| 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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| 101 | 金精矿浮氰浮综合回收生产方法 | CN201310181830.4 | 2013-05-17 | CN103230839A | 2013-08-07 | 王德煜; 姚福善; 张金龙; 陈光辉; 李春; 刘瑞强; 王夕亭; 李光胜; 宋广君; 朱建鹏; 范卿; 马涌; 周发军 |
| 本发明是一种金精矿浮氰浮综合回收生产方法。通过金精矿浮选，选混选再分选得到4%～6%产率的高铜铅锌矿，氰化浸出得到的高铜铅精矿再浮选，在氰渣分离浮选中硫酸用量将降低到原来的5%，产生的废气处理量也降低到原来的5%，大大降低了危化产品在生产中的用量，大大改善了工人的作业环境。同时废气量的减少也大大降低了辅助生产设施的作业成本的投入。 | ||||||
| 102 | 含砷铜矿的选矿用捕收剂及处理方法 | CN201010229759.9 | 2010-07-13 | CN101890397B | 2013-07-10 | 王立刚; 陈金中; 李成必; 刘万峰; 孙志健 |
| 本发明公开一种含砷铜矿的选矿用捕收剂及处理方法，属选矿技术领域。该捕收剂由异丙基乙基硫氨酯和煤油按质量比1∶1～1∶3混合而成。该方法包括：利用所述的捕收剂通过磨矿、铜粗选、铜精选、砷粗选、砷精选和砷扫选等步骤，分别得到低砷铜精矿和高砷铜精矿。该方法使大部分铜矿物富集在低砷铜精矿内，少部分铜矿物富集在高砷铜精矿内；便于后续实现两种铜精矿的分别处理，降低成本，实现对铜矿物的的综合回收利用。该方法工艺简单，操作方便，选矿容易实现。 | ||||||
| 103 | 一种从胶磷矿中回收燃料的工艺 | CN201110307314.2 | 2011-10-12 | CN102319634B | 2013-04-10 | 易晓明; 曹建; 周永兴; 邓圣为; 陈铮 |
| 本发明公开了一种胶磷矿中回收燃料的选矿方法。采用浮选槽或浮选柱串联连接。磷矿原矿经破碎、磨矿和分级后制成20%~45%的矿浆，在矿化槽中与浮选药剂充分混匀后进入浮选槽（柱）内浮选，浮选槽（或浮选柱）上部泡沫层为富碳原料(粗精矿)，底部的浆料为贫碳尾矿。将粗精矿在另一个矿化槽中与选矿药剂混匀后进入另一个浮选设备，底部的浆料为贫碳尾矿，上部泡沫层中的碳进一步富集。重复进行3-5次浮选后的上部泡沫即为热值较高的燃料。本发明提供了胶磷矿综合利用的一种途径，具有工艺简单稳定，易自动控制，燃料热值可调，燃料烧渣中的磷可综合回收等优点。 | ||||||
| 104 | 高铁硫精矿浮选工艺 | CN201010154910.7 | 2010-04-19 | CN101823023B | 2013-03-13 | 张木毅; 孙肇淑; 方振鹏; 罗开贤; 蔡江松; 张康生; 刘运财; 黄菁华; 杨钊雄; 张笃; 罗升; 郑伦; 孔勇; 张艳 |
| 本发明涉及一种高铁硫精矿浮选工艺，将铅锌矿选别后的锌尾经过浓缩加酸处理，并经多次粗选和多次扫选作业后，生产出粗精矿，粗精矿再经过多次精选作业后，生产出硫品位大于47％、铁品位大于44％的高铁硫精矿，以及硫品位大于37％的硫精矿，本发明的硫实际总回收率为62％以上，作业总回收率94％以上，硫尾矿中的硫品位小于6％，浮选所用药剂有丁基黄盐酸钠、乙基黄盐酸钠、松醇油，浮选设备全部采用充气机械搅拌式浮选机，药剂消耗明显减少，特别是松醇油用量降幅达50％以上，矿物产品的附加值得到大幅提升，实现了硫矿产资源的高效回收，有效提升了铁矿物产品的附加价值，同时，减少了废料对环境的污染，经济社会效益显著。 | ||||||
