RU2467803C2 - Method of dressing high-slime potassium-bearing ores - Google Patents
Method of dressing high-slime potassium-bearing ores Download PDFInfo
- Publication number
- RU2467803C2 RU2467803C2 RU2011107354/03A RU2011107354A RU2467803C2 RU 2467803 C2 RU2467803 C2 RU 2467803C2 RU 2011107354/03 A RU2011107354/03 A RU 2011107354/03A RU 2011107354 A RU2011107354 A RU 2011107354A RU 2467803 C2 RU2467803 C2 RU 2467803C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- ore
- suspension
- product
- density
- reagents
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 30
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical group [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 14
- 239000011591 potassium Substances 0.000 title claims abstract description 14
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 14
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims abstract description 26
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 claims abstract description 24
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims abstract description 24
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims abstract description 23
- 239000012047 saturated solution Substances 0.000 claims abstract description 11
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 6
- 238000003860 storage Methods 0.000 claims abstract description 5
- 239000002699 waste material Substances 0.000 claims abstract 2
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 25
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 10
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 8
- 239000006260 foam Substances 0.000 claims description 7
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 7
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 7
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 claims description 6
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 claims description 6
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 claims description 3
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 claims description 3
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 2
- 238000005253 cladding Methods 0.000 claims 2
- WCUXLLCKKVVCTQ-UHFFFAOYSA-M Potassium chloride Chemical compound [Cl-].[K+] WCUXLLCKKVVCTQ-UHFFFAOYSA-M 0.000 abstract description 13
- 238000000227 grinding Methods 0.000 abstract description 10
- 239000001103 potassium chloride Substances 0.000 abstract description 8
- 235000011164 potassium chloride Nutrition 0.000 abstract description 8
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 abstract description 7
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 abstract description 7
- 239000011707 mineral Substances 0.000 abstract description 7
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 3
- 238000011010 flushing procedure Methods 0.000 abstract description 2
- 238000004513 sizing Methods 0.000 abstract description 2
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 abstract 1
- 238000010327 methods by industry Methods 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 235000002639 sodium chloride Nutrition 0.000 description 8
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 4
- KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M Potassium hydroxide Chemical compound [OH-].[K+] KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- 238000005202 decontamination Methods 0.000 description 3
- 230000003588 decontaminative effect Effects 0.000 description 3
- 229940072033 potash Drugs 0.000 description 3
- BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L potassium carbonate Substances [K+].[K+].[O-]C([O-])=O BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 235000015320 potassium carbonate Nutrition 0.000 description 3
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 3
- 150000001412 amines Chemical class 0.000 description 2
- 238000003776 cleavage reaction Methods 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 159000000003 magnesium salts Chemical class 0.000 description 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 2
- 230000007017 scission Effects 0.000 description 2
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 2
- 239000004604 Blowing Agent Substances 0.000 description 1
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 238000004220 aggregation Methods 0.000 description 1
- 230000002776 aggregation Effects 0.000 description 1
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 1
- -1 aluminum salts Chemical class 0.000 description 1
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 1
- 230000003750 conditioning effect Effects 0.000 description 1
- 230000006378 damage Effects 0.000 description 1
- 238000007791 dehumidification Methods 0.000 description 1
- 238000003795 desorption Methods 0.000 description 1
- 239000006185 dispersion Substances 0.000 description 1
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 1
- 239000010442 halite Substances 0.000 description 1
- 238000005360 mashing Methods 0.000 description 1
- 238000009991 scouring Methods 0.000 description 1
- 238000005201 scrubbing Methods 0.000 description 1
- 229910052604 silicate mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 1
- 238000002791 soaking Methods 0.000 description 1
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 230000003313 weakening effect Effects 0.000 description 1
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Separation Of Solids By Using Liquids Or Pneumatic Power (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к технологии флотационного обогащения полезных ископаемых и может быть использовано для обогащения руд, преимущественно калийных.The invention relates to the technology of flotation concentration of minerals and can be used to enrich ores, mainly potash.
