法律状态公告日
法律状态信息
法律状态
2016-08-03
未缴年费专利权终止 IPC(主分类):B03D1/018 授权公告日:20121212 终止日期:20150611 申请日:20100611
专利权的终止
2012-12-12
授权
授权
2011-02-16
实质审查的生效 IPC(主分类):B03D1/018 申请日:20100611
实质审查的生效
2010-12-29
公开
公开
技术领域
本发明涉及一种从含软钾镁矾、KCl和光卤石的钾混盐中提钾工艺。
背景技术
[0002] 迄今为止,从钾混盐中提钾都是指从含钾盐的钾混盐中提钾。现有钾混盐提钾方法可分为三类。一类是利用纯粹的结晶路线制备软钾镁钒,即热溶或强制蒸发-冷却-结晶的方式分离出软钾,现有相关专利文献公开的技术方案,它们的区别特征在于,使用的原矿类型、结晶方式、加入氯化钾的顺序以及最终产物的类型有所不同(参见CN 98108686.1、CN 97123278.4、CN 200410038989,CN 93105556.3,CN 87103934等)。这一类方法的缺点在于单循环收率较低、强制加热蒸发能耗较大而采用太阳池蒸发又时间过长、结晶工艺容易造成管道堵塞、大部分工艺路线产品的纯度较低。第二类方法是在第一类方法上发展起来的固相筛分除氯化钠的工艺,即将软钾和氯化钠结晶出来后采取机械方法筛分(参见CN 200410069545.4,CN200510085831.4,CN200510091865.4等),该类方法得到的产品纯度较高,但第一类方法中存在的缺点仍未能完全解决。第三类方法是浮选或者反浮选方法:这类方法大致分为两种,一种是先浮选后转化,即通过浮选方法将钾盐镁矾与混盐中的杂质矿物NaCl及泻利盐分离,得到的钾盐镁矾浮选精矿再加入淡水,同时伴以机械搅拌进行转化,得到软钾镁矾产品(参见CN200910042726.0、CN200610008786.7等)。其中的浮选工艺是一粗二精一扫流程,选矿药剂采用阴离子捕收剂和起泡剂。第二种是先转化后浮选,即先加入淡水并伴以机械搅拌,将钾盐镁矾转化成软钾镁矾,再进行浮选,使用浮选剂将软钾镁矾浮起来,实现软钾镁矾与NaCl和泻利盐的分离,从而得到软钾镁矾产品(见CN011136421、CN200810135849.4、CN200610008787.1、CN03134289.2、CN200610008785.2)。这一类方法比第一、二类方法工艺要稍稍简单,能耗较低,生产周期短,产品的纯度较高,比较适合工业化生产。
从盐湖资源来看,之所以会形成这种含钾盐镁矾的钾混盐,一是由盐湖组成决定,二是由盐田结晶与当地气候、温度有关,像新疆罗布泊地区除冬天外全年高温干燥,盐田滩晒中钾混盐池主要生成钾盐镁矾。
但有些地区,如青海的部分盐湖,气温相对较低时(25℃以下)盐湖结晶出的钾混盐成分为软钾镁矾和光卤石以及KCl,不会有钾盐镁矾。光卤石的存在是由于盐池倒卤滞后使得在钾混盐池已经晒出光卤石造成的。因此,以上介绍的针对含钾盐镁矾的钾混盐发明的浮选工艺路线和提钾工艺并不适于含软钾镁矾、KCl和光卤石的钾混盐提钾。
发明内容
本发明的目的在于提供一种步骤简单,收率高,能耗低,生产成本低的从含软钾镁矾、KCl和光卤石的钾混盐中提钾的工艺。
本发明之从含软钾镁矾、KCl和光卤石的钾混盐中提钾的工艺,包括以下步骤:
(1)将含软钾镁矾、KCl和光卤石的钾混盐原矿加入软钾镁矾、KCl和泻利盐的共饱母液进行磨矿,磨矿浓度为40~60wt%(优选50=55wt%),磨矿后的钾混盐粒度为-100目含量占50~70wt%(优选58-62wt%)。
(2)将步骤(1)得到的物料送入浮选机,进行钾盐与NaCl及泻利盐的浮选分离,浮选使用的母液为软钾镁矾、KCl和泻利盐的共饱和母液,浮选工艺流程为一次粗选,浮选时间6~10分钟,浮选药剂为阳离子醚胺类捕收剂和阴离子磺酸钠类捕收剂,阳离子醚胺类捕收剂用量为20~60g/t原矿,阴离子磺酸钠类捕收剂用量为50~100g/t原矿,加药方式为同时添加;
同时采用阴阳离子两种浮选药剂的好处在于能有效对付原料中各种含钾矿物组成的变化,收率较高;单独使用阳离子醚胺类捕收剂或阴离子磺酸钠类捕收剂,收率会低一些;
(3)将步骤(2)得到的浮选精矿用淡水或硫酸钾母液进行洗涤,所用洗液总量为浮选精矿质量的10%~15%,分2~4次进行洗涤,固液分离,即得固体软钾镁矾产品。