| 105 | 一种铜镍硫化矿的选矿方法 | CN201010567483.5 | 2010-12-01 | CN101985113B | 2013-03-06 | 罗仙平; 周晓白; 杨备; 周贺鹏; 袁宪强; 罗礼英; 唐学昆 |
| 本发明涉及一种铜镍矿石的选矿方法，其特征在于其选矿过程的步骤包括：将铜镍原矿进行磨细；磨细后的原矿进行铜矿物优先浮选，得到的铜粗精矿Ⅰ进行铜精选五次，得到铜精矿和五个铜精选中矿；中的铜尾矿Ⅰ进行铜扫选两次，得到铜尾矿Ⅱ和两个铜扫选中矿；将得到的铜尾矿Ⅱ进行镍矿物粗选，得到镍粗精矿和镍尾矿Ⅰ；得到的镍粗精矿进行镍精选三次，得到镍精矿和三个镍精选中矿；得到的镍尾矿Ⅰ进行镍扫选两次，得到镍尾矿和两个镍扫选中矿，两个镍扫选中矿分别顺序返回到上一层。本发明的方法，铜镍依次优先浮选分离工艺适应性强，不仅可回收复杂低品位细粒嵌布的铜、镍矿物，且能实现铜、镍矿物的优先浮选分离，显著提高了铜、镍精矿的质量与回收率，且操作简单，可控性强，对矿石适应性也较强。 | ||||||
| 106 | 采用强磁浮选去除长石矿杂质的选矿方法 | CN201010241793.8 | 2010-07-21 | CN101898168B | 2013-02-27 | 阳纯文 |
| 一种采用强磁浮选去除长石矿杂质的选矿方法，它包括破碎-球磨-筛分-脱泥-强磁-浮选-浓缩脱水，其具体选矿方法如下：原矿经过破碎后进入球磨机磨矿，通过磨矿后的矿物经螺旋分级机和水力旋流器两次分级并与球磨机组成闭路循环，在两次分级的溢流中分别安装了一台高频直线振动筛，分别脱除3mm以上和1mm以上的云母和草根树皮等杂质，脱除杂质的矿物再经脱泥设备除去大部分泥质物后，进强磁选机除去机械铁、弱磁性铁矿物、电气石及部分云母，经过强磁选机后的矿物再进行浮选，除去剩余的铁矿物、云母和黑色矿物，最后矿物经浓缩脱水后形成产品。 | ||||||
| 107 | 硫化铅锌矿选-冶联合应用提高铅锌回收率的方法 | CN201010537924.7 | 2010-11-10 | CN102002602B | 2013-01-23 | 何光深; 吴建存; 钱建波; 杨国强; 汤绍鹏; 岳代喜; 王艳民; 何文; 田仁宿 |
| 一种硫化铅锌矿选-冶联合应用提高铅锌回收率的方法，通过如下步骤实现：对硫化铅锌矿进行浮选得到铅精矿，浮选过程中加入适量的抑制剂抑制锌，还加入捕收剂和起泡剂；浮选结束后再采用加压酸浸选择性浸出铅精矿中的锌金属，浸出后的矿浆经液固分离，金属锌进入溶液，同时得到富集铅物料的渣；本发明在硫化铅锌矿浮选过程中刻意抑制锌的浮起，从而提高铅精矿的回收率，确保铅金属回收率大于90％以上，利用加压酸浸选择性浸出铅精矿中的金属锌，而硫化铅不溶于稀硫酸留在渣相，从而达到铅精矿加压酸浸过程中，锌浸出率可高达98％以上。 | ||||||
| 108 | 一种提高含石墨铜矿石铜选矿技术指标的方法 | CN201010280371.1 | 2010-09-08 | CN101954314B | 2012-12-12 | 张麟; 王勇; 崔麦英; 黄瑞强; 曾祥龙; 汤雁斌 |
| 本发明公开了一种提高含石墨铜矿石铜选矿技术指标的方法，该方法是将原矿石破碎后给入球磨机，加入石灰、腐殖酸钠；球磨机与分级机形成闭路，粗砂返回到球磨机再磨，溢流矿浆重量百分浓度控制在30％-32％、细度控制在--0.074mm占有率65％，经一次粗选、二次扫选，一次精选即得铜精矿产品；本方法采用控制磨矿细度，采用合适的药剂制度，从而使铜精矿品位从18％，提高到24％；回收率从94％，提高到95％以上；该方法操作方便，成本低，可直接提高企业效益。 | ||||||
