RU2144435C1

RU2144435C1 - Method of obtaining potassium chloride from potassium-containing ores

Info

Publication number: RU2144435C1
Application number: RU98106520A
Authority: RU
Inventors: Н.Н. Тетерина; В.К. Кикот; А.К. Софьин; А.М. Вахрушев
Original assignee: Открытое акционерное общество "Уралкалий"
Priority date: 1998-04-08
Filing date: 1998-04-08
Publication date: 2000-01-20

Abstract

FIELD: floatation of potassium chloride. SUBSTANCE: method includes grinding, removal of slime accompanied by obtaining slime, sands (+25 mm) and salt finely- dispersed product which is preliminarily thickened to density of 60 to 70% of solid and conditioned with emulsion of amine and apolar reagent; then suspension is liquefied by circulating salt solution to density of 8 to 12% and is floated in pneumatic pulsating floatation machine obtaining final concentrate and tailings. EFFECT: reduced expenses for obtaining slimeless finely-dispersed product; possibility of obtaining quality concentrate in floatation.

Description

Изобретение может быть использовано на калийных предприятиях с флотационным производством хлористого калия. The invention can be used in potash enterprises with flotation production of potassium chloride.

Известны способы получения хлористого калия флотационным способом [1]. Known methods for producing potassium chloride by flotation method [1].

К недостаткам их относится получение хлористого калия с повышенным содержанием фракций - 0,25 мм до 20-25% за счет флотации его из обесшламленных полидисперсных суспензий с диапазоном крупности частиц (1,5-0,8)-0 мм. Полученный продукт неконкурентоспособен на мировом рынке со стандартным хлористым калием, содержащим не более 2,0% частиц менее 65 меш. (-0,208 мм) [2] . Кроме того, флотация из полидисперсных суспензий из-за более низкой флотируемости тонкодисперсных фракций не обеспечивает высокой эффективности и протекает при перерасходе реагента-собирателя [3]. Their disadvantages include the production of potassium chloride with a high content of fractions - 0.25 mm to 20-25% due to its flotation from deslimted polydisperse suspensions with a particle size range of (1.5-0.8) -0 mm. The resulting product is uncompetitive in the world market with standard potassium chloride containing not more than 2.0% of particles less than 65 mesh. (-0.208 mm) [2]. In addition, flotation from polydisperse suspensions due to the lower floatability of finely dispersed fractions does not provide high efficiency and occurs when the reagent-collector is overused [3].

Наиболее близким по технической сущности является способ обогащения калийсодержащих руд, заключающийся в раздельной флотации расклассифицированных по 0,25 мм обесшламленных суспензий, глубоком обезвоживании фракций -0,25 мм с применением при флотации мелкодисперсного продукта селективной флокуляции частиц хлористого калия с последующим разделением их при плотности 5-10% твердого [4]. The closest in technical essence is the method of beneficiation of potassium ores, which consists in separate flotation of 0.25 mm classified slurry suspensions, deep dehydration of fractions of -0.25 mm using finely dispersed selective flocculation of potassium chloride particles during flotation, followed by their separation at a density of 5 -10% solid [4].

Недостатками способа являются: использование процессов классификации рудной суспензии по 0,25мм и фильтрация фракций - 0,25мм, невозможность использования способа при переработке высокоглинистых руд, отсутствие флотоаппарата, обеспечивающего наиболее высокие показатели разделения мелкодисперсных частиц в части извлечения, селективности, скорости процесса и плотности флотоконцентрата. The disadvantages of the method are: the use of processes for the classification of ore suspensions of 0.25 mm and the filtration of fractions of 0.25 mm, the inability to use the method in the processing of highly clay ores, the lack of a photographic apparatus that provides the highest separation of finely dispersed particles in terms of extraction, selectivity, process speed and density of the floc concentrate .

Технический результат предлагаемого изобретения заключается в снижении затрат на получение обесшламленного мелкодисперсного продукта и получение при флотации высококачественного концентрата, в повышении эффективности флотации основного пескового продукта с получением более качественного концентрата при снижении расхода реагента-собирателя. The technical result of the invention is to reduce the cost of obtaining de-clogged finely dispersed product and to obtain high-quality concentrate during flotation, to increase the flotation efficiency of the main sand product to obtain a higher-quality concentrate while reducing the consumption of collector reagent.