Известен способ обогащения калийсодержащих руд, включающий дробление, классификацию, измельчение, обесшламливание и последующую флотацию хлористого калия, при этом перед обесшламливанием суспендированную руду с плотностью 60-70% твердого направляют на дезинтеграцию (оттирку). Руда после дезинтеграции подвергается обесшламливанию гидромеханическими способами либо двухстадийной флотацией. Из обесшламленной руды производится флотация сильвина (Perucca C.F. Potash Processing in Saskatchewan - a Review of Process Technologies//2003, Internet: www.informine.com).A known method for the enrichment of potassium ores, including crushing, classification, grinding, desulphurization and subsequent flotation of potassium chloride, while before desliming, suspended ore with a density of 60-70% solid is sent for disintegration (scrubbing). After disintegration, the ore is de-slurred by hydromechanical methods or by two-stage flotation. Sylvin flotation is made from de-slag ore (Perucca CF Potash Processing in Saskatchewan - a Review of Process Technologies // 2003, Internet: www.informine.com ).
Недостатком данного способа является низкая селективность процесса обесшламливания при содержании в руде более 6% н.о. и, как следствие, повышение потерь полезного компонента со шламами. Оттирке подвергается весь поток руды, идущий на обогащение.The disadvantage of this method is the low selectivity of the process of decontamination when the ore content is more than 6% N.O. and, as a result, an increase in the loss of a useful component with sludge. The entire ore stream going to beneficiation is subjected to rubbing.
Известен флотационный способ обогащения калийсодержащих руд с высоким содержанием нерастворимого остатка (н.о.), включающий дробление, классификацию, измельчение исходного сырья, кондиционирование рудной пульпы с флокулянтом и собирателем, однопоточное обесшламливание пульпы методом шламовой флотации и последующую сильвиновую флотацию (П. №2132239, МКИ6 B03D 1/02, опубл. 27.0699, БИ №18, 1999).There is a known flotation method for beneficiation of potassium ores with a high content of insoluble residue (n.o.), including crushing, classification, grinding of feedstock, conditioning ore pulp with a flocculant and collector, single-stream desulphurization of the pulp by the sludge flotation method and subsequent sylvin flotation23 (Cl. , MKI 6 B03D 1/02, publ. 27.0699, BI No. 18, 1999).
Недостатком данного способа является низкая селективность процесса обесшламливания при содержании в руде более 6% н.о. и, как следствие, повышение потерь полезного компонента со шламами.The disadvantage of this method is the low selectivity of the process of decontamination when the ore content is more than 6% N.O. and, as a result, an increase in the loss of a useful component with sludge.
Наиболее близким к предлагаемому изобретению является способ обогащения калийсодержащих руд, включающий дробление, предварительную классификацию с получением подрешетного продукта -0,7 мм, в котором до 40% н.о. предсоставлено тонкодисперсными аморфными частицами и надрешетного продукта, доизмельчение последнего, классификацию доизмельченного продукта последовательно в две стадии, первую по крупности 1 мм, возврат продукта крупностью +1 мм на доизмельчение, 2-ю стадию классификации подрешетного продукта по крупности 0,7 мм с получением надрешетного продукта крупностью +0,7-1 мм (2-й рудный поток) и подрешетного продукта -0,7 мм, который объединяют с подрешетным продуктом предварительной классификации, раздельное флотационное обесшламливание объединенного (1-го) рудного потока крупностью до -0,7 мм с получением пенного отвального шлама и камерного продукта, из которого флотируют сильвин. Надрешетный продукт 2-й стадии классификации крупностью +0,7-1 мм обесшламливают, а затем флотируют сильвин (П. 2354457, МПК В03В 7/00, опубл. 10.05.2009, БИ №13).Closest to the proposed invention is a method of beneficiating potassium ores, including crushing, preliminary classification to obtain an under-sieve product of -0.7 mm, in which up to 40% n.a. finely divided amorphous particles and oversize product, final grinding, classification of the finely ground product sequentially in two stages, the first 1 mm in size, return of the product with a grain size of +1 mm to final grinding, the 2nd stage of the classification of the under-grain product by size 0.7 mm to obtain an oversize a product with a particle size of + 0.7-1 mm (2nd ore stream) and an under-sieve product of -0.7 mm, which is combined with an under-sieve product of preliminary classification, separate flotation de-sludge combining ennogo (1st) ore flow -0.7 mm size up to give a foamy slurry and dump chamber product which floated from sylvite. Oversize product of the 2nd stage of classification with a particle size of + 0.7-1 mm is de-slurred, and then sylvin is floated (P. 2354457, IPC B03B 7/00, publ. 10.05.2009, BI No. 13).
