| 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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| 241 | 一种高炉瓦斯灰资源化利用的方法 | CN201910754410.8 | 2019-08-15 | CN110328044A | 2019-10-15 | 马黎阳; 李金惠; 曹明锋; 余嘉栋; 林琳; 李永华; 韦忠发 |
| 本发明提供了一种高炉瓦斯灰资源化利用的方法，所述方法包括如下步骤：均匀混合高炉瓦斯灰与水，得到第一浆料；水力旋流分离第一浆料，得到含有粒径D50小于0.025mm含锌颗粒的富锌浆料与含有粒径D50在0.025mm以上含铁、碳颗粒的铁碳浆料；铁碳浆料与辅料混合后加水调浆，得到第二浆料，对第二浆料进行浮选处理，得到富碳物料与富铁物料。本发明利用水利旋流的方法实现了高炉瓦斯灰的分级，优选了浮选入料的粒度配比，避免了粒度小于0.025mm的颗粒无法摆脱湍流影响而产生错配的现象，使最终所得富锌产品中的锌含量高达6.55wt％，富碳产品中碳含量高达60.64wt％，富铁产品中铁含量高达58.7wt％。 | ||||||
| 242 | 三羟基苯及其衍生物作为铋抑制剂在浮选过程中的应用 | CN201810497064.5 | 2018-05-22 | CN108816521B | 2019-10-08 | 刘润清; 林上勇; 孙伟; 胡岳华; 韩海生; 王丽 |
| 本发明属于有色金属选矿技术领域，特别涉及三羟基苯及其衍生物作为铋抑制剂在浮选过程中的应用。三羟基苯和/或三羟基苯的衍生物作为抑制铋的药剂在浮选过程中抑制铋的硫化矿物浮选；其中三羟基苯的衍生物包括三羟基苯的苯环上至少一个氢被R基团取代；所述R基团选自甲基、乙基中的至少一种；所述浮选过程包括粗选作业、精选作业、扫选作业中至少一个作业流程；其在粗选作业中的总用量范围为200～1500克/吨原矿；在精选过程中的总用量范围为50～500克/吨原矿；在扫选过程中的总用量范围为0～300克/吨原矿。本发明三羟基苯和/或三羟基苯的衍生物在浮选过程中能很好的抑制含铋硫化矿物。 | ||||||
| 243 | 一种铁精矿的脱硫方法及脱硫系统 | CN201910544854.9 | 2019-06-21 | CN110293000A | 2019-10-01 | 王革奇; 任兴发; 许家和; 马家盛; 汪平; 管全胜; 卫明; 史传哲; 张见; 汪保卫 |
| 本发明公开了一种铁精矿的脱硫方法及脱硫系统，脱硫系统包括脱硫段和浮选段，所述脱硫段包括第一搅拌桶和第二搅拌桶，所述浮选段包括浮选机，所述第一搅拌桶、第二搅拌桶和浮选机依次连通；脱硫工艺包括活化、捕收起泡和浮选三个步骤。本发明将药剂分两段添加，避免黄药分解失效，同时提高药剂的作用时间，从而提高脱硫效果。且综合整个脱硫工艺来看，所加药剂的种类及添加量相对于传统的工艺来说也降低了，提高了环境友好性，同时简化及优化了脱硫的工艺，使铁精矿的含硫量低于1％。 | ||||||
| 244 | 一种萤石精选方法 | CN201910595219.3 | 2019-07-03 | CN110292991A | 2019-10-01 | 蒋复量; 吴浩楠; 罗明亮; 李向阳; 洪昌寿; 王者 |
| 本申请公开了一种萤石精选方法，包括以下步骤：萤石粗精矿加水研磨，得到矿浆；向所述矿浆中加入稀盐酸反应，固液分离，得到解离矿和解离液；向所述解离矿中加入脱药剂反应，固液分离，得到脱药矿和脱药液；向所述脱药矿中加入水和浮选剂，浮选，得到萤石精矿和尾矿。本申请提供的方法，可以净化或去除萤石中的多种杂质，适应性强，同时成本低、操作简单、清洁环保，并且能得到高品位的萤石精矿。 | ||||||
