| 序号 | 专利名 | 申请号 | 申请日 | 公开（公告）号 | 公开（公告）日 | 发明人 |
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| 41 | 含镍硫化物的处理方法 | CN200980107193.8 | 2009-01-09 | CN101965226B | 2014-01-29 | 杰弗里·大卫·西尼尔; 布伦丹·派克; 布里安·贾德 |
| 本发明提供了一种从包含滑石颗粒的矿石或精矿石中分离含镍硫化物的方法。该方法包括调节矿石泥浆或精矿石泥浆的Eh值的步骤，制得较滑石颗粒疏水性差的含镍硫化物颗粒的步骤，以及从泥浆中浮选出含镍硫化物颗粒的步骤。 | ||||||
| 42 | 硫化物浮选辅助方法 | CN201180008811.0 | 2011-02-15 | CN102753485A | 2012-10-24 | 丹尼尔·E·查尔德; 大卫·M·尼科尔森 |
| 本方法提供改善浮选分离方法的方法。本方法涉及有机磷化合物，之前认为其仅用于控制氰化物浸出使用的设备表面水垢沉积物。在本发明中，将有机磷化合物加入浮选分离方法，用于改善硫化物矿物分离。加入有机磷化合物不仅提高在浮选中硫化物络合金属的整体回收，如此操作还降低能量需求以及增加其他下游矿石加工和精炼步骤的效率。这对帮助保护环境具有另外的益处。 | ||||||
| 43 | 一种铝土矿浮选脱硫脱硅的方法 | CN200610098710.8 | 2006-07-06 | CN100398216C | 2008-07-02 | 陈湘清; 李旺兴; 尹中林; 晏唯真; 马俊伟; 徐祥斌; 陈志友 |
| 一种铝土矿浮选脱硫脱硅的方法，涉及一种铝土矿的浮选方法。其特征在于它依次采用反浮选脱硫工艺和正浮选脱硅工艺，对于含硫的中低品位铝土矿在一段磨矿后进行反浮选脱硫，阶段再磨后进行正浮选脱硅。经过一段磨矿工艺后，以乙黄药为捕收剂进行反浮选脱硫，得到含硅的铝土矿中矿；然后进行二段磨矿后，以皂化的脂肪酸和环烷酸按照一定比例复配后用作捕收剂进行正浮选脱硅。浮选药剂的用量低，得到铝硅比7-12、含硫量0.1-0.5%的满足拜尔法工艺生产氧化铝要求的铝土矿精矿。本发明提出了一种含硫、低铝硅比铝土矿资源的经济利用途径，扩大了可利用的铝土矿资源量，提高资源利用率，对于我国铝工业的可持续发展具有重要意义。 | ||||||
| 44 | 具有高选择性的活化剂—起泡剂组合物 | CN93118771.0 | 1993-10-23 | CN1036507C | 1997-11-26 | 海克多·卡德拉·斐南德兹 |
| 一种具有良好选择性的活化剂-起泡剂组合物在硫化物型矿物粉末的浮选中可用作助剂和在浮选尾渣的再处理中可用作专用的制剂。所说的组合物含有约1(重量)%到10(重量)%的松油、约10%(重量)到30(重量)%的硫化钠、约15(重量)%到36(重量)%的过氧化氢和约20(重量)%到40(重量)%碳酸氢钠。本发明组合物的优点在于仅需要很少时间进行均匀化和调整，以便使其充分溶解，在广阔的pH范围内稳定和不受污染。 | ||||||
| 45 | 具有高选择性的活化剂—起泡剂组合物 | CN93118771.0 | 1993-10-23 | CN1085828A | 1994-04-27 | 海克多·卡德拉·斐南德兹 |
| 一种具有良好选择性的活化剂—起泡剂组合物在硫化物型矿物粉末的浮选中可用作助剂和在浮选尾渣的再处理中可用作专用的制剂。所说的组合物含有约1(重量)％到10(重量)％的松油、约10％(重量)到30(重量)％的硫化钠、约15(重量)％到36(重量)％的过氧化氢和约20(重量)％到40(重量)％碳酸氢钠。本发明组合物的优点在于仅需要很少时间进行均匀化和调整，以便使其充分溶解，在广阔的pH范围内稳定和不受污染。 | ||||||
| 46 | 用于从煤中分离二硫化铁的泡沫浮选法 | CN89103500.1 | 1989-04-27 | CN1021414C | 1993-06-30 | 理查德·R·克林普尔; 迈克尔·J·法齐奥; 罗伯特·D·汉森 |
| 本发明涉及应用泡沫浮选方法从煤中分离含硫化物的技术。所用的抑制剂是一种含氮-硫的亲水化合物。 | ||||||
| 47 | 煤的泡沫浮选方法 | CN88102559 | 1988-05-06 | CN1013928B | 1991-09-18 | 罗伯特·D·汉森; 理查德·R·克莱姆波 |
| 一种回收具有氧化表面煤的方法，其中包括在起泡水介质中浮选煤矿石，所述的起泡水介质包括含有一个以上羟基的起泡剂，所述的起泡剂在每吨煤矿石（干重基准）中的存在量为0.05～0.5kg，其中所述起泡水介质相对于每吨矿石（干重基准）还包括0.01-5.0kg燃料油，其特征在于相对于每吨矿石添加0.001～1.0kg含氧化合物，该化合物如下式所示：R1-O-R2(I)其中R1和R2分别为饱和的烃基，其含碳原子总数大于7，小于36。 | ||||||
| 48 | 煤的泡沫浮选方法 | CN88102559 | 1988-05-06 | CN88102559A | 1988-11-16 | 罗伯特·D·汉森; 理查德·R·克莱姆波 |