| 109 | 一种高磷鲕状赤铁矿的选矿方法 | CN201210213559.3 | 2012-06-27 | CN102716801A | 2012-10-10 | 牛福生; 黄清华 |
| 本发明具体涉及一种高磷鲕状赤铁矿的选矿方法。其技术方案为：第一步是将破碎粒度小于20mm～30mm的高磷鲕状赤铁矿矿石送入磨矿机，高磷鲕状赤铁矿连续二段磨矿至矿石细度为小于0.074mm约占90wt％以上；第二步将磨好的矿浆经脱泥斗脱去小于0.020mm的矿泥，脱去的矿泥直接抛尾；第三步对脱泥后的矿浆进行连续两道湿式强磁分选，第一道和第二道强磁选的尾矿直接排放到尾矿储存池；第四步强磁选过的赤铁矿矿浆采用摇床重选获得粗颗粒赤铁矿精矿；第五步对选完粗颗粒赤铁矿精矿的重选摇床中矿、尾矿合并后采用一粗一扫三精的浮选工艺，获得细颗粒赤铁矿精矿，将粗细两部分赤铁矿精矿合并，加入脱磷剂搅拌处理后，获得最终鲕状赤铁矿精矿。本发明具有工艺流程简单，现场操作容易，成本低和鲕状赤铁矿精矿品位高和回收率高的特点；所得鲕状赤铁矿精矿的TFe的品位为58wt％以上，P小于0.12wt％，回收率为70wt％以上。 | ||||||
| 110 | 一种铜硫矿的分离方法 | CN201010539277.3 | 2010-11-10 | CN101985111B | 2012-10-03 | 顾晓春; 何晓娟; 邓蕊; 罗传胜; 张军; 周煜; 郑少冰 |
| 一种铜硫矿的分离方法，其特征是将铜硫原矿磨矿，调浆，加入生石灰调节矿浆pH值；依次加入水玻璃或硫化钠和丁基黄药进行粗选，精选和扫选，获得铜硫混合精矿和精选尾矿及混浮扫选精矿和扫选尾矿；铜硫混合精矿磨矿，调浆，加入生石灰调节矿浆pH值，加入丁基黄药进行粗选，得到铜粗选精矿和铜粗选尾矿；铜粗选精矿加入水玻璃或硫化钠和丁基黄药进行精选，获得铜精矿和硫精矿；铜粗选尾矿经扫选，获得浮铜扫选精矿和浮铜扫选尾矿；浮铜扫选精矿和混浮扫选精矿合并，磁选，得到磁黄铁矿和磁选尾矿。本发明的方法是一种分离效果好、选别指标高且选别指标稳定的铜硫分离方法。 | ||||||
| 111 | 一种高铁铝低品位磷矿浮选工艺 | CN201010182756.4 | 2010-05-26 | CN101829634B | 2012-10-03 | 曹效权; 张红茹; 朱孔金; 杨勇; 钱押林; 马晓青; 单连勇; 岳秋 |
| 一种高铁铝低品位磷矿浮选工艺，其特征在于：将原矿石破碎，湿法磨矿至-400目含量占90-99％，磨矿浓度为40-70％，加入浮选药剂水玻璃和脂肪酸，再加水调浆；将调浆后的物料投入浮选系统，先进行粗选，粗选泡沫产品进行3次精选；第3次精选泡沫产品即为磷精矿；第1、2次精选时浮选药剂为水玻璃和萘磺化缩合物；第3次精选的浮选药剂水玻璃。本发明工艺成功实现了磷矿的超细粒的浮选，解决了微细粒嵌布氧磷灰石的选矿难题。它可以用于选别铁铝含量较高、嵌布粒度微细的低品位磷矿，所得磷精矿P2O5品位大于35％，Fe2O3+Al2O3含量小于3.5％。 | ||||||
| 112 | 一种氧化铅锌矿浮选的方法 | CN201010184666.9 | 2010-05-26 | CN101816978B | 2012-09-05 | 张国范; 冯其明; 欧乐明; 卢毅屏 |
| 本发明涉及到一种氧化铅锌矿的选矿方法，尤其涉及氧化铅锌矿浮选的流程结构。将原矿磨细至-0.074mm含量在70％～95％范围内，先进行硫化铅锌的混合浮选，得到硫化铅锌混合精矿在铅锌分离流程中进行浮选分离，铅锌分离流程与主流程分开。硫化铅锌选矿尾矿不脱泥全部进入氧化铅锌浮选，氧化铅锌矿扫选精矿与精选尾矿合并进行单独浮选，浮选精矿返回到精选。与传统流程结构相比，采用本发明消除了硫化铅锌分离过程所添加的浮选浮选药剂对后续氧化矿浮选的影响，另外在氧化矿浮选过程采用中矿集中再选可以缓解中矿循环量波动对氧化矿粗选与精选作业的影响。因此采用本发明使得浮选过程非常稳定，易于控制，选别指标与现有技术相比，有利于回收率和精矿品位的提高。 | ||||||