| 245 | 一种DC活化剂及选别被高碱和高钙抑制的硫、铁矿物的无酸工艺 | CN201910316205.3 | 2019-04-19 | CN110201798A | 2019-09-06 | 邓禾淼; 康怀斌; 姚道春; 刘晨; 余潇; 颜江渊; 施金辉; 郑超; 汪令辉 |
| 本发明公开了一种DC活化剂及选别被高碱和高钙抑制的硫、铁矿物的无酸工艺，它包括FeSO4•7H2O与铵盐，两者质量比例为（2~3）：1，它包括以下步骤：（1）、浮选：被高碱和高钙抑制的硫、铁矿进行浮选；（2）磁选；（3）反浮选脱硫；（4）高梯度磁选；（5）磁黄铁矿浮选；本发明的优点在于：首先，在高矿浆PH下（PH=9~11.5），采用DC活化剂，可不添加硫酸等酸性调整剂，减轻酸性物质对设备、管道的腐蚀；其次，采用DC活化剂，避免硫酸在装运、储存、稀释、添加等环节的安全风险；第三，不使用酸活化，杜绝了在硫酸添加时硫酸与磁黄铁矿反应产生硫化氢有害气体。 | ||||||
| 246 | 一种利用高降解性胺类捕收剂进行赤铁矿反浮选的方法 | CN201910336027.0 | 2019-04-24 | CN110038728A | 2019-07-23 | 刘文刚; 王鑫阳; 段浩; 赵盼星; 周晓彤; 付广钦 |
| 一种利用高降解性胺类捕收剂进行赤铁矿反浮选的方法，属于矿物分选技术领域。一种利用高降解性胺类捕收剂进行赤铁矿反浮选的方法，所述方法如下：将待选矿样与水按质量比为1：5～7混合，调浆1～2min；加入pH调整剂，调整pH值至6～8，调浆2～3min；加入抑制剂溶液，所述抑制剂的加入量为36～60g/t，调浆2～3min，得矿浆；向所得矿浆中加入捕收剂溶液，所述捕收剂的加入量为90～120g/t，搅拌1～3min后浮选3～5min；所述捕收剂为月桂酰胺丙基二甲基氧化胺。本发明提出的高降解性胺类捕收剂在赤铁矿反浮选中的应用药剂制度简单，胺类捕收剂易降解，操作简单满足反浮选脱硅工艺指标。 | ||||||
| 247 | 一种石英与方解石的浮选分离方法 | CN201710556069.6 | 2017-07-10 | CN107442286B | 2019-07-16 | 薛晨; 魏志聪; 方建军; 曾明; 代宗; 尧章伟 |
| 本发明涉及一种石英与方解石的浮选分离方法，属于矿物浮选分离技术领域；该方法为调整矿浆pH值为5.5～8，采用单宁和酸化水玻璃作为方解石的抑制剂，采用硝酸铅和氯化铝作为石英的活化剂，采用月桂胺聚氧乙烯醚作石英的捕收剂，采用2#油作为起泡剂；本发明能够使石英矿物与方解石通过浮选的方法得到分离，药剂制度简单，流程结构合理，能有效提高石英矿物的品位和回收率；在给矿石英含量为65.75～76.80%条件下，经过浮选分离，可获得石英含量为95.32～98.27%，回收率为88.46～92.17%的石英精矿。 | ||||||
| 248 | 一种低品位铅锌矿石综合回收方法 | CN201910333847.4 | 2019-04-24 | CN109967228A | 2019-07-05 | 张贺; 杨清林; 王福亮; 陈琳; 徐铜林; 王进; 董阳; 曹帅; 杨树生 |
| 本发明提出的是一种低品位铅锌矿石综合回收方法。通过磨矿细度、捕收混选、分离浮选相结合的工艺综合回收获得铜精矿、铅精矿、锌精矿、硫精矿以及银精矿；原矿在磨矿时磨矿细度‑200目提高到80%～90%，提高单体解离度，发挥再磨作用；铜铅混选时延长浮选时间，矿浆浓度为34%～38%，降低铜铅混选阶段的PH值至9.42～9.57，避免可浮性较差的方铅矿受到抑制，补加乙硫氮增强对铜铅的选择性捕收，用量19.5～20.5g/T；铜铅混选后经过分离浮选进行铜铅分离回收铜精矿和铅精矿；铜铅混选后再进行锌硫混选，锌硫混选经过分离浮选后进行锌硫分离回收锌精矿和硫精矿。本发明使得铜、铅、锌、硫、银有价金属的综合回收具有工业价值。适宜作为低品位铅锌矿石的综合回收方法应用。 | ||||||
