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Die Erfindung betrifft die Verarbeitung polymineralischer Kaliumerze und kann zur Gewinnung von Kaliumsulfat verwendet werden.
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Gegenwärtig sind drei Verfahren zur Verarbeitung von polymineralischen Kaliumerzen bekannt, die in unterschiedlichen Ländern für unterschiedliche Erzarten entwickelt wurden. Diese Erze enthalten Carnallit, Kainit, Halit, Kieserit, Sylvin, Langbeinit, Polyhalit, Anhydrit und andere Minerale, bestehend aus Kalium-, Magnesium- und Natriumsalzen in Sulfat- und Chloridform.
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Die Schwimmaufbereitung zur Verarbeitung von polymineralischen Kaliumerzen unter Gewinnung eines Kalium-Magnesium-Konzentrats beruht auf der selektiven Schwimmaufbereitung von kaliumhaltigen Mineralen aus Erzen, ihrer Entwässerung und Trocknung. Dieses Verfahrens bediente man sich bei der Aufbereitung von Kainit-Carnallit-Erzen auf Sizilien (Italien) und von polymineralischen Erzen in Kaluscha (Ukraine). Der unlösliche Aufbereitungsrückstand wird abgesenkt und zusammen mit Halit und Sulfatmineralen zu den Abgängen abgeleitet, die dann nach Entwässerung auf Halden gelagert werden. Die Vorteile dieses Verfahrens bestehen darin, dass das Verfahren bei Normaltemperatur, geringem Energieaufwand und einfachem apparativem Aufwand durchgeführt wird. Die Nachteile bestehen jedoch in der geringen Selektivität des Verfahrens, da durch die Schwimmaufbereitung zwei oder mehr Kaliumminerale unterschiedlicher mineralogischer und chemischer Natur (Kainit, Carnallit und Sylvin) ausgeschieden werden müssen, im Endprodukt Chloride und Tonminerale als Verunreinigungen vorliegen und der Grad an Gewinnung von Sulfatmineralen aus dem Erz in Konzentratform höchstens 50–55% beträgt (Stebnikovskij-Kaliumwerk, Ukraine) [1].
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Am weitesten verbreitet ist das halurgische Erzverarbeitungsverfahren, das auf der unterschiedlichen Löslichkeit der einzelnen Minerale bei unterschiedlichen Temperaturen unter nachfolgender Kristallisation der Produkte aus gesättigten Lösungen und Eindampflösungen beruht [2]. Nach diesem Verfahren löst man das gewonnene Erz in der Mutterlauge bei unterschiedlichen Temperaturen, wobei je nach Temperatur bei der Abkühlung Halit ausfällt und der unlösliche Rückstand Kaliumminerale enthält (Kalium-Magnesium-Werk von Kaluscha, Ukraine) bzw. Kaliumchlorid und im Rückstand Halit mit Kieserit enthalten ist (Firma „K + Z“, Deutschland). Da bei der Abkühlung der Zeitpunkt schwer zu erfassen ist, bei dem die Ausfällung des Halits abgeschlossen ist, enthalten die Kaliumminerale erhebliche Mengen an Halit (15–25% in den ukrainischen Werken und bis zu 40% in den deutschen Werken), der dann verfahrensgemäß durch Waschen entfernt wird. Magnesiumsulfat in Form von Kieserit erhält man auf der zweiten Stufe nach dem Waschen der Abgänge des halurgischen Verfahrens zur Entfernung von Natriumchlorid mit Wasser. Darauf folgt die Konversion der Kaliumminerale mit Magnesiumsulfat in Form von Epsomit, den man aus Kieserit erhält, unter Synthese von Schönit, seine Zersetzung mit Wasser oder Kaliumchloridlösung je nach dem Verhältnis zwischen Kalium- und Sulfatmineralen im Erz unter Gewinnung von Kaliumsulfat. Die Laugenüberschüsse werden durch Eindampfen nach einem vierstufigen Verfahren unter Abscheidung von Kaliumsulfatmineralen eingeengt. Die Vorzüge dieses Verfahrens bestehen im komplexen Einsatz sämtlicher Erzkomponenten, in der Gewinnung konzentrierter chlorfreier Düngemittel (K2O-Gehalt 30–50%) und in der Tatsache, dass die Abfallprodukte lediglich aus den Tonverunreinigungen des Erzes bestehen können. Die Nachteile bestehen jedoch im Vorliegen von Natriumchlorid als Verunreinigung bei sämtlichen Arbeitsprozessen und der damit verbundenen Verunreinigung der Endprodukte, in der Notwendigkeit der Durchführung zusätzlicher Arbeitsgänge zu seiner Entfernung mittels Lösung, im Vorliegen von Natriumchlorid als Abfallprodukt in flüssiger Form und darin, dass es eingedampft oder gelagert werden muss, in der Komplexität des Verfahrens und schließlich im hohen Energieaufwand.
