SU966006A1 - Method of separating of potash chloride from sylvinites - Google Patents

Method of separating of potash chloride from sylvinites Download PDF

Info

Publication number
SU966006A1
SU966006A1 SU802978135A SU2978135A SU966006A1 SU 966006 A1 SU966006 A1 SU 966006A1 SU 802978135 A SU802978135 A SU 802978135A SU 2978135 A SU2978135 A SU 2978135A SU 966006 A1 SU966006 A1 SU 966006A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
liquor
ore
dissolving
potassium chloride
evaporation
Prior art date
Application number
SU802978135A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Юрий Николаевич Савватин
Нина Александровна Витина
Original Assignee
Всесоюзный научно-исследовательский и проектный институт 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 Всесоюзный научно-исследовательский и проектный институт галургии filed Critical Всесоюзный научно-исследовательский и проектный институт галургии
Priority to SU802978135A priority Critical patent/SU966006A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU966006A1 publication Critical patent/SU966006A1/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Description

Изооретение относитс  к переработке калийных солей и может быть использовано на калийных заводах, перерабатывающих СИЛЬВИНИТЫ на хлористый калий галургическим методом.Isorethion refers to the processing of potassium salts and can be used in potash plants processing SILVINITES for potassium chloride by the halurgic method.

Известен способ выделени  хлористого кали  путем растворени  руды в шнековых растворител х при температуре около 100 С.A known method for the isolation of potassium chloride by dissolving the ore in a screw solvents at a temperature of about 100 ° C.

Оборотный маточный щелок, полученный после кристаллизации хлористого кали  (раствор ющир щелок), сначала нагревают до 65-70 С в поверхностных конденсаторах вакуум-кристаллизационной установки, а затем до 113-115 с в трубчатых гйздогревател х, обогреваемых вод ным паром.. Дополнительно в шнековые растворители через дюзы подают острый пар. Нагревать раствор ющий щелок в трубчатых подогревател х выше 115 С недопустимо во избежание вскипени  щелока при входе в растворитель, что приводит,к потер м тепла, а количество острого пара, вводимого в растворители через дюзы , строго ограничено водным балансом процесса. Излишнее количество острого пара и соответственно образующегос  из него конденсата приводит к разбавлению получаемого в DacтвopитeVThe circulating uterine liquor, obtained after crystallization of potassium chloride (dissolving lye), is first heated to 65-70 ° C in surface condensers of a vacuum crystallization unit, and then to 113-115 s in tubular heating boilers heated by water vapor. screw solvents supply sharp steam through nozzles. Heating solvent liquor in tubular preheaters above 115 C is unacceptable to avoid liquor boiling when entering the solvent, which leads to heat loss, and the amount of steam introduced into the solvents through the nozzles is strictly limited by the water balance of the process. Excessive steam and, respectively, condensate formed from it leads to dilution

насыщенного щелока и снижению извлечени  из него на вакуум-кристаллизационной установке хлористого кас ЛИЯ. По этим причинам температура насыщенного щелока, поступающего в ва . кумм-кристаллизационную установку, не превышает , тогда как она могла быть 108-110°С (температуракипени  saturated liquor and reduction of extraction from it on the vacuum-crystallization installation of chloride cass LIA. For these reasons, the temperature of the saturated liquor entering the va. cum-crystallization unit, does not exceed, whereas it could be 108-110 ° C (temperature

Q щелока) при возмохшости увеличени  расхода пара через дюзы L1 Существенным недостатком известного способа  вл етс  необходимость использовани  дл  подогрева раствор ющего щелока большого количестваQ liquor) with an increase in steam consumption through the L1 nozzles. A significant disadvantage of this method is the need to use a large amount of heating liquids for heating the dissolving liquor.

15 трубчатых подогревателей, трубки которых зарастшэт сол ми и требуют частого ремонта.15 tubular heaters whose tubes are covered with salt and require frequent repairs.

Наиболее близким к изобретению по технической сущности и достигаемому The closest to the invention of the technical essence and the achieved

20 результату  вл етс  способ выделени  хлористого кали  из сильвинитов, включающий смешение руды со щелоком и растворение ее, отделение нерастворимого остатка, кристаллизацию хлорис25 того кали  (КС1) из щелока и его выделение .The result is a method for separating potassium chloride from sylvinites, which includes mixing ore with lye and dissolving it, separating the insoluble residue, crystallizing chlorine potassium (KCl) from the liquor and isolating it.