Недостатком данного способа является низкая селективность процесса обесшламливания при содержании н.о. в руде более 10% и, как следствие, повышение потерь полезного компонента со шламами.The disadvantage of this method is the low selectivity of the process of dehumidification when the content of N.O. in ore more than 10% and, as a result, an increase in the loss of a useful component with sludge.
Техническим результатом предлагаемого изобретения является расширение рудной базы для обогащения калийсодержащих руд за счет повышения эффективности обесшламливания руды с массовой долей н.о. до 16%, снижение потерь полезного компонента со шламами и хвостами сильвиновой флотации.The technical result of the invention is the expansion of the ore base for the enrichment of potassium ores by increasing the efficiency of de-sludging of ore with a mass fraction of n.a. up to 16%, reduced loss of useful component with sludge flotation sludge and tailings.
Указанный технический результат достигается тем, что способ обогащения высокошламистых калийсодержащих руд включает дробление, предварительную классификацию с получением подрешетного и надрешетного продуктов, доизмельчение последнего с последующим разделением на два рудных потока, объединение подрешетного продукта второй стадии классификации с подрешетным продуктом предварительной классификации (1-й рудный поток), его обесшламливание с получением пенного отвального шлама и камерного продукта, флотацию сильвина, при этом перед обесшламливанием руду с содержанием до 16% н.о. разделяют на два потока, а предварительную классификацию осуществляют по классу -0,63 мм и двухстадийную классификацию доизмельченного надрешетного продукта по классам -0,63 мм и +0,63-1,2 мм, после чего 2-й рудный поток суспендируют насыщенным раствором до плотности Ж:Т=0,75-0,80, выдерживают в нем не менее 3 минут и после этого направляют на оттирку в режиме интенсивного перемешивания с последующей промывкой рудной суспензии, добавляя насыщенный раствор при перемешивании до плотности суспензии Ж:Т=1,4-1,8, а затем рудную суспензию обрабатывают реагентами, обесшламливают и сгущают до плотности Ж:Т=0,75-0,80, после этого обесшламленный 2-й рудный поток обрабатывают реагентами и объединяют камерным продуктом, а из объединенного рудного потока флотируют сильвин, при этом объединенные потоки пенных шламовых продуктов перед складированием промывают и сгущают.The specified technical result is achieved by the fact that the method of beneficiation of highly sludge-containing potassium ores includes crushing, preliminary classification to obtain sublattice and over-sieve products, regrinding of the latter with subsequent separation into two ore streams, combining the second-stage under-sieve product with the under-sieve pre-classification product (1st ore flow), its deslamination to produce foam dump sludge and a chamber product, flotation of sylvin, while before both trashing ore with a content of up to 16% n.o. divided into two streams, and the preliminary classification is carried out according to the class of -0.63 mm and the two-stage classification of the finely ground oversize product according to the classes of -0.63 mm and + 0.63-1.2 mm, after which the 2nd ore stream is suspended in a saturated solution to a density W: T = 0.75-0.80, incubated in it for at least 3 minutes and then sent to the scrub in intensive mixing followed by washing the ore suspension, adding a saturated solution with stirring to a suspension density W: T = 1 , 4-1.8, and then the ore suspension is treated with a reagent mi, de-slurry and thicken to a density of W: T = 0.75-0.80, after which the de-slurred 2nd ore stream is treated with reagents and combined with a chamber product, and sylvin is floated from the combined ore stream, while the combined flows of foam slurry products before washed and thickened by storage.
Шламовый продукт, сгущенный до плотности суспензии Ж:Т менее 1,3, перед складированием промывают недонасыщенным по KCl раствором.Slurry product, condensed to a suspension density of W: T less than 1.3, is washed with a KCl-unsaturated solution before storage.
Для приготовления и промывки рудной суспензии используют оборотные, насыщенные по солям руды, растворы калийного производства, а рудный поток крупностью 0,63-1,2 мм, выдержанный в насыщенном растворе, подвергают оттирке не менее 3 минут без использования реагентов и не более 3 минут с использованием реагентов.For the preparation and washing of the ore suspension, potassium production solutions saturated with salts of ores are used, and the ore stream with a grain size of 0.63-1.2 mm, aged in a saturated solution, is subjected to grinding for at least 3 minutes without using reagents and not more than 3 minutes using reagents.
