WO2016134435A1 - Способ переработки полиминеральных калийных руд с получением сульфата калия - Google Patents
Способ переработки полиминеральных калийных руд с получением сульфата калия Download PDFInfo
- Publication number
- WO2016134435A1 WO2016134435A1 PCT/BY2015/000002 BY2015000002W WO2016134435A1 WO 2016134435 A1 WO2016134435 A1 WO 2016134435A1 BY 2015000002 W BY2015000002 W BY 2015000002W WO 2016134435 A1 WO2016134435 A1 WO 2016134435A1
- Authority
- WO
- WIPO (PCT)
- Prior art keywords
- potassium
- sulfate
- stage
- solution
- liquor
- Prior art date
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C05—FERTILISERS; MANUFACTURE THEREOF
- C05D—INORGANIC FERTILISERS NOT COVERED BY SUBCLASSES C05B, C05C; FERTILISERS PRODUCING CARBON DIOXIDE
- C05D1/00—Fertilisers containing potassium
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C05—FERTILISERS; MANUFACTURE THEREOF
- C05D—INORGANIC FERTILISERS NOT COVERED BY SUBCLASSES C05B, C05C; FERTILISERS PRODUCING CARBON DIOXIDE
- C05D5/00—Fertilisers containing magnesium
Definitions
- the invention relates to a technology for processing polymineral potassium ores and can be used to produce potassium sulfate.
- the flotation method for processing polymineral potassium ore to produce potassium-magnesium concentrate is based on the selective flotation of potassium-containing minerals from ore, their dehydration and drying. This method was used in the enrichment of kainite-carnallite ores in Sicily (Italy) and polymineral ores in Kalush (Ukraine). During the enrichment process, the insoluble residue is depressed and discharged together with halite and sulfate minerals into the tailings, which, after dehydration, are disposed of in dumps.
- the advantages of the method are that the process is carried out at normal temperature, low energy costs, simple hardware circuit.
- the disadvantages of this method are the low selectivity of the process due to the need to flotate to separate two or more potassium minerals of different mineralogical and chemical nature (cainite, carnallite, sylvin), the presence in the final product of contaminants of chlorides and clay minerals; low extraction of sulfate minerals from ore into concentrate, not exceeding 50-55% (Stebnikovsky Potash Plant, Ukraine) [1].
- the most common galurgic method of ore processing based on various degrees of solubility of individual minerals at different temperatures, followed by crystallization of products from saturated and evaporated solutions [2].
- the extracted ore is dissolved in the mother liquor at various temperatures, and depending on this, halite is precipitated during cooling, and the insoluble precipitate contains potassium minerals (Kalush potassium-magnesium plant, Ukraine) or potassium chloride and halite with kieserite in the precipitate (company " ⁇ + ⁇ ", Germany). Since during cooling it is difficult to catch the moment when halite precipitation ends, the potash minerals contain significant amounts of halite (15-25% in Ukrainian plants and up to 40% in German plants), which is removed by washing by technology. Magnesium sulfate in the form of kieserite is obtained in the second stage of the process after washing the tailings of the galurgic production from sodium chloride with water.
- the disadvantages of the technology are the presence of sodium chloride as an impurity in all technological operations and its contamination of the final product, the need for additional operations to remove it from the process by dissolution, the production of sodium chloride as a waste product in liquid form and the need for its evaporation or disposal, the complexity and energy consumption of the technology.
- flotation and halurgic methods are used simultaneously. First, part of the sodium chloride and potassium minerals are sequentially separated in a halurgic manner, and kieserite is isolated from the galurgic residue by flotation.
- Kieserite is converted by hot dissolution into epsomite, which interacts with potash minerals to produce chenite, decomposed by water into potassium sulfate.
- This method also produces concentrated chlorine-free fertilizers with a content of 30 and 50% K 2 0.
- the disadvantage of this method is the difficulty of galurgic processing of products of flotation enrichment of undissolved residue with products of the galurgic cycle due to the emergence (flotation) of newly formed products due to their hydrophobization by residues used in the technology reagents, clogging of the technical process for operations with excess sodium chloride.
- the closest in technical essence and the achieved result to the proposed invention is a method for producing potassium sulfate, including grinding ore, dissolving it at a temperature of 60-80 ° C in liquor containing sodium chloride, potassium chloride, magnesium sulfate, with precipitation insoluble kieserite, langbainite and halite, flotation separation of kieserite, conversion of kieserite to epsomite by dissolution, synthesis of chenite from potassium minerals and epsomite, its crystallization and decomposition with water to produce potassium sulfate evaporation of an excess of chenite solution with the release of artificial cainite, carnallite and halite [4].
- the disadvantage of this method is to obtain potassium sulfate with a high content of sodium chloride (up to 15-17%) due to the blurring of the boundary for the completion of crystallization of halite from mother liquors and the complication of subsequent redistribution due to the dispersion of halite over them, the need for four stages of evaporation of excess mother liquors with the separation of halite in the first three, especially in the first.
- the stage of synthesis of chenite is carried out without strict observance of the weight ratio of potassium chloride and magnesium sulfate in the ore according to stoichiometry and leads to the release of alternate excess potassium chloride and magnesium sulfate in the first three stages of the evaporation of excess liquors and the imbalance of the synthesis of Shenite, then potassium sulfate with diluting it with potassium chloride or magnesium sulfate.