| 起泡浮选煤在以下式代表的含氧调节剂的存在下进行：R1—(O-R2)n(I)其中R1和各个R2分别代表饱和烃基，且n为1至3。 | ||||||
| 49 | Foaming adjustment method using blends and the mixture containing polypropylene polyglycols and phenol glycol ethers. | JP2013542184 | 2011-12-01 | JP2014503625A | 2014-02-13 | アレンカール マルケス ユリ; ベック グラジアニ マルセロ |
| １〜９９質量％の１種又はそれ以上のポリプロピレングリコールと、１〜９９質量％の１種若しくはそれ以上のジプロピレングリコールフェニルエーテル及び／又はジエチレングリコールフェニルエーテルとを含む混合物であって、該ポリプロピレングリコールはそれぞれ１０００ｇ／ｍｏｌ以上の重量平均分子量を有し、ＡＳＴＭ Ｄ４４５に基づいて測定した該混合物の粘度が２５℃において４００ｃＳｔ（４．００ｃｍ ２ ／ｓ）以下であり、かつ、４０℃において２００ｃＳｔ（２．００ｃｍ ２ ／ｓ）以下である混合物が提供される。 この混合物を採掘用途に使用する方法もまた提供される。 | ||||||
| 50 | Manufacture of dialkyldithiophosphinate | JP1174281 | 1981-01-30 | JPS56120693A | 1981-09-22 | ARAN JIEIMUZU ROBAATOSON; TONII OZOGU |
| 51 | Processing of nickel-containing sulfide | JP2010541660 | 2009-01-09 | JP5443388B2 | 2014-03-19 | ジェフェリー シニア，デイビッド; パイク，ブレンダン; ジャッド，ブライアン |
| 52 | Process for producing titanium dioxide concentrate | JP2011085138 | 2011-04-07 | JP2012219313A | 2012-11-12 | ARAYASHIKI RYUICHI; IKEDA SHIGEKI |
| PROBLEM TO BE SOLVED: To inexpensively produce a high-grade concentrate, in which titanium dioxide is concentrated with high concentration, from a low-grade titanium dioxide ore.SOLUTION: A powdery titanium dioxide ore is subjected to reverse ore floatation (A) and ore floatation (B) in this order. In the reverse ore floatation (A), a concentrate is subjected sedimentation separation in an aqueous solution to which a cationic collector and starch have been added and which has a pH adjusted to 10 or higher. In the ore floatation (B), a concentrate is separated through floatation in an aqueous solution to which an anionic collector, hydrofluoric acid, and a frothing agent have been added and which has a pH adjusted to 2 to 3. Preferably, the reverse ore floatation (A) and the ore floatation (B) should be preceded by a step in which a powdery titanium dioxide ore obtained through size control (F) is subjected to gravity concentration (G) and magnetic concentration (H) in this order, and that the reverse ore floatation (A) and the ore floatation (B) should be succeeded by a step in which the concentrate separated through floatation in the ore floatation (B) is subjected to gravity concentration (C), drying process (D), and magnetic concentration (E) in this order. | ||||||