Способ поясняется схемой и осуществляется следующим образом.The method is illustrated by the scheme and is as follows.
Дробленую сухим способом руду крупностью до 15 мм и с содержанием до 16% нерастворимого остатка (н.о.) суспендируют оборотным насыщенным раствором калийного производства в массовом соотношении Ж:Т=1,5-2,0 и предварительно классифицируют по классу крупности 0,63 мм на дуговых грохотах с шириной щели 1,2 мм либо на виброгрохотах с получением двух продуктов: подрешетного и надрешетного.Dry-crushed ore with a grain size of up to 15 mm and with a content of up to 16% of an insoluble residue (n.o.) is suspended in a circulating saturated solution of potash production in a mass ratio W: T = 1.5-2.0 and preliminary classified according to particle size 0, 63 mm on arc screens with a slit width of 1.2 mm or on vibrating screens to produce two products: under-sieve and over-sieve.
Надрешетный продукт измельчают в стержневой мельнице при Ж:Т=0,8-0,9 и классифицируют на первой стадии по границе разделения 1,2 мм при плотности питания дуговых сит Ж:Т=1,5. Надрешетный продукт классификации крупностью +1,2 мм при Ж:Т=0,8-0,9 возвращают на доизмельчение в мельницу.Oversize product is crushed in a core mill at W: T = 0.8-0.9 and classified at the first stage according to the separation boundary of 1.2 mm at a power density of arc sieves W: T = 1.5. Oversize product of classification with a particle size of +1.2 mm at W: T = 0.8-0.9 is returned to the grinding mill.
Подрешетный продукт пкрупностью -1,2 мм при плотности Ж:Т=1,5 классифицируют на второй стадии по границе разделения 0,63 мм при плотности потока Ж:Т=2,5-3,0. Подрешетный продукт второй стадии классификации крупностью -0,63 мм объединяют с подрешетным продуктом предварительной классификации рудной суспензии (1-й рудный поток) и обрабатывают реагентами: флокулянтом, например Accofloc 110 в количестве 450 г/т н.о. в руде, собирателем, этомином НТ/40 фирмы AKZO-Nobel в количестве 200 г/т н.о. в руде, и подают на колонную шламовую флотацию, после которой получают пенный шламовый и камерный продукты.The underlayer product with a grain size of -1.2 mm at a density of W: T = 1.5 is classified in the second stage at the separation boundary of 0.63 mm at a flux density of W: T = 2.5-3.0. The sublattice product of the second classification stage with a particle size of -0.63 mm is combined with the sublattice product of the preliminary classification of ore suspension (1st ore stream) and treated with reagents: flocculant, for example, Accofloc 110 in an amount of 450 g / t.n. in ore, collector, etomine NT / 40 of AKZO-Nobel firm in an amount of 200 g / t n.o. in ore, and fed to the column slurry flotation, after which foam slurry and chamber products are obtained.
Надрешетный продукт второй стадии повторной классификации крупностью +0,63-1,2 мм с плотностью Ж:Т=0,75-0,8 (2-й рудный поток) направляют на оттирку в течение не менее 3 минут в аппарат с механическими мешалками. Затем суспензию подвергают отмывке оборотным насыщенным раствором калийного производства в аналогичном аппарате, доводя плотность суспензии до Ж:Т=1,4-1,8, после чего обесшламливают флотационным способом.Oversize product of the second stage of re-classification with a particle size of + 0.63-1.2 mm with a density W: T = 0.75-0.8 (2nd ore stream) is sent to the scrub for at least 3 minutes in an apparatus with mechanical mixers . Then the suspension is subjected to washing with a circulating saturated solution of potassium production in a similar apparatus, adjusting the density of the suspension to W: T = 1.4-1.8, and then de-slamming by flotation.
Обесшламленный 2-й поток руды снова доводят до Ж:Т=0,75-0,8, обрабатывают смесью реагентов, например аминный собиратель, вспениватель и аполярный реагент в массовом соотношении 1:04,:0,4.The de-slurred 2nd ore stream is again brought to W: T = 0.75-0.8, treated with a mixture of reagents, for example, an amine collector, a blowing agent and an apolar reagent in a mass ratio of 1: 04,: 0.4.
