CN110627092B

CN110627092B - 一种含硫、镁的钾石盐矿资源综合利用加工方法

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Publication number: CN110627092B
Application number: CN201910990831.0A
Authority: CN
Inventors: 蒋世鹏; 季荣; 胡勇; 余俊; 甘顺鹏; 谢超; 郑贤福; 罗稳; 梁晓玲
Original assignee: China Bluestar Chonfar Engineering and Technology Co Ltd
Current assignee: China Bluestar Chonfar Engineering and Technology Co Ltd
Priority date: 2019-10-18
Filing date: 2019-10-18
Publication date: 2022-06-03
Anticipated expiration: 2039-10-18
Also published as: CN110627092A

Abstract

一种含硫、镁的钾石盐矿资源综合利用加工方法:在Mg²⁺、SO₄ ^2‑不饱和、氯化钠和氯化钾共饱和的C母液中加入含硫、镁的钾石盐原矿，析出KCl、NaCl晶体，所得液相用于制备硫酸钾，用浮选捕收剂对所得固相进行浮选，将K⁺富集于精矿泡沫、Na⁺富集于尾矿矿浆，用淡水洗涤，获得高品质的氯化钾产品，并获得C母液。本发明将Mg²⁺、SO₄ ^2‑从钾石盐浮选体系中分离出来，避免Mg²⁺、SO₄ ^2‑进入浮选体系对氯化钾浮选造成不利影响，实现了Mg²⁺、SO₄ ^2‑资源的回收利用，实现资源加工利用最大化；并提高了K⁺回收率，保证高品质氯化钾的生产，产品质量好；选用简单的氯化钾、氯化钠饱和三元母液，实现了母液的循环使用；本发明工艺流程简单，能有效提高企业经济效益。

Description

一种含硫、镁的钾石盐矿资源综合利用加工方法

技术领域

本发明涉及一种矿石综合利用加工方法，具体涉及一种钾石盐矿资源综合利用加工方法。

背景技术

硫酸镁亚型盐湖卤水盐田系统一般由三部分组成：石盐池、钾石盐池、硫酸盐混盐池。在钾石盐池实际生产过程中，往往因为导卤点控制不好或钾石盐含卤较高，沥干后，钾石盐中往往含有一部分泻利盐、水氯镁石等矿物。泻利盐、水氯镁石进入浮选系统，会完全溶解于母液中，导致浮选母液中Mg²⁺、SO₄ ^2-含量升高。Mg²⁺、SO₄ ^{2 -}的存在往往会恶化浮选环境，影响浮选指标。段平梅在2016年山西大学的学位论文，《饱和盐溶液中KCl浮选捕收剂的性能研究》中，通过研究不同饱和溶液对KCl捕收剂性能的影响，发现饱和溶液中MgCl₂对盐酸十八胺表面活性的影响比NaCl大，会明显降低药剂表面活性，影响KCl浮选收率。在实际生产过程中，钾混盐浮选指标也的确比钾石盐浮选指标差。

目前，科研工作者对钾混盐提钾工艺做了大量研究工作，现阶段利用硫酸盐型卤水摊晒获得的钾混盐矿主要由光卤石、水氯镁石、泻利盐和氯化钠组成。针对该类钾混盐矿，目前主要的加工方法为：钾混盐冷分解-浮选-转化生产硫酸钾。

CN1696059A公开了一种利用单一钾混盐原料转化成软钾镁矾，再以软钾镁矾为原料通过转化制取硫酸钾的方法。该发明具有原料单一、工艺流程短、转化母液可回收利用等特点，但要求原料中硫钾比（S/K比值）高于2.46。

CN104193425A 公开了一种低品位钾混盐的两段浮选工艺，以C点母液为浮选母液，阳离子为捕收剂，进行一段浮选得到氯化钾精矿，然后在一段矿浆中加入阴离子捕收剂进行二段浮选，得到软钾镁矾、钾镁矾、无水钾镁矾和泻利盐等矿物，最后两段浮选精矿全部合并加入淡水进行转化反应，制得硫酸钾镁肥产品。该发明工艺流程简单，但是氯化钾精矿品位低，回收率不高。