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Beim kombinierten Verfahren zu Verarbeitung von polymineralischem Kaliumerz [3] kommen gleichzeitig die Schwimmaufbereitung und das halurgische Verfahren zum Einsatz. Zuerst scheidet man halurgisch nacheinander einen Teil des Natriumchlorids und die Kaliumminerale ab, wonach man aus dem halurgischen Rückstand durch Schwimmaufbereitung den Kieserit isoliert. Dieser wird nach der Methode des Heißlösens in Epsomit überführt, aus dem durch Umsetzung mit den Kaliummineralien Schönit entsteht, der durch Wasser in Kaliumsulfat zersetzt wird. Nach diesem Verfahren erhält man außerdem konzentrierten chlorfreien Dünger bei einem Gehalt von 30 bzw. 50% K2O. Der Nachteil des Verfahrens besteht in der Schwierigkeit der halurgischen Verarbeitung der Produkte der Schwimmaufbereitung des ungelösten Rückstandes mit Produkten des halurgischen Zyklus infolge des Aufschwimmens (Flotation) der frisch gebildeten Produkte infolge ihrer Hydrophobisierung durch die Rückstände der bei diesem Verfahren verwendeten Reagenzien, sowie in der Verunreinigung der einzelnen Arbeitsgänge durch den Überschuss an Natriumchlorid.
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Der komplexe Charakter der angeführten Verfahren ist durch die Notwendigkeit des komplexen Einsatzes sämtlicher Erzkomponenten sowie durch die Notwendigkeit der gelichzeitigen Abarbeitung mehrerer Erzkörper bedingt, die sich voneinander durch ihre chemische und mineralogische Zusammensetzung unterscheiden.
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Hinsichtlich des technischen Wesens und des erzielbaren Ergebnisses kommt der vorgeschlagenen Erfindung (Prototyp) am nächsten das Verfahren zur Herstellung von Kaliumsulfat, das die Vermahlung des Erzes, seine Lösung bei einer Temperatur von 60–80° C in einer Lauge umfasst, die Natriumchlorid, Kaliumchlorid und Magnesiumsulfat enthält, unter Ausfällung von unlöslichem Kieserit, Langbeinit und Halit, sowie die Isolierung des Kieserits durch Schwimmaufbereitung, seine Überführung in Epsomit durch Lösung, die Synthese von Schönit aus Kaliummineralien und Epsomit, seine Kristallisation und Zersetzung mit Wasser unter Erzielung von Kaliumsulfat und die Eindampfung der überschüssigen Menge an Schönitlösung unter Abscheidung von künstlichem Kainit, Carnallit und Halit [4].