- the problem solved by this invention is to simplify and stabilize the process of producing potassium sulfate from polymeric potassium ores with fluctuations in material composition.
- the problem is achieved by the claimed method of processing polymineral potassium ore to produce potassium sulfate, which consists in the fact that ore is processed for processing with a weight ratio of potassium chloride to magnesium sulfate by the chemical reaction 1, 00-1.24, the ore is crushed to a fraction of not more than ( -0.5 mm), halite is flotation separated in the head of the process, the potassium concentrate is dehydrated, followed by the decomposition of its carnallite component with an 18-22% solution of magnesium chloride for 0.5-2 hours at a ratio of liquid to carnalite in concentrate 2.9-3.1 with the conversion of potassium chloride to the solid phase and separation of the liquid phase; the dehydrated potassium concentrate obtained after decomposition of carnallite is dissolved by heating to a temperature of 60-65 ° C in shenitic liquor and sparingly soluble kieserite is separated by filtration, which is converted by temperature conversion to water at a temperature of 75-80 ° C and stirring for 2-2.5 hours is transferred to epsomit
- the target product, potassium sulfate is granulated by pressing or, upon the release of a fine-grained product, is treated with agglomerating additives and dried. Then, if necessary, fine-grained and granular potassium sulfate is treated with a dust suppressor.
- the choice of the ratio of the weight content of potassium chloride to magnesium sulfate in the ore in the range of 1.00-1, 24 ensures stabilization of the process of obtaining chenite, and then potassium sulfate.
- Part of the magnesium sulfate when dissolving potassium concentrate is isolated in the form of insoluble kieserite, converted into epsomite and then dosed into the production process chenite in an amount corresponding to the stoichiometry of these components by chemical reaction, which allows to obtain pure chenite without impurities.
- halite flotation method in the head of the ore processing process eliminates the accumulation of halite at the stages of ore processing during the synthesis of Shenite, the production of potassium sulfate by decomposition of Shenite, the regeneration of salts from excess mother liquors, the implementation of which already requires four stages. If the halite flotation process is carried out in the second stage after the decomposition of the carnallite component, then when carnallite is decomposed in the presence of halite, significant amounts of finely dispersed halite are dissolved together with carnallite and kainite, and the selectivity of the separation of halite and potassium sulfate minerals is impaired - in the potassium concentrate Halite exceeds 12%.
- the synthesis of chenite at a weight ratio of potassium chloride to magnesium sulfate in a working solution of 0.61-0.63 is optimal - the yield of chenite is 98-99%.
- a decrease in this ratio below the lower limit leads to an increase in the content of unreacted magnesium sulfate in the Shenite, and an increase in this ratio above the upper limit leads to an increase in the content of potassium chloride in the Shenite.
- the Shenite synthesis process is well regulated by the stage of separation of kieserite from potassium concentrate and reduction of the ratio of potassium chloride to magnesium sulfate to 0.62 by means of an adjustable dosage of epsomite obtained from isolated kizerite. In this case, the process becomes strictly controlled with the release of only chenite technology with a minimum content of impurities.
- the evaporation of excess liquor due to the removal of halite in the process head by the flotation method is carried out in only three stages.
- Halite together with carnallite is allocated in technology in the second stage of evaporation of excess liquors and is separated from carnallite at the stage of flotation separation together with ore halite. From the operations of processing excess liquor of the technology, the initial operation of halite separation by evaporation of the primary excess liquor is excluded.
- the proposed method is as follows.
- the degree of extraction of halite is 96%, the content of potassium chloride is 2%, a potassium concentrate with a halite content of 3% remains in the tailings.
- the precipitate of potassium-magnesium salts is dehydrated on a vacuum filter, dissolved in a Shenit solution of the Shenite synthesis stage, obtained by conducting a blank experiment at a temperature of 70 ° C for 1 hour, the insoluble solid phase is filtered off, mainly kyserite, on a vacuum filter, kizerite is dissolved with water at a temperature of 80 ° C for 3 hours to obtain an epsomite solution with a density of 1350 kg / m 3 .
- the epsomite solution and sulfate liquor of the potassium sulfate production stage are metered into the potassium concentrate solution in quantities to achieve a weight ratio of potassium chloride to magnesium sulfate in solution of 0.62.
- Excessive solutions after the synthesis of chenite (chenitic - third part) and decomposition of carnallite (carnallite - third part) are subjected to heating, evaporation and cooling under vacuum.
- the excess chenite solution is evaporated (105 ° C) with the release of the salts of chenite and artificial cainite upon cooling, which are sent to the stage of chenite production.
- the solution after evaporation is combined with carnallite liquor, subjected to evaporation (115 ° C) with cooling under vacuum - the second stage of evaporation - with precipitation of halite and carnallite, which is sent to the operation of flotation separation of halite.
- the remaining liquid phase is evaporated and cooled - the third stage of evaporation - with the precipitation of bischofite, which is the final product.
- the filtrate is first cooled to 35 ° C, i.e., to the temperature of the onset of nucleation of chenite crystals in solution. In this temperature range (90 ° -35 ° C), halite is precipitated and it is separated from the solution by filtration.
