14.7. Фnотаци• сиnикатов

Краткая характеристика силикатов. Силикатные минерады

весьма разнообразны. Они всегда содержатся в добываемых ру­ дах. и часто в значительных количествах. С развитием техноло­ гии фJютационного обогащения вес большее число сшшкатных

минераJюв переходит из разряда породных в разряд полезю~Iх

минералов.

Трудности сслёктивной флотации силикатов обусЛовлены

;:!84

близостью их флотационных свойств. Селективность флотации достигается путем избирательной активации или дезактивации

разделяемых минерао~1ов в результате кислотной или щеJючной

обработки, обработки плавиковой и серной кисо~1отами, фтори­

стым и кремнефтористым натрием, жидким стеклом и другими

реагентами. Широко практикуются использование умягченной воды, предварительная промывка руды и обесш.•шмо~1ивание

пульпы перед ф.'Ютацией, оттирка (очистка) поверхности перс­

мешиванием в плотной пуJiьпе и другие приемы, повышающие селективность флотации си.пикатов анионными и катионными

соб_иратедями.

К настоящему времени наибольшее распространение и зна­

чение приобрела ф.1отация полевых шпатов, бсрио~1ловых и спа­ думеновых руд, алюминийсодержащего сырья и силикатов при

обратной ф.1отации жео~1езных, фосфатных и других типов руд. Флотация полевых шпатов. По.1евые шпаты представляют

собой главным образом изоморфные смеси К.AlSiзOs, NaAlSiзOs и CaAl2Si20s, имеющие одинаковую кристаJiличе­

скую структуру и весьма бдиэкие химико-физические свойства.

При поо~1учении полевашпатовых концентратов из псгматитов,

полевоr,ппатовых псеков и гранитов, основными минералами ко­

торых яв.1яются поо~1свые шпаты и кварц, решаются следующие

основные задачи.

1. Удаление минеральных примесей, из которых наиболее часто встречаются биотит, мусковит, сериц1Jт, ильменит, окислы

железа и некоторые другие минералы. Обычно их удаляют при

КОЛо~lСКТИВНОЙ флотаЦИИ В слабОЩСJIОЧНОЙ (рН 8,5-9,2) ИЛИ

нейтральной среде при использовании в качестве собирателя

смеси реагентов разных классов. Основой реагентной смеси яв­ ляются жирные кислоты с добавкой алкилсульфоната; при повышенном содержании в руде слюды добавляется амин, при наJшчии су.1ьфидов- сульфгидрильный собиратель. С целью

повышения комплексности использования сырья удаление при­

месей может быть произведено последовательной флотацией

железосодержащих (темноцветных) минералов и ожелезненных

зерен кварца и полевого шпата анионным собирателем ,или

смесью анионного и катиqнного собирателей (при отношении

8 : 1) в нейтрат,ной, сдабощелочной или Со~1абокис.1ой среде и

минералов сJiюды катионным собирателем (0,1-0,2 кг/т) после

понижсния pii пульпы до 5 серной кислотой. Иногда цикл фJiо­

тации сJiюды предшествует цик.1у флотации железосодержащих

минералов.

2. Отде.1ение по.1евых шпатов от кварца. I Iаиболее селек­

тивной является фJютация по.1евых шпатов катионным собира­

телем (0,2--0,3 кг/т) в сИJiьнокисJiой среде (рН 2-3)

работки пу.1ьпы фтористоводородной кислотой (1-2

после об­

кг/т) в це­

.1ях. депрессии кварца и активации падевых шпатов. Дорогую фтористоводородную кислоту можно заменить смесью NaF с серной и"1и соляной кисJютой. Кварцевый концентрат, пoJIY-

~85

чаемый в камерном продукте, должен содержать по кондициям

стекольной промышленности 98-99% кварца и не более О,Ор-0,08 % железа.

3. Разделение полевых шпатов. Работами Уралмсханобра и

Механобра установлено, что при использовании катионных со­ бирателей полевые шпаты с повышенным содержанием К2О ( ортоклазовые, микраклиновые) избирательно депрессируются

KCI, с повышенным содержанием Na20 (альбитовые)- NaCl,

а с повышенным содержанием СаО (анортитовыс)- CaCl2. Обычно депрессируют фдотацию той разновидно_сти ПОJ1евых

шпатов, содержание которой в кшiлсктивiю:м концентрате явля­

ется наибоJiее высоким. Концентрация депрес~ирующей соли

в цикле селективной флотации должна быть высокой (6-· -

10 г/л) и расход ее при использовании оборотных вод состав­ ляет 5-10 кг/т. Расход катионного собирателя не превышает

0,1-0,2 кг/т. -

Полевашпатовые концентраты испо.'Iьзуются в керамической

и абразивной промышленности. Суммарное содержание К2О и

Na20 должно быть около 12%. а содержание СаО не более 2%.

