SU1150224A1 - Method of reprocessing potassium polymineral ore with obtaining potassium nitrate - Google Patents

Method of reprocessing potassium polymineral ore with obtaining potassium nitrate Download PDF

Info

Publication number
SU1150224A1
SU1150224A1 SU833566519A SU3566519A SU1150224A1 SU 1150224 A1 SU1150224 A1 SU 1150224A1 SU 833566519 A SU833566519 A SU 833566519A SU 3566519 A SU3566519 A SU 3566519A SU 1150224 A1 SU1150224 A1 SU 1150224A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
solution
potassium
ore
nitric acid
maintaining
Prior art date
Application number
SU833566519A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Виктор Теофилович Яворский
Иван Юрьевич Костив
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 SU833566519A priority Critical patent/SU1150224A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU1150224A1 publication Critical patent/SU1150224A1/en

Links

Landscapes

  • Fertilizers (AREA)

Abstract

1. СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ КАЛИЙНОЙ ПОЛИМИНЕРАЛЬНОЙ РУДЫ С ПОЛУЧЕНИЕМ НИТРАТА КАЛИЯ, включающий разложение руды 10-20%-ной азотной кислотой, нейтрализацию раствора известковым молоком, отделение гипса. выпаривание нейтрализованного раствора с выделением хлорида натри  и высаливание нитрата кали  метанолом при охлаждении в присутствии хлорида кали , отличающийс  тем, что, с целью сокращени  расхода азотной кислоты при сохранении высокой степени извлечени  кали , руду предварительно подвергают выщелачиванию, отдел ют твердый остаток от раствора и взвеси шлама, азотнокислотно разложению подвергают твердый остаток при поддержании Ж:Т 1. METHOD OF PROCESSING OF POTASSIUM POLYMINERAL ORE WITH OBTAINING POTASSIUM NITRATE, including decomposition of ore by 10-20% nitric acid, neutralization of the solution with lime milk, gypsum separation. evaporating the neutralized solution with separation of sodium chloride and salting out potassium nitrate with methanol while cooling in the presence of potassium chloride, characterized in that, in order to reduce the consumption of nitric acid while maintaining a high degree of potassium recovery, the ore is leached beforehand, the solid residue is separated from the solution and suspended sludge, nitric acid decomposition is subjected to a solid residue while maintaining W: T

Description

елate

о юo you

ЮYU

4four

Изобретение относитс  к области переработки труднорастворимых в водных растворах полимерных калийных руд на высококонцентрированные сложные удобрени и может быть использовано в производстве минеральных удобрений.The invention relates to the processing of sparingly soluble in aqueous solutions of polymeric potash ores for highly concentrated complex fertilizers and can be used in the production of mineral fertilizers.

Известен способ переработки полиминеральной калийной руды на азотно-калийное удобрение путем ее отмывки от хлорида натри , разложени  азотной кислотой, нейтрализации образовавшейс  супензии, отделени  гипса, выпаривани  нейтрализованного раствора до образовани  расплава с последующим гранулированием удобрени  1.A known method of processing polymineral potash ore into nitrogen-potassium fertilizer by washing it out of sodium chloride, decomposing it with nitric acid, neutralizing the resulting suppression, separating the gypsum, evaporating the neutralized solution to form a melt, and then granulating the fertilizer 1.

Однако при переработке калийных руд, содержащих легкорастворимые калийные минералы, в процессе отмывки вместе с хлористым натрием в раствор переход т также соли кали  и магни .However, in the processing of potash ores containing easily soluble potash minerals, in the process of washing, potassium and magnesium salts are also transferred to the solution along with sodium chloride.

Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату к предлагаемому  вл етс  способ переработки полиминеральной калийной руды на нитрат кали , включающий азотнокислотное разложение , выделение хлорида натри , нейтрализацию азотнокислого раствора известковым молоком, отделение образовавщегос  гипса и глинистого щлама с образованием фильтрата и выделение азотнокалийного удобрени  путем добавлени  метанола и хлорида кали  2.The closest in technical essence and the achieved result to the proposed method is the processing of polymineral potash ore to potassium nitrate, including nitric acid decomposition, excretion of sodium chloride, neutralizing the nitrate solution of lime milk, separating the gypsum formed and clayey mud to form a filtrate and excreting nitrogen fertilizer. methanol and potassium chloride 2.

Недостатком способа  вл етс  то, что в присутствии азотной кислоты разлагаетс  вс  руда, включа  легкорастворимые ее минералы .The disadvantage of this method is that in the presence of nitric acid, all ore, including readily soluble minerals, is decomposed.

Кроме того, в состав полиминеральной руды входит до 15-30% глинистых примесей , которые частично взаимодействуют с азотной кислотой. Ноэтому дл  обеспечени  максимального выделени  кали  и азота в нитрат кали  растворение руды необходимо осуществл ть с 15-20%-ным избытком азотной кислоты по отношению к растворимым сульфатам-ионам.In addition, the composition of polymineral ore includes up to 15-30% of clay impurities, which partially interact with nitric acid. Therefore, to ensure the maximum release of potassium and nitrogen into potassium nitrate, the dissolution of the ore must be carried out with a 15-20% excess of nitric acid with respect to soluble sulfate ions.

Цель изобретени  - сокращение расхода азотной кислоты при сохранении высокой степени извлечени  кали .The purpose of the invention is to reduce the consumption of nitric acid while maintaining a high degree of potassium recovery.

Поставленна  цель достигаетс  тем, что согласно способу переработки калийной полиминеральной руды с получением нитрата кали , включающему разложение руды 10- 20°/о-ной азотной кислотой, нейтрализацию раствора известковым молоком, отделени  гипса, выпаривание нейтрализованного раствора с выделением хлорида натри  и высаливание нитрата кали  метанолом при охлаждении в присутствии хлорида кали , руду предварительно подвергают выщелачиванию , отдел ют твердый остаток от раствора и взвеси шлама, азотнокислотномуThis goal is achieved in that according to the method of processing potassium mineral mineral ore to produce potassium nitrate, including decomposition of ore by 10-20 ° / o-nitric acid, neutralizing the solution with lime milk, separating gypsum, evaporating the neutralized solution to release sodium chloride, and salting out potassium nitrate with methanol while cooling in the presence of potassium chloride, the ore is preliminarily leached, the solid residue is separated from the solution and sludge suspension, nitric acid

разложению подвергают твердый остаток при поддержании Ж:Т (15: - 2,5):1, перед стадией нейтрализации раствор смещивают с продуктом азотнокислотного разложени  и азотной кислотой, вз той в эквивалентном количестве к сульфат-ионам, а щлам промывают и промывной раствор направл ют на стадию выщелачивани  руды .a solid residue is decomposed while maintaining W: T (15: - 2.5): 1; before the neutralization stage, the solution is shifted with the product of nitric acid decomposition and nitric acid, taken in an equivalent amount to sulfate ions, and the slits are washed and the washing solution are leached to the ore leaching stage.

0 Выщелачивание ведут при соотнощении руды и промывного раствора, равном 1:(1,7-2,1).0 Leaching is carried out at a ratio of ore and leaching solution equal to 1: (1.7-2.1).

Уменьшение расхода азотнокислого раствора ниже 1,5 (как видно из табл. 1) приводит к неполному растворению остатка и потер м ценных компонентов руды, а увеличение более 2,5 - к повыщению затрат на аппаратурное оформление вследствие образовани  большого количества разбавленQ ных растворов. Уменьшение концентрации азотной кисЛоты ниже 10% и увеличение более 20% (как видно из таблицы 2) приводит к уменьшению степени растворени  остатка .Reducing the consumption of a nitric acid solution below 1.5 (as can be seen from Table 1) leads to incomplete dissolution of the residue and loss of valuable components of the ore, and an increase of more than 2.5 leads to an increase in the cost of instrumentation due to the formation of a large amount of dilute solutions. A decrease in the concentration of nitric acid below 10% and an increase of more than 20% (as can be seen from Table 2) leads to a decrease in the degree of dissolution of the residue.