含镁含硫钾石盐矿不同于钾混盐矿，其硫钾比较低，远低于2.46，不适合直接生产硫酸钾，并且其钾元素直接以KCl形式存在，不同于光卤石需要冷分解，是优质的KCl生产原料。但是Mg²⁺、SO₄ ^2-的存在往往会影响其浮选指标。目前该类矿主要的加工方法为以NaCl、KCl饱和溶液为浮选介质直接浮选生产，但是随着Mg²⁺、SO₄ ^2-进入溶液，浮选介质逐渐由NaCl、KCl饱和溶液向NaCl、KCl、MgCI₂、MgSO₄ ^2-饱和溶液转变，严重恶化了浮选体系环境，影响浮选指标，也造成了Mg²⁺、SO₄ ^2-的浪费，不利于有用元素精细回收。

发明内容

本发明所要解决的技术问题是，克服现有技术存在的上述缺陷，提供一种含硫、镁的钾石盐矿资源综合利用加工方法，该方法克服了Mg²⁺、SO₄ ^2-进入浮选体系对氯化钾浮选造成的精矿品位差、回收率低的影响，营造了良好的浮选体系，有利于产出高品质氯化钾产品；并且对Mg²⁺、SO₄ ^2-进行了回收加工，实现资源精细化、高效回收利用。

本发明解决其技术问题所采用的技术方案如下：一种含硫、镁的钾石盐矿资源综合利用加工方法，包括以下步骤：

（1）在反应槽内加入对Mg²⁺、SO₄ ^2-不饱和的C母液以及含硫、镁的钾石盐原矿，搅拌以发生反应，得料浆；所述C母液中，氯化钠、氯化钾的浓度与Na⁺、K⁺// Cl^-—H₂O三元水盐体系相图的共饱和点C处的值一致；