Результат достигается тем, что в практически применяемых для обесшламливания высокоглинистых сильвинитов схемах вследствие перечистных и контрольных операций обесшламливания получаются мелкодисперсные солевые продукты. В действующих схемах они объединяются с песковыми продуктами и в виде полидисперсных суспензий поступают на флотацию. В этом случае получают обогащенный фракциями -0,25мм концентрат ухудшенного качества (пониженное содержание хлористого калия, высокие пылимость, слеживаемость). В предлагаемом изобретении мелкодисперсные обесшламленные продукты после предварительного сгущения и кондиционирования с реагентами флотируются в отдельном цикле в пульсационной пневматической машине ФПП [5], обеспечивающей высокую скорость и селективность разделения. The result is achieved by the fact that finely dispersed salt products are obtained in practically used for de-cladding highly clayey sylvinite schemes due to peat and control de-cluttering operations. In current schemes, they are combined with sand products and in the form of polydisperse suspensions enter the flotation. In this case, a deteriorated quality concentrate enriched in fractions of -0.25 mm is obtained (low content of potassium chloride, high dust, caking). In the present invention, finely divided de-slurred products, after preliminary thickening and conditioning with reagents, are floated in a separate cycle in a pulsed pneumatic FPP machine [5], which ensures high speed and selectivity of separation.

Способ получения хлористого калия включает измельчение, обесшламливание руды с получением шламов, песковой (+0,25 мм) и мелкодисперсной (-0,25 мм) фракций и раздельную флотацию этих фракций. Песковая фракция перерабатывается флотацией по известной схеме [1]. Обесшламленная мелкодисперсная фракция при необходимости дополнительно обесшламливается известными флотационным или механическим способами, сгущается в гидроциклонах до плотности 60-70% твердого, кондиционируется в течение 2 мин с реагентом-собирателем - эмульсия амина C₁₆-C₂₀ и аполярного реагента типа газойля, экстракта фенольной очистки масел в мас.отношении 1:(0,5-2,0). После кондиционирования суспензия разжижается оборотным солевым раствором до 8-12% твердого и флотируется в машине ФПП с получением мелкодисперсных концентрата и хвостов. Окончательный мелкодисперсный концентрат после обезвоживания может гранулироваться или использоваться как сырьевой продукт для производства сульфата калия и комплексных удобрений. Мелкодисперсные хвосты сгущаются и фильтруются совместно с хвостами песковой флотации.A method for producing potassium chloride involves grinding, desliming the ore to produce sludges, sand (+0.25 mm) and finely dispersed (-0.25 mm) fractions and separate flotation of these fractions. The sand fraction is processed by flotation according to the known scheme [1]. If necessary, the deslaminated finely dispersed fraction is further desulphized by known flotation or mechanical methods, concentrated in hydrocyclones to a density of 60-70% solid, conditioned for 2 minutes with a collector reagent — an emulsion of amine C ₁₆ -C ₂₀ and an apolar reagent such as gas oil, phenolic extract oils in a mass ratio of 1: (0.5-2.0). After conditioning, the suspension is diluted with circulating saline to 8-12% solid and floated in an FPP machine to obtain fine concentrate and tails. The final fine concentrate after dehydration can be granulated or used as a raw material for the production of potassium sulfate and complex fertilizers. Fine tails are condensed and filtered together with sand flotation tails.

Способ осуществляется следующим образом. The method is as follows.