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Der Nachteil des obigen Verfahrens ist die Gewinnung von Kaliumsulfat mit erhöhtem Natriumchloridgehalt (bis 15–17%) infolge der Unschärfe der Grenze bzgl. des Abschlusses der Kristallisation von Halit aus den Mutterlaugen und des komplexen Charakters der nachfolgenden Weiterverarbeitung infolge der Verteilung des Halits sowie der Notwendigkeit der Durchführung von vier Stufen der Eindampfung der überschüssigen Mutterlaugen, wobei in den ersten drei Stufen und insbesondere in der ersten Stufe Halit isoliert wird. Die Stufe der Schönitsynthese erfolgt ohne klare Einhaltung des Gewichtsverhältnisses zwischen Kaliumchlorid und Magnesiumsulfat im Erz entsprechend dem stöchiometrischen Verhältnis, was dazu führt, dass in den ersten drei Stufen der Eindampfung der überschüssigen Laugen der Reihe nach ein Überschuss an Kaliumchlorid und Magnesiumsulfat anfällt und es zu einer unausgeglichenen Synthese von Schönit und schließlich von Kaliumsulfat kommt, was schließlich zu einer Verarmung an Kaliumchlorid bzw. Magnesiumsulfat führt.
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Die durch die vorliegende Erfindung zu lösende Aufgabe besteht in der Vereinfachung und Stabilisierung des Prozesses der Gewinnung von Kaliumsulfat aus polymineralischen Kaliumerzen unter Schwankungen der stofflichen Zusammensetzung.
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Die gestellte Aufgabe wird durch das beanspruchte Verfahren zur Verarbeitung von polymineralischem Kaliumerz unter Gewinnung von Kaliumsulfat gelöst, dadurch gekennzeichnet, dass man das Erz bei einem Gewichtsverhältnis von Kaliumchlorid zu Magnesiumsulfat entsprechend der chemischen Umsetzung von 1,00–1,24 verarbeitet, das Erz bis zu einer Korngröße von höchstens –0,5mm vermahlt, den Halit durch Schwimmaufbereitung am Kopf des Verfahrens abtrennt, das Kaliumkonzentrat entwässert unter nachfolgender Zersetzung seiner Carnallitkomponente mit einer 18–22 %-igen Magnesiumchloridlösung während 0,5–2 Stunden mit einem Verhältnis von Flüssigkeit zu Carnallit im Konzentrat von 2,9–3,1 unter Überführung des Kaliumchlorids in die Festphase und Abtrennung der Flüssigphase, das nach Zersetzung des Carnallits erhaltene entwässerte Kaliumkonzentrat unter Erwärmung auf eine Temperatur von 60–65° C in der Schönitlauge löst und durch Filtration den schwer löslichen Kieserit abtrennt, der dann durch Temperaturkonversion in Wasser bei einer Temperatur von 75–80° C und unter Rühren während 2–2,5 Stunden in Epsomit überführt wird, wonach man die Lösung des Kaliumkonzentrats mit der Lösung des Epsomits und der Sulfatlauge vereinigt, wonach man bei einer Temperatur von 60–65° C und einem Gewichtsverhältnis von Kaliumchlorid zu Magnesiumsulfat im Reaktionsgemisch von 0,61–0,63 die Schönitlösung erhält, die man dann in einer Vakuum-Kristallisations-Anlage abkühlt, wonach man die erhaltene Trübe eindickt und durch Filtration den Schönit abtrennt. Ein Teil der abgetrennten Schönitlösung wird dann der Lösung des erhaltenen Kaliumkonzentrats zugeführt, wonach man ihren zweiten Teil der Regeneration in einer Vakuum-Kristallisations-Anlage regeneriert unter Abscheidung einer Festphase aus künstlichem Kainit und Erzielung einer Kainitlauge. Die flüssige, Kaliumchlorid enthaltende Phase wird dann teilweise mit der Kainitlauge gemischt unter nachfolgender Regeneration, wonach man den erhaltenen Schönit mit Wasser unter Erwärmung bis auf eine Temperatur von höchstens 48° C zersetzt. Anschließend wird das erhaltene Kaliumsulfat eingedickt und entwässert, wonach man durch Filtration das Endprodukt isoliert. Anschließend wird das Filtrat, d.h. die erhaltene Sulfatlauge der Lösung des Kaliumkonzentrats zugeführt, wonach man die isolierte Kainitlauge mit einem Teil der Carnallitlauge vereinigt, eindampft und unter Kristallisation in einer Vakuum-Kristallisations-Anlage abkühlt, wodurch man zuerst ein Gemisch aus künstlichem Carnallit und Halit und dann aus Bischofit erhält.