5 „„five ""

Ири уменьшении расхода нейтральногоIrie reducing consumption neutral

промывного раствора ниже 1,7 степень растворени  легкорастворимых минералов недостаточна , что приводит к образованию больщого количества нерастворимого остатка и, как видно из табл. 1, требует повыщенных затрат на аппаратурное оформле ние стадии азотнокислотного разложени  остатка. Кроме того, степень отделени  глинистого шлама от руды при этом низка , он попадает с остатком в азотнокислотнуюthe washing solution is lower than 1.7; the degree of dissolution of soluble minerals is insufficient, which leads to the formation of a large amount of insoluble residue and, as can be seen from the table. 1, requires an increased cost of equipment for the stage of nitric acid decomposition of the residue. In addition, the degree of separation of the clay slurry from the ore at the same time is low, it enters with the residue in nitric acid

среду и (как видно из табл. 3) обусловливает повышение расхода азотной кислоты. Увеличение расхода раствора более 2,1 приводит к повышению объема оборудовани  стадии растворени  руды в нейтральном растворе ввиду образовани  разбавленныхenvironment and (as can be seen from table. 3) causes an increase in consumption of nitric acid. An increase in the consumption of a solution of more than 2.1 leads to an increase in the equipment volume at the stage of dissolving ore in a neutral solution due to the formation of

Сред.Avg.

Снижение расхода азотной кислоты на переработку руды объ сн етс  тем, что глинистые примеси в процессе растворени Reducing the consumption of nitric acid for the processing of ore is due to the fact that clay impurities in the process of dissolving

в нейтральной среде вывод тс  из руды на 83-88%. В процессе азотнокислотного разложени  руды глинистые примеси частично взаимодействуют с азотной кислотой, Дл  поддержани  эквивалентного равенства между водородными и сульфатными ионами в насыщенном растворе необходимо вводить 15-20%-ный избыток азотной кислоты по отношению к растворимым сульфатным ионам руды. Поэтому отделение глинистых примесей в нейтральной среде позвол ет разлагать азотной кислотой остаток,in a neutral environment, the output from ore is 83-88%. In the process of nitric acid decomposition of ore, clay impurities partially interact with nitric acid. To maintain an equivalent equality between hydrogen and sulphate ions in a saturated solution, it is necessary to introduce a 15-20% excess of nitric acid relative to soluble sulphate ions of the ore. Therefore, the separation of clay impurities in a neutral medium allows the residue to be decomposed with nitric acid,

содержащий лищь 12-17% глинистых примесей руды, что уменьшает нейтрализацию кислоты и, как видно из табл. 2, уменьшает ее расход на разложение руды.containing only 12-17% of clay impurities of ore, which reduces the neutralization of the acid and, as can be seen from the table. 2, reduces its consumption of ore decomposition.

Таблица 1Table 1

Пример 1. 400 г полиминеральной калийной руды состава, мае. %: К 8,45; Mg 4,56; Са2 1,09; Na 13,71; С1 26,77 23,39; и.о. 13,30; 8,73 -раствор ют в 680 г. раствора, полученного после промывки глинистого остатка состава, мае. % К 1,51; Mg2 1,77; Са 0,04; Na 1,96; С Г 8,06; SO 2,13 --при 8.0°С в течение 20 мин. Суспензию глинистого шлама отдел ют декантацией. Получают 91,7 г нерастворившегос  остатка состава, мае. %: К 8,38; Mg2 6,36; 2,42; Na 10,73; СГ 17,60; SP 39,81; и.о. 8,52; 6,18.Example 1. 400 g of polymineral potash ore composition, May. %: K 8.45; Mg 4.56; Ca2 1.09; Na 13.71; C1 26.77 23.39; and about. 13.30; 8.73-dissolved in 680 g of the solution obtained after washing the clay residue of the composition, May. % K 1.51; Mg2 1.77; Ca 0.04; Na 1.96; C G 8.06; SO 2.13 - at 8.0 ° С for 20 min. The slurry slurry slurry is separated by decantation. 91.7 g of an insoluble residue are obtained, May. %: K 8.38; Mg2 6.36; 2.42; Na 10.73; SG 17.60; SP 39.81; and about. 8.52; 6.18.