- Flotation kieserite is carried out using a sodium alkyl sulfate fraction C 7 -C 9 as a collector at a flow rate of 150 g / t.
- the degree of extraction of kieserite in the concentrate is 50%.
- Kieserite is dissolved in water at a temperature of 80 ° C for 3 hours to obtain an epsomite solution with a density of 1350 kg / m 3 .
- an excess chenite solution is evaporated (105 ° ⁇ ) with halite being released during cooling, and in the second stage, halite, chenite and artificial cainite salts are sent to the chenite stage.
- the solution after evaporation is subjected to the third stage of evaporation (115 ° C) with cooling and precipitation of halite and carnallite.
- the remaining liquid phase is evaporated and cooled - the fourth stage of evaporation - with the precipitation of bischofite, which is the final product.
- Ne2-5 processing of polymineral potassium ores are similar to example N ° l.
- An example implementation of method N ° 6 was carried out analogously to example N ° l, but first the carnallite decomposition in ore was carried out, and then halite was isolated from the obtained concentrate by flotation.
- Table 1 Examples of the method
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Fertilizers (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Compounds Of Alkaline-Earth Elements, Aluminum Or Rare-Earth Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к технологии переработки полиминеральных калийных руд с колебаниями вещественного состава и может быть использовано для получения сульфата калия. При осуществлении предлагаемого способа достигается увеличение степени извлечения калийных минералов из руды с 64 % до 90-92 %. Целевой продукт получают с высоким выходом 91 % и высокой степенью чистоты - содержание сульфата калия достигает 95-96 %.
Description
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ПОЛИМИНЕРАЛЬНЫХ КАЛИЙНЫХ РУД С ПОЛУЧЕНИЕМ СУЛЬФАТА КАЛИЯ
Изобретение относится к технологии переработки полиминеральных калийных руд и может быть использовано для получения сульфата калия.
В настоящее время известны три способа переработки полиминеральных калийных руд, разработанные в разных странах для различных типов руд. В этих рудах содержатся карналлит, каинит, галит, кизерит, сильвин, лангбейнит, полигалит, ангидрит и другие минералы, состоящие из солей калия, магния и натрия в сульфатной и хлоридной формах.
Флотационный способ переработки полиминеральной калийной руды с получением калийно-магниевого концентрата основан на селективной флотации калийсодержащих минералов из руды, их обезвоживания и сушки. Этот способ использовался при обогащении каинито- карналлитовыцх руд в Сицилии (Италия) и полиминеральных руд в Калуше (Украина). Нерастворимый остаток в процессе обогащения депрессируется и выводится вместе с галитом и сульфатными минералами в хвосты, которые после обезвоживания захораниваются в отвалы. Преимущества способа в том, что процесс ведется при нормальной температуре, низких энергетических затратах, простой аппаратурной схеме. Недостатками данного способа являются малая селективность процесса вследствие необходимости выделять флотацией два и больше калийных минерала различной минералогической и химической природы (каинит, карналлит, сильвин), наличие в конечном продукте загрязняющих примесей хлоридов и глинистых минералов; низкое извлечение сульфатных минералов из руды в концентрат, не превышающее 50-55 % (Стебниковский калийный завод, Украина) [1].
Наиболее распространен галургический способ переработки руды, основанный на различной степени растворимости отдельных минералов при различных температурах с последующей кристаллизацией продуктов из насыщенных и упариваемых растворов [2]. В соответствии с указанным способом добытую руду растворяют в маточном щелоке при различных температурах и в зависимости от этого при охлаждении в осадок выделяется галит, а нерастворимый осадок содержит калийные минералы (Калушский калийно-магниевый завод, Украина) или хлорид калия и в осадке галит с кизеритом (компания «Κ+Ζ», Германия). Так как при охлаждении трудно уловить момент, когда заканчивается осаждение галита, то калийные минералы содержат значительные количества галита (15-25 % на украинских заводах и до 40 % на заводах Германии), который по технологии удаляется отмывкой. Сульфат магния в виде кизерита получается во второй стадии процесса после отмывки хвостов галургического производства от хлорида натрия водой. Далее проводится конверсия калийных минералов с сульфатом магния в виде эпсомита, полученного из кизерита, с синтезом шенита, его разложение водой или раствором хлорида калия в зависимости от соотношения в руде калийных и сульфатных минералов и получение сульфата калия. Избыточные щелока подвергаются концентрированию выпариванием по четырехстадийной схеме с выделением калийно- сульфатных минералов. Преимущества этого способа - комплексное использование всех компонентов руды, получение концентрированных бесхлорных удобрений (содержание К20 от 30 до 0 %), отходы могут состоять только из глинистых примесей руды. Недостатками технологии является присутствие хлорида натрия как примеси по всем технологическим операциям и загрязнение им конечной продукции, необходимость дополнительных операций его удаления из техпроцесса растворением, получение хлорида натрия в качестве отхода производства в жидком виде и необходимость его упаривания или захоронения, сложность и энергозатратность технологии.
