SU1645023A1 - Process for flotation of potassium-bearing ores - Google Patents
Process for flotation of potassium-bearing ores Download PDFInfo
- Publication number
- SU1645023A1 SU1645023A1 SU894649774A SU4649774A SU1645023A1 SU 1645023 A1 SU1645023 A1 SU 1645023A1 SU 894649774 A SU894649774 A SU 894649774A SU 4649774 A SU4649774 A SU 4649774A SU 1645023 A1 SU1645023 A1 SU 1645023A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- flotation
- chloroethyl
- sodium
- production
- ore
- Prior art date
Links
Landscapes
- Paper (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относитс к обогащению полезных ископаемых способом флотации и м.б. использовано на предпри ти х калийной промышленности. Цель изобретени - повышение селективности процесса флотации калийных руд. Испытани проводились при соотношении 1:3,5. Во флотационную пульпу , содержащую 50 г калийной руды крупностью до 0,5 мм (содержание КС1-27,3%, нерастворимого остатка 3 ,4%) и 150 мл насыщенного раствора КС1 и NaCl, вводили в качестве реа- гента-де рессора 1%-ный водный раствор натриевой соли карбоксиметил- целлюлозы в количестве 600 г/т руды. Перемешивание пульпы с реагентом- депрессором производили в течение 3 мин. Затем вводили эмульсионную смесь собирател - октилсульфат натри с кубовым остатком производства хлорэтила (расход окгилсульфата натри 80-100 г/т, кубовых остатков производства хлорэтила 5-60 г/т) и кондиционировали в течение 1 мин, после чего проводилась флотаци хлорида кали . Кубовый остаток производства хлорэтила имеет состав, хлор- этил 15-20, дихлорэтан 5-10, линейные полимеры высокой степени непредельности 70-75. Способ по сравнению с прототипом при равных расходах ок- тилсульфата натри обеспечивает повышение содержани КС1 в концентрате на 1-4% при достаточно высоком извлечении КС1 в пенный продукт.The invention relates to the enrichment of minerals by the method of flotation and m. used in potash industry. The purpose of the invention is to increase the selectivity of the potassium ore flotation process. The tests were carried out at a ratio of 1: 3.5. In the flotation pulp containing 50 g of potash ore with a grain size of up to 0.5 mm (content of KS1-27.3%, insoluble residue 3, 4%) and 150 ml of a saturated solution of KC1 and NaCl, were introduced as reagent-de-spring 1 % aqueous solution of sodium carboxymethylcellulose in the amount of 600 g / ton of ore. The pulp was mixed with a depressant reagent for 3 minutes. Then, an collector emulsion mixture — sodium octyl sulfate with bottom residue of chloroethyl production (sodium oxygensulfate consumption, 80–100 g / t, bottom residue of chloroethyl production, 5–60 g / t) was introduced and conditioned for 1 min, after which potassium chloride was floated. The bottom residue of chloroethyl production has a composition, chloro ethyl 15-20, dichloroethane 5-10, linear polymers of a high degree of unsaturation 70-75. The method as compared with the prototype with equal consumption of sodium oxyl sulfate provides an increase in the content of KC1 in the concentrate by 1-4% with a sufficiently high recovery of KC1 into the froth product.
Description
Изобретение относитс к обогащению полезных ископаемых способом флотации и мо/сет быть использовано на предпри ти х калийной промышленности , перерабатывающих калийсодер- апще руды и выпускающие калийные удобрени .The invention relates to the enrichment of minerals by the method of flotation and Mo / Net to be used in the enterprises of the potash industry, processing potassium ores and producing potash fertilizers.
Цель изобретени - повышение1 селективности процесса флотации калийных руд с применением в качестве реагента-собирател алкилсульфа- тов натри .The purpose of the invention is to increase the selectivity of the flotation of potash ores using sodium alkyl sulfates as a collecting agent.
Способ включает обработку руды в виде пульпы модификатором. Кондиционирование калийсодержащей пульпы проводитс эмульсией октилсульфа- а натри с кубовым остатком производства хлорэтила состава, мас.%:The method includes the processing of ore in the form of pulp modifier. The conditioning of the potassium-containing pulp is carried out with an octyl sulfa-sodium emulsion with the bottom residue of the production of chloroethyl, wt.%:
Хлорэтил15-20Chlorethyl15-20
Линейные полимеры сLinear polymers with
1515
2525
высокой степенью непредельности 70-75 Дихлорэтан5-10a high degree of unsaturation 70-75 Dichloroethane 5-10
Затем флотируют сильвинит. Кубо- ,. вый остаток производства хлорэтила - высококип ща (t6b,KMH(HW 20Q-30,0°C)Then float sylvinite. Kubo-,. The remaining production of chloroethyl is high boiling water (t6b, KMH (HW 20Q-30.0 ° C)
темно-коричнева жидкость 4 Средний молекул рный вес 160.dark brown liquid 4 Average molecular weight 160.