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Das Endprodukt, d.h. das Kaliumsulfat granuliert man durch Verpressen oder durch Behandlung des feinkörnigen Produktes mit agglomerierenden Zusätzen, wonach man es trocknet. Danach wird das feinkörnige und granulierte Kaliumsulfat ggf. mit einem Staubabscheider behandelt.
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Bei der Durchführung des erfindungsgemäßen Verfahrens zur Verarbeitung von polymineralischen Kaliumerzen erzielt man eine Steigerung der Gewinnung von Kaliummineralen aus Erz von 64% auf 90–92%. Man erhält auf diese Weise hochreine Produkte, wobei der Kaliumsulfatgehalt 95–96% bei hoher Ausbeute (91% gegenüber 97% entsprechend dem Prototyp) erreicht.
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Die Wahl des Verhältnisses von Gewichtsanteilen Kaliumchlorid zu Magnesiumsulfat im Erz in einem Bereich von 1,00–1,24 gewährleistet die Stabilisierung des Verfahrens zur Herstellung von Schönit und danach auch von Kaliumsulfat. Ein Teil des Magnesiumsulfats wird bei der Lösung des Kaliumkonzentrats in Form von unlöslichem Kieserit isoliert und danach in Epsomit umgewandelt. Danach dosiert man bei der Gewinnung des Schönits diese Komponenten entsprechend dem stöchiometrischen Verhältnis für die chemische Umsetzung, wodurch man verunreinigungsfreien reinen Schönit erhält. Die Steigerung dieses Verhältnisses im Erz auf über 1,24 führt zu einer Verunreinigung des Schönits mit Kaliumchlorid, auf unter 1,00 dagegen zu einer Anhäufung einer erheblichen Menge an Überschuss an Magnesiumsulfat und ggf. zu einer häufigeren Umstellung des Verfahrens zur Synthese von Schönit unter Verwendung von mit Kaliumchlorid angereichertem Erz.
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Die Isolierung des Halits durch Schwimmaufbereitung am Kopf des Verfahrens zur Verarbeitung des Erzes ermöglicht es, dass sich im Verlauf der einzelnen Stufen der Erzverarbeitung bei der Synthese von Schönit Halit ansammelt, es zur Gewinnung von Kaliumsulfat durch Zersetzung des Schönits kommt und die Salze aus den überschüssigen Mutterlaugen regeneriert werden, wobei bereits vier Stufen erforderlich sind. Führt man die Schwimmaufbereitung des Halits in der zweiten Stufe nach Zersetzung der Carnallitkomponente durch, werden bei der Zersetzung des Carnallits in Anwesenheit von Halit in die flüssige Phase erhebliche Mengen an sich zusammen mit Carnallit und Kainit lösenden feindispersem Halit isoliert, wobei die Selektivität des Verfahrens zur Auftrennung von Halit und Kaliumsulfatmineralien gestört wird, d.h. im Kaliumkonzentrat liegt dann der Halitgehalt bei über 12%.
