专利名称：一种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法
技术领域：
本发明涉及无机化工技术领域，尤其涉及一种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法。
背景技术：
青藏高原具有独特的自然地理环境和成盐地球化学背景，形成了星罗棋布的现代内陆盐湖和丰富的盐湖自然资源。青藏高原盐湖主要为硫酸盐型水，无碳酸盐型水，其中柴达木盆地为硫酸盐一氯化物型水分布区，硫酸钠亚型水也只有小柴旦湖存在，而氯化物型水仅分布在盆地中央的昆特依湖和察尔汗湖一带，因为这两个湖区既是沉降中心又是浓缩中心、湖水演化历史长，水质变质程度大，硫酸镁亚型水发育于整个盆地，分布最广泛。我国是一个严重缺钾的国家，具有十三亿人口的农业大国，每年需要消耗大量的钾肥，需要花费大量的外汇进口钾肥。目前硫酸钾产品与氯化钾产品相比，售价相近，一些企业已经开始转而生产氯化钾产品。一般硫酸镁亚型卤水盐田日晒蒸发过程路线较长，析出固相种类繁多，盐田钾收率低，钾损失比较严重，存在分离过程繁琐、操作费用和盐田维护费用太高等诸多缺点，为了克服这些缺点，经过研究发现将原卤(晶间卤水)通过老卤兑入硫酸镁相区，可以大大缩减蒸发路线，提高盐田钾收率，减少钾损失，减少盐田操作费用， 分离过程简化。因此，通过对硫酸盐型盐湖进行兑卤，生产含硫酸镁光卤石的方法是从含硫酸盐光卤石矿中浮选氯化钾的基础。由于目前国内硫酸钾和氯化钾的价格比相差较小，特别是利用该型盐湖卤水开发硫酸盐钾产品已经进行了比较详尽的研究和开发工作，而利用浮选工艺从硫酸盐型盐湖卤水生产氯化钾在国内开展的研究工作很少，主要是利用盐田兑卤得到低钠光卤石，通过分解得到氯化钾产品，但该方法还停留在小试阶段。目前虽然已经有生产企业在一些硫酸盐型盐湖地区生产氯化钾产品，但盐田工艺、分解工艺、浮选药剂和工艺不够合理，氯化钾产品质量和收率没有达到合理状态。生产的氯化钾品位较低，一般品位低于90%，产品杂质除氯化钠外，主要含有硫酸镁杂质，这主要是由于目前在氯化钾浮选中使用的药剂不能很好地抑制硫酸盐，对硫酸盐型盐湖卤水产出的含有大量硫酸镁盐田矿并不适用。同时，氯化钾生产过程所产生的尾矿含有大量硫酸镁，而目前并没有得到有效利用。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是提供一种分离过程简单、盐田钾收率高的含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法。为解决上述问题，本发明所述的一种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，包括以下步骤(1)将原卤按1.5 1 2 1的质量比分为两部分，其中一部分经自然蒸发得到用于盐田蒸发晒制兑卤所用的老卤，该老卤中Mg2+的质量含量为7. 6 8. 5%;另一部分经自然蒸发至钠盐段即析出氯化钠时结束，得到分离液；CN 102530994 A(2)将所述老卤和所述分离液利用泵打入兑卤池中进行混合，得到混合液相；所述老卤和所述分离液的体积比为1 1.5 1 2;(3)所述混合液相在硫酸镁盐田中经自然蒸发析出硫酸镁和氯化钠，该硫酸镁和氯化钠经分离得到固相A和分离液相A ；所述固相A作为制取硫酸镁的原料；所述分离液相 A打入光卤石盐田中；(4)所述打入光卤石盐田中的分离液相A经自然蒸发析出光卤石、硫酸镁和氯化钠，该光卤石、硫酸镁和氯化钠经分离得到固相B——含硫酸镁的光卤石矿和分离液相 B——老卤；所述分离液相B打入所述兑卤池中作为循环液继续应用；(5)将所述固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0. 2 0. 4倍加入混合有浮选剂的水，在15 30°C温度下进行分解，15 30min后加入抑制剂，混合均勻后得到分解料浆；所述浮选剂和所述抑制剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml ；(6)将所述分解料浆打入浮选机，在15 30°C温度下进行粗选，分别得到粗选泡沫和粗选尾液；(7)所述粗选尾液在15 30°C温度下进行扫选，分别得到扫选泡沫和扫选尾液； 所述扫选泡沫返回所述步骤(6)中的粗选进行循环，所述扫选尾液用于制取硫酸镁；(8)所述粗选泡沫在15 30°C温度下进行一次精选，同时按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml抑制剂，分别得到一精泡沫和一精尾液；所述一精泡沫在15 30°C温度下进行二次精选，分别得到二次精选泡沫和二次精选尾液；所述一精尾液返回所述步骤 (6)中的粗选进行循环；(9)所述二次精选泡沫经过滤，得到滤液和固相C，其中该滤液的一部分返回所述步骤( 进行分解，其另一部分作为调浆返回所述步骤(6)中的粗选；同时所述二次精选尾液作为调浆返回所述步骤(7)中的一次精选；(10)将所述固相C按其质量的0. 