Цри переработке пегматитов и кваjщево-полевошпатовых пес­

ков· извлечение полевых шпатов в концентраты достигает. 95-98 %, а при флотащrи гранита- колеблется в пределах 62-92 %. Наибодьшее применение имеют калиевые полевашпатовые концентраты с отношением К2О: Na20>2.

Флотация бериллиевых руд [34]. Флотации подвергаются

·мелко- и тонковкраш1енные бсриллиевые руды. Основной про­

мышленный минерал- берилл BeзAl2(Si&Otв] близок по своим·

флотационным свойствам к встречающимся в рудах актина­ литу, турмалину, топазу, кварцу и полевому шпату. В рудах

присутствуют также слюды, флюорит, сульфиды и некоторые

другие минералы. Для получения кондиционных берилловых

концентратов, содержащих 8-10% ВеО, применяют щелочную

или кислотную схемы флотации. ·

Флотации берилла по к и с л о т н ой схеме предшествуют

с"1едующие циклы:

коллективной флотации сульфидных минералов суJiьфгид­

рильным собирателем в слабощелочной, нейтральпой или сJiа­

бокислой сред~х; флотации флюорита (при значительном содержании его

в руде) небольшими добавк,ами оксигидрильного собирателя с одновременной подачей жидкого стекла для депрессии сили­

катов;		(0,2-0,3 кг/т)
флотации слюды	катионным собирателем
в кислой сред~ (рН	3-4), создаваемой серной	кислотой (2-

4 кг/т), или в сильнощелочной среде (рН 10), создаваемой со­ дой или едким натром. Переходящая в концентрат кальциевая

слюда- маргарит с промышленным содержанием бериллия- ·

может быть выделена в селективный концентрат при дофJ'Iота­ ции коллективного слюдяно.Го концентрата в кислой или ще-

286

лочной среде в присутствии хлористого алюминия (0,5-0,7 г/л},

обеспечивающего депрессию всех остальных слюд; обработки хвостов слюдяной флотации фтористоводородной

(плавиковой) кислотой (1,5-2 кг/т) в смеси с серной кисJютой

(0,5 кг/т) для активации бериJ1ла и полевого шпата и депрес­

сии кварца.

Последующее флотационное извлечение берилла из подго­

товленного таким образом матерала осуществляется по коллек­ тивной или селективной схемам флотации.

К о л л е к т и в н а я берилл-полевошпатовая флотация прово­ дится с катионным собиратеJiем (0,15 кг/т) с получением в ка­ мерном продукте кварцевого концентрата. Отделение берилла от поJiевого шпата производится двумя способами:

фJ1отацией берилла анионным собирателем (0,1-0,2 .кг/т) после трехкратной отмывки катионного собирателя с поверх­ ности коллективного концентрата слабым раствором соды (0,04 кг/т руды) и обесшламливания (по классу -15 мкм);

флотацией берилла в кислой среде (до 2 кг/т серной кис­

лоты) нефтяным сульфонатом после обработки коллективного

концентрата в плотной пульпе (50% твердого) гипохлоритом

(0,2-0,9 кг/т) ·и отмывки. · · . Получаемый бери.'I.1овый концентрат может быть объединен

с маргаритовым, а полевашпатовый концентрат, получаемый

в камерном продукте, может быть подвергнут флотационному

разделению на калиевую и натриевую разновидности в рас­

творе соли натрия или калия по рассмотренной выше техно­

логии.

С~ л е к т и в н а я флотация берилла из хвостов слюдяной флотации производится жирными кислотами в щелочной среде с выделением в хвосты кварца и полевого шпата. Черновой бе­ ри.мовый концентрат обычно загрязнен актинолитом, амфибо­ лами и другими минералами и поэтому требует доводки, ко­ торая осуществляется после пропарки с содой (примерно

0,5	кг/т), жидким	стеклом или сернистым натрнем (0,1-
0,2	кг/т) при 85 °С.	·
	Поскольку коллективная схема флотации бериллапозволяет

бш1ее комш1ексно использовать минеральное сыр_ье, селективная

схема применяется только при высоком содержании в руде сильно разрушенного полевого шпата.