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Die Zersetzung der Carnallitkomponente mit 18–22-prozentiger Magnesiumchloridlösung während 0,5–2,0 Stunden bei einem Verhältnis Fl:Fe (flüssig:fest) = 1,6–1,8 ist optimal. Die Steigerung dieser Parameter über die Obergrenze hinaus ist wirtschaftlich nicht sinnvoll, da das Verfahren der Zersetzung stabilisiert wird, während andererseits eine Verringerung unter die Untergrenze zu einer unzureichenden Zersetzung des Carnallits führt (der Carnallitgehalt nach der Zersetzung im durch Schwimmaufbereitung erhaltenen Konzentrat beträgt über 7%), wonach dieser auf der Stufe der Schönitsynthese weiter zersetzt wird. Es kommt dann zu einer höheren Anhäufung von Magnesiumchlorid in der Schönitlösung und zu einer Steigerung des Anteils der überschüssigen Schönitlösung, die der Regeneration zugeführt wird. Gleichzeitig beobachtet man eine Steigerung der Löslichkeit des Kainits und eine oberflächliche Schönitisierung von dessen Partikeln, was zu Verlusten an wertvollen Komponenten in den einzelnen Arbeitsgängen und zu einer Verzögerung der Umsetzung des Kainits zu Schönit führt.
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Die Synthese des Schönits bei einem Gewichtsverhältnis von Kaliumchlorid zu Magnesiumsulfat in der Arbeitslösung von 0,69–0,63 ist optimal. Die Schönitausbeute beträgt dann 98–99%. Die Verringerung dieses Verhältnisses unter die Untergrenze führt zu einer Steigerung des Gehalts an nicht umgesetzten Magnesiumsulfat im Schönit, während eine Steigerung dieses Verhältnisses über die Obergrenze hinaus zu einer Steigerung des Kaliumchloridgehalts im Schönit führt. Da das Erz entsprechend der Beschickung einen geringen Überschuss an Magnesiumsulfat aufweist, lässt sich der Prozess der Synthese des Schönits durch die Stufe der Isolierung von Kieserit aus dem Kaliumkonzentrat und die Einstellung des Verhältnisses von Kaliumchlorid zu Magnesiumsulfat auf 0,62 durch gesteuerte Dosierung des aus dem isolierten Kieserit erhaltenen Epsomits leicht steuern. In diesem Falle ist der Prozess genau steuerbar, wobei lediglich Schönit mit einem minimalen Gehalt an Verunreinigungen erhalten wird.
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Entsprechend der erfindungsgemäßen Lösung erfolgt die Eindampfung der überschüssigen Laugen infolge der Entfernung des Halits am Kopf des Verfahrens durch Schwimmaufbereitung lediglich in drei Stufen. Der Halit wird zusammen mit dem Carnallit auf der zweiten Stufe der Verdampfung der überschüssigen Laugen isoliert und vom Carnallit auf der Stufe der Schwimmaufbereitungsisolierung zusammen mit dem Halit des Erzes abgetrennt. Bei der Verarbeitung der überschüssigen Laugen fällt der anfängliche Arbeitsgang der Isolierung des Halits durch Verdampfung der primären überschüssigen Lauge weg.
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Das erfindungsgemäße Verfahren wird wie folgt durchgeführt:
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Ausführungsbeispiel 1
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Verwendet wird 1 kg eines polymineralischen Kaliumerzes folgender Zusammensetzung:
Halit 40,5%, Magnesiumsulfat 16,1%, Magnesiumchlorid 13,1%, Kaliumchlorid 15,5%, Calciumsulfat 0,3%, wobei der Rest auf Wasser entfällt. Das Erz wird zerkleinert und dann bis zu einer Kornklasse von 0,5 mm vermahlen. Anschließend bereitet man eine Suspension in 30 %-iger Magnesiumchloridlösung bei einem Verhältnis Fl:Fe = 4 und einem pH von 3,5. Anschließend wird in einer Flotationsmaschine der Halit isoliert, wobei man als Sammler das Alkylmorpholin Armoflot 619 in Salzform bei einem Verbrauch von 260 g/t verwendet. Der Grad der Gewinnung an Halit beträgt 96% und der Kaliumchloridgehalt 2%. In den Abgängen verbleibt ein Kaliumkonzentrat mit einem Halitgehalt von 3%. Das Kaliumkonzentrat wird durch Filtration mithilfe eines Vakuumfilters entwässert, wonach man die Carnallitkomponente mit einer 20 %-igen Magnesiumchloridlösung während 1 Stunde durch Rühren der Suspension bei einem Verhältnis Fl:Fe = 3,0 zersetzt. Der Rückstand an Kalium-Magnesium-Salzen wird mithilfe eines Vakuumfilters entwässert und dann in der Schönitlösung der Stufe der Schönitsynthese, erhalten bei der Durchführung eines Blindversuchs bei einer Temperatur von 70° C während einer Stunde gelöst. Anschließend wird die ungelöste Festphase – vorwiegend Kieserit – mithilfe einer Vakuumfilters abfiltriert, wonach man ihn mit Wasser bei einer Temperatur von 80° C während 3 Stunden unter Erzielung einer Epsomitlösung mit einer Dichte von 1350 kg/m3 löst. Die Epsomitlösung und die Sulfatlauge der Stufe der Gewinnung des Kaliumsulfats (zu Beginn des Verfahrens wird handelsüblicher Epsomit verwendet) wird dann der Lösung des Kaliumkonzentrats in Mengen bis zur Erzielung eines Gewichtsverhältnisses von Kaliumchlorid zu Magnesiumsulfat in der Lösung von 0,62 zudosiert. Die Lösung wird dann bei 60° C gerührt und auf 20° C abgekühlt. Der auskristallisierte Schönit wird dann mithilfe eines Vakuumfilters abfiltriert, wobei man den Niederschlag in Wasser bei einer Temperatur von 48° C bei einem Verhältnis Fl:Fe = 0,96 löst, die Suspension auf 20° C abkühlt und die Festphase, d.h. Kaliumsulfat, mithilfe eines Vakuumfilters abfiltriert. Die Ausbeute an Kaliumsulfat beträgt dann 204g und der Gehalt an Kaliumsulfat im Produkt 95,5%. Der Grad der Gewinnung an Kaliumsulfatmineralen aus dem Erz beträgt 90%. Die überschüssigen Lösungen werden nach der Synthese des Schönits (Schönitlösung- dritter Teil) und der Zersetzung des Carnallits (Carnallitlösung- dritter Teil) erwärmt, eingedampft und unter Vakuum abgekühlt. Auf der ersten Stufe dampft man die überschüssige Schönitlösung ein (105° C), wobei unter Kühlung die Salze des Schönits und des künstlichen Kainits isoliert werden. Diese führt man dann der Stufe der Gewinnung des Schönits zu. Die Restlösung nach dem Eindampfen wird mit der Carnallitlauge vereinigt und dann unter Kühlung unter Vakuum eingedampft (115° C). Danach folgt die zweite Eindampfstufe unter Isolierung eines Niederschlags aus Halit und Carnallit, den man dann der Stufe der Flotationsisolierung des Halits zuführt. Auf der dritten Eindampfstufe wird dann die restliche Flüssigphase eingedampft und abgekühlt, wobei man als Niederschlag Bischofit isoliert, der das Endprodukt darstellt.
