RU2147011C1

RU2147011C1 - Potassium chloride production method

Info

Publication number: RU2147011C1
Application number: RU98107554A
Authority: RU
Inventors: В.С. Чернов; А.А. Чистяков; А.З. Энтентеев; А.М. Вахрушев; В.Г. Чуянов; А.К. Софьин
Original assignee: Открытое акционерное общество "Уралкалий"
Priority date: 1998-04-21
Filing date: 1998-04-21
Publication date: 2000-03-27

Abstract

FIELD: reprocessing of potassium ores, in particular, production of mineral fertilizers. SUBSTANCE: method involves grinding, desliming potassium ore; subjecting it to flotation and dehydration; drying concentrate; separating small fraction from main selwynite flotation feed; desliming together with ground ore; returning for flotation. EFFECT: increased efficiency by enhanced extraction of potassium chloride and improved quality of concentrate. 1 tbl, 1 dwg

Description

Изобретение относится к технологии переработки калийных руд, содержащих глинистые шламы, и может быть использовано для получения калийных удобрений на предприятиях, выпускающих минеральные удобрения, например, АОА "Уралкалий", АОА "Сильвинит" и др. The invention relates to a technology for processing potash ores containing clay sludge, and can be used to obtain potash fertilizers at enterprises producing mineral fertilizers, for example, AOA Uralkali, AOA Silvinit, etc.

Известны способы получения хлорида калия, по которым мелкая фракция подвергается вышелачиванию и кристаллизации, либо используется в качестве удобрений (авторское свидетельство СССР N 570549, кл. C 01 D 3/04 от 24.06.75, ЖПХ, ТХХХ1Х, N 12, 1956, с. 1772). Known methods for producing potassium chloride, in which the fine fraction is subjected to leaching and crystallization, or used as fertilizer (USSR author's certificate N 570549, class C 01 D 3/04 from 06.24.75, ZHPH, TXXX1X, N 12, 1956, s . 1772).

Недостатком этих способов являются значительные затраты теплоэлектроэнергии, сложность схемы, низкое качество удобрений. The disadvantage of these methods is the significant cost of heat and power, the complexity of the scheme, the low quality of fertilizers.

Наиболее близким по технической сущности является способ получения хлористого калия, по которому мелкую фракцию обрабатывают флокулянтом, сгущают и флотируют, затем проводят механическое обесшламливание и флотацию (Авторское свидетельство СССР N 1527230, кл. C 05 D 1/04 от 11.08.87). The closest in technical essence is a method for producing potassium chloride, in which a small fraction is treated with a flocculant, concentrated and floated, then mechanical deslamination and flotation are carried out (USSR Author's Certificate N 1527230, class C 05 D 1/04 of 08/11/87).

Недостатком этого способа является сложная техническая схема, большой расход реагентов, недостаточно высокое извлечение. The disadvantage of this method is the complex technical scheme, high consumption of reagents, not high enough recovery.

Предлагается мелкую фракцию выделять из питания основной сильвиновой флотации, обесшламливать вместе с измельченной рудой и возвращать на флотацию. It is proposed to isolate the fine fraction from the feed of the main sylvinine flotation, de-slam it with the crushed ore and return it to the flotation.

Такой способ позволяет обеспечить снижение содержания нерастворимого остатка в питании основной сильвиновой флотации за счет многократного обесшламливания мелкой фракции. В результате этого при достаточно низком расходе реагентов достигается более высокое извлечение за счет снижения потерь хлористого калия с хвостами. Многократное обесшламливание мелкой фракции происходит за счет накопления и циркуляции ее в схеме до определенного уровня в пределах 15 - 20%, после чего очищенная от нерастворимых остатков она вместе с крупной фракцией поступает на основную сильвиновую флотацию. This method allows to reduce the content of insoluble residue in the diet of the main sylvinine flotation due to repeated deslamination of the fine fraction. As a result of this, at a sufficiently low consumption of reagents, a higher recovery is achieved by reducing the loss of potassium chloride with tailings. Multiple de-slurry of the fine fraction occurs due to its accumulation and circulation in the circuit to a certain level within 15 - 20%, after which it is purified from insoluble residues together with the large fraction enters the main sylvin flotation.