По щ е JI о ч .н ой схеме флотационное извлечение берилла из руды осуществляется после ее щелочной обработки. Если в руде

присутствуют турмалин и гранат (более флотоактивные, чем

берилл), то их удаляют до щелочной обработки флотацией жирными кислотами (при малых расходах) в содовой среде. Обработка руды щелочными реагентами (едким натром или сернистым натрием) производится для активации берилла, пеп­

тизации ШJiамов и депрессии минералов породы в результате предотвращения активации их солями же.1еза и других мет~л­

лов. После щелочной обработки в плоtной пульпе и удаления_

287

ШJrамов и избытка щелочи путем промывки Nа-катионирован­ ной водой до рН 8-8,5 берилл флотируется жирными кисло­

тами (0,2-0,4 кг/т) в содовой среде. Для повышения эффектив­

ности действия собирате.1я его вводят в пульпу в виде подогре­

той ДО 80-85 °С эмульСИИ.

Черновой. концентрат, загрязненный слюдами, кварцем, по­

.певыми шпатами, остатками турмалина, граната и др., пocJre

перечистной флотации в содовой среде (рН 9,5) подвергают

двукратной пропарке с содой ИJIИ с содой и сернистым натрием

для депрессии загрязняющих бери.1ловый концентрат минераль­ ных примесей.

Технологические показатели флотации берилла по кислот­

ной и ще.10чной схемам близки: изв.1ечение бери.1.1ия в концен­

трат составляет 70-80 %. Однако кис.rютная схема обеспечи­

вает более высокую степень комплексности использования ми­ нералыюго сырья. Недостатком КИСJlотной схемы .яв.1яется при­ менение плавиковой и серной кислот, усдожняющих обс.lужи­ вание флотационного процесса, требующих применения кисло­ тоупорного оборудования и более строгого соблюдения правил

техники безопасности. Недостатками ще.1очной схемы являются

необходимость подогрева пульпы и применсние умягченной

воды.

Флотация литиевых руд {34] .. Флотация является основным

методом обогащения литиевых и комплексных руд, содержа­

щих тонковкрапJiенные литиевые минералы: спадумен

LiAI{Si20в], .1епидолит, амб.1игонит, циннвальдит и петалит.

Наиболее распространена и изучена ф.потационная технология

обогащения слоду:\оlеновых руд, обычно содержащих кварц,

с.1юды, лолевые шпаты, иногда окисJIЫ жеjеза, берИJm и дру­

гие минсра.1ы.

Сладумен .1егко ф.1отирустся с помощью собиратс.1ей океи­

гидрильного и катионного типа пос.1с ще,1очной обработки руды

в плотной пульпе (50-70% твердого) и последующей отмывки щелочного раствора и шламов (класса -15 мкм). Предпола­

гается, что активация флотации спадумена обуслов:1ена выще­

.1ачиванием кремнезема из поверхностного слоя минерала 11

удалением с него шламистых покрытий. Крахмал, декстрин, сер­ нистый натрий и жидкос стекло являются си:1ьными деврессо­

рами сподумена, тогда как хлорная известь, денрессирующая

берилл И полевые шпаты, не ухудшает его флотацию.

Флотационное обогащение спадуменовых py.'l. осущсствля­ ~тся по одной из с.1едующих технологических схем:

п р я м а я а н и о н н а я	ф .1 о т а ц и я	спадумена жирным н
кислотами и их мылами	(0,2-0,5 кг/т)	при рН 6,5-· 8,5 после

предварительной щелочной обработки пу.1ьпы едким натром

(1-3 кг/т) в течение 0,5-1 ч, обесшламливания и лромывки. Депрессия сопутствующих минералов достига·ется связыванием активирующих ионов (например, железа) в щелочной среде в труднорастворимые соединения. Селекция ухудшается, если

288

в процессе ще.1очной обработки используются кремнефтористый

натрий, жидкое стекло или rексаметафосфат. Перечистн.ую

флотацию чернового спадуменового концентрата проводят с до­

бавлением ·жидкого стекла и квебрахо и.1и молочной кислоты.