Суспензию глинистого шлама обрабатывают 5 г 0,25% раствора полиакриламида, осветл ют, декантируют осветленный раствор , уплотненный шлам фильтруют. Получают 910 г насыщенного раствора состава, мае. %: К 3,75; Mg 2,54; Са 0,04; Na 6,25; СГ 15,78; 6,44.The slurry slurry is treated with 5 g of a 0.25% polyacrylamide solution, clarified, decanted clarified solution, the thickened slurry is filtered. Get 910 g of a saturated solution of the composition, May. %: K 3.75; Mg 2.54; Ca 0.04; Na 6.25; SG 15.78; 6.44.

Лангбейнито-полигалитовыйостатокLangbeinite-polyhalite residue

измельчают до крупиости 1 мм и раствор ют в 183 г 15%-ного раствора азотной кислоты при 80°С в течение 30 мин. Образуюш,ийе  раствор смешивают с насыщенным раствором и добавл ют 153 г 55/о-ной азотной кислоты. Полученную смесь нейтрализуют 228 г известкового молока, содержащего 28/о Са(ОН)г. Выделившийс  гипс отдел ют фильтрованием, получают 1340 г фильтрата состава, мае. /о: К 3,03; Mg 2,09; Са 0,26; Na-«- 4,83; СП 1,57; SOV 0,12; NOa 8,11. Из фильтрата выпаривают при 100°С 720 г воды, выкристаллизовавшийс  хлорид натри  (155 г) отдел ют фильтрованием. Упаренный раствор состава, мае. °/ot К 8,55; Mg2 5,67; Са 0,14; 1,02; С1 13,24; SO2/( 0,06; NO5 22,44 - емешивают е 184 г 27/о-ного раетвора хлорида кали , охлаждают до 30°С, добавл ют 360 г метанола и охлаждают до 0°С. Оеадок отдел ют фильтрованием, промывают метанолом и еушат, получают 165 г. нитрата кали  чиетотой 98,4/о.crushed to a grain size of 1 mm and dissolved in 183 g of a 15% aqueous solution of nitric acid at 80 ° C for 30 minutes. The resulting solution was mixed with a saturated solution and 153 g of 55 / nitric acid was added. The mixture obtained is neutralized with 228 g of milk of lime containing 28 / o Ca (OH) g. The precipitated gypsum is separated by filtration, yielding 1340 g of the filtrate of composition, May. / o: K 3.03; Mg 2.09; Ca 0.26; Na - "- 4.83; SP 1.57; SOV 0.12; NOa 8.11. 720 g of water are evaporated from the filtrate at 100 ° C, and the crystallized sodium chloride (155 g) is separated by filtration. One stripped off solution composition, May. ° / ot K 8.55; Mg2 5.67; Ca 0.14; 1.02; C1 13.24; SO2 / (0.06; NO5 22.44 — mix 184 g of 27/1 solution of potassium chloride, cool to 30 ° C, add 360 g of methanol, and cool to 0 ° C. Filter off the filter, wash with methanol and eat, get 165 g of potassium nitrate with 100.4 / o.