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Beispiel nach dem bekannten Verfahren (Prototyp)
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Verwendet wird 1 kg eines polymineralischen Kaliumerzes folgender Zusammensetzung:
Halit 40,5%, Magnesiumsulfat 16,1%, Magnesiumchlorid 13,1%, Kaliumchlorid 15,5%, Calciumsulfat 0,3%, wobei der Rest auf Wasser entfällt. Das Erz wird zerkleinert und bis zu einer Kornklasse von 5 mm vermahlen. Anschließend löst man in der Mutterlauge bei einer Temperatur von 70° C, erhalten durch Lösung des Erzes in Wasser bei einer Temperatur von 90° C bis zur Sättigung. Die Salzzusammensetzung der Flüssigphase stellt ein Gemisch aus Sulfaten und Chloriden von Kalium und Magnesium mit Natriumchlorid dar. Der Niederschlag aus Natriumchlorid und Kieserit wird durch Filtration an einem Vakuumfilter entwässert und dann der Flotationsisolierung von Kieserit zugeführt. Das Filtrat wird dann zuerst auf 35° C, d.h. auf eine Temperatur abgekühlt, bei der in der Lösung die Kristallkeimbildung des Schönits beginnt. In diesem Temperaturbereich (90–95° C) kommt es zur Ausfällung des Halits. Dieser wird dann von der Lösung abfiltriert. Ferner wird die Lösung auf 20–22° C abgekühlt, wobei in diesem Temperaturbereich Schönit ausfällt, den man dann abfiltriert und der Gewinnung von Kaliumsulfat durch seine Lösung in Wasser bei einer Temperatur von 48° C bei einem Verhältnis Fl:Fe = 0,96 zuführt, wonach man die Suspension auf 20° C abkühlt und die Festphase, d.h. Kaliumsulfat mithilfe eines Vakuumfilters abfiltriert. Die Ausbeute beträgt dann 136 g und der Gehalt an Kaliumsulfat im Produkt 98,6%. Der Grad der Gewinnung an Kaliummineralen aus dem Erz beträgt 64%. Die Schönitlösung wird dann der Lösung des Erzes zugeführt. Die erhaltenen Abfälle aus der Lösung des Erzes werden der Schwimmaufbereitung zur Gewinnung des unlöslichen Kieserits zugeführt. Die Schwimmaufbereitung des Kieserits erfolgt unter Verwendung einer C7-9-Fraktion von Natriumalkylsulfat als Sammler bei einem Verbrauch von 150 g/t. Der Grad der Gewinnung an Kieserit im Konzentrat beträgt 50%. Den Kieserit löst man dann mit Wasser bei einer Temperatur von 80° C für 3 Stunden unter Gewinnung einer Epsomitlösung mit einer Dichte von 1300 kg/m3. Die Epsomitlösung und die Sulfatlauge der synthetischen Stufe der Gewinnung des Kaliumsulfats wird dann der Stufe der Lösung des Erzes zudosiert.
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Die überschüssigen Lösungen nach der Synthese des Schönits (erste Hälfte) und der Zersetzung des Schönits (zweite Hälfte) werden erwärmt, eingedampft und abgekühlt. Auf der ersten Stufe dampft man die überschüssige Schönitlösung ein (105° C), wobei unter Kühlung Halit isoliert wird. Auf der zweiten Stufe dampft man dann die Salze des Halits, des Schönits und des künstlichen Kainits ein, die man dann der Gewinnung von Schönit zuführt. Die Restlösung nach dem Eindampfen wird einer dritten Eindampfstufe (115° C) unter Kühlung zugeführt, wobei Halit und Carnallit ausfallen. Die restliche Flüssigphase wird eingedampft und abgekühlt (vierte Eindampfstufe), wobei als Niederschlag Bischofit anfällt, der das Endprodukt darstellt.
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Eine erneute Durchführung des Versuchs an einer Rücklauge aus Schönit und Sulfat als Lösungsmittel für das Erz führte zu einer starken Verminderung der Löslichkeit der Kaliumminerale infolge der Ansammlung von Magnesiumchlorid. Dieser Verfahrensverlauf ermöglicht die erneute Verwendung lediglich von 20% Laugen, während 80% der Laugen wieder der Verarbeitung zugeführt werden müssen, was unwirtschaftlich ist.