Пример. Сильвиновую руду, содержащую 4,96% нерастворимого остатка, измельчают до крупности 1,2 мм и обесшламливают в гидроциклонах Ф 750 мм вместе с мелкой фракцией, выделенной из питания основной сильвиновой флотации. Получают пески с плотностью Ж:Т = 1,2 с содержанием нерастворимого остатка 1,88%. Полученные пески разбавляют до плотности Ж:Т 3,5 - 4,0 маточным раствором и направляют на гидроциклоны Ф 500 мм, где происходит выделение в слив мелкой фракции - 0,2-0,3 мм с содержанием нерастворимого остатка 2,9%. Мелкую фракцию направляют на сгущение в сгуститель, разгрузку которого с плотностью Ж:Т=1,5 - 2,0 подают в гидроциклоны Ф 750 мм вместе с измельченной рудой. В процессе работы схемы происходит накопление и циркуляция мелкой фракции в пределах 15 - 20%, в результате чего она многократно проходит очистку от нерастворимых остатков и в итоге очищенная выводится вместе с крупной фракцией через пески гидроциклонов Ф 500 мм. Пески гидроциклонов Ф 500 мм с плотностью Ж:Т=0,6 и содержанием нерастворимого остатка 1,25 разбавляются маточным раствором до плотности Ж:Т=1,8 : 2,0 и подаются на основную сильвиновую флотацию. Example. Sylvinite ore, containing 4.96% of insoluble residue, is crushed to a particle size of 1.2 mm and de-sludge in hydrocyclones f 750 mm together with a fine fraction isolated from the main sylvin flotation feed. Get sands with a density of W: T = 1.2 with an insoluble residue of 1.88%. The resulting sands are diluted to a density of W: T of 3.5 - 4.0 with mother liquor and sent to hydrocyclones F 500 mm, where a fine fraction is extracted into the drain - 0.2-0.3 mm with an insoluble residue of 2.9%. The fine fraction is sent to thickening in a thickener, the unloading of which with a density of Ж: Т = 1.5 - 2.0 is fed into hydrocyclones Ф 750 mm together with the crushed ore. During the operation of the scheme, the fine fraction is accumulated and circulated within 15 - 20%, as a result of which it repeatedly undergoes purification from insoluble residues and as a result, the purified fraction is removed along with the coarse fraction through the sands of 500 mm F hydrocyclones. The sands of hydrocyclones Ф 500 mm with a density of Ж: Т = 0.6 and an insoluble residue of 1.25 are diluted with the mother liquor to a density of Ж: Т = 1.8: 2.0 and fed to the main sylvin flotation.

Предлагаемый способ испытан на сильвинитовых рудах Верхнекамского месторождения в условиях флотационной фабрики Второго рудоуправления АОА "Уралкалий". The proposed method was tested on sylvinite ores of the Verkhnekamsk deposit in a flotation factory of the Second Mining Administration of AO Uralkali.

Результаты испытаний представлены в таблице. The test results are presented in the table.

Как видно из приведенных в таблице данных, предлагаемый способ обеспечивает значительное повышение технологических показателей. As can be seen from the data in the table, the proposed method provides a significant increase in technological performance.

По сравнению с прототипом расход аминов уменьшился на 29,7 г/т руды, лигносульфоната технического (ЛСТ) на 45,2 г/т руды, аполярного реагента на 1,9 г/т руды. Произошло снижение нерастворимого остатка (Н.О.) с 1,88% до 1,25% в питании флотации. Уменьшилось содержание хлористого калия в хвостах на 0,95%, повысилось качество концентрата с 93,9% до 95,66%. Compared with the prototype, the consumption of amines decreased by 29.7 g / t of ore, technical lignosulfonate (LBF) by 45.2 g / t of ore, an apolar reagent by 1.9 g / t of ore. An insoluble residue (N.O.) decreased from 1.88% to 1.25% in flotation feed. The content of potassium chloride in the tailings decreased by 0.95%, the quality of the concentrate increased from 93.9% to 95.66%.

Claims

A method of producing potassium chloride from potash ore, including grinding, desliming, flotation, dehydration and drying of the concentrate, characterized in that the fine fraction is extracted from the main sylvin flotation feed, de-slammed together with the crushed ore and returned to the flotation.