1 0. 4倍加入水进行洗涤，15min 30min后得到洗涤料浆，该洗涤料浆经离心分离，分别得到固相D和分离液相C ；所述分离液相C返回所述步骤( 进行分解；所述固相D在80 113°C温度下干燥至恒重，即得氯化钾产品。所述步骤(1)中的原卤是指硫酸盐型盐湖卤水。用下述制备方法代替权利要求1中所述步骤(5)将所述固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0. 2 0. 4倍加入混合有抑制剂的水，在15 30°C温度下进行分解， 15 30min后加入浮选剂，混合均勻后得到分解料浆；所述浮选剂和所述抑制剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml。用下述制备方法代替权利要求1中所述步骤(5)将所述固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0. 2 0. 4倍加入混合有抑制剂和浮选剂的水，在15 30°C温度下进行分解，15 30min后得到分解料浆；所述浮选剂和所述抑制剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml。用下述制备方法代替权利要求1中所述步骤(5)将所述固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0. 2 0. 4倍加入水，在15 30°C温度下进行分解，15 30min后加入抑制剂和浮选剂，混合均勻后得到分解料浆；所述浮选剂和所述抑制剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml。用下述制备方法代替权利要求1中所述步骤(5)将所述固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0. 2 0. 4倍加入混合有浮选剂的水，在15 30°C温度下进行分解， 15 30min后加入浮选剂，混合均勻后得到分解料浆；所述浮选剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml。所述步骤(5)和所述步骤⑶中的抑制剂为烷基支链-OH、-C00H、-C = 0、-NH2, -SO3H, -C(S) SH、酚巯基和琨基的有机物中的一种。所述步骤(5)中的浮选剂是指胺类有机物。本发明与现有技术相比具有以下优点1、本发明采用兑卤蒸发过程，该兑卤蒸发过程与直接自然蒸发过程相比较缩短了蒸发路线；减少了析盐过程中新相的种类，提高了盐田矿物钾收率，减少了在盐田运行过程中钾损失(从图1 2可以看出，直接自然蒸发过程析盐路线依次为氯化钠、软钾镁矾、白钠镁矾、泻利盐、钾石盐、光卤石，析出六种盐，从物料衡算角度看直接自然蒸发过程光卤石中钾占总钾收率为17 25% ；兑卤蒸发过程析盐路线依次为氯化钠、泻利盐、光卤石，析出三种盐，从物料衡算角度看兑卤蒸发过程光卤石中钾占总钾收率为65 75%。)，主要的钾全部集中在光卤石中，降低了盐田操作费用和维护费用。2、由于本发明采用兑商蒸发过程，因此，可操作性强，并解决了盐田光商石生产过程中“镁害”的问题，使得老卤得以再利用，是合理完整无污染的绿色工艺。3、由于本发明采用硫酸镁抑制剂及改变加药位置，因此，本发明解决了含硫酸镁光卤石浮选过程中硫酸镁粘连到浮选泡沫导致浮选钾品位低的问题(如图3中所述加入抑制剂能有效降低浮选泡沫中硫酸镁粘连的情况)，提高了钾收率，减少尾矿中钾损失，解决了 Mg2+对浮选效果影响的问题，浮选尾矿中的硫酸镁可用于加工下游产品，达到了资源综合合理开发利用的目的。4、本发明具有良好的经济价值和升值空间，为我国硫酸盐型盐湖开发利用提高了较好的理论依据。
下面结合附图对本发明的具体实施方式
作进一步详细的说明。图1为K+、Na+、Mg27/Cr、S042_五元介稳相图自然蒸发图。图2为本发明关于兑卤法生产含硫酸镁光卤石矿的工艺流程原理图。图3为本发明关于利用浮选法从含硫酸镁光卤石矿中制取氯化钾工艺流程原理图。