（2）将步骤（1）所得料浆进行固液分离，所得液体为E母液，所得固体即为无硫镁钾石盐矿；所述E母液为含Na⁺、K⁺、Mg²⁺、Cl^-、SO₄ ^2-的五元母液；

（3）步骤（2）所得E母液送至钾混盐盐田摊晒，得钾混盐，生产硫酸钾；

（4）将步骤（2）所得无硫镁钾石盐矿与C母液调浆，得矿浆；所得矿浆送至筛分作业；对筛上物料进行磨矿；补加C母液，得磨矿产品，磨矿产品返回筛分作业；

（5）在步骤（4）所得筛下物料中加入C母液调浆，加入浮选捕收剂，采用一粗一精一扫、精选中矿和扫选精矿返回粗选的闭路浮选工艺，得精矿泡沫和尾矿矿浆；

（6）将步骤（5）所得精矿泡沫转移至搅拌桶，加入淡水，搅拌，固液分离；液相为C母液，返回母液回收罐；固相干燥后即得KCl产品；

（7）将步骤（5）所得尾矿矿浆转移至搅拌桶，加入淡水，搅拌，尾矿矿浆中残留的KCl进入液相，固液分离；液相为C母液，返回母液回收罐，固相为尾矿固料，送往尾矿池。

优选的，步骤（1）中，所述含硫、镁的钾石盐原矿中Mg²⁺含量为0.8～4.8wt%、SO₄ ^2-含量为1.0-16.0wt%。

优选的，步骤（1）中，C母液与原矿质量比为3～0.6:1。

优选的，步骤（1）中，所述搅拌的时间为20～40min。

优选的，步骤（4）中，所述矿浆的浓度为30～55wt%，所述筛分作业的设备规格为50～100目，所述磨矿产品的浓度为50～70 wt%。

优选的，步骤（5）中，所述调浆为调至矿浆浓度为30～35 wt%。

优选的，步骤（5）中，所述浮选捕收剂的用量为：粗选用量为60~120 g/t原矿，精选不加捕收剂，扫选用量为30~60 g/t原矿。

优选的，步骤（6）中，淡水与精矿泡沫质量比为0.04～0.15:1，所述搅拌的时间为20～40min。

优选的，步骤（7）中，淡水与尾矿矿浆质量比为0.05～0.1:1，所述搅拌的时间为20～40min。

本发明所涉及的含硫含镁钾石盐矿，主要含氯化钾、氯化钠、泻利盐、水氯镁石等矿物。

本发明原理：在Mg²⁺、SO₄ ^2-不饱和、氯化钠和氯化钾共饱和的C母液中加入含硫、镁的钾石盐原矿，通过浸泡、搅拌手段，使原矿中水氯镁石、泻利盐溶解到C母液中，析出KCl、NaCl晶体，液相转化为E母液，形成新的平衡，E母液为含Na⁺、K⁺、Mg²⁺、Cl^-、SO₄ ^2-的五元母液。由于C母液对Mg²⁺、SO₄ ^2-不饱和，加入原矿后Mg²⁺、SO₄ ^2-溶解，使绝大部分的Mg²⁺、SO₄ ^2-进入E母液，固液分离后实现了从钾石盐浮选体系中分离Mg²⁺、SO₄ ^2-。E母液晒干后获得钾混盐可用于制备硫酸钾。选用合适的浮选捕收剂，通过浮选将K⁺富集于精矿泡沫、将Na⁺富集于尾矿矿浆，使用淡水洗涤，溶解精矿泡沫中少量的残留NaCl以及尾矿矿浆中残留的KCl，获得高品质的氯化钾产品，提高K⁺回收率，并获得氯化钠和氯化钾共饱和液（即C母液），实现了母液的循环使用。

本发明有益效果：（1）通过提前溶解脱除钾石盐矿中的Mg²⁺、SO₄ ^2-，避免Mg²⁺、SO₄ ^2-进入浮选体系对氯化钾浮选造成不利影响；（2）把Mg²⁺、SO₄ ^2- 从钾石盐浮选体系中分离出来，实现了Mg²⁺、SO₄ ^2-资源的回收利用，实现资源加工利用最大化；（3）实现了K⁺高效利用，保证高品质氯化钾的生产，产品质量好；（4）选用简单的氯化钾、氯化钠饱和三元母液，实现了母液的循环使用；（5）本发明工艺流程简单，能有效提高企业经济效益。

具体实施方式

以下结合实施例对本发明作进一步说明。

各实施例所用浮选捕收剂为中蓝长化工程科技有限公司生产的YC-89钾盐捕收剂。

实施例1

（1）某含硫含镁钾石盐矿，原矿组成包括：K⁺ 11.94 wt%、Na⁺ 22.50 wt%、Mg²⁺1.92wt%、Cl^-45.85 wt% 、SO₄ ^2- 7.20 wt%；称取上述硫含镁钾石盐矿100.0 kg与洗涤上批精矿泡沫、尾矿矿浆所得的C母液60.0kg混合调浆，在调浆桶内搅拌30min；

（2）将上述矿浆转移至带式过滤机上，进行固液分离；得到固体物料92.00 kg，其含量组成包括：K⁺ 12.96 wt%、Na⁺ 24.46 wt%、Mg²⁺ 0.04 wt%、Cl^-49.55 wt% 、SO₄ ^2- 0.06wt%，固体物料送往磨矿筛分工段；得滤液68.00kg，其含量组成包括K⁺ 3.63 wt%、Na⁺ 3.39wt%、Mg²⁺2.82 wt%、Cl^-8.54 wt% 、SO₄ ^2- 10.59 wt%；

（3）将步骤（2）所得滤液泵送至钾混盐盐田摊晒，经摊晒得到钾混盐，钾混盐进入钾混盐加工车间，生产硫酸钾，回收其中的K⁺、Mg²⁺、SO₄ ^2-；

（4）步骤（3）所得固体物料转移至搅拌桶内并加入108.00 kg C母液进行调浆，搅拌均匀后转至规格为50目的格子筛内进行筛分；筛下物料送往浮选工段，筛上物料送往棒磨机处理，补加C母液调整磨矿浓度为60.0 wt%，磨矿后矿浆返回至筛分处理；

