SU1438840A1 - Method of flotation of potassium ores - Google Patents
Method of flotation of potassium ores Download PDFInfo
- Publication number
- SU1438840A1 SU1438840A1 SU874180282A SU4180282A SU1438840A1 SU 1438840 A1 SU1438840 A1 SU 1438840A1 SU 874180282 A SU874180282 A SU 874180282A SU 4180282 A SU4180282 A SU 4180282A SU 1438840 A1 SU1438840 A1 SU 1438840A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- flotation
- pulp
- concentrate
- mixture
- production
- Prior art date
Links
Landscapes
- Paper (AREA)
Description
0000
ьs
114114
Изобретение относитс к обогащению полез 1гых ископаемых методом флотации и может быть использовано на предпри ти х калийной промьшшенности перерабатыз.1Ю.щ1х сильвинитовые руды и выпускающих калийные удобрени .The invention relates to the enrichment of minerals by the method of flotation and can be used in potash processing plants. 1.YU.shch1x sylvinite ores and producing potash fertilizers.
Целью изобретени вл етс повыше кие извлечеьги хлористого кали и качества концентрата в широком интерThe aim of the invention is to improve the extraction of potassium chloride and the quality of the concentrate in a wide range
вале температур пульпы.temperature of the pulp.
При способе флотащуи калийных руд, включающем последовательную обработку руды депрессором и эмульсионной смесью солей высших алифатичес- ких аминов с вспениватетгем на основе эфиров диэтиленгликол , в качествеIn the method of potash ore flotation, which includes the sequential treatment of ore with a depressor and an emulsion mixture of higher aliphatic amines with foaming agents based on diethylene glycol ethers,
СН20НCH20N
CHg.CHg.
2020
-ьto
источника эфиров дизтиленгликол ввод т кубозый остаток производства этилкарбитола состава, мас.%;the source of dysglycol glycol esters is added to the bottom residue of ethyl carbitol production, wt%;
Д1- этшгенгликольD1- etshgenglycol
ЗтилкарбитолZtilkarbitol
Т желые продуктыT yellow products
уплотнени compaction
Карбитолы торговое название . простых моноэфиров RO(),20H иCarbitole trade name. monoesters RO (), 20H and
0,5-2,0 5,0-10,00.5-2.0 5.0-10.0
до 90up to 90
дизфиров RO(CH2CH.,0)OR диэтиленгликол . Кубовый остаток производства этилкарбитола получаетс в процессе производства этилкарбитола из окиси этилена через дизтиленгликоль по технологической схеме, последнюю стадиюRO dischargers (CH2CH., 0) OR diethylene glycol. The bottoms production of ethyl carbitol is obtained during the production of ethyl carbitol from ethylene oxide through dystily glycol according to the technological scheme, the last stage
которой можно представить в видеwhich can be represented as
1one
СН.20С2Н5 CH.20C2H5
.f, «/t&Sa.f, "/ t & Sa
СНоBUT
гg
оabout
++
Кубовый остаток производства этил- карбитола - высококип ща (t, „ 220СThe bottom residue of ethyl carbitol production is high boiling water (t, “220С
КИПInstrumentation
темно-кори чнева жидкость , хорошо растворима в воде и органических .растворител . Т желые продукты уплотнени представл ют собой смесь более высокомолекул рных эфиров гликолей, предже всего три-, тетра- и пентаэти- ленгликолей.dark and measles liquid, well soluble in water and organic. solvent. The heavy compaction products are a mixture of the higher molecular weight glycol ethers, most likely tri-, tetra- and pentaethyleneglycols.