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Die Ausführungsbeispiele 2 bis 5 für die Verarbeitung von polymineralischen Kaliumerzen entsprechen Beispiel 1. Das Ausführungsbeispiel 6 wurde analog Beispiel 1 durchgeführt, wobei man jedoch zuerst die Zersetzung des Carnallits im Erz durchführte und dann aus dem gewonnenen Konzentrat durch Schwimmaufbereitung den Halit isolierte. Die Ergebnisse der Versuche bezüglich des Verfahrens zur Verarbeitung von polymineralischen Kaliumerzen entsprechend der erfindungsgemäßen Lösung sind in Tabelle 1 zusammengefasst. Tabelle 1 – erfindungsgemäße Ausführungsbeispiele
| Verfahrensparameter | Quantitative Parameter entsprechend den Beispielen |
| 1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 | 7 | Prototyp |
| Gewichtsverhältnis im Erz von KCl:MgSO4 | 1,09 | 1,24 | 1,00 | 0,98 | 1,26 | 1,09 | | 1,19 |
| Reihenfolge der Isolierung des Halits | Nummer 1 bis 5 am Kopf des Prozesses Nummer 6 – nach Zersetzung des Carnallits Prototyp – halurgisch am Kopf des Prozesses |
| Parameter der Zersetzung des Carnallits | |
| – Konzentration der MgCl2 – Lösung, % | 20 | 22 | 18 | 16 | 23 | 20 | | - |
| – Verhältnis Fl:Fe | 3,0 | 3,1 | 2,9 | 2,8 | 3,2 | 3,0 | | - |
| – Zersetzungsdauer, in Stunden | 1 | 2 | 0,5 | 0,4 | 2,2 | 1 | | - |
| Gewichtsverhältnis KCl:MgSO4 bei der Synthese des Schönits | 0,62 | 0,63 | 0,61 | 0,60 | 0,64 | 0,62 | | 0,62 |
| Zahl der Stufen der Eindampfung der überschüssigen Laugen | 3 | 3 | 3 | 3 | 4 | 4 | | 4 |
| Ausbeute an Kaliumsulfat, in % | 95,1 | 94,5 | 95,0 | 93,2 | 91,3 | 84,6 | | 57,2 |
| Zusammensetzung des erhaltenen Schönits | |
| – Gehalt an Schönit, in % | 98,0 | 98,3 | 97,1 | 98,1 | 94,0 | 84,3 | | 86,1 |
| – Gehalt an Halit, in % | 1,0 | 1,1 | 1,3 | 1,1 | 1,0 | 12,5 | | 11,2 |
| Zusammensetzung des erhaltenen K2SO4 | |
| – Gehalt an K2SO4, in % | 95,5 | 95,8 | 95,3 | 96,1 | 94,2 | 87,2 | | 89,6 |
| – Gehalt an Halit, in % | 1,0 | 1,2 | 0,9 | 1,0 | 1,0 | 11,3 | | 7,8 |
| – Gehalt an KCl, in % | - | - | - | - | 1,3 | - | | - |
| Grad der Gewinnung der Kaliumminerale aus Erz, in % | 86 | 87 | 88 | 85 | 84 | 78 | | 64 |
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Die in der Tabelle angeführten Ergebnisse zeigen, dass bei der Durchführung des erfindungsgemäßen Verfahrens zur Verarbeitung von polymineralischen Kaliumerzen eine Steigerung des Gewinnungsgrades für Kaliumminerale aus dem Erz von 64% bis 90–92% erreicht wird. Die Produkte werden in hohem Reinheitsgrad erhalten, d.h. der Gehalt an Kaliumsulfat erreicht 95–96% bei hoher Ausbeute (91% gegenüber 57% gemäß dem Prototyp).
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LITERATUR
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- 1. Technologija kalijnych udobrenij. Red. Pečkovskij V. V. Minsk, Vysšaja škola, 1978, SS. 233–255.
- 2. Šul‘ženko Je. A., Sokolov A. V., Proizvodstvo beschlornych kalijnych udobrenij za rubežom. M., NIITECHIM, 1973, 88 S.
- 3. Grabovenko V. A., Proizvodstvo beschlornych kalijnych udobrenij. L., Chimija, 1980, SS. 198–204.
- 4. Lun’kova Ju. N., Chaber N. V., Proizvodstvo koncentrirovannych kalijnych udobreniy iz polimineral’nych rud. Kiev, Technika, 1980, SS. 5–92 (Prototyp).