RU2131475C1 - Способ переработки карналлитовых руд - Google Patents
Способ переработки карналлитовых руд Download PDFInfo
- Publication number
- RU2131475C1 RU2131475C1 RU98104151A RU98104151A RU2131475C1 RU 2131475 C1 RU2131475 C1 RU 2131475C1 RU 98104151 A RU98104151 A RU 98104151A RU 98104151 A RU98104151 A RU 98104151A RU 2131475 C1 RU2131475 C1 RU 2131475C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- carnallite
- anhydrite
- flotation
- separation
- ore
- Prior art date
Links
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к технологии производства обогащенного карналлита и может быть использовано для повышения эффективности переработки карналлитовых руд или других видов горно-химического карналлитсодержащего сырья. Данный способ предусматривает измельчение руды, введение собирателя, флотационное выделение ангидрита, водонерастворимых глинистых шламов и галита с получением карналлита в виде камерного продукта флотации. Процесс выделения ангидрита осуществляется в две стадии: вначале из руды, а затем из обогащенного карналлита. Соотношение количеств ангидрита, выделяемого на первой и второй стадиях составляет в пределах от 1: 0,5 до 1: 2,4 соответственно. Для повышения селективности и эффективности флотационного выделения ангидрита перед второй стадией выделения ангидрита обогащенный карналлит обезвоживается до содержания свободной воды не более 15%. Использование изобретения позволит повысить качество карналлита за счет уменьшения содержания в нем сульфата кальция. 1 з.п.ф-лы. 2 табл.
Description
Изобретение относится к технологии переработки карналлитовых руд с получением обогащенного карналлита и может быть использовано для повышения эффективности переработки карналлитовых руд или других видов горно-химического карналлитсодержащего сырья.
Карналлит (KCl MgCl2 6H2O) - исходное сырье для получения металлического магния. В настоящее время обогащенный карналлит получают методом термического выщелачивания карналлита из карналлитовых руд с последующей кристаллизации карналлита из раствора (Лебедев О.А. Производство магния электролизом. М.:Металлургиздат, стр. 30-33). Процесс требует значительных тепловых затрат и применения оборудования из дорогих специальных коррозионно-стойких сталей. Для снижения затрат на производство предложен способ флотационного получения обогащенного карналлита с выделением в пенный продукт ангидрита, водонерастворимых глинистых шламов и галита с получением обогащенного карналлита в виде камерного продукта флотации (патент N 2079378 от 16.06.94 - прототип). Преимуществом этого способа является получение обогащенного карналлита при нормальной температуре с использованием оборудования из обычной стали, что значительно снижает затраты на производство.
Недостатком способа является то, что предложенная технология, предусматривающая флотационное выделение ангидрита из руды совместно с глинистыми шламами и галитом, не обеспечивает необходимую эффективность выделения ангидрита (извлечение сульфата кальция в пенный продукт не превышает 50-60%). Это приводит к тому, что по предложенному способу получается обогащенный карналлит с требуемым содержанием хлористого магния (31,5±1%), но содержание сульфата кальция превышает 0,1% и составляет 0,2 - 0,4%. Превышение содержания сульфата кальция в обогащенном карналлите более 0,1% приводит к значительному увеличению расхода тока при электролизе расплава карналлита и повышению затрат на производство металлического магния.
Известен способ очистки флотационного карналлита от примесей сульфата кальция путем растворения флотационного карналлита с последующей его кристаллизацией (патент N 2078040 от 04.07.94). Флотохимическая технология предусматривает обратную флотацию карналлита с выделением обогащенного карналлита в виде камерного продукта флотации и направлением его на растворение. После растворения карналлита проводится осветление полученного раствора с осаждением ангидрита, а получаемый затем кристаллизованный карналлит содержит менее 0,1% сульфата кальция.
Этот флотохимический способ обеспечивает получение карналлита требуемого состава как по MgCl2, так и по сульфату кальция, требует меньших энергозатрат по сравнению с методом термического выщелачивания.
Недостатком способа является то, что количество карналлита, направляемого на растворение, составляет значительную величину (65-70% от руды) и энергозатраты на получение карналлита по этому способу существенным образом выше, чем флотационным способом по патенту N 2079378 от 16.06.94 (прототип).
Целью изобретения является разработка технологии получения обогащенного карналлита путем флотационного разделения содержания в руде минеральных составляющих, обеспечивающей эффективное выделение ангидрита (CaSO4) и повышение качества карналлита за счет уменьшения содержания в нем сульфата кальция.