Крупнозернистым потоком руды (+0,63-1,2 мм) объединяют с обесшламленным камерным продуктом и подают на сильвиновую флотацию.A coarse-grained ore stream (+ 0.63-1.2 mm) is combined with a de-slurred chamber product and fed to sylvin flotation.
В пенный шламовый продукт извлекается 70-75% н.о. при массовой доле KCl в твердой фазе не более 12%. Этот продукт сгущают до Ж:Т<1,3, промывают недонасыщенным по KCl раствором, доводя массовую долю KCl в твердой фазе шламов до менее 6% и сбрасывают в шламохранилище.70-75% n.o. are recovered in the foam slurry product. when the mass fraction of KCl in the solid phase is not more than 12%. This product is concentrated to W: T <1.3, washed with a KCl-unsaturated solution, bringing the mass fraction of KCl in the solid phase of sludge to less than 6% and dumped into the sludge dump.
Нерастворимый остаток в калийсодержащей руде представлен до 40% тонкодисперсными аморфными частицами и флотоактивными силикатными минералами, независимо от массовой доли общего содержания н.о. в руде. Классификация суспендированной руды по крупности 0,63 мм способствует более эффективному выделению в подрешетный продукт свободного н.о., который удаляется в последующей стадии обесшламливания в колонных флотомашинах.Insoluble residue in potassium ore is represented by up to 40% finely dispersed amorphous particles and flotative silicate minerals, regardless of the mass fraction of the total grade of no. in the ore. The classification of suspended ore by size of 0.63 mm contributes to a more efficient separation of free n.o. into the sublattice product, which is removed in the subsequent stage of deslamination in columned flotation machines.
Экспериментально на сильвинитовой руде Талицкого участка Верхнекамского месторождения калийномагниевых солей с массовой долей н.о. 16% установлено, что извлечение н.о. в процессе шламовой флотации из рудного потока крупностью менее 0,63 мм достигает 70-75% при массовой доле KCl в пенном продукте не более 12%, что значительно снижает нагрузку по н.о. на последующие стадии обогащения руды.Experimentally on sylvinite ore of the Talitsky site of the Verkhnekamskoye deposit of potassium and magnesium salts with a mass fraction of n.o. 16% found that the extraction of N.O. in the process of sludge flotation from an ore stream with a particle size of less than 0.63 mm, it reaches 70-75% with a mass fraction of KCl in the foam product of not more than 12%, which significantly reduces the load on n.o. to the subsequent stages of ore processing.
Извлечение н.о. из неклассифицированной полидисперсной руды при шламовой флотации составляет менее 70%, при этом снижаются скорость и селективность процесса. Кроме того, повышенное содержание в суспензии крупных солевых частиц приводит в процессе шламовой флотации к большему разрушению флокул н.о. и росту расхода флокулянта.Extraction n.o. of unclassified polydisperse ore during sludge flotation is less than 70%, while the speed and selectivity of the process are reduced. In addition, the increased content of large salt particles in the suspension during sludge flotation leads to greater destruction of floccula n.o. and increased flocculant consumption.
В рудном потоке крупностью более 0,63 мм н.о. преимущественно представлен в виде сростков и ассоциатов с минералами сильвина и галита. Глинисто-карбонатные шламы характеризуются высокой сорбционной активностью и сорбируют в солевых растворах амины, что обусловливает значительное снижение флотируемости именно крупных фракций сильвина и, в свою очередь, отражается на показателях обогащения, способствует увеличению потерь полезного компонента с хвостами. При увеличении крупности флотируемых частиц растут расходы реагентов.In ore flow with a particle size of more than 0.63 mm n.o. It is mainly presented in the form of splices and associates with minerals of sylvin and halite. Clay-carbonate sludge is characterized by high sorption activity and sorb amines in saline solutions, which leads to a significant decrease in the floatability of precisely large fractions of sylvin and, in turn, affects the enrichment indices and contributes to an increase in the loss of useful component with tails. With an increase in the size of floated particles, reagent costs increase.
Доизмельчение надрешетного продукта предварительной классификации (крупнее 1,2 мм) способствует раскрытию сростков солевых минералов, при этом изменяя их агрегатное состояние и увеличивая выход мелкозернистого потока руды (крупностью до 0,63 мм).The regrinding of the over-sizing product of preliminary classification (larger than 1.2 mm) helps to reveal the growth of salt minerals, while changing their state of aggregation and increasing the yield of fine-grained ore flow (fineness up to 0.63 mm).