| 53 | JPS4910882B1 - | JP284770 | 1970-01-09 | JPS4910882B1 | 1974-03-13 | |
| 54 | ポリプロピレンポリグリコールとフェノールグリコールエーテルとを含むブレンド及び該混合物を用いた発泡調整方法。 | JP2013542184 | 2011-12-01 | JP5964851B2 | 2016-08-03 | ユリ アレンカール マルケス; マルセロ ベック グラジアニ |
| 55 | 水から材料を分離するためのシステム、装置及び方法 | JP2015545875 | 2013-12-06 | JP2016504186A | 2016-02-12 | ラケシュ・ゴヴィンド; ロバート・フォスター |
| 水などの液体から材料を除去するためのシステム、方法及び装置。本システム、方法及び装置は、気泡を介した液体の表面への、又は表面付近への浮遊を介して、液体から、中立的に浮遊性の材料の分離を可能にする。本システム、方法及び装置は、液体から、ストロンチウム等の元素の選択的分離を可能にする。本システム、方法及び装置は、水から水溶性塩又は複数の水溶性塩を沈殿させることを可能にし、無機塩を含む水溶液へ水混和性溶媒を加える段階を含む。そして、本システム、方法及び装置は、沈殿塩の分離も、及び水からの溶媒の分離も可能にする。 | ||||||
| 56 | Method of manufacturing titanium dioxide concentrate | JP2011085138 | 2011-04-07 | JP4870845B1 | 2012-02-08 | 繁樹 池田; 龍一 荒屋敷 |
| 【課題】低品位の二酸化チタン鉱石から、二酸化チタンが高濃度に濃縮された高品位精鉱を低コストに製造する。
【解決手段】粉状の二酸化チタン鉱石に逆浮遊選鉱（Ａ）と浮遊選鉱（Ｂ）を順に施すに当たり、逆浮遊選鉱（Ａ）では、陽イオン捕集剤と澱粉が添加されるとともに、ｐＨが１０以上に調整された水溶液中で精鉱を沈降分離し、浮遊選鉱（Ｂ）では、陰イオン捕集剤とフッ酸と気泡剤が添加されるとともに、ｐＨが２〜３に調整された水溶液中で精鉱を浮遊分離する。 好ましくは、逆浮遊選鉱（Ａ）−浮遊選鉱（Ｂ）の前工程として、粒度調整（Ｆ）を経て得られた粉状の二酸化チタン鉱石に比重選鉱（Ｇ）と磁力選鉱（Ｈ）を順に施し、逆浮遊選鉱（Ａ）−浮遊選鉱（Ｂ）の後工程として、浮遊選鉱（Ｂ）において浮遊分離された精鉱に比重選鉱（Ｃ）と乾燥処理（Ｄ）と磁力選鉱（Ｅ）を順に施す。 【選択図】図１ |
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| 57 | Processing of nickel-containing sulfide | JP2010541660 | 2009-01-09 | JP2011511153A | 2011-04-07 | ジェフェリー シニア，デイビッド; ジャッド，ブライアン; パイク，ブレンダン |
| The present invention provides a method of separating nickel bearing sulphides from mined ores or concentrates of mined ores that contain talc particles is disclosed. The method comprises adjusting the Eh of a slurry of mined ores or concentrates of mined ores and making particles of nickel bearing sulphides less hydrophobic than talc particles and floating the nickel bearing sulphide particles from the slurry. | ||||||
| 58 | Flotation of filler from recirculation water | JP6305488 | 1988-03-15 | JPS6433292A | 1989-02-03 | KURAUSU HORUNFUETSUKU; BUORUFUGANGU FUON RIBINSUKII |
| PURPOSE: To efficiently float a filler by adding a water-soluble trivalent metal ion salt to circulating water in a paper manufacture factory to adjust the pH of the circulating water, and then adding an anionic surfactant to the circulating wafer. CONSTITUTION: This method for floating a filler from circulating water in a paper manufacture