Пример 1. Навеску сильвини- товой руды перемешивают с насьщенным солевым раствором при соотношении твердого .к жидкому Т:Ж в ла-- бораторной флотомашине, после чего вводитс реагент-депрессор в виде 1%-ного водного раствора Na-KMU, агитируют 3 мин, затем подаетс эмульсионна смесь собирател (сол но-кис- лые октаде1Д1ламин и амины Бе- резниковского АТК при соотношении З: суммарный расход 60 г/т) с реагентомвспенивателем - кубовым остатком производства , этилкарбитола. Руду кондиционируют в течение 1 мин и затем флотируют.Example 1. A portion of sylvite ore is mixed with a saturated salt solution at a solid-liquid ratio: T: W in a laboratory flotation machine, after which a depressant agent is introduced in the form of a 1% aqueous solution of Na-KMU, agitating for 3 minutes An emulsion mixture of the collector (hydrochloric octade1 D1lamine and amines of Bereznikovskiy ATK with a ratio of 3: total flow rate of 60 g / t) is then supplied with a foam reagent - ethyl carbitol. The ore is conditioned for 1 minute and then floated.
Пенньш продукт флотации (концент- рат) и камерный продукт (хвосты) отдел ютс от насыщенного солевого раствора на воронках Бюхнера. Обезвоженные продукты флотации высушивают.The penny flotation product (concentrate) and chamber product (tailings) are separated from the brine in a Buchner funnel. The dehydrated flotation products are dried.
2 1 2 1
СН20НCH20N
СН CH
взвешивают, истирают и определ ют содержание КС1 в хвостах и концентрате методами пламенной фотометрии и тет- рафепилборатным соответственно.Weigh, grind, and determine the content of KC1 in the tails and concentrate by flame photometry and tetrapepylborate, respectively.
Получают концентрат, содержаш 1Й в цикле основной флотации 85,4% КС1 с извлечением последнего в пенный продукт 95,6%, тогда как по известному способу при тех же расходных коэффициентах извлечение КС1 в концентрат составл ет 94,3%, содержание 84,2%. A concentrate is obtained which contains 1Y in the main flotation cycle of 85.4% KC1 with the extraction of the latter in a froth product of 95.6%, whereas by a known method at the same expenditure ratios, the recovery of KC1 in the concentrate is 94.3%, the content is 84.2 %
Пример 2с Процесс осуществл ют по примеру 1 за исключением расхода вспенивател . Получают концентрат , содержапщй 84,9% КС1 при извлечении его из руды 96,1%, тогда как по известному способу содержание 84,0%, извлечение 95,4%.Example 2c The process is carried out as in Example 1 with the exception of the blowing agent consumption. A concentrate is obtained, containing 84.9% of KC1 when it is extracted from the ore, 96.1%, while according to a known method the content is 84.0%, the recovery is 95.4%.
Пример 3. Процесс осуи еств- л ют по примеру 1, но температ фа флотационной пульпы 30°С. Получают пенный продукт с.содержанием КС1 84,9% при его извлечем-ЕИ из руды 95,3%, тогда как по известному способу извлеч.еш--1е КС1 93,8%,Example 3. The process is started in example 1, but the temperature of the flotation pulp is 30 ° C. A foamy product is obtained with a KS1 content of 84.9% with its extract-EI of 95.3% of the ore, while by a known method we extract 93.8% of 1CC1,
Пример 4. Процесс ведут аналогично примеру 1, кроме того, что флотацию осуществл ют при температуре флотационной пульпы 35 С. Получают пенный продукт с содержанием 83,6% КС1 при его извлечении из руды 93,9%, тогда как по известному способу изв- лечение КС1 в концентрат не превышает 89,3%.Example 4. The process is carried out analogously to example 1, except that the flotation is carried out at a flotation slurry temperature of 35 ° C. A foam product is obtained with a content of 83.6% KC1 when it is extracted from the ore 93.9%, while it is known by a known method treatment of KC1 concentrate does not exceed 89.3%.