При комбинированном способе переработки полиминеральной калийной руды [3] используют одновременно флотационный и галургический способы. Сначала галургически выделяют последовательно часть хлорида натрия и калийные минералы, а уже из галургического остатка флотационным методом выделяют кизерит. Кизерит методом горячего растворения переводят в эпсомит, при взаимодействии которого с калийными минералами образуется шенит, разлагаемый водой на сульфат калия. По этому способу также получают концентрированные бесхлорные удобрения с содержанием 30 и 50 % К20. Недостаток способа - трудность галургической переработки продуктов флотационного обогащения нерастворенного остатка с продуктами галургического цикла вследствие всплывания (флотации) вновь образующихся продуктов из-за их гидрофобизации остатками используемых в технологии реагентов, засорение техпроцесса по операциям избытком хлорида натрия.
Сложность указанных технологических схем обусловлена необходимостью комплексного использования всех компонентов руды, необходимостью одновременной отработки нескольких рудных тел, резко отличающихся друг от друга химическим и минералогическим составом.
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату к предлагаемому изобретению (прототип) является способ получения сульфата калия, включающий измельчение руды, растворение ее при температуре 60-80°С в щелоке, содержащем хлорид натрия, хлорид калия, сульфат магния, с выделением в осадок нерастворившегося кизерита, лангбейнита и галита, флотационное выделение кизерита, перевода кизерита в эпсомит растворением, синтез шенита из калийных минералов и эпсомита, его кристаллизацию и разложение водой с получением сульфата калия, выпаривание избыточного количества шенитового раствора с выделением искусственного каинита, карналлита и галита [4].
Недостатком данного способа является получение сульфата калия с повышенным содержанием хлорида натрия (до 15-17 %) вследствие з
размытости границы завершения кристаллизации галита из маточных растворов и осложнении осуществления последующих переделов вследствие рассредоточения по ним галита, необходимости четырех этапов выпаривания избыточных маточников с выделением на первых трех, особенно на первом, галита. Стадия синтеза шенита осуществляется без четкого соблюдения весового соотношения хлорида калия и сульфата магния в руде согласно стехиометрии и приводит к выделению поочередно избытка хлорида калия и сульфата магния на первых трех стадиях выпарки избыточных щелоков и разбалансированию процесса синтеза шенита, далее сульфата калия с разубоживанием его хлоридом калия или сульфатом магния.
Задача, решаемая данным изобретением, заключается в упрощении и стабилизации процесса получения сульфата калия из полимеральных калийных руд с колебаниями вещественного состава.
Поставленная задача достигается заявляемым способом переработки полиминеральной калийной руды с получением сульфата калия, заключающимся в том, что на переработку подают руду с весовым отношением хлорида калия к сульфату магния по химической реакции взаимодействия 1 ,00-1,24, руду измельчают до фракции не более (-0,5 мм), галит флотационно отделяют в голове процесса, калийный концентрат обезвоживают с последующим разложением его карналлитовой составляющей 18-22 % раствором хлорида магния в течение 0,5-2 часов при соотношении жидкое к карналиту в концентрате 2,9-3,1 с переводом хлорида калия в твердую фазу и отделением жидкой фазы, полученный после разложения карналлита обезвоженный калийный концентрат растворяют при нагревании до температуры 60-65 °С в шенитовом щелоке и фильтрацией отделяют труднорастворимый кизерит, который температурной конверсией в воде при температуре 75-80 °С и перемешивании в течение 2-2,5 часа переводят в эпсомит, затем раствор калийного концентрата, раствор эпсомита и сульфатный щелок объединяют и при температуре 60-65 °С и весовом отношении в реакционной смеси хлорида калия к сульфату магния
0,61-0,63 получают шенитовый раствор, шенитовый раствор охлаждают в вакуумно-кристаллизационной установке, полученную пульпу сгущают и фильтрованием выделяют шенит, одну часть отделенного шенитового раствора направляют на растворение полученного калийного концентрата, а вторую его часть - на регенерацию в вакуумно-кристаллизационной установке с выделением в твердую фазу искусственного каинита и получением каинитового щелока, жидкую фазу, содержащую хлорид калия, частично смешивают с каинитовым щелоком с последующей регенерацией, полученный шенит разлагают водой при нагревании до температуры не выше 48 °С, полученный сульфат калия сгущают, обезвоживают и фильтрованием выделяют целевой продукт и фильтрат - сульфатный щелок, полученный сульфатный щелок направляют на растворение калийного концентрата, выделенный каинитовый щелок соединяют с частью карналлитового щелока, подвергают выпариванию и охлаждению с кристаллизацией в вакуумно- кристаллизационной установке с получением сначала смеси искусственного карналлита и галита, а затем бишофита. Целевой продукт - сульфат калия гранулируют методом прессования или при выпуске мелкозернистого продукта обрабатывают агломерирующими добавками и сушат. Затем при необходимости мелкозернистый и гранулированный сульфат калия обрабатывают пылеподавителем.
При осуществлении предлагаемого способа переработки полиминеральных калийных руд достигается увеличение извлечения калийных минералов из руды с 64 % до 90-92 %. Продукты получаются высокой степени чистоты - содержание сульфата калия достигает 95-96 % с высоким выходом (91 % против 57 % по прототипу).
