本发明属于矿石加工技术领域，具体地讲，涉及一种光卤石矿的加工方法。
背景技术：
钾肥是农业生产中钾元素的主要来源，是农业生产中用量最多的三种化肥之一，可提高农作物产量，改善农作物品质。我国是农业大国，钾肥是国家粮食安全的重要保障之一。我国缺乏钾盐资源，每年有50％左右的钾肥依赖进口，且我国已探明钾盐资源中98％为液体矿；但是，随着卤水日益枯竭，钾资源可持续利用前景堪忧。我国周边地区存在丰富的固体钾盐资源，尤以泰国、老挝资源量最丰，我国已有多家企业进入开发，但是国际钾肥价格的低迷，使钾肥企业不堪负重，寻找一种简单、并可有效降低成本的工艺技术，建立国外钾盐资源基地，对于我国钾肥资源安全意义重大。
针对固体光卤石矿，现有的成熟的加工方法主要有冷分解-浮选法、冷结晶-正浮选法、热溶-冷结晶法。冷分解-浮选法和冷结晶-正浮选法的主要原理均是利用浮选剂将氯化钾从矿石中分离出来，氯化钠堆积或回填井下。目前广泛应用于实际生产的方法为冷分解-浮选法，其流程如下：破碎—筛分—磨矿—分解—浮选—脱水—洗涤—脱水—干燥—包装；该方法较为成熟，氯化钾回收率在70％左右。我国唯一的固体钾盐矿床勐野井矿床和国外固体钾盐矿多用此法。其中，破碎多使用锤式破碎机，将矿石破碎至6mm以下，经筛分后，大于6mm的矿石重新返回破碎机中，小于6mm的矿石经过棒磨机，使矿石粒度小于1mm的比例达到93％，泵入分解槽中，经过调浆，使进入浮选机的矿浆浓度在25％左右，浮选剂为cb-805，浮选过程为一粗一扫二精，得到的粗钾经过带式过滤机，湿基氯化钾品位在80％左右，经过洗涤，干燥得到品位95％以上的工业级氯化钾，尾盐回填至井下。但是，上述两种方法因为浮选药剂的加入会影响氯化钾和氯化钠的进一步加工利用，比如食品级、药品级氯化钾和氯化钠的生产，并增加生产成本，且浮选效果与浮选工操作水平关系密切，人工成本高，难以实现自动化控制。热溶-冷结晶法是利用氯化钾和氯化钠在不同温度的水中的溶解度不同，通过过滤脱除固体氯化钠，将氯化钾从饱和母液中结晶分离出来。但是，该方法能耗高、初始产量增加缓慢、设备腐蚀严重、维护难度大、生产成本高。
技术实现要素：
为解决上述现有技术存在的问题，本发明提供了一种光卤石矿的加工方法，该加工方法无需基于浮选法、热溶法，避免了浮选药剂的使用对后续加工的不利影响，还无需高能耗、避免腐蚀，易于实现自动化控制，降低产品成本，所得产品可进行深加工。
为了达到上述发明目的，本发明采用了如下的技术方案：
一种光卤石矿的加工方法，包括：
分解步骤：将粒径小于6mm的光卤石矿溶于水中进行分解，获得第一矿浆；其中，所述第一矿浆的第一母液中氯化镁的质量百分数不低于23％；
分级步骤：采用80目～200目的筛子筛分所述第一矿浆，获得第二矿浆；
氯化钾分离步骤：将所述第二矿浆进行一次脱水获得粗钾，所述粗钾经洗涤、二次脱水、干燥，获得氯化钾产品。
进一步地，在采用80目～200目的筛子筛分所述第一矿浆之前，先采用20目～30目的筛子筛分所述第一矿浆，获得第一筛上物，所述第一筛上物用于制备氯化钠产品。
进一步地，在所述氯化钾分离步骤中，所述第二矿浆经一次脱水还获得第二母液，所述第二母液并入所述分解步骤中。
进一步地，所述第二母液与所述光卤石矿的质量比例为3:1～4:1。
进一步地，所述光卤石矿与水的质量之比为1:0.4～1:0.3，所述第一矿浆的矿浆浓度为20％～30％。
进一步地，所述粗钾经洗涤、二次脱水后还获得第三母液，所述第三母液并入所述分解步骤中。
进一步地，采用80目～200目的筛子筛分所述第一矿浆后，还获得第二筛上物，所述第二筛上物用于井下填充。
进一步地，在所述分解步骤中，将所述粒径小于6mm的光卤石矿分解2h～4h。
进一步地，所述光卤石矿与水的质量之比为1:0.4～1:0.3。
进一步地，在所述光卤石矿中，氯化钾的质量百分数不低于8％。