| 249 | 一种降低尾矿中铅、锌重金属含量的综合回收方法 | CN201910333828.1 | 2019-04-24 | CN109967227A | 2019-07-05 | 陈琳; 杨清林; 张贺; 董阳; 王进; 杨俊杰; 吴昊; 张树军; 刘静 |
| 本发明提出的是一种降低尾矿中铅、锌重金属含量的综合回收方法。通过在原工艺中提高磨矿细度、调整浮选浓度、提升药剂和石灰调节的PH值的综合回收工艺方法。所述磨矿细度‑200目提高至80%～90%。所述浮选浓度调整控制在35%～45%。所述药剂和石灰调节的PH值在相同浓度及药剂条件下，由7～8提升至9～10。本发明采用通过提高磨矿细度、调整浮选浓度、提升药剂和石灰调节的PH值综合回收的工艺方法，降低了尾矿中铅、锌重金属的品位，尾矿中含铅降至0.2%以下、含锌降至0.2%以下，使得最终的排放尾矿重金属含量符合尾矿排放环保标准，提高了多种有价金属的回收率。适宜作为降低尾矿中重金属含量的综合回收方法应用。 | ||||||
| 250 | 一种含铁粉尘回收利用系统 | CN201910169690.6 | 2019-03-11 | CN109943705A | 2019-06-28 | 慕园园; 刘占全; 徐文龙; 闫常陆; 崔凤; 刘亚峰; 唐绍义; 刘耀光; 陈小波; 郭丽东; 孙志飞; 康峰; 杨永军; 魏建华; 王伟杰; 宋立民 |
| 本发明提供一种含铁粉尘回收利用系统，属于环保及金属回收技术领域。本发明提供的含铁粉尘回收利用系统利用磁选机、浮选机等选矿设备或者进入选矿流程将含铁粉尘中的铁选出，精矿作为铁精粉进行炼钢炼铁，尾矿与粘土等材料制作成砖瓦等建筑材料，实现资源综合利用。粉尘回收既能避免无组织排放造成的二次扬尘，又能创造巨大效益。 | ||||||
| 251 | 一种选冶联合的锰矿富集方法 | CN201910285257.9 | 2019-04-10 | CN109939832A | 2019-06-28 | 洪昌寿; 刘永; 李向阳; 罗明亮; 余修武; 汪弘; 袁劲帆; 刘艳 |
| 本发明公开了一种选冶联合的锰矿富集方法，包括如下步骤：(1)将水和锰矿混合研磨制得锰矿矿浆；(2)将锰矿矿浆和浸出剂混合，控制其pH值为3～5.5进行浸出后，分离得到锰中矿和浸出液；(3)将锰中矿进行反浮选脱硅，得到锰铁精矿；(4)在浸出液中先后加入再生剂生石灰和硫酸，得到再生的浸出剂返回步骤(2)使用，氢氧化镁和硫酸钙外售。本发明的锰富集方法流程短、不排放污水和废渣、不需要加热或加压设备、且对设备的防腐要求低、生产安全、绿色环保，可实现锰和铁、钙、硅的分步提取。 | ||||||
| 252 | 一种基于铜钼电位调控浮选分离的中矿循环方式重构的工艺 | CN201711393110.9 | 2017-12-21 | CN109939830A | 2019-06-28 | 陈勇; 宋永胜; 温建康; 李文娟 |
| 本发明公开了一种基于铜钼电位调控浮选分离的中矿循环方式重构的工艺。该选矿工艺针对斑岩型铜钼混合精矿铜钼电位调控浮选分离过程中存在中矿循环量大、铜钼分离流程冗长、矿浆泥化严重、药剂消耗量大、指标不稳定、操作困难等诸多难题，通过将铜钼电位调控浮选分离过程中的含泥量大的中矿重新构建循环回路，有效提高了钼精矿的作业富集比，减少了泥化脉石的循环量，并且大大缩短了钼精选阶段的作业次数，可带来很好的经济效益。 | ||||||
