CN111282718A

CN111282718A - 一种硫酸镁亚型盐湖氯化钾的浮选工艺

Info

Publication number: CN111282718A
Application number: CN202010073589.3A
Authority: CN
Inventors: 李守江; 赵云良; 雷光元; 陈鹏; 姚莫白; 贾菲菲; 董广峰; 夏令; 钦贺; 唐美静; 刘忠建; 王振; 魏红珍
Original assignee: SDIC XINJIANG LUOBUPO POTASH CO Ltd
Current assignee: SDIC XINJIANG LUOBUPO POTASH CO Ltd
Priority date: 2020-01-22
Filing date: 2020-01-22
Publication date: 2020-06-16

Abstract

本发明属于钾盐选矿技术领域，具体涉及一种硫酸镁亚型盐湖氯化钾的浮选工艺。由于钾盐镁矾粒度微细，会显著增加矿浆粘度且对捕收剂吸附活性强，因此对于光卤石的分解料浆，先在较低的氯化钾浮选捕收剂用量下对钾盐镁矾进行混合浮选，将钾盐镁矾从浮选体系中分离出去，避免钾盐镁矾对浮选药剂的过度消耗并破除钾盐镁矾和氯化钠之间的罩盖行为，再添加一定量的氯化钾浮选捕收剂来实现氯化钾和氯化钠的高效分离。该工艺不仅能有效降低氯化钾精矿中氯化钠的含量，而且还能改善氯化钾生产过程中的浮选环境，从而降低硫酸镁亚型盐湖氯化钾的生产成本。

Description

一种硫酸镁亚型盐湖氯化钾的浮选工艺

技术领域

本发明属于钾盐选矿技术领域，具体涉及一种硫酸镁亚型盐湖氯化钾的浮选工艺。

背景技术

我国盐湖资源主要分布于我国西北部地区，包括青海的柴达木盆地和新疆的罗布泊地区。目前我国的氯化钾生产工艺主要为冷分解-正浮选、反浮选-冷结晶、兑卤控速结晶法和热熔结晶法，其中冷分解-正浮选由于其相对简单的工艺流程，在氯化钾生产中广泛应用(宋彭生. 盐湖资源的开发利用[J]. 盐湖研究, 1993. 4(3):68-80.)。青海盐湖为氯化物型盐湖，其采用大面积深水盐田晒制光卤石矿，再通过冷分解-浮选工艺进行氯化钾的稳定、高效生产(程芳琴, 成怀刚, 崔香梅. 中国盐湖资源的开发历程及现状[J]. 无机盐工业, 2011, 43(7):1-4.)。而罗布泊盐湖作为我国独特的硫酸镁亚型盐湖，其主要进行硫酸钾的生产，其工艺是对分级晒盐制得的钾混盐和光卤石分别采取转化-浮选和冷分解-正浮选的工艺获得软钾镁矾和氯化钾，最后将软钾镁矾和氯化钾通过加水转化-结晶获得硫酸钾(李浩. 罗布泊盐湖卤水硫酸钾矿床特征及其化学工艺应用研究[D]. 北京; 中国矿业大学, 2011.)。

然而在罗布泊盐湖的氯化钾生产过程中，由于该盐湖具有钾低、硫酸根高的特点，在光卤石冷分解工艺段中，氯化钾的结晶析出常常伴随着钾盐镁矾的生成。尤其是在夏季，高温会严重影响光卤石的分解-结晶路线，从而产生大量的钾盐镁矾(刘传福. 硫酸镁亚型含钾卤水制取硫酸钾工艺系统温度的分析与控制[J]. 化工矿物与加工, 2009, 38(12))。而作为一种粒级微细，高吸附活性的粘性矿物，钾盐镁矾会强烈吸附浮选体系中的药剂，造成浮选药剂的大量消耗。钾盐镁矾还会加剧浮选体系中的机械夹带，并与氯化钠颗粒进行罩盖，从而导致钾盐浮选精矿中较高的氯化钠含量，最终导致在软钾镁矾和氯化钾转化生产硫酸钾过程中形成钾芒硝，降低硫酸钾产品的品质。针对该问题，目前主要采用的方法是在后续工艺段中使用氯化钾饱和溶液对氯化钾精矿进行洗涤来降低氯化钾精矿中的氯化钠含量(Wang X, Miller J D, Cheng F, et al. Potash flotation practicefor carnallite resources in the Qinghai Province, PRC[J]. MineralsEngineering, 2014(66):33-39.)，但该方法不能彻底的将氯化钠从生产体系中分离出去，需要后续添加洗涤作业。