其中步骤(2),所述阳离子醚胺类捕收剂可为癸基醚胺或十二醚胺,或癸基醚胺和十二醚胺的混合物(混合配比不限);阴离子磺酸钠类捕收剂为烷基链碳原子数在10~20之间的烷基磺酸钠或它们的混合物(优选十六烷基磺酸钠或十八烷基磺酸钠,或十六烷基磺酸钠和十八烷基磺酸钠的混合物(混合配比不限)。
所得软钾镁矾产品既可作为生产硫酸钾的原料,也可作为钾镁肥直接出售。所述钾镁肥达到GB/T20937—2007一级品标准。
本发明步骤简单,收率高,能耗低,生产成本低。以我国青海省某盐湖的钾混盐为例,其矿物组成为KCl及光卤石17.28 wt%、软钾镁矾13.17 wt%、NaCl 28.12 wt%、泻利盐30.01 wt%,夹带的C点卤水11.42 wt%(C点卤水指Na+,K+,Mg2+//SO42-、Cl-—H2O五元水盐相图中软钾镁矾、泻利盐、KCl共饱点的卤水),使用本发明之磨矿→浮选(一次粗选)工艺,可获得钾盐精矿品位K+ 17.21%,浮选收率93.98%的良好技术指标(参见实施例2)。
具体实施方式
以下结合实施例对本发明作进一步说明。
实施例1
(1)将青海某钾混盐原矿组成为K+ 5.07%、Mg2+ 5.78%、Na+ 10.60%、SO42- 18.70%、Cl- 24.07%的钾混盐,加入软钾镁矾、泻利盐和KCl共饱和母液进行磨矿,磨矿浓度为50wt%,磨矿后的钾混盐粒度组成为-100目含量占58.71wt%;
(2)将步骤(1)得到的物料送入浮选机,进行钾盐与NaCl及泻利盐的浮选分离,浮选母液为软钾镁矾、泻利盐和KCl的共饱和母液,浮选工艺流程为一次粗选,浮选时间10分钟,浮选药剂阳离子捕收剂为十二醚胺,用量为40g/t钾混盐原矿;阴离子捕收剂为十六烷基磺酸钠,用量为80g/t钾混盐原矿,加药方式为同时添加;
(3)将步骤(2)得到的浮选精矿用精矿质量12%的淡水分3次进行洗涤,得软钾镁矾产品,产品质量为K+ 16.33%、Mg2+ 5.71%、Cl- 2.48、SO42- 41.75%,浮选-洗涤总收率为92.45%。
实施例2
(1)将青海某原矿组成为K+ 5.05%、Mg2+ 6.12%、Na+ 10.62%、SO42- 17.84%、Cl- 25.63%的钾混盐,加入软钾镁矾、泻利盐和KCl共饱母液进行磨矿,磨矿浓度为52wt%,磨矿后的钾混盐粒度组成为-100目含量约占60.00%。
(2)将步骤(1)得到的物料送入浮选机,进行钾盐与NaCl及泻利盐的浮选分离,浮选母液为软钾镁矾、泻利盐和KCl的共饱母液,浮选工艺流程为一次粗选,浮选时间8分钟,浮选药剂阳离子捕收剂为癸基醚胺,用量为40g/t钾混盐原矿;阴离子捕收剂为十八烷基磺酸钠,用量为100g/钾混盐原矿,加药方式为同时添加;
(3)将步骤(2)得到的浮选精矿用精矿质量14%的硫酸钾母液分3次进行洗涤,得软钾镁矾产品,产品质量为K+ 17.21%、Mg2+ 6.23%、Cl- 2.71、SO42- 42.98%,浮选-洗涤总收率93.98%。
实施例3
(1)将青海某原矿组成为K+ 5.09%、Mg2+ 6.73%、Na+ 10.45%、SO42- 17.90%、Cl- 25.74%的钾混盐,加入软钾镁矾、泻利盐和KCl共饱母液进行磨矿,磨矿浓度为55wt%,磨矿后的钾混盐粒度组成为-100目含量约占61.4%。
(2)将步骤(1)得到的物料送入浮选机,进行钾盐与NaCl及泻利盐的浮选分离,浮选母液为软钾镁矾、泻利盐和KCl的共饱母液,浮选工艺流程为一次粗选,浮选时间8分钟,浮选药剂阳离子捕收剂为癸基醚胺和十二醚胺的混合物(1:1的比例),用量为40g/t钾混盐原矿;阴离子捕收剂为十六烷基磺酸钠十八烷基磺酸钠的混合物(1:1的比例),用量为100g/钾混盐原矿,加药方式为同时添加;
(3)将步骤(2)得到的浮选精矿用精矿质量13%的硫酸钾母液分3次进行洗涤,得软钾镁矾产品,产品质量为K+ 17.47%、Mg2+ 5.16%、Cl- 3.25、SO42- 41.47%,浮选-洗涤总收率92.17%。
机译: 从多普勒钾和镁的多酚盐中提取碳酸钾镁或碱式碳酸镁或碱式镁盐的方法
机译: 从含氯,钠,钾,镁和钾的硫酸盐水溶液中选择性回收钾和镁盐
机译: 从含氯,钠,钾和镁的硫酸盐水溶液中选择性回收钾和镁盐