SU1680681A1 - A method of obtaining potassium fertilizers from potassium-containing ores - Google Patents
A method of obtaining potassium fertilizers from potassium-containing ores Download PDFInfo
- Publication number
- SU1680681A1 SU1680681A1 SU894739123A SU4739123A SU1680681A1 SU 1680681 A1 SU1680681 A1 SU 1680681A1 SU 894739123 A SU894739123 A SU 894739123A SU 4739123 A SU4739123 A SU 4739123A SU 1680681 A1 SU1680681 A1 SU 1680681A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- fraction
- potassium
- potassium chloride
- flotation
- class
- Prior art date
Links
Landscapes
- Fertilizers (AREA)
Abstract
Изобретение относитс к обогащению полезных ископаемых флотационным способом и может быть использовано дл получени калийных удобрений из калийсодержащих руд. Целью изобретени вл етс повышение степени извлечени хлористого кали при снижении расхода реагентов и улучшении качества концентрата. Способ получени калийных удобрений включает измельчение, обесшламливание руды с классификацией ее на тонкую и крупную фракции, обработку крупной фракции депрессором и собирателем и флотацию хлористого кали из крупной фракции, подачу в полученный камерный продукт, выде- леного из тонкой фракции класса - 0.2 + 0,1 -+0,074 мм совместно с обогащенным по хлористому калию классом - 0,1 - 0,074 + О мм, а выделенную из него шламовую фракцию - 0,045 + 0 мм вывод т из процесса флотации. Полученный концентрат содержит 95,1% КС и извлечение хлористого кали при этом составл ет 97.5%. 1 ил. 2 табл.The invention relates to the enrichment of minerals by the flotation process and can be used to obtain potash fertilizers from potassium-containing ores. The aim of the invention is to increase the recovery rate of potassium chloride while reducing reagent consumption and improving the quality of the concentrate. The method of obtaining potash fertilizers includes grinding, desliming ore with its classification into fine and coarse fractions, processing the coarse fraction with a depressor and collector and flotation of potassium chloride from the coarse fraction, feeding into the resulting chamber product, selected from the fine fraction of the class - 0.2 + 0 1 - + 0.074 mm together with a class enriched in potassium chloride - 0.1 - 0.074 + 0 mm, and the sludge fraction extracted from it - 0.045 + 0 mm is removed from the flotation process. The resulting concentrate contains 95.1% CS and the recovery of potassium chloride in this case is 97.5%. 1 il. 2 tab.
Description
Изобретение относитс к обогащению полезных ископаемых флотационным способом и может быть использовано дл получени калийных удобрений из калийсодержащих руд.The invention relates to the enrichment of minerals by the flotation process and can be used to obtain potash fertilizers from potassium-containing ores.
Цель изобретени - повышение степени извлечени хлористого кали при снижении расхода реагентов и улучшении качества концентрата. .The purpose of the invention is to increase the recovery rate of potassium chloride while reducing the consumption of reagents and improving the quality of the concentrate. .
На чертеже показана схема реализации способа получени калийных удобрений из калийсодержащих руд.The drawing shows a scheme for implementing a method for producing potash fertilizers from potassium-containing ores.
. Руду после измельчени и обесшлэмли- вани классифицируют. Крупную фракцию -1,0+0,2 мм после обработки депрессором и собирателем подают на флотацию хлористого кали . Тонкую фракцию -0,2+0 мм раз- дел ют по крупности 0,1 - 0,074 мм. Фракцию -0,1 - 0,074+0 мм обесшламливают , например, флотационным способом. Фракцию -0,2+0,1 - +0,074 мм совместно с обесшламленной фракцией -0,1 - 0,074+0 мм подают в камерный продукт флотации хлористого кали из крупной фракции. Шламовую фракцию -0,045+0 мм вывод т из процесса обогащени .. Ore after grinding and desilting is classified. A large fraction of -1.0 + 0.2 mm after treatment with a depressor and a collector is fed to potassium flotation. The fine fraction -0.2 + 0 mm is divided by size from 0.1 to 0.074 mm. The fraction -0.1 - 0.074 + 0 mm slimes out, for example, by the flotation method. The fraction -0.2 + 0.1 - +0.074 mm together with the de-precipitated fraction -0.1 - 0.074 + 0 mm are fed into the chamber product of potassium chloride flotation from the coarse fraction. The sludge fraction of -0.045 + 0 mm is removed from the enrichment process.