Поставленная цель достигается путем осуществления флотационного выделения сульфата кальция в две стадии: вначале из руды, а затем из обогащенного карналлита при отношении количеств ангидрита, извлекаемых на первой и второй стадиях, от 1 : 0,5 до 1 : 2,4 соответственно. Проведение дополнительного извлечения сульфата кальция из обогащенного карналлита при оптимальном соотношении количеств извлекаемого сульфата кальция на первой и второй стадиях позволяет получать карналлит с требуемым содержанием хлористого магния и CaSO4 без увеличения потерь хлористого магния.
Для повышения селективности и эффективности флотации ангидрита при меньшем расходе реагентов перед второй стадией выделения ангидрита обогащенный карналлит обезвоживается до содержания свободной воды (в связи с тем, что карналлит относится к минералам-кристаллогидратам и содержит кристаллизационную воду под свободной водой понимается вода, удаляемая при сушке пробы при температуре не более 60oC) не более 15%.
Предложенный способ испытан в лабораторных условиях при флотации карналлитовой руды Соликамского месторождения (ОАО Сильвинит) следующего состава: карналлит - 64,6%, галит - 28,3%, сильвин - 5,3%, ангидрит - 0,7%, глинистые водонерастворимые шламы - 1,1%.
Пример 1. Прототип. Руда измельчалась до крупности 0,6 мм, обрабатывалась полиакриламидом (ПАА), оксиэтиллированными жирными кислотами (ОЖК), проводилась флотация ангидрита и глинистых шламов, затем вводился алкилморфолин (АМ) и осуществлялась флотация галита с получением обогащенного карналлита в виде камерного продукта флотации.
Пример. 2 Заявляемый способ. Руда измельчалась до крупности 0,6 мм, обрабатывалась полиакриламидом, оксиэтилированными жирными кислотами, проводилась флотация ангидрита и глинистых шламов, затем вводился адкилморфолин и осуществлялась флотация галита с получением обогащенного карналлита в виде камерного продукта флотации.
Полученный обогащенный карналлит дополнительно обрабатывался ОЖК и осуществлялась вторая стадия флотации ангидрита.
Пример 3. Заявляемый способ. Руда измельчалась до крупности 0,6 мм, обрабатывалась полиакриламидом, оксиэтилированными жирными кислотами, проводилась флотация ангидрита и глинистых шламов, затем вводился алкилморфолин и осуществлялась флотация галита с получением обогащенного карналлита в виде камерного продукта флотации.
Полученный обогащенный карналлит обезвоживался фильтрованием, дополнительно обрабатывался ОЖК и осуществлялась вторая стадия флотации ангидрита.
Результаты испытаний приведены в таблицах 1 и 2. Как видно из результатов испытаний, при заявленном пределе изменения соотношений количеств извлекаемого ангидрита на первой и второй стадиях достигается наименьшее содержание сульфата кальция в готовом продукте (не более 0,1%) без снижения извлечения хлористого магния в обогащенный карналлит по сравнению с известным способом, т.е. без увеличения потерь MgCl2.
При соотношении количеств извлекаемого ангидрита на первой и второй стадиях более 1 : 0,5 флотация ангидрита на второй стадии происходит неэффективно и не обеспечивается содержание сульфата кальция в готовом продукте 0,1 мм и менее.
При соотношении количеств извлекаемого ангидрита на первой и второй стадиях менее 1 : 2,4, т.е. при преимущественном извлечении ангидрита на второй стадии флотации, готовый продукт содержит CaSO4 0,1 мм и менее, но процесс выделения сульфата кальция из обогащенного карналлита сопровождается повышенными потерями хлористого магния. Это приводит к ухудшению экономических показателей получения обогащенного карналлита вследствие уменьшения выпуска готовой продукции.
Осуществление обезвоживания карналлита перед второй стадией выделения ангидрита до влажности не более 15% повышает селективность и эффективность выделения ангидрита на второй стадии и позволяет при меньшем расходе реагентов повысить извлечение сульфата кальция в пенный продукт без снижения извлечения хлористого магния в готовый продукт и снизить содержание CaSO4 в карналлите.
Способ может быть применен на предприятиях по производству обогащенного карналлита ОАО Сильвинит и ОАО Уралкалий.
Реализация его позволяет повысить качество обогащенного карналлита и уменьшить затраты на производство.