Пример. 100 г сильвинитовой руды с содержанием 32 г KCl и 5 г H.O. обесшламливают с получением 5 г глинистого шлама, 78 г песковой фракции и 17 г мелкодисперсной фракции (-0,25 мм). Шламы после сгущения направляют на шламохранилище. Песковую фракцию руды перерабатывают известным способом [1]. Мелкодисперсную фракцию дополнительно обесшламливают в механических флотомашинах методом шламовой флотации с использованием в качестве флокулянта анионоактивного полиакриламида (300 г/т H.O.) и собирателя ОЖК (1000 г/т H. O. ) Обесшламленную мелкодисперсную суспензию с содержанием не более 0,6% H. O. сгущают до 60-70% твердого, кондиционируют в течение 2 мин с эмульсией амина и аполярного реагента в мас. отношении 1:2 при расходе амина 30 г/т твердого. После этого суспензию разжижают оборотным раствором до 10% твердого и разделяют флотацией в машине ФПП [5]. Получают окончательные хвосты 11,5 г и мелкодисперсный флотоконцентрат в количестве 5,5 г с содержанием в нем 95% KCl. Извлечение KCl 95,5%. Окончательный концентрат фильтруется на ленточном фильтре. Example. 100 g of sylvinite ore containing 32 g of KCl and 5 g of H.O. de-slurry to obtain 5 g of clay sludge, 78 g of sand fraction and 17 g of finely dispersed fraction (-0.25 mm). Sludge after thickening is sent to the sludge dump. The sand fraction of the ore is processed in a known manner [1]. The finely dispersed fraction is additionally de-slurried in mechanical flotation machines using the sludge flotation method using anionic polyacrylamide (300 g / t HO) as a flocculant and an OLC collector (1000 g / t HO). 70% solid, condition for 2 min with an emulsion of amine and apolar reagent in wt. 1: 2 ratio at an amine flow rate of 30 g / t solid. After this, the suspension is diluted with a circulating solution to 10% solid and separated by flotation in a FPP machine [5]. Receive the final tails of 11.5 g and finely dispersed flotation concentrate in the amount of 5.5 g with a content of 95% KCl in it. KCl recovery 95.5%. The final concentrate is filtered on a belt filter.

Использование способа позволяет повысить качество концентрата, получаемого из песковой фракции, за счет снижения в нем содержания мелкодисперсных фракций (-0,25 мм) с 20-25% по известному способу до 8-10% по предлагаемому способу при снижении расходов реагентов на 15-20% и фронта флотации, а также выделить из мелкодисперсных фракций концентрат с высоким содержанием хлористого калия, пригодный для производства сульфата калия, гранулированных и комплексных минеральных удобрений. Using the method allows to improve the quality of the concentrate obtained from the sand fraction by reducing the content of finely dispersed fractions (-0.25 mm) from 20-25% by the known method to 8-10% by the proposed method while reducing reagent costs by 15- 20% of the flotation front, as well as to isolate from the finely divided fractions a concentrate with a high content of potassium chloride, suitable for the production of potassium sulfate, granular and complex mineral fertilizers.

Список использованных источников
1. С.Н. Титков, А.И. Мамедов, Е.И.Соловьев. Обогащение калийных руд. М.: 1982.-216 с.List of sources used
1. S.N. Titkov, A.I. Mamedov, E.I. Soloviev. Enrichment of potash ores. M .: 1982.-216 p.

2. Обзор "Калийная промышленность Канады" А.О. ВНИИГ, С.-Пб, 1992 г. 2. Overview of Canada's Potash Industry A.O. VNIIG, S.-Pb, 1992

3. Тетерина Н. Н., Мошева Л.А. Влияние тонкодисперсных рудных частиц на показатели флотационного обогащения сильвинитовых руд. Сб. "Актуальные вопросы технологии переработки калийных руд". Л. ВНИИГ, 1988, с. 14-22. 3. Teterina N. N., Mosheva L. A. The effect of fine ore particles on the flotation concentration of sylvinite ores. Sat "Actual issues of technology for processing potash ores." L. VNIIG, 1988, p. 14-22.

4. А.С. СССР N 1435301, кл. В 03 D 1/00 от 07.11.58, БИ 41 "Способ обогащения калийсодержащих руд". 4. A.S. USSR N 1435301, class In 03 D 1/00 of 11/07/58, BI 41 "Method for the enrichment of potassium ore".

5. Пат. России N 2070839. Пневматическая пульсационная машина. БИ N 36, 1996. 5. Pat. Russia N 2070839. Pneumatic pulsating machine. BI N 36, 1996.

Claims

A method of producing potassium chloride from potassium ores, including grinding, desliming to obtain sands and sinks, flotation of potassium chloride from sands, characterized in that when deslaminating, three products are obtained - sludges, sands (+0.25 mm) and finely divided salt product (- 0.25 mm), the flotation of potassium chloride is carried out separately from sand and salt finely divided product, the latter is preconcentrated to a density of 60 - 70% solid and conditioned with an emulsion of amine and apolar reagent, then the suspension is diluted with saline to a density of 8 - 12% solid and floated in a pneumatic pulsating flotation machine to obtain the final concentrate and tailings.