При растворении сильвинита подвод т тепло в виде острого пара. В этом случае получают более высокую температуру и степень насыщени  по КС1 щелока после растворителей, а также исключают трубчатые подогреватели н При использовании острого пара необх димо из оборотных технологических щелоков выпаривать такое же количест во воды, какое вводитс  с паром в процессе растворени  во избежание на рушени  водного бсшанса процесса пер работки руды в целом. Кроме того, в цел х экономии тепла в качестве острого греющего пара дл  растворени  руды целесообразно-использовать раст юорный пар, образующийс  при выпариваний оборотных щелоков. С целью повышени  выхода KCI щело со стадии растворени  руды и после его осветлени  подвергают выпаривани под атмосферным давлением, при этом из упаренной суспензии отдел ютс  кристаллизат NaCl и- КС1. Далее получ ный щелок с температурой 105-10Эс и степенью насыщени  по КС1 около 100% подают в вакуум-кристаллизацион ную установку. Образующийс  при выпаривании вторичный пар подают ;Дл  нагрева в конденсаторе смещени , исходной руды и раствор ющего щелока. Полученна  гор ча  пульпа поступает в растворители, где происходит выщелачивание из руды хлбристого кали  C Недостатками данного способа  вл ютс : увеличение температуры и сте пени насыщени  по КС 1 достигаетс  не на стадии растворени  руды (где степень насыщени  составл ет всего лишь 91,5% при температуре значительно ниже температуры кипени  щелока ), а на последующей стадии - при выпаривании всего щелока со стадии растворени  руды; при выпаривании этого щелока образуетс  большое количество вторичного пара, содер сание тепла в котором повышает на 25-30% потребное его количество дл  растворени  руды. По этой причине 25-30% растворного пара остаетс  неиспользованным, что, в конечном итоге, приводит к нерацио нальному расходу на выпаривание щелока свежего ТЭЦ. Кроме того, щелок от растворени  руды близок-к насыщению по КС и после выпаривани  он становитс  насы щенным по КС1. По этой причине образующийс  при выпаривании 1целока кристаллизат содержит значительное количество KCI. Этот кристаллизат во избежание потерь хлористого кали  не вывод т из процесса, а возвращают в голову процесса на растворение совместно с исходной рудой, что созд ет излишние циркул ционные нагрузки и увеличивает вынос солевого шлама из растворителей. .Цель изобретени  - повышение выхода хлористого кали  и снижение энергозатрат. Указанна  цель достигаетс  тем, что согласно способу выделени  хлористого Кали  из сильвинитов, включанвдему смешение руды со щелоком и растворение ее, отделение твердой фазы, кристаллизацию из полученного щелока хлористого кали  и вьщеление его, после выделени  хлористого кагЛИЯ щелок в количестве 20-30 мас.% упаривают и полученный пар направл ют на стадию смешени  и растворени  руды в щелоке. . Кроме того, упаривание щелока ведут под избыточным давлением 0,5Q ,6 атм. Целесообразно также после упаривани  из полученной суспензии вьщел ть хлористый натрий, а оставшийс  щелок смешивать со щелоком после растворени  руды и отделени  твердой фазы,, Таким образом, увеличение концентрации КС I в щелоке, поступающем на кристаллизацию, и соответственно повышение выхода КС) из этого щелока в процессе кристаллизации достигаетс  не упариванием щелока после стадии растворени , как по прототипу, а путем повышени  температуры до 108-109с. С этой целью упаривание щелока веДут не под атмосферным давлением , как в-прототипе, а под избыточным давлением 0,5-0,6 атм с тем, чтобы температура пара, поступающего 3 процессе смешени  и растворени  pytды , была выше . Упариванию подвергают щелок не, после растворени  руды, а после крисзталлизации и выделени  из него хлористого кали . Кроме того, упаривают щелок в количестве 20-30 мас.