Claims (2)
1. Способ переработки карналлитовых руд, включающий измельчение руды, введение собирателя, флотационное выделение ангидрита, водонерастворимых глинистых шламов и галита с получением обогащенного карналлита в виде камерного продукта флотации, отличающийся тем, что выделение ангидрита производят в две стадии: вначале из руды, а затем из обогащенного карналлита при соотношении количеств ангидрита, извлекаемых в пенный продукт на первой и второй стадиях, в пределах от 1 : 0,5 до 1 : 2,4 соответственно.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что перед второй стадией выделения ангидрита обогащенный карналлит обезвоживают до содержания свободной воды не более 15%.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU98104151A RU2131475C1 (ru) | 1998-03-02 | 1998-03-02 | Способ переработки карналлитовых руд |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU98104151A RU2131475C1 (ru) | 1998-03-02 | 1998-03-02 | Способ переработки карналлитовых руд |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2131475C1 true RU2131475C1 (ru) | 1999-06-10 |
Family
ID=20203051
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU98104151A RU2131475C1 (ru) | 1998-03-02 | 1998-03-02 | Способ переработки карналлитовых руд |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2131475C1 (ru) |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN100390065C (zh) * | 2005-07-01 | 2008-05-28 | 魏学民 | 一种分离光卤石浮选中的硫酸钙的方法 |
| RU2564549C1 (ru) * | 2014-07-08 | 2015-10-10 | Акционерное общество "ВНИИ Галургии" (АО "ВНИИ Галургии") | Способ флотационного обогащения руд |
| CN105583086A (zh) * | 2015-12-21 | 2016-05-18 | 北京矿冶研究总院 | 一种鳞片石墨的浮选柱浮选方法 |
| CN106179766A (zh) * | 2016-08-09 | 2016-12-07 | 北京矿冶研究总院 | 一种钼铅分离抑制剂及其制备方法与应用 |
-
1998
- 1998-03-02 RU RU98104151A patent/RU2131475C1/ru not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Эйдензон М.А. Металлургия магния и других легких металлов. - М.: Металлургия, 1974, с.12-14. * |
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN100390065C (zh) * | 2005-07-01 | 2008-05-28 | 魏学民 | 一种分离光卤石浮选中的硫酸钙的方法 |
| RU2564549C1 (ru) * | 2014-07-08 | 2015-10-10 | Акционерное общество "ВНИИ Галургии" (АО "ВНИИ Галургии") | Способ флотационного обогащения руд |
| CN105583086A (zh) * | 2015-12-21 | 2016-05-18 | 北京矿冶研究总院 | 一种鳞片石墨的浮选柱浮选方法 |
| CN106179766A (zh) * | 2016-08-09 | 2016-12-07 | 北京矿冶研究总院 | 一种钼铅分离抑制剂及其制备方法与应用 |
| CN106179766B (zh) * | 2016-08-09 | 2019-05-14 | 北京矿冶研究总院 | 一种钼铅分离抑制剂及其制备方法与应用 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN110040748A (zh) | 利用垃圾焚烧飞灰生产钾盐和钠盐的方法 | |
| CN1978321A (zh) | 一种高纯度氯化钾的生产工艺 | |
| CN110699756B (zh) | 一种利用氨碱废液制备α型石膏晶须的方法 | |
| CN108396158A (zh) | 一种电解锰过程的复盐结晶物的处理方法 | |
| JP4555227B2 (ja) | 塩化カリウム及びＫＣｌが富化した食用塩の同時回収 | |
| RU2131475C1 (ru) | Способ переработки карналлитовых руд | |
| NO801737L (no) | Fremgangsmaate for oppkonsentrering og rensing av mgcl2-lut | |
| CN103787396A (zh) | 从明矾石矿中制备出高纯度钾明矾和硫酸铝的方法 | |
| CN106477775A (zh) | 一种无机高盐工业废水深度处理并实现零液排放的方法 | |
| US4306880A (en) | Recovering by-products from sea water brines and the like | |
| CN105755296A (zh) | 从锌湿法冶炼生产的硫酸锌溶液中脱除钙的方法 | |
| CN113060752A (zh) | 萤石浮选尾矿再利用方法 | |
| CN115305574B (zh) | 一种利用磷石膏与盐水快速制备晶须的方法 | |
| CN1318515A (zh) | 一种硫酸盐型含钾盐湖卤水制取硫酸钾的方法 | |
| CN114620750B (zh) | 一种从硫酸钠亚型盐湖卤水提锂的工艺 | |
| CN114100809A (zh) | 一种铁精粉生产工艺方法 | |
| CN1020272C (zh) | 由高温盐制硫酸镁的方法 | |
| CN114031097A (zh) | 玉米浸泡液提取钾所得钾盐提取液分离提纯技术 | |
| CA1115029A (en) | Process for the recovery of magnesium oxide of high purity in industrial scale | |
| CN1015164B (zh) | 以苦卤为原料制取硫酸镁、氯化钠、氯化钾生产工艺 | |
| CN113044866B (zh) | 一种从含铝的酸处理液制备硫酸铝的方法 | |
| SU1623954A1 (ru) | Способ получени хлорида кали | |
| CN113044865B (zh) | 一种制备氧化铝的方法 | |
| CN102862997A (zh) | 六元水盐体系盐湖卤水除镁及硫酸根离子的方法 | |
| CN107814398B (zh) | 一种七水硫酸镁的制备方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20090303 |