精矿,该次精矿再用摇床精选,获得含硫品位大于50%的硫精矿;通过改变摇床中矿接取槽的位置,控制中矿含硫品位,获得含硫品位15%至20%的中矿,该中矿采用浮选处理,摇床尾矿端排出的产物为尾矿;
    摇床中矿含硫品位15%至20%,产率15%至20%,将该中矿给入分泥斗中浓缩脱水,控制最后的矿浆重量百分浓度在30%至40%;该矿浆进入机械搅拌桶,在搅拌桶中加硫酸,使矿浆pH值保持在5.5-6.5,添加丁基黄原酸钠捕收剂800克/吨-1000克/吨,叶轮转速300-500转/分的条件下,搅拌5-6分钟,再加入2号油起泡剂并将矿浆引入浮选机中,通入空气在浮选机中浮选15-20分钟,浮选的泡沫产物在20%-25%的重量百分浓度下再经4次精选得含硫品位大于50%的硫精矿,浮选机尾部排出的产物为尾矿。
    将摇床精矿和浮选精矿混合得含硫品位大于50%的最终硫精矿。
    主要技术指标:
    入选低品位硫铁矿矿石硫品位:22%至25%;
    高品位硫精矿含硫品位大于50%,硫精矿中硫的回收率88%至92%。

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