| 113 | 一种自然铋矿物的选矿方法 | CN201010157945.6 | 2010-04-21 | CN101823024B | 2012-08-22 | 邱显扬; 胡真; 高文翔; 许志安; 汤玉和; 陈志强; 姚建伟; 李汉文; 袁经中; 张慧 |
| 一种自然铋矿物的选矿方法。其特征是将原矿磨矿到-0.074毫米占75～85％；经调浆后，加入矿浆调整剂，抑制剂，捕收剂，起泡剂，进行粗选、扫选和精选，获得混合粗精矿和混合粗精矿尾矿；混合粗精矿经脱药后磨矿至-0.043毫米占90～95％，调浆，加入调整剂、抑制剂、捕收剂进行粗选和扫选，获得铋粗精矿和铋粗精矿尾矿；铋粗精矿经调节矿浆pH值为10～11.5后，添加活化剂、捕收剂以及起泡剂进行粗选、扫选和精选，获得铋精矿和铋精矿尾矿。本发明的选矿方法获得的铋精矿铋品位为16～25％，铋回收率50～55％。本发明适用于以自然铋形式存在的铋矿物的选矿。 | ||||||
| 114 | 铅锌硫化矿强化分散低高碱度部分优先混合浮选技术 | CN201110318074.6 | 2011-10-19 | CN102371212A | 2012-03-14 | 蓝卓越; 黎维中; 黄伟忠 |
| 本发明公开了铅锌硫化矿强化分散低高碱度部分优先混合浮选技术，在铅锌硫化矿选别中，以六偏磷酸钠为分散剂，直接添加到球磨中，矿石磨至-0.074mm占67%～70%，以石灰为调整剂，以硫酸锌和亚硫酸钠为抑制剂，以丁铵黑药和乙硫氮为捕收剂，在低碱度下优先浮选部分可浮性好的铅矿物；然后以黄药和乙硫氮为捕收剂，在高碱度下进一步浮选铅矿物；选铅尾矿加硫酸铜活化，以丁黄药为捕收剂浮选出闪锌矿和部分黄铁矿，锌硫混合精矿再进行锌硫分离浮选；选锌尾矿加硫酸活化，以黄药为捕收剂浮出剩下的黄铁矿；该技术能够提高铅银回收率，降低石灰、硫酸用量和减少中矿循环量，降低选矿成本，提高精矿品位。 | ||||||
| 115 | 瞬时酸化降解的反浮选铁精矿的过滤方法 | CN200810048158.0 | 2008-06-24 | CN101298067B | 2012-02-08 | 罗立群 |
| 本发明涉及一种反浮选铁精矿的过滤方法。瞬时酸化降解的反浮选铁精矿的过滤方法，其特征在于它包括如下步骤：1)经过反浮选分选铁精矿作业后的待处理矿浆经泵送或自流至磁选机浓缩；浓缩后的待过滤物料经泵送或自流至搅拌槽中搅拌，同时由加酸设备向搅拌槽中添加酸，充分搅拌，实现瞬时酸化降解；控制搅拌槽中的物料的pH值为6.5～8.0，控制搅拌槽中的物料的停留时间为1～10min；2)经瞬时酸化降解后的待过滤物料从搅拌槽的底部或溢流口排出，经泵送或自流至陶瓷过滤机中过滤，经陶瓷过滤机过滤后，得到最终固体物料。该方法能使过滤过程能顺利进行。 | ||||||
| 116 | 一种综合利用铝电解废旧阴极炭块的方法 | CN200810230201.5 | 2008-12-26 | CN101480658B | 2011-06-22 | 翟秀静; 符岩; 畅永锋; 范川林; 李斌川; 王兆文; 任必军 |
| 一种综合利用铝电解废旧阴极炭块的方法，属于环境保护技术领域，包括以下步骤：(1)将废旧阴极炭块破碎、磨矿处理；(2)磨矿后，调节矿浆的浓度和pH值；然后采用浮选设备进行浮选处理，分离废旧阴极炭块中的电解质和碳；(3)采用铝盐溶液浸出浮选所得碳产品中的电解质，进一步提高碳产品的品位；(4)将磨矿废水、浮选废水和浸出液混合，加入CaO和CaCl2沉淀回收混合液中的铝和氟。本发明的综合利用铝电解废旧阴极炭块的方法操作条件简单，能源消耗低，有价物质回收率高，具有良好的应用前景。 | ||||||