发明内容

本发明的主要目的在于针对现有技术存在的不足，为硫酸镁亚型盐湖的氯化钾浮选提供一种简单、高效的新型浮选工艺，可在低捕收剂用量下实现钾盐镁矾的预先浮选，从而改善浮选环境。该工艺还能破除钾盐镁矾和氯化钠之间的罩盖行为，实现氯化钾和氯化钠的高效分离，从而获得较低氯化钠含量的氯化钾精矿，且涉及的工艺成本低，适合推广应用。

为实现上述目的，本发明采用的技术方案为：

一种硫酸镁亚型盐湖氯化钾的浮选工艺，由于钾盐镁矾粒度微细，会显著增加矿浆粘度且对对捕收剂吸附活性强，因此对于光卤石的分解料浆，先在较低的氯化钾浮选捕收剂用量下对钾盐镁矾进行预先浮选，将钾盐镁矾从浮选体系中分离出去，再添加一定量的氯化钾浮选捕收剂来实现氯化钾和氯化钠的高效分离。具体包括如下步骤：

(1) 钾盐镁矾混合浮选：用混合母液对光卤石进行分解，将分解料浆转移到浮选槽中并添加调浆母液调节矿浆浓度，搅拌矿浆并加入氯化钾浮选捕收剂，再添加起泡剂，充分搅拌后利用浮选机进行充气浮选，获得的泡沫产品为钾盐镁矾和氯化钾混合精矿，并作为最终精矿；浮选槽内产品为浮选的尾矿。

(2) 氯化钾浮选：步骤(1)中的浮选尾矿在浮选槽内继续搅拌并加入氯化钾浮选捕收剂，再添加起泡剂，充分搅拌后利用浮选机进行充气浮选，获得的泡沫产品为氯化钾浮选的精矿，浮选槽内产品为氯化钾浮选的尾矿；再将氯化钾浮选的精矿转入精选槽内进行精选，得到的泡沫产品为钾盐浮选的精矿；浮选槽内产品为中矿，将返回上一级作业。

步骤(1)中光卤石与混合母液按固液比为1:2-2:1进行混合均匀，然后在分解温度为20℃-20℃，搅拌转速为300-700r/min的条件下进行分解30-90min。

步骤(1)中光卤石的粒度分布为小于0.074mm的占10%-25%，其化学组成为K⁺含量：4%-10%，Na⁺含量：4%-10%，Mg²⁺含量：5%-9%，SO₄ ^2-含量：5%-12%，Cl^-含量：25%-35%。

步骤(1)中混合母液的化学组成为K⁺含量：4%-6%，Na⁺含量：2%-4%，Mg²⁺含量：2%-3%，SO₄ ^2-含量：4%-6%，Cl^-含量：14%-16%。

步骤(1)中调浆母液的化学组成为K⁺含量：2%-4%，Na⁺含量：0.5%-1%，Mg²⁺含量：4%-6%，SO₄ ^2-含量：4%-6%，Cl^-含量：15%-18%。

步骤(1)中加入调浆母液调浆后矿浆的质量浓度为25%-35%。

步骤(2)中氯化钾浮选的矿浆质量浓度为15%-30%；精选的矿浆质量浓度为5%-15%。

步骤(1)和步骤(2)中的浮选矿浆温度为20-35℃，pH值为5.5-7.5。

步骤(1)中所述的氯化钾浮选捕收剂用量为15-50g/t；步骤(2)中所述的氯化钾浮选捕收剂用量为10-50g/t。

所述的氯化钾浮选捕收剂包括十二胺、十四胺、十六胺、十八胺、烷基磺酸钠中的任意一种或几种混合。

步骤(1)中所述的钾盐浮选起泡剂用量为10-30g/t；步骤(2)中所述的氯化钾浮选捕收剂用量为10-30g/t。

所述的钾盐浮选起泡剂包括2号油、松油、甲基戊醇中的任意一种。

与现有的技术相比，本发明的有益效果有：

（1）该工艺能降低氯化钾生产过程中的药剂消耗量，从而降低硫酸镁亚型盐湖氯化钾的生产成本。由于钾盐镁矾粒度微细且对捕收剂的吸附活性较强，浮选体系中加入的捕收剂会优先被钾盐镁矾吸附。只有当钾盐镁矾吸附饱和后，捕收剂才能与氯化钾进行有效作用。为了使得氯化钾有效上浮，浮选体系中需要加入大量的捕收剂来让钾盐镁矾吸附接近饱和，然后氯化钾才能吸附足够的药剂上浮，所以实际上氯化钾浮选过程中相当一部分的药剂被钾盐镁矾消耗了。新工艺中利用钾盐镁矾吸附活性强的特点，首先加入少量的捕收剂（远远小于其达到吸附饱和时的药剂用量）对钾盐镁矾进行预先浮选，避免了钾盐镁矾对捕收剂的过度消耗，然后再加入一定量的捕收剂进行氯化钾浮选，从而大大降低氯化钾浮选的药剂消耗量。