具体实施例方式实施例1 一种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，包括以下步骤(1)将原卤按1. 5 1的质量比(kg/kg)分为两部分，其中一部分经自然蒸发得到用于盐田蒸发晒制兑卤所用的老卤，该老卤中Mg2+的质量含量为7. 6 8. 5%;另一部分经自然蒸发至钠盐段即析出氯化钠时结束，得到分离液。(2)将老卤和分离液利用泵打入兑卤池中进行混合，得到混合液相。老卤和分离液的体积比(L/L)为1 1.5。(3)混合液相在硫酸镁盐田中经自然蒸发析出硫酸镁和氯化钠，该硫酸镁和氯化钠经分离得到固相A和分离液相A ；固相A作为制取硫酸镁的原料；分离液相A打入光卤石
盐田中。(4)打入光卤石盐田中的分离液相A经自然蒸发析出光卤石、硫酸镁和氯化钠，该光卤石、硫酸镁和氯化钠经分离得到固相B——含硫酸镁的光卤石矿和分离液相B——老卤；分离液相B打入兑卤池中作为循环液继续应用。(5)将固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0. 2倍加入混合有浮选剂的水， 在15°C温度下进行分解，30min后加入抑制剂，混合均勻后得到分解料浆；浮选剂和抑制剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml。(6)将分解料浆打入浮选机，在15°C温度下进行粗选，分别得到粗选泡沫和粗选尾液。(7)粗选尾液在15°C温度下进行扫选，分别得到扫选泡沫和扫选尾液；扫选泡沫返回步骤(6)中的粗选进行循环，扫选尾液用于制取硫酸镁。(8)粗选泡沫在15°C温度下进行一次精选，同时按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入 1 200ml抑制剂，分别得到一精泡沫和一精尾液；一精泡沫在15°C温度下进行二次精选， 分别得到二次精选泡沫和二次精选尾液；一精尾液返回步骤(6)中的粗选进行循环。(9) 二次精选泡沫经过滤，得到滤液和固相C，其中该滤液的一部分返回步骤(5) 进行分解，其另一部分作为调浆返回步骤(6)中的粗选；同时二次精选尾液作为调浆返回步骤(7)中的一次精选。(10)将固相C按其质量的0. 1倍加入水进行洗涤，15min后得到洗涤料浆，该洗涤料浆经离心分离，分别得到固相D和分离液相C ；分离液相C返回步骤(5)进行分解；固相 D在80°C温度下干燥至恒重，即得氯化钾产品。实施例2 —种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，包括以下步骤(1) 0)同实施例1。(5)将固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的 0. 4倍加入混合有浮选剂的水，在30°C温度下进行分解，15min后加入抑制剂，混合均勻后得到分解料浆；浮选剂和抑制剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml。(6) (9)同实施例1。(10)将固相C按其质量的0. 4倍加入水进行洗涤，30min后得到洗涤料浆，该洗涤料浆经离心分离，分别得到固相D和分离液相C ；分离液相C返回步骤(5)进行分解；固相 D在80°C温度下干燥至恒重，即得氯化钾产品。实施例3 —种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，包括以下步骤(1) ⑷同实施例1。(5)将固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0. 3倍加入混合有浮选剂的水， 在20°C温度下进行分解，20min后加入抑制剂，混合均勻后得到分解料浆；浮选剂和抑制剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml。(6) (9)同实施例1。(10)将固相C按其质量的0. 2倍加入水进行洗涤，20min后得到洗涤料浆，该洗涤料浆经离心分离，分别得到固相D和分离液相C ；分离液相C返回步骤(5)进行分解；固相 D在80°C温度下干燥至恒重，即得氯化钾产品。
