SU1096216A1 - Method for leaching potassium and magnesium compounds from langbeinite ores - Google Patents

Method for leaching potassium and magnesium compounds from langbeinite ores Download PDF

Info

Publication number
SU1096216A1
SU1096216A1 SU823478690A SU3478690A SU1096216A1 SU 1096216 A1 SU1096216 A1 SU 1096216A1 SU 823478690 A SU823478690 A SU 823478690A SU 3478690 A SU3478690 A SU 3478690A SU 1096216 A1 SU1096216 A1 SU 1096216A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
ore
water
days
mother liquor
ores
Prior art date
Application number
SU823478690A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Дмитрий Васильевич Гребенюк
Иван Иванович Ковалишин
Роман Алексеевич Марусяк
Богдан Миронович Курилко
Иван Михайлович Окрепкий
Юрий Сулейманович Григоров
Нина Петровна Опанасик
Наталья Николаевна Подобайло
Богдан Николаевич Яремчук
Иван Георгиевич Кельман
Йосиф Ярославович Долошицкий
Валентина Витальевна Лаврик
Анатолий Дмитриевич Гребенюк
Ярослава Дмитриевна Кельман
Original Assignee
Калушский Филиал Всесоюзного Научно-Исследовательского И Проектного Института Галургии
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Калушский Филиал Всесоюзного Научно-Исследовательского И Проектного Института Галургии filed Critical Калушский Филиал Всесоюзного Научно-Исследовательского И Проектного Института Галургии
Priority to SU823478690A priority Critical patent/SU1096216A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU1096216A1 publication Critical patent/SU1096216A1/en

Links

Landscapes

  • Fertilizers (AREA)

Abstract

1. СПОСОБ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ СОЕДИНЕНИЙ КАЛИЯ И МАГНИЯ ИЗ ЛАНГБЕЙНИТОВЫХ РУД, включающий измельчение руды, обработку ее водой или маточным раствором с последующей обработкой тем же раствором при повышенной температуре и отделением нерастворимого остатка , отличающийс  тем, что, с цель интенсификации процесса, снижени  потерь полезных компонентов с дренажными водами и устранени  слеживаемости руды, обработку последней ВОДОЙ или маточным раствором провод т В три стадии при перемешивании с интервалом в 2-3 сут с последукмдим ворошением руды через 3-4 сут и дополнительной выдержкой В течение ц 2-3 сут. (Л 2. Способ по п. 1, отличающийс  тем, что на первой стадии с расход ВОДЫ или маточного раствора составл ет 2-3 мас.%,. на второй и I -третьей - 3-4 мас.% от расхода руды, а1. METHOD OF LEADING COMPOUNDS OF POTASSIUM AND MAGNESIUM FROM LANGBEIN ORES, including grinding ore, treating it with water or mother liquor followed by treating with the same solution at elevated temperature and separating the insoluble residue, characterized in that, with the aim of intensifying the process, reducing the loss of useful components with drainage waters and elimination of caking of the ore, the treatment with the last WATER or mother liquor is carried out in three stages with stirring at an interval of 2-3 days followed by agitating Udy 3-4 days and more exposure for 2-3 days p. (L 2. The method according to claim 1, characterized in that in the first stage with the consumption of WATER or mother liquor is 2-3 wt.%, In the second and I third stage - 3-4 wt.% Of the ore consumption, but

