RU2307792C2 - Method of production of the artificial carnallite - Google Patents
Method of production of the artificial carnallite Download PDFInfo
- Publication number
- RU2307792C2 RU2307792C2 RU2005134826/15A RU2005134826A RU2307792C2 RU 2307792 C2 RU2307792 C2 RU 2307792C2 RU 2005134826/15 A RU2005134826/15 A RU 2005134826/15A RU 2005134826 A RU2005134826 A RU 2005134826A RU 2307792 C2 RU2307792 C2 RU 2307792C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- magnesium
- solution
- carnallite
- potassium
- production
- Prior art date
Links
- PALNZFJYSCMLBK-UHFFFAOYSA-K magnesium;potassium;trichloride;hexahydrate Chemical compound O.O.O.O.O.O.[Mg+2].[Cl-].[Cl-].[Cl-].[K+] PALNZFJYSCMLBK-UHFFFAOYSA-K 0.000 title claims abstract description 47
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 38
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims abstract description 33
- WCUXLLCKKVVCTQ-UHFFFAOYSA-M Potassium chloride Chemical compound [Cl-].[K+] WCUXLLCKKVVCTQ-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 115
- 235000011164 potassium chloride Nutrition 0.000 claims abstract description 62
- 239000001103 potassium chloride Substances 0.000 claims abstract description 56
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 39
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 claims abstract description 37
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 37
- TWRXJAOTZQYOKJ-UHFFFAOYSA-L Magnesium chloride Chemical class [Mg+2].[Cl-].[Cl-] TWRXJAOTZQYOKJ-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 35
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical class [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 35
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 32
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 claims abstract description 27
- 239000012452 mother liquor Substances 0.000 claims abstract description 22
- 235000002639 sodium chloride Nutrition 0.000 claims abstract description 22
- 235000011147 magnesium chloride Nutrition 0.000 claims abstract description 19
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 18
- 239000011591 potassium Substances 0.000 claims abstract description 18
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 17
- 229910001629 magnesium chloride Inorganic materials 0.000 claims abstract description 17
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims abstract description 16
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 claims abstract description 11
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 claims abstract description 11
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 claims abstract description 8
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims abstract description 7
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 7
- 238000001816 cooling Methods 0.000 claims abstract description 6
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 23
- 239000002351 wastewater Substances 0.000 claims description 6
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 8
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 abstract description 7
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 abstract description 7
- 239000002994 raw material Substances 0.000 abstract description 4
- 238000004064 recycling Methods 0.000 abstract 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 2
- 239000002699 waste material Substances 0.000 abstract 2
- 239000010865 sewage Substances 0.000 abstract 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 53
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 15
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 11
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 6
- DHRRIBDTHFBPNG-UHFFFAOYSA-L magnesium dichloride hexahydrate Chemical compound O.O.O.O.O.O.[Mg+2].[Cl-].[Cl-] DHRRIBDTHFBPNG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 5
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 3
- BITYAPCSNKJESK-UHFFFAOYSA-N potassiosodium Chemical compound [Na].[K] BITYAPCSNKJESK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000005185 salting out Methods 0.000 description 3
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 description 3
- FOSCDBCOYQJHPN-UHFFFAOYSA-M Cl[Mg] Chemical compound Cl[Mg] FOSCDBCOYQJHPN-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L calcium sulfate Chemical compound [Ca+2].[O-]S([O-])(=O)=O OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 230000018044 dehydration Effects 0.000 description 2
- 238000006297 dehydration reaction Methods 0.000 description 2
- 239000000047 product Substances 0.000 description 2
- UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L Calcium chloride Chemical compound [Cl-].[Cl-].[Ca+2] UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- NMLQNVRHVSWEGS-UHFFFAOYSA-N [Cl].[K] Chemical compound [Cl].[K] NMLQNVRHVSWEGS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910001514 alkali metal chloride Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 239000001110 calcium chloride Substances 0.000 description 1
- 229910001628 calcium chloride Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 1
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009833 condensation Methods 0.000 description 1
- 230000005494 condensation Effects 0.000 description 1
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 1
- 230000003628 erosive effect Effects 0.000 description 1
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 1
- 239000002904 solvent Substances 0.000 description 1
- 239000012224 working solution Substances 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к технике получения искусственного карналлита из бишофитовых руд с применением электролита магниевого производства и может быть использовано в производстве металлического магния.The invention relates to techniques for producing artificial carnallite from bischofite ores using a magnesium electrolyte and can be used in the production of magnesium metal.