| 117 | 硫化铅锌矿选-冶联合应用提高铅锌回收率的方法 | CN201010537924.7 | 2010-11-10 | CN102002602A | 2011-04-06 | 何光深; 吴建存; 钱建波; 杨国强; 汤绍鹏; 岳代喜; 王艳民; 何文; 田仁宿 |
| 一种硫化铅锌矿选-冶联合应用提高铅锌回收率的方法，通过如下步骤实现：对硫化铅锌矿进行浮选得到铅精矿，浮选过程中加入适量的抑制剂抑制锌，还加入捕收剂和起泡剂；浮选结束后再采用加压酸浸选择性浸出铅精矿中的锌金属，浸出后的矿浆经液固分离，金属锌进入溶液，同时得到富集铅物料的渣；本发明在硫化铅锌矿浮选过程中刻意抑制锌的浮起，从而提高铅精矿的回收率，确保铅金属回收率大于90％以上，利用加压酸浸选择性浸出铅精矿中的金属锌，而硫化铅不溶于稀硫酸留在渣相，从而达到铅精矿加压酸浸过程中，锌浸出率可高达98％以上。 | ||||||
| 118 | 采用中矿返回与再磨技术的复杂铜铅矿选矿分离方法 | CN201010511341.7 | 2010-10-18 | CN101961682A | 2011-02-02 | 陈代雄; 张锦林; 杨建文; 王勇; 李娟; 薛伟; 穆晓辉; 祁忠旭; 杨爱民; 张文乾; 李晓东; 赵天岩; 曾惠明 |
| 一种采用中矿返回与再磨技术的复杂铜铅矿选矿分离方法，将原矿经磨矿后，进行铜粗选；对铜粗选的粗精矿用浮选进行铜精选，对铜粗选的尾矿进行铜扫选；其特征是，在铜精选的铜铅分离过程当中，将第一道铜精选工序精选的中矿返回至第一道铜扫选工序，将第二道铜精选工序精选的中矿和第三道铜精选工序精选的中矿集中返回至铜粗选工序，避免杂质对品位的影响，达到提高铜精矿品位的目的；铜扫选工序中，对经过一次精选的精矿进行再磨，再磨后矿料送至铜粗选工序，形成选择性磨矿，既增加了铜铅矿物的解离度又避免过粉碎，使铜精矿获得较高的回收率。 | ||||||
| 119 | 一种提高铜矿难选伴生钼回收率的方法 | CN201010196999.3 | 2010-05-29 | CN101869873A | 2010-10-27 | 张麟; 黄瑞强; 崔麦英 |
| 本发明公开了一种提高铜矿难选伴生钼回收率的方法，该方法是将原矿石破碎后加入石灰，经磨矿至细度-0.074mm70％，其矿浆经两次加药，两次粗选；再加药进行两次精选后即得；本发明采用连续添加煤油、精选时以六偏磷酸钠调整的药剂制度，在确保现有选铜经济技术指标的基础上，可将铜精矿伴生钼回收率从20％提高到45％；本发明方法简单，现场生产容易操作、实施；该方法不仅可以提高矿石资源综合利用率，而且可以增加企业和社会效益。 | ||||||
| 120 | 一种高结合率碳酸盐脉石型氧硫混合铜矿的选冶方法 | CN201010178875.2 | 2010-05-21 | CN101831559A | 2010-09-15 | 文书明; 刘丹; 方建军; 刘殿文; 柏少军; 熊堃 |
| 本发明是一种高结合率碳酸盐脉石型氧硫混合铜的选冶方法。针对结合率高、钙镁碳酸盐脉石矿物含量高的氧硫混合铜矿，先通过浮选回收其中的硫化铜矿物和游离氧化铜矿物，浮选尾矿用脂肪酸反浮选其中的钙镁碳酸盐矿物，得到含钙镁碳酸盐矿物低，含结合铜的中矿，再添加硫酸搅拌浸出结合铜，固液分离后的含铜溶液通过冶金方法获得铜产品。该方法选冶结合，优势互补，高效回收利用目前无法处理的高结合率碳酸盐脉石型氧硫混合铜矿资源。同时减少二氧化碳、硫酸钙镁等废弃物的排放，具有良好的经济效益和环境效益。 | ||||||
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