Description

Oi Ю Изобретение относитс  к способу переработки лангбейнитовыл РУД и мо Keif быть использовано в производств гинеральных удобрений. Известен способ переработки поли минеральных калийных руд, согласно которому руду измельчают, раствор ют в обратных-маточных растворах, и насыщенных растворов кристаллизуют шенит с последунвдей . Нераство рившийс  остаток флoтиpsaoт жирными кислотами, отдел ют палит, а флотоконцентрат раствор ют в воде и насыщенный раствор перед кристаллизацией смешивают с насыщенньш раствором от растворени  руды 1. Недостаток данного способа значительные потери полезных компонентов из-за колебаний состава поли минеральных руд, а также св занные трудностью совместной переработки про дуктов флотационного обогащени  с продуктами галургического цикла. Наиболее близким к предложенному по технической сущности и достигае- мому эффекту  вл етс  способ выщела чивани  соединений кали , натри  и магни  из лангбейнитовых руд, включающий измельчение руды до размера 0,1-0,5 мм, смешение ее с водой или раствором солей в стехиометрическом отношении с вьвдерживанием в течение 14-27 сут с последующей обработкой раствором солей при 60-70°С в течение мин 21 . Недостатками известного способа  вл ютс  длительность процесса, еле живание руды, значительные потери полезных компонентов с дренажными водами, большой расход воды или рас воров солей на гидрацию руды. Цель изобретени  - интенсификаци процесса, снижение потерь полезных компонентов с дренажными водами и устранение слеживаемости руды. Поставленна  цель достигаетс  тем что согласно известному способу обра ботка лангбейнитовой руды водой или маточным раствором проводитс  в три стадии при перемешивании с интервалом в 2-3 сут. Через 3-4 сут после последней обработки руду подвергают дополнительному ворошению и выдер 1 (}1вают в течение 2-3 сут Причем на первой стадии расход воды или маточн ого раствора составл  ет 2-3 мас,%, на второй и третьей 3-4 мас.% от расхода руды. Трехстадийна  подача воды или маточного раствора .позвол ет уменьшить врем  выдерживани  орошаемых лангбейнитовых руд до 10-13 сут. Дл  получени  сыпучей гидратированной руды с минш)4альными энергетическими затратами воду или маточный ;раствор неОбходюло подавать с интер валом в 2-3 сут. Перемешивание руды с жидкостью на каждой стадии и наличие ворош1ени  через 3-4 сут после последней подачи жидкости способствуют ликвидации слеживаомости. При этом прочность гидратированной руды снижаетс  с 14,92-25,3 до 1,03-2,40 кГс/см или по сравнению с прототипом в .,50 раз. Дл  обеспечени  полного смачивани  руды и завехиаени  процесса шенитизации лангвёйнита расход жидкости на первой стадии должен составл ть 2-3 вес.%, а на второй и третьей 3-4 вес.%. Пример 1.К89Г лангбейнитовой руды состава, вес.%: К 8,06; Мд 4,21; Са 1,51; Na 12,72 С1 23,08.} ЗОц 25,47, илы 18,12; вода 6,83, добавл ют на первые сутки 3 вес.%, а на третьи и шестые сутки по 4 вес.% воды от расхода руды. При каждой подаче воды руду перемешивают. После третьего зтапа подачи воду руду выдерживают еще 3 сут, подвергают дополнительному ворошению и выдерживают до 13 сут с момента первой подачи воды на орошение. За это врем  лангбейнит превращаетс  в шенит и эпсомит на 95%, и гидра ированна  руда имеет состав , вес.%: К 7,26; Мд 3,79; Са 1,36; Na 11,46; С1 20,79; SO, 22,95; илы 14,64; вода 17,75. Гидратированную руду подвергают гор чему растворению в растворе, вз том в количестве 3,0 кг/кг руды, при в первом растворителе и во втором. Раст вор имеет состав, вес.%: К 3,93; |Мд 3,03; Ма 4,40; С1 15,74; SO 4,70; во.цы 68,20. В результате растворени  и разделени  суспензии получают 351,0 кг насыщенного раствора состава, вес.%: К 5,11; Мд 3,61; Са 0,01; Na 4,20; С1 15,16 SOi 8,82; вода 63,09 и 49 кг нерастворимого остатка состава, вес.% К Э,§8; Мд 1,49; Са 3,92; Na 20,03; С1 32,35; SOy 18,67; илы 12,45; вода 7,11. Из насыщенного раствора получают кгшимагнезию , сульфат кали , поваренную и хлормагниеаые растворы; нерастворимый остаток используют дл  закладки выработанных пространств шахт. Способ снижает врем  обработки до 13 сут и исключает потери с дренажныии водами. Пример 2. К 92 г лангбейни- товой руды состава, вес.%: К 7,60; д 3,36; Са 1,78; Na 13,80; С1 24,07; SOt, 23,22; илЫ 18,J2; вода 7,85, обавл ют на первые сутки 2 вес.%, на вторые и четвертые сутки по k 3 вес.