（5）步骤（4）所得筛下物料加入C母液在搅拌桶内进行调浆，矿浆浓度调整为35.0wt%，调浆后矿浆进入浮选机进行KCl浮选，采用一粗一精一扫、精选中矿和扫选精矿返回粗选的闭路浮选工艺；浮选捕收剂采用YC-89捕收剂，粗选用量80g/t原矿，扫选40g/t原矿；得到精矿泡沫58.36kg,其中精矿产品23.93kg，其含量组成包括：K⁺ 45.98 wt%、Na⁺ 2.29wt%、Mg²⁺0.03 wt%、Cl^-45.39 wt%、SO₄ ^2- 0.04 wt%；尾矿矿浆295.96kg，其中尾矿质量为68.07kg，其含量组成包括：K⁺ 1.47 wt%、Na⁺ 34.51 wt%、Mg²⁺0.05 wt%、Cl^-54.60 wt%、SO₄ ^2-0.07 wt%；浮选作业K⁺回收率为92.28%；

（6）步骤（5）所得精矿泡沫转移至搅拌桶，加淡水2.4kg，搅拌30min，转移至离心机进行固液分离，得到KCl产品21.16kg，含量组成包括：K⁺ 50.12 wt%、Na⁺ 0.59 wt%、Mg²⁺0.0wt%、Cl^-46.53 wt%、SO₄ ^2- 0.0 wt%；得到滤液39.6kg，含量组成包括：K⁺ 5.84 wt%、Na⁺ 8.02wt%、Cl^-17.69 wt%、H₂O 68.45 wt%；洗涤工段K⁺回收率为96.39%；KCl产品送往成品车间，滤液泵送至母液回收罐；

（7）步骤（5）所得尾矿矿浆转移至搅拌桶，加淡水15.0kg，搅拌30min，转移至离心机进行固液分离，得到尾矿固料61.16kg，含量组成包括：K⁺ 0.20 wt%、Na⁺ 35.54 wt%、Mg²⁺0.0 wt%、Cl^-55.04 wt%，得到滤液249.8kg，含量组成包括：K⁺ 5.84 wt%、Na⁺ 8.02 wt%、Cl^-17.69 wt%、H₂O 68.45 wt%；尾矿固料送往尾矿池，滤液泵送至母液回收罐。

实施例2

（1）某含硫含镁钾石盐矿，原矿组成包括K⁺ 11.88 wt%、Na⁺ 13.91 wt%、Mg²⁺4.69wt%、Cl^-38.41 wt%、SO₄ ^2- 10.47 wt%；

（2）称取上述硫含镁钾石盐矿100.0 kg与洗涤上批精矿泡沫、尾矿矿浆所得的C母液200.0kg混合调浆，在调浆桶内搅拌30min；

（3）将上述矿浆转移至离心机内，进行固液分离，得到固体物料90.22 kg，其含量组成包括：K⁺ 14.95 wt%、Na⁺ 17.75 wt%、Mg²⁺0.8 wt%、Cl^-45.77 wt% 、SO₄ ^2- 0.84 wt%；滤液209.78kg，其含量组成包括K⁺ 4.80 wt%、Na⁺6.64 wt%、Mg²⁺1.89 wt%、Cl^-16.78 wt% 、SO₄ ^2-4.63 wt%；所得滤液送往盐田摊晒处理，回收其中的K⁺，所得固体物料送往磨矿筛分工段；

（4）步骤（3）所得固体物料转移至搅拌桶内并加入90.0kg C母液进行调浆，搅拌均匀后转至规格为60目的格子筛内进行筛分；筛下物料送往浮选工段，筛上物料送往棒磨机处理，补加C母液调整磨矿浓度为65.0 wt%，磨矿后矿浆返回至筛分处理；

（5）步骤（4）所得筛下物料加入C母液在搅拌桶内进行调浆，矿浆浓度调整为30.0wt%，调浆后矿浆进入浮选机进行KCl浮选，采用一粗一精一扫、精选中矿和扫选精矿返回粗选的闭路浮选工艺；浮选捕收剂采用YC-89捕收剂，粗选用量90g/t原矿，扫选45g/t原矿；得到精矿泡沫62.18kg,其中精矿产品24.87kg，其含量组成包括：K⁺ 44.78 wt%、Na⁺ 3.38wt%、Mg²⁺0.04 wt%、Cl^-45.98 wt%、SO₄ ^2- 0.05 wt%；尾矿矿浆300.59kg，其中尾矿质量为66.13kg，其含量组成包括：K⁺1.21 wt%、Na⁺ 35.24 wt%、Mg²⁺0.15 wt%、Cl^-55.49 wt%、SO₄ ^2-0.26 wt%；浮选作业K⁺回收率为93.28%；