（2）该工艺能有效降低氯化钾精矿中氯化钠的含量，实现硫酸镁亚型盐湖氯化钾和氯化钠的高效分离。浮选体系中较高含量的钾盐镁矾会增加浮选矿浆的粘度并恶化浮选环境，从而加剧浮选体系中的机械夹带。另外钾盐镁矾还容易罩盖在氯化钠的表面，并由于钾盐镁矾较高的吸附活性，当浮选体系中加入捕收剂后，药剂会被钾盐镁矾大量吸附，从而使得氯化钠一起上浮，影响精矿的质量。新工艺中利用钾盐镁矾对捕收剂吸附活性强、可浮性好的特点，首先加入少量的捕收剂对钾盐镁矾进行预先浮选，再加入一定量的捕收剂进行氯化钾浮选。由于该工艺将钾盐镁矾预先从氯化钾浮选体系中分离了出去，降低了浮选体系的机械夹带并避免了钾盐镁矾和氯化钠的罩盖作用，从而有效降低精矿中氯化钠的含量。

附图说明

图1为硫酸镁亚型盐湖氯化钾的浮选工艺流程图；

图2为钾盐镁矾和氯化钠罩盖的SEM-EDS图；

图3为钾盐镁矾预先浮选段精矿的XRD图。

具体实施方式

为了更好地理解本发明，下面结合实施例进一步阐明本发明的内容，但本发明的内容不仅仅局限于下面的实施例。

实施例1

一种硫酸镁亚型盐湖氯化钾的浮选工艺，如图1所示，所述工艺包括：将粒度分布为小于0.074mm的占18%的光卤石(K⁺含量：7.62%，Na⁺含量：5.56%，Mg²⁺含量：7.97%，SO₄ ^2-含量：12.18%，Cl^-含量：29.75%)与混合母液(K⁺含量：5.18%，Na⁺含量：3.31%，Mg²⁺含量：2.74%，SO₄ ^2-含量：4.32%，Cl^-含量：14.6%)按固液比为6:5进行混合均匀，然后在分解温度为35℃，搅拌转速为500r/min的条件下分解60min。将光卤石分解完全后的分解料浆转移到浮选槽中并添加调浆母液(K⁺含量：2.27%，Na⁺含量：0.74%，Mg²⁺含量：6.11%，SO₄ ^2-含量：5.14%，Cl^-含量：17.23%)调节矿浆浓度为28%，保持矿浆的pH=7，温度为27℃，在浮选矿浆搅拌槽内加氯化钾浮选捕收剂十八胺，30g/t，再添加起泡剂2号油，18g/t，搅拌矿浆并利用浮选机进行充气浮选，获得的泡沫产品为钾盐镁矾和氯化钾混合精矿，并作为最终精矿。浮选槽内产品为浮选的尾矿，再向浮选槽内添加氯化钾浮选捕收剂十八胺，20g/t和起泡剂2号油，18g/t，搅拌矿浆并利用浮选机进行充气浮选，获得的泡沫产品为氯化钾浮选精矿，浮选槽内产品为尾矿；再将氯化钾浮选精矿转入精选槽内进行精选(矿浆浓度：10%)，得到的泡沫产品为钾盐浮选的精矿，浮选槽内产品为中矿，返回到上一级作业。