Резкое повышение качества концентрата может быть получено при его дофлотации кремнефтористым натрием в кислой среде,

однако оно сопровождается пониженнем изв.1ечения сподумена;

о бра т н а я флот а ц и я, в которой сначала флотируют

кварц, полевой шпат и слюды катионным собирателем в щелоч-1-юй среде (рН 10-11) при депрессии спадумена и минералов

железа известью и декстрином. Спадуменовый концентрат по­

JJучают в камерном продукте из хвостов катионной флотаци~

nосле их промывки, обесшлам.1ивания, перемешивания плотпои

nульпы (70% твердого)	с плавиковой кислотой (0,1-0,2 кг/т)
и флотации минера.1ов	железа	натриевыми солями	смоляных
кислот (0,5-1 кг/т).	Пенный	продукт катионной	флотации

также поступает на разделение: в слабокислой среде, создавае­ мой серной кислотой, из него удаJJяют слюды и получают слю­ дяной концентрат, затем после промывки обесшламливания И

обработки плавиковой кислотой и флотации катионным собира­

телем в пенном продукте поJ1учают по.1евошпатовый концен­

центр:ат, а в камерном- кварцевый;

к о JJ л е к т и в н а я флот а ц и я спадумена и слюд смесью

жирных кислот и катионного собирателя в слабоще:ючной среде с последующим разделением коллективного концентрата флота­

цией слюды в сернокислой среде. Из хвостов ком1ективной фло­ тации можно выделить налевошпатовый концентрат флотацией

катионным	собирателем в присутствии плавиковой кислоты.
В ка мерном	продукте остается кварц.
Конечные спадуменовые концентраты 1 сорта содержат не
менее 4 %, а	11 сорта- не менее 3% окиси лития. Извлечение

.пития в концентраты составляет 55-70%. Важнейшим и не­

обходимым условием переработки спадуменовых руд является

комплексное их использование. По этой причине наиболее пред­

почтительными являются последние две схемы.

Флотация алюминийсодержащих силикатов. К а.1юминийсо­

держащим силикатам относятся в первую очередь минералы

андалузитавой группы: андалузит, кианит, сил.ТJиманит,- имею­

щи~:' общую химическую формулу Аl2Оз · Si02, и нефелин Na[AISi04]. Концентраты этих минералов используются для про­

изводства силумина, огнеупорных и кислотоупорных изделий и в качестве исходного сырья алюминиевой про~ыш.1ешюсти.

А н д а лузитовые руды следует измельчать в галечных

мельницах, чтобы предотвратить активацию минералов породы

железом. Флотации предшествует обесшламливание, если в руде

присутствуют .1еrкоизмельчаемые минералы пустой породы и

шламы легкофлотируемых силикатов. Андалузит флотируют

жирными кислотами (0,3-1,3 кг/т) в содовой среде (5-

8 кг/т). Для депрессии кварца, слюды, железных, титановых и

1О Заказ N• 1957 289

некоторых других минералов подают крахмал (0,1-0,2 кг/т)

и сульфитный щёлок (0,1-0,2 кг/т), активной частью которого является лигнинеульфоновая кислота.

При флотационном обогащении к и а н и т о в ы: х руд песко­

вая и шламовая части флотируются раздельно. Флотация киа­ пита осуществляется жирными кислотами и их солями (0,5-1,0 кг/т) в слабощелочной среде, создаваемой содой (0,5-1 кг/т) или едким натром (0,2-0,3 кг/т) с небольшими добав­

ками жидкого стекла (0,2-0,3 кг/т) для депрессии основной массы породы. Очистка кианитового концентрата от биотита и граната производится в перечистных операциях в слабокислой' среде (рН 6,6-5,2). При ~;~аличии в руде сульфидов они удаля­

ются в начале процесса.

При флотации с и л л и м а н и т о вы х руд жирнокислотньtми

собир~телями (0,2-0,6 кг/т) в качестве регуJiяторов флотации

и депрессоров породы используются сода, едкий натр, пирафос­

фат натрия и жидкое стекло. Флотация сштиманита произво­

дится· обыЧно после предварительного обесшламливания и уда:

ления железных и титансодержащих минералов.

. Получаемые концентраты при флотационном извлечении из

руд минералов андалузитавой группы содержат 55-57 % Аl2Оз

при извлечении 70-90 %.