实施例4 一种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，包括以下步骤(1)将原卤按2 1的质量比(kg/kg)分为两部分，其中一部分经自然蒸发得到用于盐田蒸发晒制兑卤所用的老卤，该老卤中Mg2+的质量含量为7. 6 8. 5%;另一部分经自然蒸发至钠盐段即析出氯化钠时结束，得到分离液。(2)将老卤和分离液利用泵打入兑卤池中进行混合，得到混合液相。老卤和分离液的体积比(L/L)为1 2。(3)混合液相在硫酸镁盐田中经自然蒸发析出硫酸镁和氯化钠，该硫酸镁和氯化钠经分离得到固相A和分离液相A ；固相A作为制取硫酸镁的原料；分离液相A打入光卤石盐田中。(4)打入光卤石盐田中的分离液相A经自然蒸发析出光卤石、硫酸镁和氯化钠，该光卤石、硫酸镁和氯化钠经分离得到固相B——含硫酸镁的光卤石矿和分离液相B——老卤；分离液相B打入兑卤池中作为循环液继续应用。(5)将固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0. 2倍加入混合有抑制剂的水， 在15°C温度下进行分解，30min后加入浮选剂，混合均勻后得到分解料浆；浮选剂和所述抑制剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml。(6)将分解料浆打入浮选机，在30°C温度下进行粗选，分别得到粗选泡沫和粗选尾液。(7)粗选尾液在30°C温度下进行扫选，分别得到扫选泡沫和扫选尾液；扫选泡沫返回步骤(6)中的粗选进行循环，扫选尾液用于制取硫酸镁。(8)粗选泡沫在30°C温度下进行一次精选，同时按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入 1 200ml抑制剂，分别得到一精泡沫和一精尾液；一精泡沫在30°C温度下进行二次精选， 分别得到二次精选泡沫和二次精选尾液；一精尾液返回步骤(6)中的粗选进行循环。(9) 二次精选泡沫经过滤，得到滤液和固相C，其中该滤液的一部分返回步骤(5) 进行分解，其另一部分作为调浆返回步骤(6)中的粗选；同时二次精选尾液作为调浆返回步骤(7)中的一次精选。(10)将固相C按其质量的0. 1倍加入水进行洗涤，15min后得到洗涤料浆，该洗涤料浆经离心分离，分别得到固相D和分离液相C ；分离液相C返回步骤(5)进行分解；固相 D在113°C温度下干燥至恒重，即得氯化钾产品。实施例5 —种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，包括以下步骤(1) (4)同实施例4。(5)将固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0. 4倍加入混合有抑制剂的水， 在30°C温度下进行分解，15min后加入浮选剂，混合均勻后得到分解料浆；浮选剂和所述抑制剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml。(6) (9)同实施例4。(10)将固相C按其质量的0. 4倍加入水进行洗涤，30min后得到洗涤料浆，该洗涤料浆经离心分离，分别得到固相D和分离液相C ；分离液相C返回步骤(5)进行分解；固相 D在113°C温度下干燥至恒重，即得氯化钾产品。实施例6 —种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，包括以下步骤(1) (4)同实施例4。
(5)将固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0. 3倍加入混合有抑制剂的水， 在25°C温度下进行分解，25min后加入浮选剂，混合均勻后得到分解料浆；浮选剂和所述抑制剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml。(6) (9)同实施例4。(10)将固相C按其质量的0. 2倍加入水进行洗涤，20min后得到洗涤料浆，该洗涤料浆经离心分离，分别得到固相D和分离液相C ；分离液相C返回步骤(5)进行分解；固相 D在113°C温度下干燥至恒重，即得氯化钾产品。实施例7 —种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，包括以下步骤(1)将原卤按1. 8 1的质量比(kg/kg)分为两部分，其中一部分经自然蒸发得到用于盐田蒸发晒制兑卤所用的老卤，该老卤中Mg2+的质量含量为7. 6 8. 5%;另一部分经自然蒸发至钠盐段即析出氯化钠时结束，得到分离液。(2)将老卤和分离液利用泵打入兑卤池中进行混合，得到混合液相。老卤和分离液的体积比(L/L)为1 1.8。(3)混合液相在硫酸镁盐田中经自然蒸发析出硫酸镁和氯化钠，该硫酸镁和氯化钠经分离得到固相A和分离液相A ；固相A作为制取硫酸镁的原料；分离液相A打入光卤石盐田中。(4)打入光卤石盐田中的分离液相A经自然蒸发析出光卤石、硫酸镁和氯化钠，该光卤石、硫酸镁和氯化钠经分离得到固相B——含硫酸镁的光卤石矿和分离液相B——老卤；分离液相B打入兑卤池中作为循环液继续应用。(5)将固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0. 