从钾盐镁矾预先浮选段精矿的矿物组成(表1)和XRD图谱(图2、3)结果可以看出该浮选段精矿中钾盐镁矾的含量很高，说明钾盐镁矾被成功的从浮选体系中分离出来了。

表1 钾盐镁矾预先浮选段精矿的矿物组成

矿物	KCl	NaCl	KMg(SO<sub>4</sub>)Cl·3H<sub>2</sub>O
				含量(%)	38.94	13.04	31.56

实施例2

一种硫酸镁亚型盐湖氯化钾的浮选工艺，所述工艺包括：将粒度分布为小于0.074mm的占23%的光卤石(K⁺含量：7.56%，Na⁺含量：4.65%，Mg²⁺含量：7.88%，SO₄ ^2-含量：11.74%，Cl^-含量：28.36%)与混合母液(K⁺含量：5.9%，Na⁺含量：2.63%，Mg²⁺含量：2.76%，SO₄ ^2-含量：4.66%，Cl^-含量：14.03%)按固液比为6:5进行混合均匀，然后在分解温度为30℃，搅拌转速为500r/min的条件下分解60min。将光卤石分解完全后的分解料浆转移到浮选槽中并添加调浆母液(K⁺含量：2.39%，Na⁺含量：0.73%，Mg²⁺含量：6.3%，SO₄ ^2-含量：5.48%，Cl^-含量：17.63%)调节矿浆浓度为28%，保持矿浆的pH=7，温度为28℃，在浮选矿浆搅拌槽内加氯化钾浮选捕收剂十八胺，30g/t，再添加起泡剂2号油，18g/t，搅拌矿浆并利用浮选机进行充气浮选，获得的泡沫产品为钾盐镁矾和氯化钾混合精矿，并作为最终精矿。浮选槽内产品为浮选的尾矿，再向浮选槽内添加氯化钾浮选捕收剂十八胺，20g/t和起泡剂2号油，18g/t，搅拌矿浆并利用浮选机进行充气浮选，获得的泡沫产品为氯化钾浮选精矿，浮选槽内产品为尾矿；再将氯化钾浮选精矿转入精选槽内进行精选(矿浆浓度：10%)，得到的泡沫产品为钾盐浮选的精矿，浮选槽内产品为中矿，返回到上一级作业。

实施例3

一种硫酸镁亚型盐湖氯化钾的浮选工艺，所述工艺包括：将粒度分布为小于0.074mm的占21%的光卤石(K⁺含量：7.65%，Na⁺含量：7.57%，Mg²⁺含量：7.59%，SO₄ ^2-含量：13.35%，Cl^-含量：30.92%)与混合母液(K⁺含量：4.94%，Na⁺含量：3.29%，Mg²⁺含量：2.94%，SO₄ ^2-含量：5.12%，Cl^-含量：14.37%)按固液比为6:5进行混合均匀，然后在分解温度为27℃，搅拌转速为500r/min的条件下分解60min。将光卤石分解完全后的分解料浆转移到浮选槽中并添加调浆母液(K⁺含量：2.07%，Na⁺含量：0.84%，Mg²⁺含量：6.36%，SO₄ ^2-含量：5.55%，Cl^-含量：17.64%)调节矿浆浓度为28%，保持矿浆的pH=7，温度为27℃，在浮选矿浆搅拌槽内加氯化钾浮选捕收剂十八胺，25g/t，再添加起泡剂2号油，25g/t，搅拌矿浆并利用浮选机进行充气浮选，获得的泡沫产品为钾盐镁矾和氯化钾混合精矿，并作为最终精矿。浮选槽内产品为浮选的尾矿，再向浮选槽内添加氯化钾浮选捕收剂十八胺，35g/t和起泡剂2号油，25g/t，搅拌矿浆并利用浮选机进行充气浮选，获得的泡沫产品为氯化钾浮选精矿，浮选槽内产品为尾矿；再将氯化钾浮选精矿转入精选槽内进行精选(矿浆浓度：10%)，得到的泡沫产品为钾盐浮选的精矿，浮选槽内产品为中矿，返回到上一级作业。

实施例4

一种硫酸镁亚型盐湖氯化钾的浮选工艺，所述工艺包括：将粒度分布为小于0.074mm的占15%的光卤石(K⁺含量：8.35%，Na⁺含量：7.41%，Mg²⁺含量：7.85%，SO₄ ^2-含量：11.07%，Cl^-含量：30.74%)与混合母液(K⁺含量：5.32%，Na⁺含量：3.15%，Mg²⁺含量：2.68%，SO₄ ^2-含量：4.53%，Cl^-含量：15.12%)按固液比为6:5进行混合均匀，然后在分解温度为25℃，搅拌转速为500r/min的条件下分解60min。将光卤石分解完全后的分解料浆转移到浮选槽中并添加调浆母液(K⁺含量：2.36%，Na⁺含量：1.24%，Mg²⁺含量：6.06%，SO₄ ^2-含量：6.14%，Cl^-含量：17.19%)调节矿浆浓度为32%，保持矿浆的pH=7，温度为26℃，在浮选矿浆搅拌槽内加氯化钾浮选捕收剂十八胺，35g/t，再添加起泡剂2号油，18g/t，搅拌矿浆并利用浮选机进行充气浮选，获得的泡沫产品为钾盐镁矾和氯化钾混合精矿，并作为最终精矿。浮选槽内产品为浮选的尾矿，再向浮选槽内添加氯化钾浮选捕收剂十八胺，25g/t和起泡剂2号油，18g/t，搅拌矿浆并利用浮选机进行充气浮选，获得的泡沫产品为氯化钾浮选精矿，浮选槽内产品为尾矿；再将氯化钾浮选精矿转入精选槽内进行精选(矿浆浓度：10%)，得到的泡沫产品为钾盐浮选的精矿，浮选槽内产品为中矿，返回到上一级作业。