Основным источником получения н е ф е л и н о вы х концен­

тратов являются обесшламленные и сгущенные хвосты апати­

товой флотации, содержащие (помимо 70% нефелина) остатки апатита (3 %) , эгирин (20 %) , сфен, титанамагнетит и другие

минералы. Кондиционный нефелиновый концентрат, содержа­

щий не менее 29 % Аl2Оз и не более 60 % класса + 0,088 мм, по­

лучается в камерном продукте коллективной флотации всех со­

путствующих минералов заменителями оленновой кислоты (тал­

ловым маслом, окисленным петралатумом и др.) в щелочной среде (рН 10-10,5), создаваемой едким натром. К.оллективнЬiй концентрат (в целях комплексного использования сырья) под­ вергается разделению. На основании лабораторных исследова­ ний предложено несколько технологических схем. Одна из них

предусматривает следующие операции с использованием в ка­

честве собирателя алкилсульфата: флотацию	апатита при
рН 6,8-7 с добавкой соды или едкого натра	и собирателя

(0,25-0,3 кг/т); флотацию сфена при рН 5,4-5,5 с добавкой серной или соляной кислоты и собирателя (0,5 кг/т); титано­

магнетитоную флотацию при рН 3 и нефелиновую флотацию·

при рН 4 без добавки собирателя.

t4.8. Фnотация рветворимых coneA

К: основным минералам растворимых солей относятся силь­

вин К.Сl, галит NaCI, карпаллит К.Сl· MgCl2 · 6Н2О, лангбейнит К.2SО4 • 2MgS04, бораты И--некоторые другие. Наибольшее рас­

пространение_. получила флотация сильвинитовых руд, в кото-

290

рыХ:, кроме сильвина и галита, содержатся в небольших коли­

чествах хлориды магния (бишофит, карналлит) и нераствори­

мые минералы, представленные обычно глиной и гипсом (11].

Флотация растворимых солей производится анионными и

катионными собирателями в насыщенных растворах, называе­

мых маточником. При флотации сильвинитовых руд маточник

содержит	около 10%	KCI, 20% NaCl и имеет плотность
1,27 г/см3 •	На фабриках	соблюдается полный водооборот: ма­

точiшк регенерируется при сгущении и фильтровании как кон­ центрата, так и хвостов флотации.

Высокая ионная сила жидкой фазы пульпы накладывает ряд особенностей при флотации растворимых солей.

Первая особенность связана с характерным влиянием ион­

ного состава маточника на флотируемость минералов ... .По пра­

вилу Стремовского ф.потируемость минерала ухудшается, если

его растворимость в маточнике данного состава уменьшается, и,

наоборот, флотируемость возрастает при увеличении раствори­

мости минераJiа. Например, гипс не флотируется алкилсульфа­

том в водном растворе, но флотируется при добавках NaCI,

увеличивающих его растворимость. Поэтому изм.енение состава

маточника может послужить средством повышения селективно­

сти и эффективности флотации.

Вторая особенность выражается в необходимости избегать значительных перепадов температуры пульпы при флотации. Изменение температуры маточника может вызвать выпадение из него новой твердой фазы (при пониженин температуры) или растворение поверхности разделяемых минералов (при повыше­ нии температуры), изменение степени дисперсности собирателя и характера действия реагентов. Эти явления приводят к увели­

чению расхода реагентов, неустойчивости процесса и ухудше­

нию технологических показатеJiей обогащения.

Третья особенность заключается в ограничениях при вы­ боре собирателя. Собиратели не должны образовывать трудно­

растворимых солей с катионами маточника и высаливаться под

действием его высокой ионной силы. К таким собирате.~1ям от­

носятся короткоцепочечные жирные кислоты с чис.1ом· атомов

углерода 7-9, реагенты типа алкилсульфатов, нечувствитель­

ных к солям :жесткости, и катионные собиратели (амины)

с числом атомов углерода в алифатической цепи 13-16. Эти со­ биратели обеспечивают достаточно эффективную флотацию ми­

нералов растворимых солей, но ТОJ1ЬКО при нахождении их

в маточнике в ионной форме. Учитывая зависимость состояния собирателей в растворе от значения рН, флотация с примене­

иисм жирнокиСJ1Отных собирателей доJ1Жна производиться. при

• рН больше 6, а аминами- при рН меньше 8. Алкилсульфаты

при используемых на практике значениях рН находятсЯ в йОн­

ной форме и слабо зависят от рН среды. Значения рН регу.11и­

руются обычно малыми добавками ·соды, едкого натра или со-

ляной кислоты. .

10* 291

Помимо перечисленных общих особенностей, ф"1отационное

обогащение каждого типа руд имеет свои особенности.