% воды от расхода руды. При каждом орошении провод т пеемешивание , а1ддерживают еще 3 сут, подвергают ворошению и выдерживаютOi Yu The invention relates to a method for processing langbaneite ore and Mo Keif to be used in the production of gineral fertilizers. A method of processing poly mineral potash ores is known, according to which the ore is crushed, dissolved in reverse mother liquors, and the shenite crystallizes with saturated solutions. The non-dissolved fatty acid residue of the fatty acids is separated off, the flotation concentrate is dissolved in water and the saturated solution is mixed with the saturated solution from the ore dissolving solution 1 before crystallization. The disadvantage of this method is significant loss of useful components due to difficulty of joint processing of flotation enrichment products with halurgical cycle products. The closest to the proposed technical essence and the achieved effect is a method of leaching compounds of potassium, sodium and magnesium from langbainitic ores, including grinding the ore to a size of 0.1-0.5 mm, mixing it with water or a solution of salts in stoichiometric relationship with holding for 14-27 days, followed by treatment with a solution of salts at 60-70 ° C for min 21. The disadvantages of this method are the duration of the process, ore smelting, significant loss of useful components with drainage water, high consumption of water or salt solutions for ore hydration. The purpose of the invention is to intensify the process, reduce the loss of useful components with drainage water and eliminate caking of ore. This goal is achieved by the fact that, according to a known method, the processing of langbeinitic ore with water or mother liquor is carried out in three stages with stirring at an interval of 2-3 days. 3-4 days after the last treatment, the ore is subjected to additional agitating and ryder 1 (} is held for 2-3 days. Moreover, in the first stage, the flow of water or the mother liquor is 2-3 wt.%, On the second and third stages 3-4. wt.% of ore consumption. Three-stage supply of water or mother liquor. It allows reducing the time of irrigated langbainite ores to 10-13 days. To obtain granular hydrated ore with min) in 4 times energy expenditure, water or mother liquor; 2-3 days Mixing the ore with the liquid at each stage and the presence of agitating 3-4 days after the last supply of the liquid contribute to the elimination of caking. At the same time, the strength of hydrated ore is reduced from 14.92-25.3 to 1.03-2.40 kgf / cm or by a factor of 50 in comparison with the prototype. In order to ensure complete wetting of the ore and to ensure the process of shenitization of langweinit, the flow rate in the first stage should be 2-3 wt.%, And in the second and third stages 3-4 wt.%. Example 1.K89G Langbeinit ore composition, wt.%: K 8.06; Md 4.21; Ca 1.51; Na 12.72 C1 23.08.} OAC 25.47, ooze 18.12; water 6.83, on the first day add 3 wt.%, and on the third and sixth days, 4 wt.% of water from the ore consumption. At each water supply, the ore is mixed. After the third stage of water supply, the ore is kept for another 3 days, subjected to additional agitating and maintained for 13 days from the moment of the first water supply for irrigation. During this time, langbeinite is turned into shhenite and epsomite by 95%, and hydrated ore has a composition, wt.%: K 7.26; Md 3.79; Ca 1.36; Na 11.46; C1 20.79; SO, 22.95; silts 14.64; water 17.75. The hydrated ore is subjected to hot dissolution in solution, taken up in the amount of 3.0 kg / kg of ore, with the first solvent and the second. Rast the thief has a composition, wt.%: K 3,93; | MD 3.03; Ma 4.40; C1 15.74; SO 4.70; W. 68.20. As a result of dissolving and separating the suspension, 351.0 kg of a saturated solution of the composition is obtained, wt.%: K 5.11; Md 3.61; Ca 0.01; Na 4.20; C1 15.16 SOi 8.82; water 63.09 and 49 kg insoluble residue composition, wt.% K e, §8; MD 1.49; Ca 3.92; Na 20.03; C1 32.35; SOy 18.67; ooh 12.45; water 7.11. Kmagnemagnesia, potassium sulfate, sodium chloride and chlorine solutions are obtained from the saturated solution; the insoluble residue is used for laying the mines mined. The method reduces the processing time to 13 days and eliminates losses from drainage waters. Example 2. K 92 g of langbeynit ore composition, wt.%: K 7.60; d 3.36; Ca 1.78; Na 13.80; C1 24.07; SOt, 23.22; silts 18, J2; water 7.85, on the first day, 2 wt.%, on the second and fourth days, k 3 wt.% of water from the ore consumption was added. At each irrigation, re-stirring is carried out, a1 is kept for 3 more days, subjected to agitating and is kept