Пример 2. 400 г полиминеральной калийной руды еоетава по примеру 1 раетвор ют в 760 г раетвора поеле промывки глиниетого шлама. Суепензию глиниетого шлама декантируют, получают 82,3 г нерастворившегос  остатка состава, мае. /о К 9,61; Mg2+ 7,53; 2,70; Na+ 4,82; СГ 8,91; SO 46,04; и. о. 9,52; 19,48. Суепензию глинистого шлама раздел ют, получают 980 г наеыщенного раетвора еоетава , мае. о/о: К 3,72; Mg 2,48; 0,03; Na 6,22; СГ 15,69; 6,10.Example 2. 400 g of polymineral potash ore in Example 1, the solution is 760 g of solution in a mixture of washing sludge. Supension of clay sludge is decanted, get 82.3 g of insoluble residue composition, May. / o K 9,61; Mg2 + 7.53; 2.70; Na + 4.82; SG 8.91; SO 46.04; and. about. 9.52; 19.48. The supersy of the clay slurry is separated, and 980 g of the most endeavored eoetava are obtained, May. o / o: K 3.72; Mg 2.48; 0.03; Na 6.22; SG 15.69; 6.10.

Нераетворившийе  оетаток измельчают до крупности менее 1 мм и раствор ют в 165 г 15%-ного раствора азотной кислоты. Образовавшийс  раствор смешивают с насыщенным раствором и добавл ют 157 г 55/о-ной азотной кислоты. Смешанный раствор нейтрализуют 228 г 28/о-ного известкового молока, выделившийс  гипс отдел ют фильтрованием, получают 1380 г фильтрата, из которого выпаривают 750 г. воды. Осадок поваренной соли (159 г) отдел ют фильтрованием , получают 471 г раствора состава, мае. %: К 8,76; Mg 6,04; 0,18; Na 0,98; СГ 14,96; 0,07; NOj 21,64. К упаренному раствору добавл ют 184 г 27%-ного раствора хлорида кали , охлаждают до 30°С, добавл ют 360 г метанола и охлаждают до 0°С. Супензию фильтруют, осадок промывают метанолом и сушат, получают 167 г нитрата кали  чистотой 98,4%. Пример 3. 400 г полиминеральной калийной руды состава по примеру 1 раствор ют в 840 г раствора после промывки глинистого щлама. Супензию глинистого шлама отдел ют декантацией. Получают 75,8 г нерастворивщегос  остатка состава, мае. /о: К 10,34; Mg2 8,01; 3,00; Na- 2,02; СГ 5,01; SOV 48,97; н. о. 8,69; Нг.О. 13,96. Суспензию глинистого шлама раздел ют , получают 1064 г насыщенного раствора состава, мае. %: К 3,45; 2,45; Са2- 0,04; Na 6,32; СГ 15,66; SO 6,01. Нерастворившийс  остаток измельчают до крупности менее 1 мм и раствор ют в 152 г 15%-ного раствора азотной кислоты. Образующийс  раствор добавл ют в насыщенный раствор, в который добавл ют также 157 г 55%-ной азотной кислоты. Смещанный раствор нейтрализуют 228 г 28%-но го известкового молока. Образовавщуюс  суспензию фильтруют, получают 1440 г фильтрата, из которого выпаривают 800 г воды. Осадок поваренной соли (1б2 г) отдел ют фильтрованием, получают 478 г раствора состава, мае. %: К 8,85; Mg 6,53; Са2- 0,10; Na 0,97; СГ 15,92; 0,07; NOa 22,26. К упаренному раствору добавл ют 184 г 27%-ного раствора хлорида кали , охлаждают до 30°С, добавл ют 360 г метанола и охлаждают до 0°С. Суспензию фильтруют, осадок промывают метанолом и сушат, получают 162 г нитрата