%, что позвол ет получить вторичного пара столько, сколько его необходимо дл  поддержани  температуры среды в процессе смешени  и растворени  руды. За счет этого снижаетс  на 25-30% расход пара ТЭЦ. Упаривание щелока после кристаллизации и вьоделени  хлористого кгши  позвол ет получить кристаллизат хлористого натри , не содержащий твердого КС1, так как состав этого щелока в процессе упаривани  находитс  только в области кристаллизации NaCl и не достигает насыщени  по КС1 . За счет этого из суспензии после упаривани  щелока выдел ют чистый хлористый натрий, который  вл етс  попутным товарным продуктом - поваренной солью сорта Высший (с содержанием NaCl более 98,5%. . Щелок после отделени  хлористого натри  имеет температуру 105-109 С и он близок к насыщению по КС1, поэтому его смешивают со щелоком после растворени  и отделени  нерастворенного остатка и подают в процесс кристаллизации хлористого кали . Это . позвол ет повторно извлечь КС1 из упаренного щелока и тем самым снизить на 20-25% Объемы щелоков, циркулируемых в цикле растворение-кристаллизаци  (что равнозначно пов лц1ению на 20-25% выхода хлористого кали  с единицы объема щелоков ), Пример 1.4кг сильвинита состава, %: КС 1 20; NaCl 70;глинистое вещество Ю, смегиивают с 2,77 т маточного щелока с температурой , в полученную суспензию ввод т острый пар в количестве 0,31 кг и при перб мешивании производ т растворение сильвинита. Полученную суспензию с температурой раздел ют на твердый остаток .(смесь ,хлорида натри  и глинистого шлама - 3,1 т ) и насыщенный щелок. Щелок охлаждают до , полученную суспенз.ию фильтрованием раздел ют на кристашлизат хлористого кали  (0,8 т) и маточный щелок(2,77 т), 20 мас.% маточн,его щелока (0,55 т) упаривают щелок (0,24 т), имеющий температуру 109°С, который смешивают, с насыщенным щел&ком и подают на охлаждение дл  кристаллизации ИЗ негр хлористого кали  30 мас.% маточного щелока (2,2 т ) возвращгиот на растворение сильвинита Полученные продуктыt хлористый калий содержит 96,8% KCI и 3,2% NaC хлористый Натрий 99,6% NaCl и 0,4% KC Пример 2. 4 кг сильвинита состава,%: КС1 30, NaCl 60 и нерастворимый ocTatoK 10, смешивают с т маточного щелока с температурой 81 С. В полученную суспензию ввод т острый пар в количестве 0,69 т и при перемешивании производ  растворение сильвинита. Полученную суспензию с температурой раз дел ют на твердцй остаток (смесь хло рида натри  и глинистого шлама 2 ,7т ) и насыщенный щелок. Щелок охлаждают до , полученную суспен зию фильтрованием раздел ют на кристаллизат хлористого кали  (1,2 т ) и маточный щелок (4,. 15 т) , 30 мас.% маточного щелока (1,24 т ) упаривают под избыточным давлением вторичного пара 0,6 атм, который подают на нагрев суспензии сильвинита с маточным щелоком до . Полученную сус пензию раздел ют на кристаллизат хлористого натри  (0,22 т) и упаренНый щелок (0,53 т), имеющий температуру , который смешивают с насыщенным щелоком и подают на охлаждение дл  кристаллизации из него хлорис того кали . 70 мас.% маточного щелока (2,91 г) возвращают на растворение сильвинита. Полученные продукты: хлористый калий содержит 97,5% КС1 и 25% NaCl; хлористый натрий - 99,4% NaCl и 0,6% КС1 , Пример 3. 4т сильвинита состава, %: КСГ 25; NaCl 65} нерастворенный остаток 10, смешивают с 3,46 т маточного щелока с температурой . В полученную суспензию ввод т острый пар вколичестве 0,5 т и при перемешивании производ т растворение сильвинита. : Полученную суспензию с температурой раздел ют на твердый остаток (смесь хлорида натри  и глинистого шлама - 2,9 т) и насыщенный щелок (3,5Э т). Щелок охлаждают до , полученную суспензию.фильтрованием раздел ют на кристаллизат хлористого кали  (1т) и маточный щелок (3,46 т), 25 мас.% маточного щелока (0,88 т ) упаривают под избыточным давлением вторичного пара 0,6 атм, который подают на нагрев суспензии сильвинита с маточным щелоком до 108с. Полученную суспензию . раздел ют на кристаллизат хлористого натри  (0,16 т) и упареннь1й щелок (0,38 т), имеющий температуру , который смешивают с насыщенным щелоком и подают на охлаждение дл  крисТс1ллизации из него хлористого кали . 75 мас.% маточного щелока (2,58 т) возвращают на растворение сильвинита. Полученные продукты: хлористый калий содержит 97% КС1 и 3% NaCl; хлористый натрий - 95,5% NaCl и 0,5« КС1. В таблице приведены основные материальные и тепловые потоки, а также рабочие объемы оборудовани  по предложенному способу и по прототипу (из расчета на 1 т хлористого кали , получаемого из сильвинита состава, %: КС1 25, NaCl 65 и нерастворимый остаток 10 ).When sylvinite is dissolved, heat is supplied in the form of live steam. In this case, a higher temperature and degree of saturation are obtained in KC1 liquor after solvents, and also tubular heaters are eliminated. When using steam, it is necessary to evaporate from the circulating process liquors the same amount of water that is introduced