Выбор соотношения весового содержания хлорида калия к сульфату магния в руде в пределах 1,00-1 ,24 обеспечивает стабилизацию процесса получения шенита, а затем и сульфата калия. Часть сульфата магния при растворении калийного концентрата выделяют в виде нерастворившегося кизерита, превращают в эпсомит и далее дозируют в процесс получения
шенита в количестве, соответствующем стехиометрии этих компонентов по химической реакции, что позволяет получать чистый шенит без примесей. Увеличение этого соотношения в руде выше 1 ,24 приводит к загрязнению шенита хлоридом калия, а ниже 1,00 - к накоплению значительного количества избытка сульфата магния и необходимости более частой переналадки процесса синтеза шенита с вовлечением в процесс обогащенной по хлориду калия руды.
Выделение галита флотационным методом в голове процесса переработки руды позволяет исключить накопление галита по стадиям переработки руды при синтезе шенита, получении сульфата калия разложением шенита, регенерации солей из избыточных маточников, при осуществлении которой необходимы уже четыре стадии. Если процесс флотации галита проводить на второй стадии после разложения карналлитовой составляющей, то при разложении карналлита в присутствии галита в жидкую фазу выделяются значительные количества растворяющегося совместно с карналлитом и каинитом тонкодисперсного галита и селективность процесса разделения галита и калийно-сульфатных минералов нарушается - в калийном концентрате содержание галита превышает 12 %.
Разложение карналлитовой составляющей 18-22 %-ным раствором хлорида магния в течение 0,5-2,0 часа при соотношении Ж : Т = 1 ,6-1,8 является оптимальным. Увеличение этих параметров выше верхнего предела экономически нецелесообразно, так как процесс разложения стабилизируется, а уменьшение ниже нижнего предела приводит к недоразложению карналлита (содержание карналлита после разложения в флотационно обогащенном концентрате составляет более 7 %), его последующем разложении на стадии синтеза шенита, более высоком накоплении хлорида магния в шенитовом растворе и увеличении доли избыточного шенитового раствора, направляемого на регенерацию. Одновременно наблюдается увеличение растворимости каинита и б
поверхностная шенитизация его частиц, что приводит к потерям ценных компонентов на различных операциях и замедлению реакций превращения каинита в шенит.
Синтез шенита при весовом соотношении хлорида калия к сульфату магния в рабочем растворе, равном 0,61-0,63, оптимален - выход шенита составляет 98-99 %. Уменьшение этого отношения ниже нижнего предела приводит к увеличению содержания в шените непрореагировавшего сульфата магния, а увеличение этого соотношения выше верхнего предела - к увеличению содержания в шените хлорида калия. Так как руда по питанию - идет с небольшим избытком сульфата магния, то технологический процесс синтеза шенита хорошо регулируется стадией выделения кизерита из калийного концентрата и приведения соотношения хлорида калия к сульфату магния к 0,62 путем регулируемой дозировки эпсомита, полученного из выделенного кизерита. В этом случае процесс становится строго регулируемым с выходом по технологии только шенита с минимальным содержанием примесей.
Согласно предлагаемому решению выпаривание избыточных щелоков вследствие удаления галита в голове процесса флотационным методом осуществляется только в три стадии. Галит совместно с карналлитом выделяется в технологии на второй стадии испарения избыточных щелоков и отделяется от карналлита на стадии флотационного выделения совместно с галитом руды. Из операций переработки избыточных щелоков технологии исключается начальная операция выделения галита испарением первичного избыточного щелока.
Предлагаемый способ осуществляют следующим образом.
Пр и м ер jYs l осуществления способа.
Берут 1 кг полиминеральной калийной руды состава: галит - 40,5 %, сульфат магния - 16,1 %, хлорид магния - 13,1 %, хлорид калия - 15,5 %, сульфат кальция - 0,3 %, вода - остальное. Руду дробят, а затем измельчают до класса крупности - 0,5 мм, готовят суспензию в 30 %-ном растворе
хлорида магния при соотношении Ж : Т = 4 и рН= 3,5 и во флотационной машине проводят выделение галита с использованием в качестве собирателя алкилморфолина Армофлот 619 в солевой форме при расходе 260 г/т. Степень извлечения галита— 96 %, содержание хлорида калия— 2 %, в хвостах остается калийный концентрат с содержанием галита 3 %. Калийный концентрат обезвоживают фильтрованием на вакуум-фильтре и разлагают карналлитовую составляющую 20 %-ным раствором хлорида магния в течение 1 часа путем перемешивания суспензии при соотношении Ж : Т = 3,0. Осадок калийно-магниевых солей обезвоживают на вакуумном фильтре, растворяют его в шенитовом растворе стадии синтеза шенита, полученном при проведении холостого опыта, при температуре 70 °С в течение 1 часа, отфильтровывают нерастворившуюся твердую фазу - преимущественно кизерит, на вакуумном фильтре, кизерит растворяют водой при температуре 80 °С в течение 3 час с получением эпсомитового раствора плотностью 1350 кг/м3. Эпсомитовый раствор и сульфатный щелок стадии получения сульфата калия (в начале процесса используется товарный эпсомит) дозируют в раствор калийного концентрата в количествах до достижения весового соотношения хлорида калия к сульфату магния в растворе, равного 0,62. Раствор перемешивают при 60 °С и охлаждают до 20 °С, выкристаллизовавшийся шенит отфильтровывают на вакуумном фильтре, осадок растворяют в воде при температуре 48 °С при соотношении Ж : Т = 0,96, охлаждают суспензию до 20 °С и отфильтровывают твердую фазу - сульфат калия на вакуумном фильтре, выход которого составляет 204 г, содержание сульфата калия в продукте - 95,5 %, извлечение калийно- сульфатных минералов из руды составляет 90 %. Избыточные растворы после операций синтеза шенита (шенитовый - третья часть) и разложения карналлита (карналлитовый - третья часть) подвергают нагреву, выпарке и охлаждению под вакуумом. На первой стадии выпаривают избыточный шенитовый раствор (105°С) с выделением при охлаждении солей шенита и искусственного каинита, которые направляют на стадию получения шенита.