2倍加入混合有抑制剂和浮选剂的水，在15°C温度下进行分解，30min后得到分解料浆；浮选剂和抑制剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml。(6)将分解料浆打入浮选机，在20°C温度下进行粗选，分别得到粗选泡沫和粗选尾液。(7)粗选尾液在20°C温度下进行扫选，分别得到扫选泡沫和扫选尾液；扫选泡沫返回步骤(6)中的粗选进行循环，扫选尾液用于制取硫酸镁。(8)粗选泡沫在20°C温度下进行一次精选，同时按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入 1 200ml抑制剂，分别得到一精泡沫和一精尾液；一精泡沫在20°C温度下进行二次精选， 分别得到二次精选泡沫和二次精选尾液；一精尾液返回步骤(6)中的粗选进行循环。(9) 二次精选泡沫经过滤，得到滤液和固相C，其中该滤液的一部分返回步骤(5) 进行分解，其另一部分作为调浆返回步骤(6)中的粗选；同时二次精选尾液作为调浆返回步骤(7)中的一次精选。(10)将固相C按其质量的0. 1倍加入水进行洗涤，15min后得到洗涤料浆，该洗涤料浆经离心分离，分别得到固相D和分离液相C ；分离液相C返回步骤(5)进行分解；固相 D在90°C温度下干燥至恒重，即得氯化钾产品。实施例8 一种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，包括以下步骤(1) 同实施例7。(5)将固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0. 4倍加入混合有抑制剂和浮选剂的水，在30°C温度下进行分解，15min后得到分解料浆；浮选剂和抑制剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml。(6) (9)同实施例7。(10)将固相C按其质量的0. 4倍加入水进行洗涤，30min后得到洗涤料浆，该洗涤料浆经离心分离，分别得到固相D和分离液相C ；分离液相C返回步骤(5)进行分解；固相 D在90°C温度下干燥至恒重，即得氯化钾产品。实施例9 一种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，包括以下步骤(1) (4)同实施例7。(5)将固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0. 3倍加入混合有抑制剂和浮选剂的水，在20°C温度下进行分解，20min后得到分解料浆；浮选剂和抑制剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml。(6) (9)同实施例7。(10)将固相C按其质量的0. 3倍加入水进行洗涤，25min后得到洗涤料浆，该洗涤料浆经离心分离，分别得到固相D和分离液相C ；分离液相C返回步骤(5)进行分解；固相 D在90°C温度下干燥至恒重，即得氯化钾产品。实施例10 —种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，包括以下步骤(1)将原卤按1. 6 1的质量比(kg/kg)分为两部分，其中一部分经自然蒸发得到用于盐田蒸发晒制兑卤所用的老卤，该老卤中Mg2+的质量含量为7. 6 8. 5%;另一部分经自然蒸发至钠盐段即析出氯化钠时结束，得到分离液。(2)将老卤和分离液利用泵打入兑卤池中进行混合，得到混合液相。老卤和分离液的体积比(L/L)为1 1.6。(3)混合液相在硫酸镁盐田中经自然蒸发析出硫酸镁和氯化钠，该硫酸镁和氯化钠经分离得到固相A和分离液相A ；固相A作为制取硫酸镁的原料；分离液相A打入光卤石盐田中。(4)打入光卤石盐田中的分离液相A经自然蒸发析出光卤石、硫酸镁和氯化钠，该光卤石、硫酸镁和氯化钠经分离得到固相B——含硫酸镁的光卤石矿和分离液相B——老卤；分离液相B打入兑卤池中作为循环液继续应用。(5)将固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0. 2倍加入水，在15°C温度下进行分解，30min后加入抑制剂和浮选剂，混合均勻后得到分解料浆；浮选剂和抑制剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml。(6)将分解料浆打入浮选机，在25°C温度下进行粗选，分别得到粗选泡沫和粗选尾液。(7)粗选尾液在25°C温度下进行扫选，分别得到扫选泡沫和扫选尾液；扫选泡沫返回步骤(6)中的粗选进行循环，扫选尾液用于制取硫酸镁。(8)粗选泡沫在25°C温度下进行一次精选，同时按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入 1 200ml抑制剂，分别得到一精泡沫和一精尾液；一精泡沫在25°C温度下进行二次精选， 分别得到二次精选泡沫和二次精选尾液；一精尾液返回步骤(6)中的粗选进行循环。(9) 二次精选泡沫经过滤，得到滤液和固相C，其中该滤液的一部分返回步骤(5) 进行分解，其另一部分作为调浆返回步骤(6)中的粗选；同时二次精选尾液作为调浆返回步骤(7)中的一次精选。