with steam in the dissolution process to avoid the overall process of processing the ore. In addition, in order to save heat, as an acute heating steam for dissolving the ore, it is advisable to use vegetable steam produced during the evaporation of circulating liquor. In order to increase the yield of KCI, the slit from the stage of dissolving the ore and after its clarification is subjected to evaporation under atmospheric pressure, and crystallized NaCl and -CCl from the evaporated suspension. Next, the resulting liquor with a temperature of 105-10 Es and a degree of saturation in KCl about 100% is fed to a vacuum crystallization unit. The vapor generated during evaporation is supplied; For heating in the condenser the displacement, the initial ore and the dissolving liquor. The resulting hot pulp enters the solvents, where leaching from the ore of chlordite potassium C occurs. The disadvantages of this method are: an increase in temperature and degree of saturation in COP 1 is not achieved at the stage of dissolution of the ore (where the degree of saturation is only 91.5% at temperature significantly below the boiling point of liquor), and at the subsequent stage, when all the liquor is evaporated from the stage of dissolving the ore; when this liquor is evaporated, a large amount of secondary steam is formed, the heat content of which increases by 25-30% the amount it needs to dissolve the ore. For this reason, 25–30% of the solution vapor remains unused, which ultimately leads to the inappropriate consumption of the evaporation of the lye of fresh CHP. In addition, the liquor from the dissolution of the ore is close to saturation on the CS and after evaporation it becomes saturated on the KC1. For this reason, the crystallisate formed upon evaporation of the first unit contains a significant amount of KCl. In order to avoid losses of potassium chloride, this crystallisate is not withdrawn from the process, but is returned to the head of the process for dissolution together with the original ore, which creates excessive circulation loads and increases the removal of salt slurry from solvents. The purpose of the invention is to increase the yield of potassium chloride and reduce energy consumption. This goal is achieved due to the fact that according to the method of extracting Kali chloride from sylvinites, it is included mixing ore with lye and dissolving it, separating the solid phase, crystallizing it from the resulting potassium chloride, and after liberating KagLI chloride in an amount of 20-30% by weight evaporated and the steam obtained is sent to the stage of mixing and dissolving the ore in the liquor. . In addition, the evaporation of the liquor are under pressure of 0.5 Q, 6 atm. It is also advisable to evaporate sodium chloride after evaporation from the resulting suspension, and to mix the remaining liquor with the liquor after dissolving the ore and separating the solid phase. Thus, an increase in the concentration of COP I in the liquor entering crystallization and, accordingly, an increase in the yield of CS) from this liquor during the crystallization process, it is not achieved by evaporation of the liquor after the dissolution stage, as in the prototype, but by raising the temperature to 108-109 s. For this purpose, the evaporation of the liquor is not carried out under atmospheric pressure, as in the prototype, but under an overpressure of 0.5-0.6 atm, so that the temperature of the steam entering the process of mixing and dissolving pytdy is higher. The evaporation is subjected to liquor not, after the ore is dissolved, but after crystallization and extraction of potassium chloride from it. In addition, liquor is evaporated in an amount of 20-30 wt.