Для обесшламленной рудной суспензии, состоящей из полидисперсных частиц с диапазоном крупности 1,2-0 мм, характерно различие удельной поверхности частиц, что при обработке реагентами - собирателями влияет на сорбционную способность частиц, особенно крупных, более 0,63 мм.A deslimified ore suspension consisting of polydisperse particles with a particle size range of 1.2-0 mm is characterized by a difference in the specific surface of the particles, which, when treated with reagent collectors, affects the sorption capacity of particles, especially large particles, of more than 0.63 mm.
Раздельная обработка реагентами крупных и мелких фракций обесшламленной рудной суспензии создает условия для снижения расхода реагентов, т.к. обработка крупных фракций рудной суспензии производится в отсутствие тонкозернистых фракций сильвина, характеризующихся повышенной сорбционной активностью и, как следствие, к неоправданно повышенному расходу реагентов.Separate treatment with reagents of large and small fractions of the deoxidized ore suspension creates conditions for reducing the consumption of reagents, because processing of large fractions of the ore suspension is carried out in the absence of fine-grained fractions of sylvin, characterized by increased sorption activity and, as a result, to an unjustifiably increased consumption of reagents.
Крупную фракцию обесшламленной руды, обработанную реагентами, объединяют с мелкой обесшламленной фракцией и направляют на совместную флотацию сильвина. При этом за счет свежей подачи в процесс реагента-собирателя снижается десорбция реагента-собирателя с крупной фракции сильвина, часть реагентов закрепляется на крупных частицах сильвина, повышая извлечение его в концентрат, снижая, таким образом, потери KCl с хвостами обогащения.A large fraction of de-slurred ore treated with reagents is combined with a fine de-slurred fraction and sent for joint flotation of sylvin. In this case, due to the fresh supply of the collector reagent to the process, the desorption of the collector reagent from a large fraction of sylvin is reduced, some of the reagents are fixed on large particles of sylvin, increasing its extraction into concentrate, thereby reducing KCl loss with enrichment tailings.
Совместная флотация сильвина при объединении потоков обесшламленной руды различной крупности позволяет более эффективно флотировать крупные частицы сильвина. Такой прием позволяет снизить расход реагентов на 8-10% по сравнению со схемой без разделения потоков в голове процесса (перед обесшламливанием), а также снизить потери полезного компонента в крупных фракциях хвостов.Joint flotation of sylvin when combining flows of de-clogged ore of various sizes allows more efficient flotation of large particles of sylvin. This technique allows to reduce the consumption of reagents by 8-10% compared with the scheme without separation of flows in the process head (before deslamination), as well as to reduce the loss of useful component in large tail fractions.
Разделение руды на два автономных потока в голове технологической схемы обогащения руды позволяет учесть различие физических и физико-химических свойств минералов и шламовых частиц и, как следствие, существенно повысить эффективность обесшламливания руды и упростить схему дальнейшей подготовки руды перед основной сильвиновой флотацией.Separation of ore into two autonomous flows in the head of the ore ore processing flow chart allows one to take into account the difference in the physical and physicochemical properties of minerals and sludge particles and, as a result, significantly increase the efficiency of de-ore dressing of the ore and simplify the scheme for further ore preparation before the main sylvin flotation.
Суспензию руды крупностью 0,63-1,2 мм направляют на оттирку (дезинтеграцию) в режиме интенсивного перемешивания при плотности суспензии Ж:Т=0,75-0,8. Основная задача оттирки руды состоит в том, чтобы разрушить сростки руды по границам спайности без переизмельчения полезного компонента с последующим удалением свободного н.о. из процессса.A suspension of ore with a particle size of 0.63-1.2 mm is sent to the scouring (disintegration) in the intensive mixing mode at a suspension density of W: T = 0.75-0.8. The main task of ore mashing is to destroy ore aggregates along cleavage boundaries without overmilling the useful component with the subsequent removal of free n.o. from the process.