| 253 | 提高铜精选铜品位的方法及装置 | CN201710321308.X | 2017-05-09 | CN106964492B | 2019-06-11 | 王世辉; 巫銮东; 杨勇樟; 徐先龙; 蓝晓剑; 谭希发 |
| 本发明涉及一种提高铜精选铜品位的方法及装置，该方法一是先将铜粗精矿浆Ⅰ加水控制浓度，加入水玻璃、六偏磷酸钠、石灰进行调整，搅拌得到符合铜精选要求的铜粗精矿浆Ⅱ；二是将铜粗精矿浆Ⅱ缓冲累积送至铜精选Ⅰ槽精选，得到铜精矿Ⅰ和中矿Ⅰ；三是将铜精矿Ⅰ送铜精选Ⅱ槽精选，得到铜精矿和中矿Ⅱ，该装置包括：调频搅拌桶、设有超声波液位计和液下泵的缓冲池、用隔板Ⅰ将铜精选Ⅰ槽分隔为铜精选Ⅰ槽和铜精选Ⅱ槽、设有固定锥阀的中间箱、将铜精选槽隔成两部分隔板Ⅱ、吸入浮选机Ⅰ、吸入浮选机Ⅱ和直流浮选机，它具有铜精矿的铜品位高、铜精矿铜的富集比大、铜精矿的硫铜比小、装置占地面积小、投资少、施工难度低、方法及装置操作简单、经济效益显著等等优点，适于选矿业应用。 | ||||||
| 254 | 一种碳酸盐型高硅铝土矿的选矿方法 | CN201611144892.8 | 2016-12-13 | CN106583027B | 2019-06-11 | 曾剑武; 童雄; 陈禄政; 郑永明 |
| 本发明涉及一种碳酸盐型高硅铝土矿的选矿方法，属于矿物加工技术领域。该方法主要包括以下步骤：首先将碳酸盐型高硅铝土矿(原矿)进行破碎、筛分、磨矿、分级，然后将分级后的铝土矿采用粗选‑扫选‑精选的浮选方法进行选别，得到不同品质的铝土矿粗精矿和中矿，将浮选所得铝土矿粗精矿及中矿产品按比例进行配矿得到混合矿，将混合矿与稀盐酸混合并反应，固液分离，得到酸浸液和酸浸渣，清洗、干燥酸浸渣得到浸出精矿，浸出精矿与氧化铝的质量百分数大于50%的中矿合并得到高铝硅比、高Al2O3品位的合格铝土矿。针对碳酸盐型高硅铝土矿，本发明提供的两段“浮选脱硅‑稀盐酸浸出”的新工艺，与传统工艺相比能获得更好的选别指标。 | ||||||
| 255 | 一种孔雀石硫化产物控制的方法及其应用 | CN201910081680.7 | 2019-01-28 | CN109806980A | 2019-05-28 | 卜显忠; 陈瑶; 史巾; 陈彤 |
| 一种孔雀石硫化产物控制的方法及其应用，使用1：1配比的硫磺：硫脲粉末作为硫化剂，铁粉作为硫化反应助剂，在磨矿过程中利用机械化学作用完成孔雀石硫化，可以在孔雀石表面生成一层CuFeS2为主的硫化物薄膜，该硫化物薄膜化学稳定性和机械稳定性强，在后续浮选过程中不会发生氧化反应，浮选机搅拌转子在160～180rpm的转速下产物薄膜不会机械脱落。用该方法硫化后的孔雀石浮选回收率可以达到75.6％～82.5％，接近硫化矿的浮选指标，具有广阔的推广应用前景。 | ||||||
| 256 | 一种焦肥煤的中煤连生体多段解离-机柱联合再选工艺 | CN201910104428.3 | 2019-02-01 | CN109746115A | 2019-05-14 | 桂夏辉; 杨自立; 邢耀文; 夏阳超; 徐梦迪; 曹亦俊; 刘炯天; 夏灵勇; 程宏志; 魏昌杰 |
| 一种焦肥煤的中煤连生体多段解离-机柱联合再选工艺，属于煤炭分选方法。将焦肥煤中煤给入快速粗磨设备；将粗磨后所得产物给入筛分设备；将一次筛上产物返回给入快速粗磨设备，将一次筛下产物给入分选设备，将一次分选精煤给入细磨设备；将细磨后所得产物给入筛分设备进行二次筛分，将二次筛上产物返回给入细磨设备，将二次筛上产物给入筛分设备进行三次筛分；筛上产物给入二次分选设备完成分选，筛下产物给入串联的分选设备完成分选。实现了嵌布粒度细的中煤连生体解离，采用分级浮选有效的提高粗颗粒的回收率和细颗粒的选择性，保证精煤回收率和精煤灰分，该工艺流程简单可靠，最大程度回收焦肥煤中煤中的精煤。 | ||||||