Гранулометрический и химический состав предварительно обесшламленной руды -. крупностью -1,0+0 мм и ее фракции -0,2+0 мм представлен в табл. 1.The granulometric and chemical composition of the pre-slime ore -. particle size -1,0 + 0 mm and its fractions -0,2 + 0 mm are presented in table. one.
Руда крупностью -1,0+0 мм, содержаща 28,7% KCI и 2.0% Н.О. (нерастворимый остаток) представлена на 51% классом - 1,0+0,2 мм. содержащим 26,3% KCI и 0,9% Н.О. и на 49% классом -2,0+0 мм. содержащим 31,2% KCI и 3,2% Н.О. Перед кондиционированием с собирателем тонкой фракции -2,0+0 мм дл депрессии глинистоOs 00Ore with a particle size of -1.0 + 0 mm, containing 28.7% KCI and 2.0% N.O. (insoluble residue) is represented by a 51% class - 1.0 + 0.2 mm. containing 26.3% KCI and 0.9% N.O. and 49% class -2.0 + 0 mm. containing 31.2% KCI and 3.2% N.O. Before conditioning with the collector of the fine fraction -2.0 + 0 mm for depression clay-Os 00
о оoh oh
0000
карбонатных шламов этой фракции (3,2% И.О.) подают в процесс 300-400 г/т руды депрессора КМЦ (карбоксиметилцеллюло- зы). Анализ данных гранулометрического состава фракции -2,0+0 мм (табл. 1) показы- вает, что она представлена более чем на 1 /3 часть тонким классом -0,045+0 мм, содержанием И.О. в котором составл ет 5,9% против 0,8% Н.О. в классе -0,1+0,074 мм и 1,2% Н.О. в классе -0,074+0,045 мм и 0,5% Н.О. в классе -0,2+0,1 мм, т.е. по содержанию Н.О. фракции -0,2+0,045 мм приближаютс к химическому составу фракции -1,0+0,2 мм.Carbonate sludge from this fraction (3.2% IO) serves 300-400 g / t of CMC ore (carboxymethylcellulose) ore into the process. Analysis of the particle size distribution of the -2.0 + 0 mm fraction (Table 1) shows that it is represented more than 1/3 of the thin class –0.045 + 0 mm, the IO content. in which is 5.9% vs. 0.8% N.O. in the class -0.1 + 0.074 mm and 1.2% N.O. in the class -0.074 + 0.045 mm and 0.5% N.O. in the class of -0.2 + 0.1 mm, i.e. according to the contents of N.O. fractions -0.2 + 0.045 mm approximate the chemical composition of the fraction -1.0 + 0.2 mm.
В процессе обесшламливани фракции -0,1 -0,074+0 мм из пульпы удал ют свободные тонкие шламы, т.е. структурно не св занные с частицами KCI, крупностью - 0,045+0 мм, оказывающие наиболее отрицательное вли ние на процесс флотации хлористого кали . Содержащиес в руде даже дес тые доли процента глинисто-карбонатных примесей значительно уменьшают извлечение KCI в концентрат и вызывают необходимость введени в процесс-в не- сколько раз большего количества алифатических аминов, в св зи с этим увеличиваетс расход депрессора КМЦ, подавл ющего отрицательное вли ние шламов. Вывод из процесса флотации хлористого кали шла- мовой фракции -0,045+0 мм обеспечивает снижение расхода КМЦ дл депрессии шламов на 50-150 г/т руды.In the process of desliming the fraction -0.1-0.074 + 0 mm, free thin slimes are removed from the pulp, i.e. structurally unrelated to KCI particles, coarseness — 0.045 + 0 mm, which have the most negative effect on the flotation of potassium chloride. Even tenth fractions of a percentage of clay-carbonate impurities contained in the ore significantly reduce the recovery of KCI in the concentrate and necessitate the introduction of several times more aliphatic amines into the process, thereby increasing the consumption of the CMC depressant, which suppresses the negative effect sludge. The removal of potassium chloride from the flotation process of the slurry fraction of -0.045 + 0 mm reduces the CMC consumption for sludge depression by 50-150 g / ton of ore.
Именно разделение тонкой фракции - 0,2+0 мм по крупности 0,1 - 0,074 мм (пред- елы классификации обусловлены химическим составом руды, приведенным в табл. 1) и дополнительное обесшламлива- ние фракции -0,1 -0,074 мм с выводом из флотационного процесса высокошламистой It is the separation of the fine fraction — 0.2 + 0 mm in size from 0.1 to 0.074 mm (the classification limits are due to the chemical composition of the ore given in Table 1) and the additional desliming of the fraction -0.1-0.074 mm with output from the flotation process vysokoslamisty
фракции -0,045+0 мм обеспечивает достижение поставленной цели.fraction -0.045 + 0 mm ensures the achievement of the goal.