Интенсивное перемешивание и высокая плотность пульпы создают условия для наибольшего количества соударений частиц минералов между собой и ударов лопастями мешалки, способствуя, таким образом, отрыву частиц н.о., прилипших к частицам сильвина. Использование реагентов в процессе оттирки (например, солей алюминия) приводит к ослаблению сростков и ассоциатов минералов по границам спайности, что значительно снижает время оттирки и, как следствие, снижает переизмельчение руды в процессе.Intensive mixing and high pulp density create the conditions for the greatest number of collisions of mineral particles with each other and impacts with the mixer blades, thus contributing to the separation of n.o. particles adhering to the sylvin particles. The use of reagents in the grinding process (for example, aluminum salts) leads to a weakening of aggregates and associates of minerals along the cleavage boundaries, which significantly reduces the grinding time and, as a result, reduces the grinding of ore in the process.
Промывка рудной суспензии производится оборотным маточным щелоком калийного производства, насыщенным солями руды, в режиме интенсивного перемешивания с одновременным доведением плотности суспензии Ж:Т=1,4-1,8. Промывка применяется для разрушения и удаления н.о. (диспергации), входящего в состав руды. Улучшают качество промывки руды предварительное замачивание и солевой состав промывочного раствора.The ore suspension is washed with reverse uterine liquor of potash production, saturated with ore salts, in intensive mixing with simultaneous adjustment of the suspension density W: T = 1.4-1.8. Flushing is used to destroy and remove n.o. (dispersion), which is part of the ore. Pre-soaking and salt composition of the washing solution improve the quality of ore washing.
Экспериментально на сильвинитовой руде Талицкого участка Верхнекамского месторождения калийно-магниевых солей с массовой долей н.о. 16% установлено, что после процессов обесшламливания, массовая доля н.о. в руде перед основной сильвиновой флотацией снижается до 2%.Experimentally on sylvinite ore of the Talitsky site of the Verkhnekamskoye deposit of potassium and magnesium salts with a mass fraction of n.o. 16% found that after the process of decontamination, the mass fraction of n.o. in ore before the main sylvin flotation is reduced to 2%.
Использование способа позволит:Using the method will allow:
- расширить рудную базу для обогащения, за счет вовлечения в переработку труднообогатимых высокошламистых руд, характеризующихся мелкой вкрапленностью;- expand the ore base for enrichment, by involving in the processing of refractory highly sludge ores, characterized by fine dissemination;
- стабилизировать процесс флотационного обогащения сильвинитовых руд с масовой долей н.о. до 16%;- stabilize the flotation concentration of sylvinite ores with a mass fraction of n.o. up to 16%;
- повысить извлечение полезного компонента из руды за счет снижения потерь со шламами и хвостами сильвиновой флотации;- to increase the extraction of the useful component from the ore by reducing losses with sludge flotation sludge and tailings;
- снизить расход реагентов.- reduce the consumption of reagents.
Claims (4)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2011107354/03A RU2467803C2 (en) | 2011-02-25 | 2011-02-25 | Method of dressing high-slime potassium-bearing ores |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2011107354/03A RU2467803C2 (en) | 2011-02-25 | 2011-02-25 | Method of dressing high-slime potassium-bearing ores |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2011107354A RU2011107354A (en) | 2012-08-27 |
| RU2467803C2 true RU2467803C2 (en) | 2012-11-27 |
Family
ID=46937506
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2011107354/03A RU2467803C2 (en) | 2011-02-25 | 2011-02-25 | Method of dressing high-slime potassium-bearing ores |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2467803C2 (en) |
Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3802632A (en) * | 1970-10-02 | 1974-04-09 | Int Minerals & Chem Corp | Beneficiation of sylvinite ore |
| GB1419554A (en) * | 1972-04-07 | 1975-12-31 | American Cyanamid Co | Selective flocculation and flotation of slimes from sylvinite ores |
| SU1749215A1 (en) * | 1991-01-30 | 1992-07-23 | Белорусский филиал Всесоюзного научно-исследовательского и проектного института галургии | Method of processing high-clay potassium containing ores |
| RU2245742C1 (en) * | 2003-10-16 | 2005-02-10 | ОАО "Уральский научно-исследовательский и проектный институт галургии" (ОАО "Галургия") | Method of potassium-containing ores dressing |