(10)将固相C按其质量的0. 1倍加入水进行洗涤，15min后得到洗涤料浆，该洗涤料浆经离心分离，分别得到固相D和分离液相C ；分离液相C返回步骤(5)进行分解；固相 D在100°C温度下干燥至恒重，即得氯化钾产品。实施例11 一种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，包括以下步骤(1) 同实施例10。(5)将固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0. 4倍加入水，在30°C温度下进行分解，15min后加入抑制剂和浮选剂，混合均勻后得到分解料浆；浮选剂和抑制剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml。(6) (9)同实施例10。(10)将固相C按其质量的0. 4倍加入水进行洗涤，30min后得到洗涤料浆，该洗涤料浆经离心分离，分别得到固相D和分离液相C ；分离液相C返回步骤(5)进行分解；固相 D在100°C温度下干燥至恒重，即得氯化钾产品。实施例12 —种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，包括以下步骤(1) 同实施例10。(5)将固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0. 3倍加入水，在20°C温度下进行分解，20min后加入抑制剂和浮选剂，混合均勻后得到分解料浆；浮选剂和抑制剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml。(6) (9)同实施例10。(10)将固相C按其质量的0. 2倍加入水进行洗涤，20min后得到洗涤料浆，该洗涤料浆经离心分离，分别得到固相D和分离液相C ；分离液相C返回步骤(5)进行分解；固相 D在100°C温度下干燥至恒重，即得氯化钾产品。实施例13 —种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，包括以下步骤(1)将原卤按1. 9 1的质量比(kg/kg)分为两部分，其中一部分经自然蒸发得到用于盐田蒸发晒制兑卤所用的老卤，该老卤中Mg2+的质量含量为7. 6 8. 5%;另一部分经自然蒸发至钠盐段即析出氯化钠时结束，得到分离液。(2)将老卤和分离液利用泵打入兑卤池中进行混合，得到混合液相。老卤和分离液的体积比(L/L)为1 1.9。(3)混合液相在硫酸镁盐田中经自然蒸发析出硫酸镁和氯化钠，该硫酸镁和氯化钠经分离得到固相A和分离液相A ；固相A作为制取硫酸镁的原料；分离液相A打入光卤石盐田中。(4)打入光卤石盐田中的分离液相A经自然蒸发析出光卤石、硫酸镁和氯化钠，该光卤石、硫酸镁和氯化钠经分离得到固相B——含硫酸镁的光卤石矿和分离液相B——老卤；分离液相B打入兑卤池中作为循环液继续应用。(5)将固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0. 2倍加入混合有浮选剂的水， 在15°C温度下进行分解，30min后加入浮选剂，混合均勻后得到分解料浆；浮选剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml。(6)将分解料浆打入浮选机，在温度下进行粗选，分别得到粗选泡沫和粗选尾液。(7)粗选尾液在温度下进行扫选，分别得到扫选泡沫和扫选尾液；扫选泡沫返回步骤(6)中的粗选进行循环，扫选尾液用于制取硫酸镁。(8)粗选泡沫在温度下进行一次精选，同时按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入 1 200ml抑制剂，分别得到一精泡沫和一精尾液；一精泡沫在温度下进行二次精选， 分别得到二次精选泡沫和二次精选尾液；一精尾液返回步骤(6)中的粗选进行循环。(9) 二次精选泡沫经过滤，得到滤液和固相C，其中该滤液的一部分返回步骤(5) 进行分解，其另一部分作为调浆返回步骤(6)中的粗选；同时二次精选尾液作为调浆返回步骤(7)中的一次精选。