Наибо"1ьшие трудности широко распространенной флотации

с и ль в и н и т о вы х руд определяются наличием в них глини­

сто-карбонатных шламов. Предотвращение вредного действия шламов на флотацию и загрязнение ими получаемых концен­

тратов достигается:

флотацией шламов, скоагулированных полиакриламидом

(10-15 г/т), с примененисм в качестве собирате-'Iя, например, окисJiенного уайт-спирита (до 150 г/т) с небо.пьшой добавкой керосина. Фдотация шламов значите"1ьно интенсифицируется

при подаче собирателя в виде аэрозоля бJiагодаря бо-1се равно­

мерному его распредеJiению; ·

применением реагентов (крахмала, декстрина, производн.ых

лигнина, це-ыюлозы и других реагентов), гидрофи-1изирующих

поверхность пмамов и депрессирующих их флотацию;

обссшламливанием по классу. -10, -40 мкм. Содержа­

щиеся в шламах сильвин и галит извлекают выщелачиванием и

противоточной декантацией (промывкой).

Сильвинитовые руды обычно имеют относитеJiьно крупную вкрапленпасть и их измеJiьчают до 0,8 мм. Однако употребле­ ние калийного (си"1ьвюювого) концентрата зюiчите.1ыю обJiег­

чается по мере увеличения его крупности. В связи с этим при­ менение фJютационных машин типа пенной сепарации, пригод­ ных для флотации крупнозернистых материа"'IОВ, является со­ вершенно необходимым, позволяющим не то-1ько повысить ка­

чество продукции, но и снизить себестоимость переработки

руды. .

Разделение си.1ьвина и гаJшта при флотации может быть осуществлено с помощью анионного или катионного собирателя. Пр_и использовании жирных кислот флотируется галит после предварительной активации его растворимой соJIЬЮ свинца. Вместе с галитом флотируется- основная масса загрязняющих

сильвин примесей- г"1ины, гипса, ангидрита. Это нозво-'lяет

получать в камерном продукте сильвииитовый концентрат вы­

сокой чистоты. При использовании в качестве собирателя ал­ ки~сульфатов или алкиламинов флотируется, наоборот, силь­

вин, а галит и минералы породы депрессируются крахма"1ом,

КМЦ и другими органическими реагентами-по.1имерами. Важ­

нейшим свойством по.1имеров при этом является их активирую­

щее действие на флотацию си.1ьвина, обусловленное, по мнению В. А. Арсентьева и С. И. Горловского, уменьшением адсорб­

ции собирателя глинистой породой за счет создания препят­

ствий доступу, например, амина в межплоскостные простран­

ства глинистых минералов. Причем катианнаактивные поли­ меры являются более эффективными активатора ми ф"1отации

сильвина, чем анионноактивные. В качестве активаторов могут быть использованы и катианнаактивные реагенты с низкой мо­

лекулярной массой (например, из серии реагентов ЛГИ).

292

Наибольшее распространение на обогатительных фабриках

наШЛJf первичные алифатические амины. Их се-1ективность обус­ ловлена, по мнению Д. В. Фюрстенау, соответствием ионных радиусов по"1ярной группы амина и катиона ка-1ия ( 1,33 ·

• 1о-¹⁰ м) на поверхности си"1ьвина. В то же время ионный ра­ диус катиона натрия (0,98 · 10-¹⁰ м) слишком ма-'1, чтобы, его

место на поверхности галита мог.1а занять положительно заря­

женная полярная группа иона амина RNH+з. Ф"1отацию си-lь­ вина проводят в н.1отJюй пу-1ьпе (35-40 %. твердого) по про­ стым схемам. Расход амина составляет 40-100 г/т, КМЦ­ около 500 г/т. Продолжите.'!Ьность ф.тютации 8-10 мин в с.'Iабо­ кислой ИJJИ нейтра.аьной среде. Сильвиновый концентрат содер­

жит 92-95 % KCI при изв"1ечении 84-90 %.

Флотация к а л и й н о- м а r н и е вы х м и н ер а л о в (поли· галита, лангбейнита, каинита) осуществ.1яется обычно низко­ молеку-'Iярными жирными кисJютами С1-Св в нейтра-'Iьной

среде (рН око.1о 7) при депрессии минералов пустой породы

полиакри.1амидом и жидким стеклом (1,5 кг/т). Получаемый

концентрат содержит 17-19 % К2О при изв-1ече11ии 75-80 %.