ДО 10 сут с момента первой подачи %оды на орошение. За это врем  лангвейнит превращаетс  в шенит и эпсомит на 80%, и гидратированна  руда имеет состав, вес.%: К 7,41; Мд 3,87; Са 1,39; На 11,70; С1 21,23; SO«4 23,43; илы 16,21; вода 14,76. Руду раствор ют как в примере 1. В результате растворени  и разделени  суспензии получают 342 кг насЕлценного раствора состава, вес.%: К 5,17; Мд 3,50; Са 0,02; Na 4,35; С1 15,30; S0 8,62; вода 63,04 и 58 кг нерастворю«ого остатка состава, вес.%: К , 4,14; Мд 2,71; Са 2,51; Na 19,44; С1 27,72; SOy 18,58; илы 15,47; вода 9,43. Дальнейшую переработку осуществл ют по примеру 1.UP TO 10 days from the moment of the first submission of irrigation% ode. During this time, Langweinite is converted to shahenite and epsomite by 80%, and hydrated ore has a composition, wt.%: K 7.41; MD 3.87; Ca 1.39; At 11.70; C1 21.23; SO 4 23.43; silts 16.21; water 14.76. The ore is dissolved as in Example 1. As a result of dissolving and separating the suspension, 342 kg of an elastic solution of composition are obtained, wt.%: K 5.17; Md 3.50; Ca 0.02; Na 4.35; C1 15.30; S0 8.62; water 63.04 and 58 kg insoluble residue composition, wt.%: K, 4,14; Md 2.71; Ca 2.51; Na 19.44; C1 27.72; SOy 18.58; silts 15.47; water 9.43. Further processing is carried out as in Example 1.