кали  чистотой 98,4%. Предлагаемый способ по сравнению с известными позвол ет значительно сокра- ть расход азотной кислоты при сохранении высокой степени извлечени  кали , кроме того, при его осуществлении более чем в 4 раза снижаетс  объем дорогосто щего коррозионного оборудовани , работающего в азотнокислых средах.The non-distilled pot is crushed to a particle size of less than 1 mm and dissolved in 165 g of a 15% nitric acid solution. The resulting solution is mixed with a saturated solution and 157 g of 55 / v / v nitric acid is added. The mixed solution is neutralized with 228 g of 28 / liter milk of lime, the separated gypsum is separated by filtration, 1380 g of filtrate are obtained, from which 750 g of water are evaporated. The precipitate of sodium chloride (159 g) is separated by filtration, and 471 g of a solution of the composition are obtained, in May. %: K 8.76; Mg 6.04; 0.18; Na 0.98; SG 14.96; 0.07; NOj 21.64. 184 g of a 27% potassium chloride solution is added to the evaporated solution, cooled to 30 ° C, 360 g of methanol is added and cooled to 0 ° C. The suspension is filtered, the precipitate is washed with methanol and dried, to obtain 167 g of potassium nitrate with a purity of 98.4%. Example 3. 400 g of polymineral potassium ore composition according to example 1 is dissolved in 840 g of solution after washing the clay slime. The slurry slurry is separated by decantation. 75.8 g of insoluble residue are obtained, May. / o: K 10.34; Mg2 8.01; 3.00; Na- 2.02; SG 5.01; SOV 48.97; n about. 8.69; Ng.O. 13.96. Slurry slurry slurry is separated; 1064 g of a saturated solution of the composition is obtained, May. %: K 3.45; 2.45; Ca2.0.04; Na 6.32; SG 15.66; SO 6.01. The undissolved residue is crushed to a particle size of less than 1 mm and dissolved in 152 g of a 15% nitric acid solution. The resulting solution is added to a saturated solution, to which 157 g of 55% nitric acid is also added. The offset solution is neutralized with 228 g of 28% milk of lime. The resulting suspension is filtered, 1440 g of filtrate are obtained, from which 800 g of water are evaporated. The precipitate of table salt (1b2 g) is separated by filtration, and 478 g of the composition solution is obtained, May. %: K 8.85; Mg 6.53; Ca2.0.10; Na 0.97; SG 15.92; 0.07; NOa 22.26. 184 g of a 27% potassium chloride solution is added to the evaporated solution, cooled to 30 ° C, 360 g of methanol is added and cooled to 0 ° C. The suspension is filtered, the precipitate is washed with methanol and dried, to obtain 162 g of potassium nitrate with a purity of 98.4%. The proposed method, in comparison with the known ones, allows to significantly reduce the consumption of nitric acid while maintaining a high degree of potassium recovery, moreover, its implementation reduces the amount of expensive corrosive equipment operating in nitric acid media by more than 4 times.