| RU2284221C1 (en) * | 2006-01-10 | 2006-09-27 | Закрытое Акционерное Общество "Уралкалий-Технология" | Method of production of the collective concentrator for extraction of the noble metals |
| RU2354457C1 (en) * | 2007-11-27 | 2009-05-10 | Открытое Акционерное Общество "Уральский Научно-Исследовательский И Проектный Институт Галургии" (Оао "Галургия") | Method of concentrating potassium containing ore |
| RU2399424C1 (en) * | 2009-01-11 | 2010-09-20 | Открытое Акционерное Общество "Уральский Научно-Исследовательский И Проектный Институт Галургии" (Оао "Галургия") | Method of dressing potassium-containing ores |
-
2011
- 2011-02-25 RU RU2011107354/03A patent/RU2467803C2/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3802632A (en) * | 1970-10-02 | 1974-04-09 | Int Minerals & Chem Corp | Beneficiation of sylvinite ore |
| GB1419554A (en) * | 1972-04-07 | 1975-12-31 | American Cyanamid Co | Selective flocculation and flotation of slimes from sylvinite ores |
| SU1749215A1 (en) * | 1991-01-30 | 1992-07-23 | Белорусский филиал Всесоюзного научно-исследовательского и проектного института галургии | Method of processing high-clay potassium containing ores |
| RU2245742C1 (en) * | 2003-10-16 | 2005-02-10 | ОАО "Уральский научно-исследовательский и проектный институт галургии" (ОАО "Галургия") | Method of potassium-containing ores dressing |
| RU2284221C1 (en) * | 2006-01-10 | 2006-09-27 | Закрытое Акционерное Общество "Уралкалий-Технология" | Method of production of the collective concentrator for extraction of the noble metals |
| RU2354457C1 (en) * | 2007-11-27 | 2009-05-10 | Открытое Акционерное Общество "Уральский Научно-Исследовательский И Проектный Институт Галургии" (Оао "Галургия") | Method of concentrating potassium containing ore |
| RU2399424C1 (en) * | 2009-01-11 | 2010-09-20 | Открытое Акционерное Общество "Уральский Научно-Исследовательский И Проектный Институт Галургии" (Оао "Галургия") | Method of dressing potassium-containing ores |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| ТИТКОВ С.Н. и др. Обогащение калийных руд. - М.: Недра, 1982, с.110-123, 176-208. * |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2011107354A (en) | 2012-08-27 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN105689149B (en) | A kind of bi-anti-symmetric matrix method of suitable silicon calcium quality ore | |
| CN102500465A (en) | Benefication method for bastnaesite | |
| CN110575904A (en) | A kind of spodumene classifying double medium-flotation beneficiation method | |
| US20130284642A1 (en) | Method of beneficiation of phosphate | |
| CN106423536A (en) | Substep ore grinding reverse-reverse direct flotation process for treating silico-calcium collophanite | |
| CN104437885A (en) | Collophanite classification reverse flotation desilication method | |
| US3782539A (en) | Beneficiation of phosphate ores | |
| CN108246471A (en) | A kind of beneficiation method of manganese ore | |
| WO2025152579A1 (en) | Combined beneficiation method for low-grade, high-mud-content and fine-grained tin tailings | |
| CN112718231B (en) | The beneficiation method of molybdenite as a magnesium-rich mineral | |
| KR101183113B1 (en) | Method for recovering valuable materials from by-product of steel manufacturing process | |
| WO2024051102A1 (en) | Method for lithium enrichment | |
| CN117299339A (en) | Efficient beneficiation method for comprehensively recycling fluorite in high-fluorite-content flotation tailings | |
| CN107335531A (en) | A kind of method of separation by shaking table phosphorus ore | |
| RU2467803C2 (en) | Method of dressing high-slime potassium-bearing ores | |
| US3485356A (en) | Method for the treatment of ores containing slime-forming impurities | |
| CA1045256A (en) | Separation of magnesite from its contaminants by reverse flotation | |
| RU2354457C1 (en) | Method of concentrating potassium containing ore | |
| US3802632A (en) | Beneficiation of sylvinite ore | |
| CN113493210B (en) | Fluoride-free extraction method of non-soluble potassium ore | |
| CN113117881B (en) | Recovery method of lead-zinc ore difficult to treat | |
| RU2366607C2 (en) | Potassium chloride obtaining method from sylvinite ore | |
| RU2245742C1 (en) | Method of potassium-containing ores dressing | |
| US2384825A (en) | Method of separating quartz sand from phosphate rock | |
| CN118179750B (en) | Composite flotation reagent for low-grade cassiterite and flotation method thereof |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PD4A | Correction of name of patent owner | ||
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20210226 |