Технологические показатели обогащени сильвинитоеой руды, содержащей 28,7% KCI и 2,0% Н.О. по предлагаемому и известному способу, приведены в таблице 2.Technological indicators of sylvinite ore enrichment, containing 28.7% KCI and 2.0% N.O. on the proposed and known method, are shown in table 2.
По предлагаемому способу получен концентрат , содержащий 95,1% KCI против 94,5% KCI в известном способе, извлечение хлористого кали при этом составл ет 97,5% против 96,8% в известном способе. За счет повышени извлечени хлористого кали в концентрат снижаютс потери хлористого кали с отходами обогащени , которые составл ют 2,5% в предлагаемом способе против 3,2% в известном. За счет вывода из процесса обогащени тонкой шламистой фракции -0,045+0 мм снижаетс расход реагента депрессора КМЦ с 350 г/т руды в известном способе до 300 г/т руды в предлагаемом.According to the proposed method, a concentrate is obtained containing 95.1% KCI versus 94.5% KCI in a known process, the recovery of potassium chloride in this case is 97.5% against 96.8% in a known method. By increasing the recovery of potassium chloride in the concentrate, losses of potassium chloride with enrichment wastes are reduced, which are 2.5% in the proposed method versus 3.2% in the known. Due to the withdrawal of the thin slimey fraction from the enrichment process of -0.045 + 0 mm, the consumption of the CMC depressant reagent is reduced from 350 g / t of ore in the known method to 300 g / t of ore in the proposed.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU894739123A SU1680681A1 (en) | 1989-09-25 | 1989-09-25 | A method of obtaining potassium fertilizers from potassium-containing ores |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU894739123A SU1680681A1 (en) | 1989-09-25 | 1989-09-25 | A method of obtaining potassium fertilizers from potassium-containing ores |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SU1680681A1 true SU1680681A1 (en) | 1991-09-30 |
Family
ID=21470591
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU894739123A SU1680681A1 (en) | 1989-09-25 | 1989-09-25 | A method of obtaining potassium fertilizers from potassium-containing ores |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
SU (1) | SU1680681A1 (en) |
-
1989
- 1989-09-25 SU SU894739123A patent/SU1680681A1/en active
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
Авторское свидетельство СССР № 1388396, кл. С 05 D 1/04, 1988. * |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN115418498B (en) | Treatment method of carbonate lithium clay | |
US2914173A (en) | Method of processing phosphate ore to recover metallic minerals | |
US4014474A (en) | Method for treating particulate masses from complex ores or ore products by froth flotation | |
US4192737A (en) | Froth flotation of insoluble slimes from sylvinite ores | |
SU1680681A1 (en) | A method of obtaining potassium fertilizers from potassium-containing ores | |
CN116213122A (en) | Method for improving flotation separation efficiency of high-residue reagent mixed-flotation sulphide ores | |
US2970688A (en) | Method for recovery of minerals | |
US3207304A (en) | Method of concentrating fluorspar ores | |
US4193791A (en) | Concentration of hydrated aluminum oxide minerals by flotation | |
US2811254A (en) | Method for the beneficiation of phosphate ores | |
CN112718231A (en) | Beneficiation method of molybdenite of magnesium-rich minerals | |
US3768738A (en) | Flotation of arsenic minerals from borate ores | |
RU2655060C1 (en) | Method of the fluorite ores enrichment | |
CN100429000C (en) | Finery extracting method from low lump pyrite | |
US2745547A (en) | Jigging process for beneficiation of potassium containing ores | |
SU1632499A1 (en) | Method flotation of magnesite ores | |
GB2204507A (en) | Method of concentration of difficult-to-concentrate oxidized copper ore | |
RU2738883C1 (en) | Flotation dressing method of potassium ores | |
CA1118917A (en) | Froth flotation of zinc sulfide | |
SU1731283A1 (en) | Ore flotation method | |
SU1388396A1 (en) | Method of producing potassium fertilizers | |
SU857089A1 (en) | Method of producing chlorine-free potassium fertilizers | |
SU1105237A1 (en) | Method of flotation of non-ferrous metal sulfide ores | |
SU1326549A1 (en) | Method of producing potassium chloride from potassium ores | |
RU2044573C1 (en) | Gold and silver resistant oxidized ores flotation method |