Предлагаемый реагент провер лс при флотации сильвинитовой руды крупностью до 0,5 мм при содержании КС1 27,3%, нерастворимого остатка 3,4%. Результаты флотации сравнивались с данными, полученными при применении октилсульфата натри (прототип), ОДА с сосновым маслом (базовый объект ). The proposed reagent was tested during flotation of sylvinite ore with a grain size of up to 0.5 mm with a KC1 content of 27.3%, an insoluble residue of 3.4%. The flotation results were compared with data obtained using sodium octyl sulfate (prototype), pine oil ODE (base object).
Пример 1. Навеску сильвинитовой руды в количестве 50 г перемешива- ли с насыщенным раствором KCl + NaCl при соотношении твердого к жидкому ,5 в лабораторной флотомаши- не с объемной камеры 150 см3 в течение 3 мин, после чего вводитс реагент-депрессор в виде 1%-ного водного раствора Na-КМЦ в количестве 600 г/т, агитируют 3 мин, затем подаетс эмульсионна смесь собирател (октилсульфат натри - 80 г/т + кубо- 3 вый остаток производства хлорэтила 20 г/т). Руду кондиционируют 1 мин и затем флотируют. Пенный продукт флотации (концентрат) и камерный продукт (хвосты) отдел ют от насыщенного 3 солевого раствора на воронке Бюхне- ра.Обезвоженные продукты флотации высушивают , взвешивают, истирают до крупности 0,1 мм и определ ют содержание КС1 в хвостах и концентрате методами пламенной фотометрии и тетрафенил- боратным соответственно. Получают концентрат, содержащий в цикле основной флотации 86,8% КС1 с извлечением последнего в пенный продукт 95,8%, тогда как по прототипу ( при этом же расходе октилсульфата натри извлечение КС1 в концентрат составл ет 94,8%, содержание - 82,2%.Example 1. A portion of sylvinite ore in an amount of 50 g was mixed with a saturated solution of KCl + NaCl with a solid-to-liquid ratio, 5 in a laboratory flotation machine from a 150 cm3 volume chamber for 3 minutes, after which the depressant was introduced as 1 The amount of the aqueous solution of Na-CMC in the amount of 600 g / t is agitated for 3 minutes, then the collector emulsion mixture is fed (sodium octyl sulfate — 80 g / t + cubic residue of chloroethyl production 20 g / t). The ore is conditioned for 1 minute and then floated. The froth flotation product (concentrate) and the chamber product (tails) are separated from the saturated 3 brine solution on a Büchner funnel. The dehydrated flotation products are dried, weighed, wearyed to a particle size of 0.1 mm and the content of KC1 in the tails and concentrate is determined photometry and tetraphenylborate respectively. A concentrate is obtained which contains 86.8% of KC1 in the main flotation cycle, extracting the latter into a foam product 95.8%, whereas in the prototype (with the same consumption of sodium octyl sulfate, the recovery of KC1 in the concentrate is 94.8%, 2%.
П р и.м е р 2. Процесс осуществл ют в услови х примера 1 за исключением того, что расход кубового остатка производства хлорэтила при введении его в виде эмульсии с октилсульфатом натри составл ет 40 г/т. Получают кон- 5 центрат, содержащий 85,8% КС1 при извлечении его из руды 95,8%.EXAMPLE 2 The process is carried out under the conditions of Example 1, except that the consumption of the bottom residue of the production of chloroethyl, when introduced in the form of an emulsion with sodium octyl sulfate, is 40 g / ton. A concentrate is obtained containing 85.8% of KC1 when it is extracted from the ore 95.8%.
5five
5five
,. ,
0 35 0 - втО 55 0 35 0 - WTO 55
П р и м е р 3. Процесс осуществл ют в услови х примера 1 за исключением того, что расход октилсульфата натри при введении его в виде эмульсии с кубовым остатком производства хлорэтила составл ет 100 г/т руды. Получают пенный продукт с содержанием КС1 83,8% и извлечением 97,6%, тогда как по прототипу содержание КС1 - 82,7%, а извлечение КС1 96,2%.EXAMPLE 3 The process is carried out under the conditions of Example 1, except that the consumption of sodium octyl sulfate with its introduction in the form of an emulsion with bottom residue of chloroethyl production is 100 g / ton of ore. A foam product is obtained with a KC1 content of 83.8% and a recovery of 97.6%, whereas in the prototype, the content of KC1 is 82.7%, and the recovery of KC1 is 96.2%.
Пример4. Процесс осуществл етс в услови х примера 1 за исключением того, что собиратель - октилсульфат натри и кубовый остаток производства хлорэтила ввод т не в виде эмульсии, а раздельно. Получают пенный продукт, содержащий 82,2% KCl при его извлечении 94,8%.Example4. The process is carried out under the conditions of Example 1, except that the collector — sodium octyl sulfate and the bottom residue from the production of chloroethyl are not introduced as an emulsion, but separately. Get a foam product containing 82.2% of KCl when it is extracted 94.8%.