本发明通过合理调控分解步骤中的用水量及分解时间，结合光卤石分解为氯化钾和氯化镁时的结晶及溶解特性、以及氯化钠的结晶及溶解特性，以使获得的第一矿浆中呈现大粒径主要为氯化钠、小粒径主要为氯化钾、液相主要为氯化镁的分布规律，从而通过筛分即可将氯化钠和氯化钾及氯化镁进行分离，继而通过固液分离等操作将氯化钾和氯化镁进行分离；相比现有技术中基于光卤石的制备氯化钾的方法，避免使用浮选药剂，无需热溶，不仅对氯化钾等产品不造成污染，还降低能耗、避免腐蚀。根据本发明的光卤石矿的加工方法，流程短、运行稳定、操作简单，可以实现工厂自动化控制，降低人工成本，工艺投资少、成本低，具有潜在的工业生产价值。
附图说明
通过结合附图进行的以下描述，本发明的实施例的上述和其它方面、特点和优点将变得更加清楚，附图中：
图1是根据本发明的实施例1的光卤石矿的加工方法的工艺流程图。
具体实施方式
以下，将参照附图来详细描述本发明的实施例。然而，可以以许多不同的形式来实施本发明，并且本发明不应该被解释为限制于这里阐述的具体实施例。相反，提供这些实施例是为了解释本发明的原理及其实际应用，从而使本领域的其他技术人员能够理解本发明的各种实施例和适合于特定预期应用的各种修改。
将理解的是，尽管在这里可使用术语“第一”、“第二”等来描述各种物质，但是这些物质不应受这些术语的限制。这些术语仅用于将一个物质与另一个物质区分开来。
实施例1
图1是根据本实施例的光卤石矿的加工方法的工艺流程图。
具体参照图1，本实施例的光卤石矿的加工方法具体参照下述步骤：
s1、分解步骤：将粒径低于6mm的光卤石矿溶于水中进行分解，获得第一矿浆。
光卤石矿中除了光卤石外，还会伴生和/或夹带有其他如氯化镁(一般以mgcl2·6h2o的形式存在，也可能会存在部分或全部脱水)、氯化钠、氯化钙等无机盐及一些水不溶物等；本发明所提供的加工方法适用于其中氯化钾的质量百分数不低于8％的光卤石矿，以免带来经济上的不可行性。
一般地，自然形成的光卤石矿的粒径大小不一且呈现较大粒径，可通过笼式破碎机、辊式破碎机、锤式破碎机、颚式破碎机等破碎机，或者棒磨机、球磨机，或者两者结合，以使光卤石矿的粒径低于6mm。在破碎筛分的过程中，可依次进行破碎、筛分(所用筛子的筛孔为6mm)，筛下物即为本方法所需要的粒径低于6mm的光卤石矿，而筛上物则返回重复进行破碎、筛分(所用筛子的筛孔为6mm)，直至均满足粒径低于6mm。
将粒径低于6mm的光卤石矿溶于水中进行分解，光卤石会在水的作用下分解为氯化镁和氯化钾，氯化镁优先溶解于水中；本实施例通过合理控制水量以达到尽量使氯化镁溶解而氯化钾少溶解的目的。
换句话说，第一矿浆是由部分无机盐溶解获得的第一母液和部分未溶解的无机盐固体组成的；通过控制水量使得第一母液中氯化镁的质量百分数不低于23％即可。
在本实施例中，光卤石矿的主要组成如表1所示。
表1光卤石矿的主要组成
向上述光卤石矿中加入其质量的42.1％的水，获得第一矿浆。
在本实施例中，分解时间为2h～4h，优选为3h。
s2、分级步骤。
本实施例通过合理调控上述分解步骤中的用水量及分解时间，结合光卤石分解为氯化钾和氯化镁时的结晶及溶解特性、以及氯化钠的结晶及溶解特性，以使获得的第一矿浆中呈现固相中大粒径主要为氯化钠、小粒径主要为氯化钾、液相(即第一母液)主要为氯化镁的分布规律。鉴于本实施例提供的光卤石矿的加工方法，其不采用浮选试剂，不会对中间产物及产品造成污染，因此，为了进一步对该光卤石矿实现综合利用，可优先采用20目～30目的筛子对第一矿浆进行筛分，获得第一筛上物，而与第一筛上物对应的筛下物继续采用80目～200目的筛子进行筛分，获得第二筛上物和第二矿浆。