factory comprises adding a water-soluble trivalent metal ion salt (preferably aluminum sulfate) to the circulating water preferably in an amount of 0.2-0.5 g/L to adjust the pH of the circulating water to 4.5-9, preferably 6-8, adding an anionic surfactant (preferably a 8-24C alkyl sulfate alkali metal salt) as a collector in an amount of 5-100 g/m<3> , preferably 20-40 g/m<3> , and then subjecting the mixture to the floatation and removal of the filler preferably at 45-60 deg.C. | ||||||
| 59 | 부유선광 장치 및 방법 | KR1020110044476 | 2011-05-12 | KR101200485B1 | 2012-11-12 | 전천규 |
| PURPOSE: A floatation equipment and a floatation method are provided to obtain the superior beneficiation error rate. CONSTITUTION: A floatation equipment and a floatation method comprise two or more flotation units. The flotation equipment comprises a driver(100), a supply tube(200), a barge unit(300), and a vent(400). The driver operates driving shafts(110) and an impeller(120) connected to the driving shaft. A sub line pulp is supplied to the supply tube. The barge unit forms a separation layer by sorting the provided sub line pulp. The vent exhausts the selected mineral. Two or more flotation machines are serially connected through a connection pipe(500). A reciprocating unit(600) is additionally included. The reciprocating unit enables the minerals which are floated to move back and forth between the flotation units through a connection pipe. The connection pipe is placed on a layer in which the minerals are separated and formed. | ||||||
| 60 | 복합포수제를 이용한 산화구리광의 부유선광방법 | KR1020140108729 | 2014-08-21 | KR101572861B1 | 2015-12-01 | 이동현; 이승호; 김대성; 박덕원; 한철대; 안기홍 |
| 본발명은백운석, 방해석, 쿼츠등의맥석이포함된공작석, 남동석원광석의부유선광방법에관한것으로서, 특히공작석, 남동석원광석을맥석(脈石)으로부터분리시키기위하여지방산계열의포수제와잔테이트계열의포수제를혼합하여사용하는산화구리광의부유선광방법에관한것이다. 본발명에따른공작석, 남동석의부유선광법은공작석과남동석을맥석과물리적으로분리시켜광액농도를 10 내지 20%로조절하는마광단계, 공급된광액에공작석, 남동석원광석 100 중량부에대해 0.001 내지 0.03 중량부의지방산포수제를투입하는단계, 0.001 내지 0.1 중량부의억제제를투입하는단계, 0.001 내지 0.02 중량부의기포제를투입하는단계, 0.01 내지 0.1 중량부의유화제를투입하는단계, 0.001 내지 0.05 중량부의잔테이트포수제를투입하는단계, 상기광액에기포를발생시켜기포에흡착되는공작석, 남동석을채취하는선광단계를포함하는것에특징이있다. 본발명에의한부유선광방법은종래침출방법에의한산화구리광의정광방식보다친환경적일뿐 아니라, 구리폐액에서구리를회수하거나폐기되는 PCB에서유가금속을회수하는폐기물재활용에서도많이사용되어질 것으로예상된다. | ||||||
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