%, Which makes it possible to produce as much vapor as is necessary to maintain the temperature of the medium during the process of mixing and dissolving the ore. Due to this, steam consumption of CHPPs is reduced by 25-30%. Evaporation of the liquor after crystallization and fractionation of the chloride mixture allows obtaining sodium chloride crystallisate that does not contain solid KCl, since the composition of this liquor in the process of evaporation is only in the crystallization region of NaCl and does not reach saturation in KCl. Due to this, pure sodium chloride is separated from the slurry after evaporation of the liquor, which is an associated commercial product — table salt of the Highest grade (with a NaCl content of more than 98.5%). The liquor after separation of sodium chloride has a temperature of 105-109 ° C and is close to it is mixed with liquor after dissolving and separating the undissolved residue and fed into the crystallization process of potassium chloride. This allows you to re-extract KCl from the evaporated liquor and thereby reduce by 20-25% in the dissolution-crystallization cycle (which is equivalent to a 20-25% yield of potassium chloride per unit volume of liquors), Example 1.4 kg sylvinite composition,%: CS 1 20; NaCl 70; clay substance Yu, smogyvayut from 2.77 tons of mother liquor lye with temperature, the resulting suspension is injected with live steam in an amount of 0.31 kg, and sylvinite is dissolved with perbmixing.The resulting suspension with temperature is divided into solid residue (mixture, sodium chloride and clay slurry 3.1 t) and saturated lye. The lye is cooled to, the resulting suspension is filtered by filtration into potassium christizate (0.8 tons) and mother liquor (2.77 tons), 20% by weight of the mother liquor, its liquor (0.55 tons) is evaporated lye (0, 24 t), having a temperature of 109 ° C, which is mixed with a saturated liquor & and fed to cooling for crystallization FROM potassium chloride 30% by weight of the mother liquor (2.2 t) returning to the dissolution of sylvinite Potassium chloride contains 96 , 8% KCI and 3.2% NaC sodium chloride 99.6% NaCl and 0.4% KC Example 2. 4 kg sylvinite composition,%: KC1 30, NaCl 60 and insoluble ocTatoK 10, mixed sewed with a mother liquor with a temperature of 81 ° C. In the suspension obtained, live steam is introduced in an amount of 0.69 tons and the sylvinite is dissolved while stirring. The resulting suspension with a temperature divided into solid residue (a mixture of sodium chloride and clay sludge 2, 7 tons) and saturated lye. The liquor is cooled to, the resulting suspension is filtered by filtration into potassium chloride crystallization (1.2 tons) and mother liquor (4, 15 tons), 30% by weight of the mother liquor (1.24 tons) are evaporated under an overpressure of the secondary vapor. , 6 atm, which is fed to the heating of sylvinite suspension with mother liquor up to. The resulting suspension is divided into sodium chloride crystallized (0.22 tons) and one stripped liquor (0.53 tons) having a temperature that is mixed with saturated liquor and fed to a cooling to crystallize potassium chloride from it. 70 wt.% Uterine liquor (2.91 g) return to the dissolution of sylvinite. The resulting products: potassium chloride contains 97.5% KC1 and 25% NaCl; sodium chloride - 99.4% NaCl and 0.6% KCl, Example 3. 4t sylvinite composition,%: KSG 25; NaCl 65} undissolved residue 10, mixed with 3.46 tons of mother liquor with temperature. Acute steam is introduced into the suspension obtained in the amount of 0.5 tons and sylvinite is dissolved with stirring. : The resulting suspension with temperature is divided into a solid residue (a mixture of sodium chloride and clay slurry — 2.9 tons) and saturated lye (3.5 O tons). The liquor is cooled to the suspension obtained. By filtration is divided into potassium chloride crystallized (1 t) and mother liquor (3.46 tons), 25% by weight of the mother liquor (0.88 tons) is evaporated under an overpressure of the secondary vapor of 0.6 atm, which serves to heat the sylvinite suspension with uterine liquor to 108c. The resulting suspension. divided into crystallized sodium chloride (0.16 tons) and distilled liquor (0.38 tons), having a temperature which is mixed with saturated liquor and fed to cooling to crystallize potassium chloride from it. 75% by weight of the mother liquor (2.58 tons) is returned to the dissolution of sylvinite. The resulting products: potassium chloride contains 97% KC1 and 3% NaCl; sodium chloride - 95.5% NaCl and 0.5 "KC1. The table shows the main material and heat fluxes, as well as the working volumes of the equipment according to the proposed method and the prototype (based on 1 ton of potassium chloride obtained from the sylvinite composition,%: KC1 25, NaCl 65 and insoluble residue 10).