Остаточный после выпаривания раствор соединяют с карналлитовым щелоком, подвергают выпариванию (115 °С) с охлаждением под вакуумом - вторая стадия выпаривания - с выделением в осадок галита и карналлита, который отправляют на операцию флотационного выделения галита. Оставшуюся жидкую фазу выпаривают и охлаждают - третья стадия выпаривания - с выделением в осадок бишофита, являющегося конечным продуктом.
Пример по известному способу (прототип).
Берут 1 кг полиминеральной калийной руды состава: галит - 40,5 %, сульфат магния - 16,1 %, хлорид магния - 13,1 %, хлорид калия - 15,5 %, сульфат кальция - 0,3%, вода - остальное. Руду дробят и измельчают до класса крупности - 5 мм, затем растворяют в маточном растворе с температурой 70 °С, полученном путем растворения руды в воде при температуре 90 °С до насыщения. Солевой состав жидкой фазы представляет собой смесь сульфатов и хлоридов калия и магния с хлоридом натрия. Осадок, представленный хлоридом натрия и кизеритом, обезвоживают фильтрованием на вакуум-фильтре и направляют на флотационное выделение кизерита. Фильтрат сначала охлаждают до 35 °С т. е. до температуры начала образования зародышей кристаллов шенита в растворе. В этом температурном интервале (90°-35°С) идет высаждение галита и его отделяют от раствора фильтрованием. Далее раствор охлаждаеют до 20-22 °С и в этом интервале температур высаждается шенит, который отделяют фильтрованием и направляют на получение сульфата калия путем его растворения в воде при температуре 48 °С при соотношении Ж : Т = 0,96, охлаждения суспензии до 20 °С и фильтрации твердой фазы - сульфата калия на вакуумном фильтре, выход которого составляет 136 г, содержание сульфата калия в продукте - 89,6 %, извлечение калийных минералов из руды составляет 64 %. Шенитовый раствор отправляют на растворение руды. Полученные отходы растворения руды направляют на флотационную переработку для извлечения из них нерастворившегося кизерита. Флотацию
кизерита осуществляют с использованием в качестве собирателя алкил сульфата натрия фракции С7-С9 при расходе 150 г/т. Степень извлечения кизерита в концентрат - 50 %. Кизерит растворяют водой при температуре 80 °С в течение 3 час с получением эпсомитового раствора плотностью 1350 кг/м3. Эпсомитовый раствор и сульфатный щелок синтетический стадии получения сульфата калия, дозируют на стадию растворения руды. Избыточные растворы после операций синтеза шенита (шенитовый - половина) и разложения шенита (половина) подвергаются нагреву, выпарке и охлаждению. На первой стадии выпаривают избыточный шенитовый раствор (105 °С) с выделением при охлаждении галита, на второй - солей галита, шенита и искусственного каинита, которые направляют на стадию получения шенита. Остаточный после выпаривания раствор подвергают третьей стадии выпаривания (115 °С) с охлаждением и выделением в осадок галита и карналлита. Оставшуюся жидкую фазу выпаривают и охлаждают - четвертая стадия выпаривания - с выделением в осадок бишофита, являющегося конечным продуктом.
Повторное осуществление опыта на оборотном шенитовом и сульфатном растворах в качестве растворителя руды привело к резкому снижению растворимости калийных минералов из-за накопления в них хлорида магния. Такой характер процесса позволяет использовать повторно только 20% щелоков, а 80% их необходимо отправлять на переработку, что является экономически невыгодным.
Примеры осуществления способа Ne2-5 переработки полиминеральных калийных руд аналогичны примеру N°l. Пример осуществления способа N°6 проводили аналогично примеру N°l, но сначала проводили операцию разложения карналлита в руде, а затем из полученного концентрата методом флотации выделяли галит. Результаты опытов осуществления способа переработки полиминеральных калийных руд по предлагаемому решению приведены в таблице 1.
Таблица 1— Примеры осуществления способа
Результаты, приведенные в таблице, показывают, что при осуществлении предлагаемого способа переработки полиминеральных калийных руд достигается увеличение извлечения калийных минералов из руды с 64 % до 90-92 %. Продукты получаются высокой степени чистоты - содержание сульфата калия достигает 95-96 % с высоким выходом (91 % против 57 % по прототипу).
Используемая литература
1. Технология калийных удобрений. Под ред. Печковского В.В. Минск, Высшая школа, 1978, с. 233-255.
2. Шульженко Е.А., Соколов А.В. Производство бесхлорных калийных удобрений за рубежом. М., НИИТЭХИМ,1973, 88 с.
3. Грабовенко В.А., Производство бесхлорных калийных удобрений. Л., Химия, 1980, с.198-204.