在本实施例中，优选采用25目筛子先进行第一矿浆的筛分，经分析，第一筛上物中氯化钠含量为92.62％(质量百分数，下同)，氯化钾含量为1.75％，其主要由第一筛上物的湿基夹带引起，水不溶物含量为5.62％。由此，第一筛上物经洗涤、脱水、干燥，即可用于制备氯化钠产品，并获得了纯度为97.5％的氯化钠产品。
与第一筛上物相对应的筛下物采用100目筛子继续进行筛分，获得第二筛上物和第二矿浆。第二筛上物主要为粒径较小的氯化钠，可作为尾盐经处理填充至井下；而第二矿浆中包含氯化钾含量为76.55％的固相粗钾及主要含氯化镁的第二母液。
s3、氯化钾分离步骤：将第二矿浆进行一次脱水分离出粗钾，粗钾经洗涤、二次脱水、干燥，获得氯化钾产品。
粗钾经洗涤去除氯化钠、二次脱水获得滤饼和第三母液，滤饼经干燥即获得氯化钾产品；该氯化钾产品中，氯化钾含量为95％，氯化钠含量为3.16％，水不溶物含量为1.34％。
本实施例的光卤石矿的加工方法，整个工艺流程达到了70％的钾回收率。
优选地，第二矿浆经一次脱水流程后所获得的第二母液可返回至步骤s1中用于分解光卤石矿，循环利用；而粗钾经洗涤、二次脱水后产生的第三母液中也溶解有较多的氯化钾，可返回至分解步骤中，循环利用，提高整个流程的氯化钾回收率。一般地，循环用的母液与光卤石矿的质量比例为3:1～4:1。
值得说明的是，在本实施例的光卤石矿的加工方法中，最具经济价值的发明点体现在没有浮选流程，无需浮选药剂，降低人为因素影响；同时，将洗涤后二次脱水产生的第三母液进行循环利用可进一步提高加工效率。当二次脱水后的第三母液循环至步骤s1中与水和循环利用的第二母液共同用于分解光卤石矿时，即可适量减少水的用量，满足第一矿浆的矿浆浓度为20％～30％即可，即光卤石矿的质量与水、第二母液和第三母液的总质量之比为20:100～30:100；本实施例中，优选循环使用第二母液和第三母液后，控制第一矿浆的矿浆浓度为25％。
实施例2
在实施例2的描述中，与实施例1的相同之处在此不再赘述，只描述与实施例1的不同之处。实施例2与实施例1的不同之处在于，在步骤s1中，当循环使用第二母液时，第一矿浆的矿浆浓度为28％；在步骤s2中，第一筛上物中氯化钠含量为93.00％，氯化钾含量为1.65％，水不溶物含量为5.34％；与第一筛上物相对应的筛下物采用80目筛子继续进行筛分，获得第二筛上物和第二矿浆，第二矿浆中包含氯化钾含量为76.15％的粗钾固体及主要含氯化镁的第二母液；在步骤s3中，获得的氯化钾产品中，氯化钾含量为95％，氯化钠含量为3.36％，水不溶物含量为1.2％。
本实施例的光卤石矿的加工方法，整个工艺流程达到了69.55％的钾回收率。
实施例3
在实施例3的描述中，与实施例1的相同之处在此不再赘述，只描述与实施例1的不同之处。实施例3与实施例1的不同之处在于，在步骤s1中，当循环使用第二母液时，第一矿浆的矿浆浓度为22％；在步骤s2中，第一筛上物中氯化钠含量为92.80％，氯化钾含量为1.70％，水不溶物含量为5.49％；与第一筛上物相对应的筛下物采用200目筛子继续进行筛分，获得第二筛上物和第二矿浆，第二矿浆中包含氯化钾含量为78.25％的粗钾固体及主要含氯化镁的第二母液；在步骤s3中，获得的氯化钾产品中，氯化钾含量为95％，氯化钠含量为2.94％，水不溶物含量为1.56％。
本实施例的光卤石矿的加工方法，整个工艺流程达到了68％的钾回收率。
根据本发明的实施例的光卤石矿的加工方法首先通过使用水或水和第二母液及第三母液的混合液体分解光卤石矿，利用氯化钾、氯化钠、氯化镁的溶解度差异，使氯化镁尽量溶解进入液相(即第一母液)，而氯化钾和氯化钠尽量以固相存在；然后根据光卤石矿经破碎、筛分和分解形成氯化钾和氯化钠的粒度差异，通过筛分(即分级步骤)实现氯化钾和氯化钠的分离。
虽然已经参照特定实施例示出并描述了本发明，但是本领域的技术人员将理解：在不脱离由权利要求及其等同物限定的本发明的精神和范围的情况下，可在此进行形式和细节上的各种变化。