（6）步骤（5）所得精矿泡沫转移至搅拌桶，加淡水4.8kg，搅拌30min，转移至离心机进行固液分离，得到KCl产品20.81kg，含量组成包括：K⁺ 50.80 wt%、Na⁺ 0.30 wt%、Mg²⁺0.0wt%、Cl^-46.42 wt%、SO₄ ^2- 0.0 wt%；得到滤液42.35kg，含量组成包括：K⁺ 5.40 wt%、Na⁺7.62 wt%、Cl^-16.68 wt%、H₂O 70.30 wt%；洗涤工段K⁺回收率为94.92 %；KCl产品送往成品车间，滤液泵送至母液回收罐；

（7）步骤（5）所得尾矿矿浆转移至搅拌桶，加淡水12.0kg，搅拌30min，转移至离心机进行固液分离，得尾矿固料62.60kg，含量组成包括：K⁺ 0.15 wt%、Na⁺ 36.53 wt%、Mg²⁺0.0 wt%、Cl^-56.52 wt%，得到滤液245.36kg，含量组成包括：K⁺ 5.60 wt%、Na⁺ 7.82 wt%、Cl^-17.17 wt%、H₂O 69.41 wt%；尾矿固料送往尾矿池，滤液泵送至母液回收罐。

实施例3

（1）某含硫含镁钾石盐矿，原矿组成包括：K⁺11.51 wt%、Na⁺ 13.70 wt%、Mg²⁺4.52wt%、Cl^-33.34 wt%、SO₄ ^2- 15.64 wt%；

（2）称取上述硫含镁钾石盐矿100.0 kg与洗涤上批精矿泡沫、尾矿矿浆所得的C母液80.0kg混合调浆，在调浆桶内搅拌20min；

（3）将上述矿浆转移至带式过滤机内，进行固液分离，得到固体物料72.00 kg，其含量组成包括：K⁺ 15.99 wt%、Na⁺19.02 wt%、Mg²⁺0.12 wt%、Cl^-46.80 wt% 、SO₄ ^2- 0.51wt%；滤液108.00kg，其含量组成包括：K⁺ 2.59 wt%、Na⁺ 1.98 wt%、Mg²⁺4.18 wt%、Cl^-5.41wt% 、SO₄ ^2- 14.48 wt%；所得滤液送往盐田摊晒处理，回收其中的K⁺，所得固体物料送往磨矿筛分工段；

（4）步骤（3）所得固体物料转移至搅拌桶内并加入72.00kg C母液进行调浆，搅拌均匀后转至规格为100目的格子筛内进行筛分；筛下物料送往浮选工段，筛上物料送往棒磨机处理，补加C母液调整磨矿浓度为65.0 wt%，磨矿后矿浆返回至筛分处理；

（5）步骤（4）所得筛下物料加入C母液在搅拌桶内进行调浆，矿浆浓度调整为32.0wt%，调浆后矿浆进入浮选机进行KCl浮选，采用一粗一精一扫、精选中矿和扫选精矿返回粗选的闭路浮选工艺；浮选捕收剂采用YC-89捕收剂，粗选用量60g/t原矿，扫选30g/t原矿；得到精矿泡沫59.59kg,其中精矿产品24.43kg，其含量组成包括：K⁺ 43.15 wt%、Na⁺ 4.61wt%、Mg²⁺0.04 wt%、Cl^-46.39 wt%、SO₄ ^2- 0.05 wt%；尾矿矿浆198.21kg，其中尾矿质量为47.57kg，其含量组成包括：K⁺ 1.36 wt%、Na⁺ 34.90 wt%、Mg²⁺0.10 wt%、Cl^-55.10 wt%、SO₄ ^2-0.12 wt%；浮选作业K⁺回收率为91.58%；