4. Лунькова .Н. , Хабер Н.В ., Производство концентрированных калийных удобрений из полиминеральных руд. Киев, Техника, 1980, с.5-92 - прототип.
Claims
1. Способ переработки полиминеральной калийной руды с получением сульфата калия, заключающийся в том, что
а) на переработку подают руду с весовым отношением хлорида калия к сульфату магния по химической реакции взаимодействия 1,00-1,24,
б) руду измельчают до фракции не более (-0,5),
в) галит методом флотации отделяют в голове процесса,
г) полученный калийный концентрат обезвоживают и разлагают его карналлитовую составляющую 18-22 % раствором хлорида магния в течение
0,5-2 часов при соотношении раствора к карналлиту в концентрате (Ж:Т) 2,9- 3,1 с переводом хлорида калия в твердую фазу и отделением жидкой фазы, д) обезвоженный калийный концентрат растворяют при нагревании до температуры 60-65 °С в шенитовом щелоке и фильтрацией отделяют труднорастворимый кизерит, который температурной конверсией в воде при температуре 75-80 °С и перемешивании в течение 2-2,5 часа переводят в эпсомит,
ж) раствор калийного концентрата, раствор эпсомита и сульфатный щелок объединяют и при температуре 60-65 °С и весовом отношении в реакционной смеси хлорида калия к сульфату магния 0,61-0,63 получают шенитовый раствор,
з) шенитовый раствор охлаждают в вакуумно-кристаллизационной установке, полученную пульпу сгущают и фильтрованием выделяют шенит, е) одну часть отделенного шенитового раствора направляют на растворение полученного на стадии д) калийного концентрата, а вторую его часть - на регенерацию в вакуумно-кристаллизационной установке с выделением в твердую фазу искусственного каинита и получением каинитового щелока,
и) жидкую фазу, полученную на стадии г) частично смешивают с каинитовым щелоком стадии е) с последующей регенерацией,
к) шенит, полученный на стадии з), разлагают водой при нагревании до температуры не выше 48 °С,
л) полученный на стадии к) сульфат калия сгущают, обезвоживают и фильтрованием выделяют целевой продукт и фильтрат - сульфатный щелок, м) полученный на стадии л) сульфатный щелок направляют на стадию ж) синтеза шенита,
н) выделенный на стадии е) каинитовый щелок соединяют с частью карналитового щелока, полученного на стадии г), подвергают выпариванию й охлаждению с кристаллизацией вакуумно-кристаллизационной установке с получением сначала смеси искусственного карналлита и галита, а затем бишофита.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что при выпуске мелкозернистого продукта сульфат калия обрабатывают агломерирующими добавками и сушат.
3. Способ по п.2, отличающийся тем, что мелкозернистый сульфат калия обрабатывают пылеподавителем,
4. Способ по п.1, отличающийся тем, что сульфат калия гранулируют методом прессования.
5. Способ по п.4, отличающийся тем, что гранулированный сульфат калия обрабатывают пылеподавителем.
Priority Applications (3)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| EA201791849A EA030375B1 (ru) | 2015-02-25 | 2015-02-25 | Способ переработки полиминеральных калийных руд с получением сульфата калия |
| PCT/BY2015/000002 WO2016134435A1 (ru) | 2015-02-25 | 2015-02-25 | Способ переработки полиминеральных калийных руд с получением сульфата калия |
| DE112015006221.1T DE112015006221B4 (de) | 2015-02-25 | 2015-02-25 | Verfahren zur Verarbeitung von polymineralischen Kaliumerzen unter Gewinnung von Kaliumsulfat |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PCT/BY2015/000002 WO2016134435A1 (ru) | 2015-02-25 | 2015-02-25 | Способ переработки полиминеральных калийных руд с получением сульфата калия |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| WO2016134435A1 true WO2016134435A1 (ru) | 2016-09-01 |
Family
ID=56787755
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| PCT/BY2015/000002 WO2016134435A1 (ru) | 2015-02-25 | 2015-02-25 | Способ переработки полиминеральных калийных руд с получением сульфата калия |
Country Status (3)
| Country | Link |
|---|---|
| DE (1) | DE112015006221B4 (ru) |
| EA (1) | EA030375B1 (ru) |
| WO (1) | WO2016134435A1 (ru) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN112758937A (zh) * | 2021-01-14 | 2021-05-07 | 襄阳泽东化工集团有限公司 | 一种磷钾伴生矿制备氟硅酸钾和npk复合肥的方法 |
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU667535A1 (ru) * | 1977-06-27 | 1979-06-15 | Всесоюзный научно-исследовательский и проектный институт галургии | Способ получени калийных удобрений |
| RU1784617C (ru) * | 1990-05-03 | 1992-12-30 | Белорусский филиал Всесоюзного научно-исследовательского и проектного института галургии | Способ получени калийных удобрений |
| EP1945567B1 (en) * | 2005-11-10 | 2010-07-21 | Council Of Scientific & Industrial Research | Improved process for the recovery of sulphate of potash (sop) from sulphate rich bittern |
Family Cites Families (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| DE2643001C3 (de) | 1976-09-24 | 1979-06-07 | Kali Und Salz Ag, 3500 Kassel | Verfahren zur Herstellung von Kaliumsulfat |