Claims (2)

1. СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ КАЛИЙНОЙ ПОЛИМИНЕРАЛЬНОЙ РУДЫ С ПОЛУЧЕНИЕМ НИТРАТА КАЛИЯ, включающий разложение руды 10—20%-ной азотной кислотой, нейтрализацию раствора известковым молоком, отделение гипса, выпаривание нейтрализованного раствора с выделением хлорида натрия и высаливание нитрата калия метанолом при охлаждении в присутствии хлорида калия, отличающийся тем, что, с целью сокращения расхода азотной кислоты при сохранении высокой степени извлечения калия, руду предварительно подвергают выщелачиванию, отделяют твердый остаток от раствора и взвеси шлама, азотнокислотно разложению подвергают твердый остаток при поддержании Ж:Т = (1,5—2,5):1, перед стадией нейтрализации раствор смешивают с продуктом азотнокислотного разложения и азотной кислотой, взятой в эквивалентном количестве к сульфат-ионам, а шлам промывают и промывной раствор направляют на стадию выщелачивания руды.1. METHOD FOR PROCESSING POTASSIUM POLYMINERAL ORE WITH PRODUCTION OF POTASSIUM NITRATE, including decomposition of ore with 10-20% nitric acid, neutralization of the solution with milk of lime, separation of gypsum, evaporation of the neutralized solution with evolution of sodium chloride and salting out of potassium chloride in the presence of potassium methanol , characterized in that, in order to reduce the consumption of nitric acid while maintaining a high degree of potassium extraction, the ore is preliminarily leached, the solid residue is separated from the rast a thief and suspended sludge, a solid residue is subjected to nitric acid decomposition while maintaining W: T = (1.5–2.5): 1, before the neutralization step, the solution is mixed with the nitric acid decomposition product and nitric acid taken in an equivalent amount to sulfate ions, and the sludge is washed and the washing solution is sent to the ore leaching stage. 2. Способ по π. 1, отличающийся тем, что выщелачивание ведут при соотношении руды и промывного раствора 1:(1.7—2,1).2. The method according to π. 1, characterized in that the leaching is carried out at a ratio of ore and wash solution of 1: (1.7-2.1).
SU833566519A 1983-01-26 1983-01-26 Method of reprocessing potassium polymineral ore with obtaining potassium nitrate SU1150224A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU833566519A SU1150224A1 (en) 1983-01-26 1983-01-26 Method of reprocessing potassium polymineral ore with obtaining potassium nitrate

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU833566519A SU1150224A1 (en) 1983-01-26 1983-01-26 Method of reprocessing potassium polymineral ore with obtaining potassium nitrate

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU1150224A1 true SU1150224A1 (en) 1985-04-15

Family

ID=21054518

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU833566519A SU1150224A1 (en) 1983-01-26 1983-01-26 Method of reprocessing potassium polymineral ore with obtaining potassium nitrate

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU1150224A1 (en)

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
1. Патент US № 4246019, кл. С 05 С 5/02, 1981. 2. Авторское свидетельство СССР № 916399, кл. С О D 9/04, 1979 (прототип). *

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US4171342A (en) Recovery of calcium fluoride from phosphate operation waste water
US6143260A (en) Method for removing magnesium from brine to yield lithium carbonate
US3497459A (en) Process for producing water soluble basic salts of aluminum and/or iron
CN104016398A (en) Method of producing sulfate by using dilute sulphuric acid in industrial wastewater
RU2300496C2 (en) Method of production of phosphoric acid
US2914380A (en) Production of ca(h2po4)2
CN112279227A (en) Chemical magnesium removal method for collophanite and tailings-free production
EP0024131A1 (en) A method of obtaining alumina from clay and other alumino-silicates and alumina obtained by this method
SU1150224A1 (en) Method of reprocessing potassium polymineral ore with obtaining potassium nitrate
RU2739409C1 (en) Method of extracting rare-earth elements from phosphogypsum
US3993735A (en) Cleanup of wet process phosphoric acid
US2862788A (en) Process for purifying impure solid-phase kainite
US2398743A (en) Recovery of magnesium compounds
RU2104938C1 (en) Method for extraction of rare-earth elements of phosphogypsum
CN114314540A (en) Method for producing magnesium hydrogen phosphate by using phosphate tailings
US4036941A (en) Preparation of ferric sulfate solutions
US3099527A (en) Purification of leach liquor containing lithium values
US3033669A (en) Process for the manufacture of dicalcium phosphate
SU916399A1 (en) Process for treating polymineral potassium ore
US3138637A (en) Process for recovering ethylenediamine-tetraacetic acid (edta) from copper-edta-ion exchange effluent solutions
JPS62162621A (en) Improved manufacture of rare earth element hydroxide by treating ore containing rare earth element phosphate
SU1595793A1 (en) Method of producing phosphoric acid
RU1778103C (en) Method for producing nitrogen-potassium fertilizer
SU1574536A1 (en) Method of obtaining sulfate potassium-magnesium fertilizer
SU1119998A1 (en) Method of obtaining complex fertilizer from poor phosphorites