Из полученных данных следует, что применение предлагаемого способа с использованием эмульсии окстилсульфа- та .натри с кубовым остатком производства хлорэтила в качестве реагента-собирател при флотации сильвини- товых руд позвол ет повысить качество концентрата на 1-4% по сравнению с прототипом и базовым объектом при достаточно высоком извлечении КС1 в пенный продукт. Извлечение KCl увеличиваетс по сравнению с прототипом в среднем на 1%.From the data obtained it follows that the application of the proposed method using an emulsion of oxyl sulfate. Sodium with the bottom residue of chloroethyl production as a collecting agent for flotation of sylvite ores improves the quality of the concentrate by 1-4% compared with the prototype and basic object at a sufficiently high extraction of KC1 in the foam product. The recovery of KCl is increased by an average of 1% over the prototype.
Положительное действие предлагаемого реагента обусловлено комплексом его физико-химических свойств.The positive effect of the proposed reagent is due to the complex of its physicochemical properties.
Использование предлагаемого -способа флотации позвол ет улучшить качественно-количественные показатели флотации по сравнению с прототипом.The use of the proposed α-flotation method allows to improve the qualitative and quantitative indicators of flotation in comparison with the prototype.
;Ф о р м у л а изобретени ; Forum of the invention
ii
I Способ флотационного обогащени калийсодержащих руд, включающий обработку руды в виде пульпы модификатором , кондиционирование с октил- сульфатом натри и выделение сильвина в пенный продукт, отличающийс тем, что, с целью повышени селективности процесса, в кондиционирование ввод т кубовый остаток производства хлорэтила состава , мас.%:I A method of flotation enrichment of potassium ores, including treating the ore in the form of pulp with a modifier, conditioning with sodium octyl sulphate and isolating sylvin in a frothy product, characterized in that .%:
Хлорэтил15-20Chlorethyl15-20
Дихлорэтан5-10Dichloroethane 5-10
Линейные полимеры - высокой степени непредельности70-75Linear polymers - high degree of unsaturation 70-75
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU894649774A SU1645023A1 (en) | 1989-02-13 | 1989-02-13 | Process for flotation of potassium-bearing ores |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU894649774A SU1645023A1 (en) | 1989-02-13 | 1989-02-13 | Process for flotation of potassium-bearing ores |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SU1645023A1 true SU1645023A1 (en) | 1991-04-30 |
Family
ID=21428425
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU894649774A SU1645023A1 (en) | 1989-02-13 | 1989-02-13 | Process for flotation of potassium-bearing ores |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
SU (1) | SU1645023A1 (en) |
-
1989
- 1989-02-13 SU SU894649774A patent/SU1645023A1/en active
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
Авторское свидетельство СССР I 925397. кл. Б 03 D 1/02, 1982. Флотационные реагенты. М.: Наука 1986, с.182-186. * |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
WO2007086003A2 (en) | Flotation process using an organometallic complex as activator | |
SU1645023A1 (en) | Process for flotation of potassium-bearing ores | |
US2702121A (en) | Methods of froth-flotation | |
US2222330A (en) | Process of salt purification | |
US4045335A (en) | Beneficiation of kieserite and langbeinite from a langbeinite ore | |
US2724499A (en) | Concentration of potash ores containing sylvite | |
RU2079378C1 (en) | Method of processing carnallite ores | |
RU2018375C1 (en) | Method for flotation of potassium-containing ores | |
SU1132981A1 (en) | Method of enriching clay potassium-containing ores | |
SU1764704A1 (en) | Method of selective flotation of carbonate fluoride ores | |
US3032198A (en) | Flotation concentration of halite | |
SU1045940A1 (en) | Method of flotation of potassium-containing ores | |
SU664687A1 (en) | Frothing agent for flotation of potassium-containing ores | |
SU1710137A1 (en) | Method of floatation of potassium ores | |
US2222331A (en) | Flotation process | |
SU1041157A1 (en) | Collector for flotation of sylvinite ore | |
SU1699617A1 (en) | Method of clayey potassium ores flotation | |
SU1438840A1 (en) | Method of flotation of potassium ores | |
US3345142A (en) | Selective dissolution of sodium chloride from kainite minerals with water containingadded surface active agents | |
SU959830A1 (en) | Potassium ore flotation method | |
US2349393A (en) | Concentration of sylvinite ores | |
SU1039576A1 (en) | Potassium containing ore concentration method | |
SU1115807A1 (en) | Method of flotation of phosphorus-containing ores | |
SU1373449A1 (en) | Method of flotation of potassium-containing ores | |
SU865397A1 (en) | Method of flotation of iron-containing ores |