| SU1624936A1 (ru) * | 1989-07-14 | 1994-11-30 | Г.П. Баранов | Способ получения калийного удобрения |
| DE102007049182B3 (de) | 2007-10-13 | 2009-05-14 | Kali-Umwelttechnik Gmbh | Verfahren zur Verarbeitung tonhaltiger polymineralischer Kalirohsalze |
| DE102012016992A1 (de) | 2012-08-25 | 2014-02-27 | K-Utec Ag Salt Technologies | Verfahren zur Gewinnung von Kaliumsulfat oder Kaliummagnesiumsulfat, wasserfreies oder wasserhaltiges Magnesiumsulfat, Natriumchlorid und wahlweise Gips aus komplex zusammengesetzten kalkhaltigen festen Rohstoffen |
-
2015
- 2015-02-25 WO PCT/BY2015/000002 patent/WO2016134435A1/ru active Application Filing
- 2015-02-25 EA EA201791849A patent/EA030375B1/ru unknown
- 2015-02-25 DE DE112015006221.1T patent/DE112015006221B4/de active Active
Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU667535A1 (ru) * | 1977-06-27 | 1979-06-15 | Всесоюзный научно-исследовательский и проектный институт галургии | Способ получени калийных удобрений |
| RU1784617C (ru) * | 1990-05-03 | 1992-12-30 | Белорусский филиал Всесоюзного научно-исследовательского и проектного института галургии | Способ получени калийных удобрений |
| EP1945567B1 (en) * | 2005-11-10 | 2010-07-21 | Council Of Scientific & Industrial Research | Improved process for the recovery of sulphate of potash (sop) from sulphate rich bittern |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN112758937A (zh) * | 2021-01-14 | 2021-05-07 | 襄阳泽东化工集团有限公司 | 一种磷钾伴生矿制备氟硅酸钾和npk复合肥的方法 |
| CN112758937B (zh) * | 2021-01-14 | 2023-08-01 | 襄阳泽东化工集团有限公司 | 一种磷钾伴生矿制备氟硅酸钾和npk复合肥的方法 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| EA201791849A1 (ru) | 2017-12-29 |
| EA030375B1 (ru) | 2018-07-31 |
| EA201791849A8 (ru) | 2018-04-30 |
| DE112015006221T5 (de) | 2017-11-16 |
| DE112015006221B4 (de) | 2022-06-02 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US6776972B2 (en) | Recovery of common salt and marine chemicals from brine | |
| US8551429B2 (en) | Methods of processing polyhalite ore, methods of producing potassium sulfate, and related systems | |
| US3933977A (en) | Process for producing sodium carbonate | |
| EP1440036B1 (en) | Recovery of sodium chloride and other salts from brine | |
| US4564508A (en) | Process for the recovery of sodium carbonate from salt mixtures | |
| AU2002212675A1 (en) | Recovery of sodium chloride and other salts from brine | |
| US7014832B2 (en) | Simultaneous recovery of potassium chloride and KCL enriched edible salt | |
| EP2895427A1 (en) | Methods of processing potassium sulfate and magnesium sulfate, and related systems | |
| US6267789B1 (en) | Method for enriching raw salt | |
| US7041268B2 (en) | Process for recovery of sulphate of potash | |
| US20190002300A1 (en) | Method for the control of sulphate forming compounds in the preparation of potassium sulphate from potassium-containing ores at high ambient temperatures | |
| US2895794A (en) | Process for recovering potassium values from kainite | |
| CA2766767A1 (en) | Process for production of commercial quality potassium nitrate from polyhalite | |
| JP4516023B2 (ja) | 硫酸カリの回収方法 | |
| CA2343952C (en) | Process for producing potassium sulfate from potash and sodium sulfate | |
| WO2016134435A1 (ru) | Способ переработки полиминеральных калийных руд с получением сульфата калия | |
| US2758912A (en) | Process for producing a substantially sulfate-free and potassium-free magnesium chloride solution | |
| RU2566414C1 (ru) | Способ получения сульфата калия из полигалитовой руды | |
| US2809093A (en) | Production of potassium sulfate from langbeinite | |
| US4334885A (en) | Production of potassium chloride from langbeinite | |
| CN112723404A (zh) | 一种将化学选矿副产物中钙镁磷分离的方法 | |
| CA3200156A1 (en) | A lithium extraction process and apparatus | |
| AU2016260680A1 (en) | Methods for the production of potassium sulphate from potassium-containing ores at high ambient temperatures | |
| DE102019004576A1 (de) | Verfahren zur Herstellung von Kaliumsulfat aus polymineralischen Hartsalzen ohne umweltbelastende Abprodukte und Notwendigkeit von Salzhalden | |
| US20190225502A1 (en) | Method for the reduction of halite in the preparation of potassium sulphate from potassium-containing ores at high ambient temperatures |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| 121 | Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application |
Ref document number: 15882920 Country of ref document: EP Kind code of ref document: A1 |
|
| WWE | Wipo information: entry into national phase |
Ref document number: 112015006221 Country of ref document: DE |
|
| WWE | Wipo information: entry into national phase |
Ref document number: 201791849 Country of ref document: EA |
|
| 122 | Ep: pct application non-entry in european phase |
Ref document number: 15882920 Country of ref document: EP Kind code of ref document: A1 |