（6）步骤（5）所得精矿泡沫转移至搅拌桶，加淡水7.0kg，搅拌40min，转移至离心机进行固液分离，得到KCl产品19.21kg，含量组成包括：K⁺ 50.62 wt%、Na⁺ 0.66 wt%、Mg²⁺0.0wt%、Cl^-47.10 wt%、SO₄ ^2- 0.0 wt%；得到滤液47.38kg，含量组成包括：K⁺ 5.84 wt%、Na⁺8.02 wt%、Cl^-17.69 wt%、H₂O 68.45 wt%；洗涤工段K⁺回收率为92.23%；KCl产品送往成品车间，滤液泵送至母液回收罐；

（7）步骤（5）所得尾矿矿浆转移至搅拌桶，加淡水8.0kg，搅拌30min，转移至离心机进行固液分离，得到尾矿固料44.01kg，含量组成包括：K⁺ 0.10 wt%、Na⁺ 35.60 wt%、Mg²⁺0.0 wt%、Cl^-55.00 wt%，得到滤液159.20kg，含量组成包括：K⁺ 5.68 wt%、Na⁺ 8.07 wt%、Cl^-17.37 wt%、H₂O 69.16 wt%；尾矿固料送往尾矿池，滤液泵送至母液回收罐。

Claims

1.一种含硫、镁的钾石盐矿资源综合利用加工方法，其特征在于，包括以下步骤：

（1）在反应槽内加入对Mg²⁺、SO₄ ^2-不饱和的C母液以及含硫、镁的钾石盐原矿，搅拌以发生反应，得料浆；所述C母液中，氯化钠、氯化钾的浓度与Na⁺、K⁺// Cl^-—H₂O三元水盐体系相图共饱和点C处的值一致；

（3）将步骤（2）所得E母液送至钾混盐盐田摊晒，得钾混盐，生产硫酸钾；

（4）将步骤（2）所得无硫镁钾石盐矿与C母液调浆，得矿浆；将所得矿浆送至筛分作业；对筛上物料进行磨矿，补加C母液，得磨矿产品，磨矿产品返回筛分作业；

2.根据权利要求1所述的含硫、镁的钾石盐矿资源综合利用加工方法，其特征在于，步骤（1）中，所述含硫、镁的钾石盐原矿中Mg²⁺含量为0.8～4.8 wt%、SO₄ ^2-含量为1.0-16.0wt%。

3.根据权利要求1或2所述的含硫、镁的钾石盐矿资源综合利用加工方法，其特征在于，步骤（1）中，C母液与含硫、镁的钾石盐原矿质量比为3.0～0.6:1。

4.根据权利要求1～3之一所述的含硫、镁的钾石盐矿资源综合利用加工方法，其特征在于，步骤（1）中，所述搅拌的时间为20～40min。

5.根据权利要求1～4之一所述的含硫、镁的钾石盐矿资源综合利用加工方法，其特征在于，步骤（4）中，所述矿浆的浓度为30～55 wt%，所述筛分作业的设备规格为50～100目，所述磨矿产品的浓度为50～70 wt%。

6.根据权利要求1～5之一所述的含硫、镁的钾石盐矿资源综合利用加工方法，其特征在于，步骤（5）中，调浆调至物料质量浓度为30～35 wt%。

7.根据权利要求1～6之一所述的含硫、镁的钾石盐矿资源综合利用加工方法，其特征在于，步骤（5）中，所述浮选捕收剂的用量为：粗选用量为60~120 g/t原矿，精选不加捕收剂，扫选用量为30~60 g/t原矿。

8.根据权利要求1～7之一所述的含硫、镁的钾石盐矿资源综合利用加工方法，其特征在于，步骤（6）中，淡水与精矿泡沫质量比为0.04～0.15:1，所述搅拌的时间为20～40min。

9.根据权利要求1～8之一所述的含硫、镁的钾石盐矿资源综合利用加工方法，其特征在于，步骤（7）中，淡水与尾矿矿浆质量比为0.05～0.1:1，所述搅拌的时间为20～40min。