Таким образом, применение предлагаемого способа с использованием в качестве вспенивател кубового остат- ка производства этилкарбитола позвол ет повысить извлечение КС1 в концентрат на 0,8-1,3%, а также улучшить селективность процесса флотации. Содержание хлористого кали в концент- рате по сравнению с известным способом повышаетс при проведении фло- та1даи при 20°С на 0,9-1,2%. Кроме того , использование предлагаемого способа флотации позвол ет значительно улучшить качественно-количественные показатели флотации при более высоких температурах флотационной пульпы и таким образом добитьс более стабильных результатов флотации по срав- нению с известным способом и базовымThus, the application of the proposed method with the use of ethyl carbitol production as a blowing agent can increase the recovery of KC1 in the concentrate by 0.8-1.3%, as well as improve the selectivity of the flotation process. The concentration of potassium chloride in the concentrate, as compared with the known method, increases when flotadaida at 20 ° C is carried out by 0.9-1.2%. In addition, the use of the proposed flotation method makes it possible to significantly improve the qualitative and quantitative indicators of flotation at higher temperatures of the flotation pulp and thus achieve more stable flotation results as compared with the known method and baseline.
объектом в летний период времени, когда температура щелоков обогатительных фабрик достигает 25-35 С.object in the summer period of time, when the temperature of the liquor processing plants reaches 25-35 C.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU874180282A SU1438840A1 (en) | 1987-01-08 | 1987-01-08 | Method of flotation of potassium ores |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU874180282A SU1438840A1 (en) | 1987-01-08 | 1987-01-08 | Method of flotation of potassium ores |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SU1438840A1 true SU1438840A1 (en) | 1988-11-23 |
Family
ID=21280021
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU874180282A SU1438840A1 (en) | 1987-01-08 | 1987-01-08 | Method of flotation of potassium ores |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
SU (1) | SU1438840A1 (en) |
-
1987
- 1987-01-08 SU SU874180282A patent/SU1438840A1/en active
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
Авторское свидетельство СССР № 1080873, кл. В 03 D 1/02, 1984. Авторское свидетельство СССР № 1162495, кл. В 03 D 1/02, 1985. * |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US4562058A (en) | Process for crystallizing potassium sulfate | |
SU1438840A1 (en) | Method of flotation of potassium ores | |
US2702121A (en) | Methods of froth-flotation | |
US2689649A (en) | Concentration of sylvite ores | |
US3004826A (en) | Process for obtaining schoenite by direct treatment of kainite containing sodium chloride as an impurity | |
US2382360A (en) | Flotation process | |
US2719075A (en) | Purification of alkali metal sulfite liquors | |
US1589519A (en) | Separation of sodium chloride from mixed salts | |
US2336854A (en) | Method of treating potassium chloride concentrates | |
RU2079378C1 (en) | Method of processing carnallite ores | |
US3082063A (en) | Process for the preparation of potassium sulphate and hydrous potassium-magnesium sulphates from natural kainite | |
US2809093A (en) | Production of potassium sulfate from langbeinite | |
ES8406381A1 (en) | Process for producing high purity sodium chloride from potassium mineral flotation tailings | |
SU1645023A1 (en) | Process for flotation of potassium-bearing ores | |
SU1445795A1 (en) | Method of flotation of potassium-containing ores | |
SU394307A1 (en) | METHOD OF OBTAINING CHLORINE POTASSIUM | |
US3345142A (en) | Selective dissolution of sodium chloride from kainite minerals with water containingadded surface active agents | |
SU1327974A1 (en) | Foaming agent for flotation of sylvanite ores | |
US1955031A (en) | Method of precipitating and separating sodium nitrate and ammonium chloride | |
US2640851A (en) | Recovery of calcium magnesium aconitate from molasses | |
SU1388396A1 (en) | Method of producing potassium fertilizers | |
SU1467043A1 (en) | Method of producing by flotation low-caking potassium chloride | |
RU2018375C1 (en) | Method for flotation of potassium-containing ores | |
US1733537A (en) | Process for recovering borax from brine | |
US1794260A (en) | Process for the production of potassium carbonate |