| 257 | 一种硝酸预处理正浮选磷精矿的方法 | CN201910058081.3 | 2019-01-22 | CN109701749A | 2019-05-03 | 何宾宾; 魏立军; 张晖; 姜威; 欧志兵; 龚丽; 宗世荣; 刘丽芬; 方竹堃 |
| 本发明公开了一种硝酸预处理正浮选磷精矿的方法，属于磷化工与磷矿选矿领域。该方法首先对中低品位磷矿进行磷矿正浮选，然后采用低浓度硝酸预处理正浮选磷精矿中的钙和镁，再进行两段中和，最后得到磷精矿，经本发明方法预处理后的磷精矿P2O5含量达到32±1％，MgO低于0.50％，实现了磷的富集。并且得到硝酸铵镁和硝酸铵钙硝基复合肥，实现钙、镁的资源化利用。本发明方法具有工艺简单，适用性强，在资源综合利用方面具有重要意义。 | ||||||
| 258 | 一种精煤尾矿清洁利用系统 | CN201910033529.6 | 2019-01-14 | CN109701748A | 2019-05-03 | 王威; 任福仪 |
| 一种精煤尾矿清洁利用系统，包括浮选机、沉淀池、初步过滤器、压滤机和脱水设备，所述浮选机的出料口连接所述初步过滤器，初步过滤器对浮选尾矿进行初步脱水形成湿精煤以及过滤水，并分别经过初步过滤器的湿煤出料口和出水口连接至沉淀池和脱水设备。含水精煤经过浮选机浮选之后形成的浮选尾矿，首先经过螺旋脱水机的初步脱水，使得浮选尾矿中的大部分水分通过初步过滤器的出水孔连接至脱水设备，剩余的湿精煤再进入沉淀池沉淀，不但降低了沉淀池单次沉淀的时间，同时也增加了沉淀池单次沉淀得到的精煤量，从而在一定程度上实现了对精煤的的高效浮选和脱水，提高了煤矿工作的生产效率。 | ||||||
| 259 | 一种低品位微晶石墨的选矿提纯方法 | CN201711263927.4 | 2017-12-05 | CN109607527A | 2019-04-12 | 陈代雄; 胡波; 杨建文; 曾惠明; 董艳红; 朱雅卓; 肖骏; 贺国帅 |
| 本发明涉及一种低品位微晶石墨的选矿提纯方法，先对微晶石墨原矿依次进行破碎、磨矿；向磨矿后矿浆中加入捕收剂、起泡剂，搅拌，进行石墨浮选，获得石墨粗精矿和尾矿1；对石墨粗精矿进行一次精选和一次扫选，获得精选精矿和尾矿2；对精选精矿进行一次再磨，精选，获得一次再磨精选精矿和一次再磨精选尾矿；对一次再磨精选精矿进行1-2次再磨，然后在酸性条件下进行2-4次精选获得高品位石墨精矿和再磨尾矿。本发明的选矿提纯方法流程短、富集比高，解决了低品位隐晶质石墨选矿技术指标低、石墨精矿品位低、回收率低、工艺复杂、成本高的难题，使低品位微晶石墨矿得到高效、经济、合理的利用。 | ||||||
| 260 | 铜铅混合精矿的分离方法 | CN201811526025.X | 2018-12-13 | CN109590104A | 2019-04-09 | 王素霞 |
| 本发明是铜铅混合精矿的分离方法，包括前处理、浮选分离、重选步骤，具体包括：第一步、前处理：将原矿进行磨矿、脱药，得到铜铅混合精矿；第二步、浮选分离：将前处理后的铜铅混合精矿中添加由H2O2、氯酸铁和硫代硫酸钠组合成的组合抑制剂，以及捕收剂和起泡剂，经粗选、精选和扫选得到铅精矿和铜粗精矿。所述发明铜铅分离浮选作业使用H2O2，氯酸铁和硫代硫酸钠为铅矿物的组合抑制剂，伯胺类为铜矿物的捕收剂，松树油为起泡剂，可对铜铅分离起到积极的作用，经过分段的抑制铅矿物而不抑制铜矿物，保证得到合格的铅精矿。 | ||||||
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