本发明所列举的各原料都能实现本发明，以及各原料的上下限取值、区间值都能实现本发明；在此不一一列举实施例。本发明的工艺参数的上下限取值、区间值都能实现本发明，在此不一一列举实施例。

Claims

1.一种硫酸镁亚型盐湖氯化钾的浮选工艺，其特征在于，包括如下步骤：

(1) 钾盐镁矾混合浮选：用混合母液对光卤石进行分解，将分解料浆转移到浮选槽中并添加调浆母液调节矿浆浓度，搅拌矿浆并加入氯化钾浮选捕收剂，再添加起泡剂，充分搅拌后利用浮选机进行充气浮选，先通过混合浮选获得钾盐镁矾和氯化钾混合精矿，再浮选氯化钾并作为最终精矿；浮选槽内产品为浮选的尾矿；步骤(1)中光卤石与混合母液按固液比为1:2-2:1进行混合均匀，然后在分解温度为20℃-25℃，搅拌转速为300-700r/min的条件下进行分解30-90min；步骤(1)中光卤石的粒度分布为小于0.074mm的占10%-25%，其化学组成为K⁺含量：4%-10%，Na⁺含量：4%-10%，Mg²⁺含量：5%-9%，SO₄ ^2-含量：5%-12%，Cl^-含量：25%-35%；步骤(1)中混合母液的化学组成为K⁺含量：4%-6%，Na⁺含量：2%-4%，Mg²⁺含量：2%-3%，SO₄ ^2-含量：4%-6%，Cl^-含量：14%-16%；步骤(1)中调浆母液的化学组成为K⁺含量：2%-4%，Na⁺含量：0.5%-1%，Mg²⁺含量：4%-6%，SO₄ ^2-含量：4%-6%，Cl^-含量：15%-18%；步骤(1)中加入调浆母液调浆后矿浆的质量浓度为25%-35%；步骤(1)中所述的氯化钾浮选捕收剂用量为15-50g/t；步骤(1)中所述钾盐浮选起泡剂用量为10-30g/t；

(2) 氯化钾浮选：步骤(1)中的浮选尾矿在浮选槽内继续搅拌并加入氯化钾浮选捕收剂，再添加起泡剂，充分搅拌后利用浮选机进行充气浮选，获得的泡沫产品为氯化钾浮选的精矿，浮选槽内产品为氯化钾浮选的尾矿；再将氯化钾浮选的精矿转入精选槽内进行精选，得到的泡沫产品为钾盐浮选的精矿；浮选槽内产品为中矿，将返回上一级作业；步骤(2)中氯化钾浮选的矿浆质量浓度为15%-30%；精选的矿浆质量浓度为5%-15%，步骤(1)和步骤(2)中的浮选矿浆温度为20-25℃，pH值为5.5-7.5，步骤(2)中所述的氯化钾浮选捕收剂用量为10-50g/t，步骤(2)中所述钾盐浮选起泡剂用量为10-30g/t。

2.根据权利要求1所述的硫酸镁亚型盐湖氯化钾的浮选工艺，其特征在于，所述的氯化钾浮选捕收剂包括十二胺、十四胺、十六胺、十八胺、烷基磺酸钠中的任意一种或几种混合。

3.根据权利要求1所述的硫酸镁亚型盐湖氯化钾的浮选工艺，其特征在于，步骤(2)中所述的氯化钾浮选捕收剂用量为10-30g/t。

4.根据权利要求1所述的硫酸镁亚型盐湖氯化钾的浮选工艺，其特征在于，所述的钾盐浮选起泡剂包括2号油、松油、甲基戊醇中的任意一种。