(10)将固相C按其质量的0. 1倍加入水进行洗涤，15min后得到洗涤料浆，该洗涤料浆经离心分离，分别得到固相D和分离液相C ；分离液相C返回步骤(5)进行分解；固相 D在105°C温度下干燥至恒重，即得氯化钾产品。实施例14 一种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，包括以下步骤(1) 同实施例13。(5)将固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0. 4倍加入混合有浮选剂的水， 在30°C温度下进行分解，15min后加入浮选剂，混合均勻后得到分解料浆；浮选剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml。(6) (9)同实施例13。(10)将固相C按其质量的0. 4倍加入水进行洗涤，30min后得到洗涤料浆，该洗涤料浆经离心分离，分别得到固相D和分离液相C ；分离液相C返回步骤(5)进行分解；固相 D在105°C温度下干燥至恒重，即得氯化钾产品。实施例15 —种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，包括以下步骤(1) 同实施例13。(5)将固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0. 3倍加入混合有浮选剂的水， 在25°C温度下进行分解，25min后加入浮选剂，混合均勻后得到分解料浆；浮选剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml。(6) (9)同实施例13。(10)将固相C按其质量的0. 3倍加入水进行洗涤，25min后得到洗涤料浆，该洗涤料浆经离心分离，分别得到固相D和分离液相C ；分离液相C返回步骤(5)进行分解；固相 D在105°C温度下干燥至恒重，即得氯化钾产品。上述实施例1 15中步骤(1)中的原卤是指硫酸盐型盐湖卤水。其中步骤⑶和步骤(8)中的抑制剂为烷基支链-OH、-C00H、-C = 0、-NH2、-S03H、-C(S)SH、酚巯基和琨基的有机物中的一种。步骤(5)中的浮选剂是指胺类有机物。
权利要求
1.一种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，包括以下步骤(1)将原卤按1.5 1 2 1的质量比分为两部分，其中一部分经自然蒸发得到用于盐田蒸发晒制兑卤所用的老卤，该老卤中Mg2+的质量含量为7. 6 8. 5%;另一部分经自然蒸发至钠盐段即析出氯化钠时结束，得到分离液；(2)将所述老卤和所述分离液利用泵打入兑卤池中进行混合，得到混合液相；所述老卤和所述分离液的体积比为1 1.5 1 2;(3)所述混合液相在硫酸镁盐田中经自然蒸发析出硫酸镁和氯化钠，该硫酸镁和氯化钠经分离得到固相A和分离液相A ；所述固相A作为制取硫酸镁的原料；所述分离液相A打入光卤石盐田中；(4)所述打入光卤石盐田中的分离液相A经自然蒸发析出光卤石、硫酸镁和氯化钠，该光卤石、硫酸镁和氯化钠经分离得到固相B——含硫酸镁的光卤石矿和分离液相B——老卤；所述分离液相B打入所述兑卤池中作为循环液继续应用；(5)将所述固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0.2 0. 4倍加入混合有浮选剂的水，在15 30°C温度下进行分解，15 30min后加入抑制剂，混合均勻后得到分解料浆；所述浮选剂和所述抑制剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml ；(6)将所述分解料浆打入浮选机，在15 30°C温度下进行粗选，分别得到粗选泡沫和粗选尾液；(7)所述粗选尾液在15 30°C温度下进行扫选，分别得到扫选泡沫和扫选尾液；所述扫选泡沫返回所述步骤(6)中的粗选进行循环，所述扫选尾液用于制取硫酸镁；(8)所述粗选泡沫在15 30°C温度下进行一次精选，同时按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml抑制剂，分别得到一精泡沫和一精尾液；所述一精泡沫在15 30°C温度下进行二次精选，分别得到二次精选泡沫和二次精选尾液；所述一精尾液返回所述步骤(6) 中的粗选进行循环；(9)所述二次精选泡沫经过滤，得到滤液和固相C，其中该滤液的一部分返回所述步骤 (5)进行分解，其另一部分作为调浆返回所述步骤(6)中的粗选；同时所述二次精选尾液作为调浆返回所述步骤(7)中的一次精选；(10)将所述固相C按其质量的0.1 0. 4倍加入水进行洗涤，15min 30min后得到洗涤料浆，该洗涤料浆经离心分离，分别得到固相D和分离液相C ；所述分离液相C返回所述步骤( 进行分解；所述固相D在80 113°C温度下干燥至恒重，即得氯化钾产品。