Предлагаемый способ позвол ет уменьшить вЕЯцержки с 24-27 до 12-13 сут при степени ш нитйзации лангбейнита не ниже 90%, увеличить извлечение полезных компонентов из руды за счет исключени  дренаикных вод по калию на 1,1-3,7%, а по магнию на 1,4-5,8% и устранить сле иваемость орошаемой руды, в св зи с чем упрощаетс  схема ее переработки, так как исключаетс  узел дроблени  гидратированиой руды, уменьшаютс  энергетические затраты на подготовку руды к растворению.The proposed method makes it possible to reduce the costs from 24-27 to 12-13 days with a degree of nitration of langbeinite not lower than 90%, to increase the extraction of useful components from the ore by eliminating drainage water in potassium by 1.1-3.7%, and magnesium by 1.4–5.8% and eliminate the traceability of irrigated ore, in connection with which the processing scheme is simplified, since the crushing unit for hydrating ore is eliminated, the energy costs for preparing the ore for dissolution are reduced.

Claims (2)

1 . СПОСОБ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ СОЕДИНЕНИЙ КАЛИЯ И МАГНИЯ ИЗ ЛАНГБЕЙНИТОВЫХ РУД, включающий измельчение руды, обработку ее водой или маточным раствором с последующей обработкой тем же раствором при повышенной температуре и отделением нерастворимого остатка, отличающийся тем, что, с целью интенсификации процесса, снижения потерь полезных компонентов с дренажными водами и устранения слеживаемости руды, обработку последней водой или маточным раствором проводят в три стадии при перемешивании с интервалом в 2-3 сут с последующим ворошением руды через 3-4 сут и дополнительной выдержкой в течение §1 . METHOD FOR LEACHING POTASSIUM AND MAGNESIUM COMPOUNDS FROM LANGBANITE ORES, including grinding the ore, treating it with water or a mother liquor, followed by treatment with the same solution at elevated temperature and separating insoluble residue, characterized in that, in order to intensify the process, reduce the loss of useful components with drainage water and eliminate caking ore, the treatment with the last water or stock solution is carried out in three stages with stirring with an interval of 2-3 days, followed by tedding of ore through 3-4 days and additional exposure for § 2-3 сут.2-3 days 2. Способ поп. 1, отличающийся тем, что на первой стадии расход воды или маточного раствора составляет 2-3 мас.%,. на второй и I -третьей - 3-4 мас.% от расхода руды, с ю О) N02. The method of pop. 1, characterized in that in the first stage, the flow rate of water or mother liquor is 2-3 wt.%. in the second and I-third - 3-4 wt.% of ore consumption, s u О) N0
SU823478690A 1982-08-02 1982-08-02 Method for leaching potassium and magnesium compounds from langbeinite ores SU1096216A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU823478690A SU1096216A1 (en) 1982-08-02 1982-08-02 Method for leaching potassium and magnesium compounds from langbeinite ores

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU823478690A SU1096216A1 (en) 1982-08-02 1982-08-02 Method for leaching potassium and magnesium compounds from langbeinite ores

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU1096216A1 true SU1096216A1 (en) 1984-06-07

Family

ID=21025107

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU823478690A SU1096216A1 (en) 1982-08-02 1982-08-02 Method for leaching potassium and magnesium compounds from langbeinite ores

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU1096216A1 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
EP0735002A1 (en) * 1995-03-31 1996-10-02 Siemens Aktiengesellschaft Method and apparatus for dissolving a magnesium compound in water

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
1.-Лунькова Ю.Н., Хабер Н. В. Производство концентрированных калийных удобрений из полиминеральных руд. Киев, 1980, с. 13. 2. Авторское свидетельство СССР №662494, кл. С 01 D 5/00, 1979 (прототип). *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
EP0735002A1 (en) * 1995-03-31 1996-10-02 Siemens Aktiengesellschaft Method and apparatus for dissolving a magnesium compound in water

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US20030080066A1 (en) Recovery of common salt and marine chemicals from brine
AU2002212675B8 (en) Recovery of sodium chloride and other salts from brine
EP1945567B1 (en) Improved process for the recovery of sulphate of potash (sop) from sulphate rich bittern
IL176482A (en) Process for recovery of sulphate of potash
AU2002212675A1 (en) Recovery of sodium chloride and other salts from brine
US3058806A (en) Method of preparing potassium sulfate from kainite
US3728438A (en) Method of producing potassium sulphate from alkali metal sulphates or their mixtures with carbonates
US7041268B2 (en) Process for recovery of sulphate of potash
JP4555227B2 (en) Simultaneous recovery of edible salt enriched with potassium chloride and KCl
USRE19045E (en) Method of treating phosphate rock
SU1096216A1 (en) Method for leaching potassium and magnesium compounds from langbeinite ores
US3634041A (en) Method for the production of potassium sulfate from potassium-containing double salts of magnesium sulfate
US5035872A (en) Method of preparing potassium magnesium phosphate
CN1179882C (en) Process for preparing potassium sulfate
USRE18393E (en) Procetss for manufacture of chloride of potassium
CN206298479U (en) Limestone/gypsum method desulfurization wastewater zero discharge treatment equipment
US8871170B2 (en) Polyhalite IMI process for KNO3 production
GB2068918A (en) Potassium sulphate and potassium sodium sulphate production
CN107758707B (en) From the rough middle method for preparing high-purity magnesium sulfate of magnesium sulfate
GB437652A (en) Improvements in or relating to the production of potassium sulphate
Estefan et al. Technical-grade sodium sulphate from Qarun Lake brine
KR20040086327A (en) A process for recovery of low sodium salt from bittern
SU912645A1 (en) Process for producing potassium sulphate
RU1778103C (en) Method for producing nitrogen-potassium fertilizer
CN115974025A (en) Method for preparing iron phosphate and white gypsum by using titanium white waste acid