Насыщенный щелок после растворени  руды и отделени  нерастворенного остатка, тSaturated liquor after dissolving ore and separating undissolved residue, t

Маточный щелок после кристаллизации и вьщелени  хлористого кали , тMaster liquor after crystallization and precipitation of potassium chloride, t

3,58 23,03.58 23.0

4,65 4.65

3,46 3,463.46 3.46

Claims (3)

Формула изобретенияClaim 1. Способ Бвделения хлористого калия из сильвинитов, включающий смешение руды со щелоком и растворение ее,отделение твердой фазы, кристаллизацию хлористого калия из щелока и его вццеление, отличаю щийс я тем, что, с целью повышения вы—1. The method of separation of potassium chloride from sylvinites, including mixing ore with liquor and dissolving it, separating the solid phase, crystallization of potassium chloride from liquor and its aiming, characterized in that, in order to increase the ВНИИПИ Заказ 7763/32 хода продукта и снижения энергозатрат, после выделения хлористого калия щелок в количестве 20-30 мас.% упаривают. и полученный пар направляют на стадию смешения и растворения руды со щелоком.VNIIPI Order 7763/32 of the course of the product and reduction of energy consumption, after the allocation of potassium chloride liquor in an amount of 20-30 wt.% Evaporated. and the resulting steam is sent to the stage of mixing and dissolving the ore with liquor. 2. Способ по п.1, о т л и ч а ю щ и й с я тем, что упаривание щелока ведут под избыточным давлением2. The method according to claim 1, about t and h and y and with with the fact that the evaporation of the liquor is carried out under excess pressure 50 0,5-0,6 атм.50 0.5-0.6 atm. 3. Способ по п.1, отличаю' щ и й с я тем, что после упаривания из щелока выделяют хлористый натрий и смешивают раствор со щелоком после 55 растворения руды и отделения от него твердой фазы.3. The method according to claim 1, characterized in that after evaporation, sodium chloride is separated from the liquor and the solution is mixed with liquor after 55 dissolving the ore and separating the solid phase from it.
SU802978135A 1980-08-19 1980-08-19 Method of separating of potash chloride from sylvinites SU966006A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU802978135A SU966006A1 (en) 1980-08-19 1980-08-19 Method of separating of potash chloride from sylvinites

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU802978135A SU966006A1 (en) 1980-08-19 1980-08-19 Method of separating of potash chloride from sylvinites

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU966006A1 true SU966006A1 (en) 1982-10-15

Family

ID=20916307

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU802978135A SU966006A1 (en) 1980-08-19 1980-08-19 Method of separating of potash chloride from sylvinites

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU966006A1 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2779661C1 (en) * 2021-12-07 2022-09-12 федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Пермский национальный исследовательский политехнический университет" Method for obtaining potassium chloride from silvinite ore

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2779661C1 (en) * 2021-12-07 2022-09-12 федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Пермский национальный исследовательский политехнический университет" Method for obtaining potassium chloride from silvinite ore

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US4869882A (en) Recovery of sodium carbonate values from contaminated dilute soda ash streams
CN108314062A (en) A kind of hot method of continuously saltouing puies forward the production technology of nitre
US2133455A (en) Production of dense soda asii
CN109850920B (en) Process for producing salt and nitrate by brine evaporation in salt and nitrate system
CN109879297A (en) From containing ammonium chloride, sodium chloride, ammonium hydrogen carbonate, sodium bicarbonate mother liquor in thermal method recycling product technique
CN106746136A (en) The technique of zero discharge and system of a kind of desulfurization wastewater
CN106007135B (en) Potassium hyperchlorate abraum salt water treatment facilities and the technique that potassium hyperchlorate and sodium chloride are recycled from potassium hyperchlorate effluent brine
US2895794A (en) Process for recovering potassium values from kainite
SU966006A1 (en) Method of separating of potash chloride from sylvinites
US4276117A (en) Process of treating potassium chloride brine by evaporation and crystallization
CN103613106A (en) Technique for preparing ammonium chloride by employing sodium bicarbonate production wastewater as raw material
US4334885A (en) Production of potassium chloride from langbeinite
RU2105717C1 (en) Method for production of potassium sulfate
SU715470A1 (en) Method of separate preparation of sodium and potassium nitrates
RU2792270C1 (en) Method for producing potassium and sodium chlorides from potassium-sodium containing raw materials
RU2062255C1 (en) Method of potassium and sodium chloride producing
US4264332A (en) Process for the preparation of pure aluminum chloride hexahydrate
US4231840A (en) Method of concentrating an aqueous solution by multiple effect evaporating
CN206308025U (en) Mirabilite hydrate is dehydrated the device and involved molten nitre equipment of glauber salt processed in a kind of chlor-alkali production
USRE18393E (en) Procetss for manufacture of chloride of potassium
US2405574A (en) Process for the manufacture of amino acids
SU1490081A1 (en) Method of producing potassium chloride
Rykken Lithium production from Searles Valley
RU2056355C1 (en) Method of sodium chloride producing
RU2792267C1 (en) Method for producing enriched carnallite