2.如权利要求1所述的一种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，其特征在于所述步骤(1)中的原卤是指硫酸盐型盐湖卤水。
3.如权利要求1所述的一种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，其特征在于用下述制备方法代替权利要求1中所述步骤(5)将所述固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0. 2 0. 4倍加入混合有抑制剂的水，在15 30°C温度下进行分解，15 30min后加入浮选剂，混合均勻后得到分解料浆；所述浮选剂和所述抑制剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml。
4.如权利要求1所述的一种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，其特征在于用下述制备方法代替权利要求1中所述步骤(5)将所述固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0. 2 0. 4倍加入混合有抑制剂和浮选剂的水，在15 30°C温度下进行分解，15 30min后得到分解料浆；所述浮选剂和所述抑制剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml ο
5.如权利要求1所述的一种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，其特征在于用下述制备方法代替权利要求1中所述步骤(5)将所述固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0. 2 0. 4倍加入水，在15 30°C温度下进行分解，15 30min后加入抑制剂和浮选剂，混合均勻后得到分解料浆；所述浮选剂和所述抑制剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml。
6.如权利要求1所述的一种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，其特征在于用下述制备方法代替权利要求1中所述步骤(5)将所述固相B——含硫酸镁的光卤石矿按其质量的0. 2 0. 4倍加入混合有浮选剂的水，在15 30°C温度下进行分解，15 30min后加入浮选剂，混合均勻后得到分解料浆；所述浮选剂的添加量均按每吨含硫酸镁的光卤石矿加入1 200ml ο
7.如权利要求1所述的一种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，其特征在于所述步骤⑶和所述步骤⑶中的抑制剂为烷基支链_0H、-C00H、-C = 0、-NH2、-S03H、_C(S)SH、 酚巯基和琨基的有机物中的一种。
8.如权利要求1所述的一种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，其特征在于所述步骤(5)中的浮选剂是指胺类有机物。
全文摘要
本发明涉及一种含硫酸镁光卤石矿制取氯化钾的方法，该方法包括以下步骤(1)将原卤分为两部分，一部分经自然蒸发得到老卤；另一部分经自然蒸发至钠盐段得到分离液；(2)将老卤和分离液进行混合，得到混合液相；(3)混合液相经自然蒸发并分离得到固相A和分离液相A；(4)分离液相A经自然蒸发并经分离得到固相B和分离液相B；(5)固相B与混合有浮选剂的水、抑制剂混合均匀后得到分解料浆；(6)将分解料浆进行粗选；(7)粗选尾液进行扫选；(8)粗选泡沫进行一次精选；一精泡沫进行二次精选；(9)二次精选泡沫经过滤，得到滤液和固相C；(10)将固相C经洗涤、分离，得到固相D；固相D干燥至恒重，即得氯化钾产品。本发明分离过程简单、盐田钾收率高。
文档编号C01D3/08GK102530994SQ20121000335
公开日2012年7月4日 申请日期2012年1月5日 优先权日2012年1月5日
发明者严志, 付正海, 张志宏, 朱建荣, 杜建宁, 肖学英, 董生发, 马艳芳 申请人:中国科学院青海盐湖研究所