Известны способы получения карналлита методом растворения карналлитовых руд, полученных шахтным способом (см. а.с. СССР №278654, кл. C01F 5/30, опубл. 21.08.70, БИ №26), либо их растворением методом подземного выщелачивания (см. патент ГДР №71758, заявлен 23.09.1968, опубл. 20.03.70).Known methods for producing carnallite by the method of dissolving carnallite ores obtained by the mine method (see AS USSR No. 278654, class C01F 5/30, publ. 21.08.70, BI No. 26), or by their dissolution by underground leaching (see GDR patent No. 71758, filed on September 23, 1968, publ. March 20, 70).
Известные способы не предусматривают использования природных бишофитовых руд и электролита магниевого производства, что ведет к потере калия в магниевом цикле.Known methods do not include the use of natural bischofite ores and an electrolyte of magnesium production, which leads to the loss of potassium in the magnesium cycle.
Известен способ получения искусственного карналлита, включающий смешение концентрированных хлормагниевых растворов с суспензией хлорида калия при температуре 75-80°С с последующим охлаждением суспензии с кристаллизацией и фильтрацией продукта и возвратом маточного раствора в цикл (см. а.с. СССР №582203, кл. C01F 5/30, опубл. 30.11.77, БИ №44).A known method of producing artificial carnallite, comprising mixing concentrated chloro-magnesium solutions with a suspension of potassium chloride at a temperature of 75-80 ° C, followed by cooling the suspension with crystallization and filtration of the product and returning the mother liquor to the cycle (see AS USSR No. 582203, class. C01F 5/30, publ. 30.11.77, BI No. 44).
Способ позволяет использовать смесь хлорида калия и отработанного электролита, образующегося в производстве металлического магния, однако наличие в электролите нерастворимых ведет к необходимости их вывода из процесса, а следовательно, к потерям полезных компонентов - калия и магния, содержащихся в исходном сырье.The method allows you to use a mixture of potassium chloride and spent electrolyte formed in the production of magnesium metal, however, the presence of insoluble in the electrolyte leads to the need for their withdrawal from the process, and consequently, to the loss of useful components - potassium and magnesium contained in the feedstock.
Известен способ получения искусственного карналлита - прототип (RU №2132302, кл. C01F 5/30, C01D 3/04, опубл. 27.06.99, БИ №18). Способ включает смешение нагретых концентрированных растворов, содержащих хлорид магния, с хлоридом калия, охлаждение суспензии с кристаллизацией и фильтрацией карналлита, растворение в маточном растворе отработанного электролита магниевого производства при температуре 100-115°С, полученный раствор подают в камеру подземного выщелачивания руд, содержащих хлорид магния, где раствор насыщают по хлориду магния, осветляют и подают для смешения с хлоридом калия, который берут в количестве, обеспечивающем массовое соотношение в растворе хлоридов магния и калия, равное MgCl2:KCl=(3,2-7,9):1.A known method of producing artificial carnallite is a prototype (RU No. 2132302, class C01F 5/30, C01D 3/04, publ. 06/27/99, BI No. 18). The method involves mixing heated concentrated solutions containing magnesium chloride with potassium chloride, cooling the suspension with crystallization and filtration of carnallite, dissolving the spent magnesium electrolyte in the mother liquor at a temperature of 100-115 ° C, the resulting solution is fed into the underground leaching chamber of chloride-containing ores magnesium, where the solution is saturated with magnesium chloride, clarified and fed to mix with potassium chloride, which is taken in an amount that provides a mass ratio in the solution of chlorine ide magnesium and potassium, MgCl 2 equal: KCl = (3,2-7,9): 1.
Способ предусматривает использование электролита магниевого производства в виде расплава, либо охлажденного размолотого продукта, а в качестве руды, содержащей хлорид магния, - бишофитовые руды.The method involves the use of an electrolyte of magnesium production in the form of a melt, or a cooled ground product, and bischofite ores as an ore containing magnesium chloride.
Недостатком известного способа является потеря в извлечении из хлоркалиевого сырья - электролита и оборотного карналлитового раствора хлорида калия в карналлит вследствие его кристаллизации в твердую фазу при получении насыщенного по MgCl2 раствора в камере подземного выщелачивания при повышенных температурах.The disadvantage of this method is the loss in extraction from potassium chloride feed - the electrolyte and the reverse carnallite solution of potassium chloride to carnallite due to its crystallization in the solid phase upon receipt of a solution saturated with MgCl 2 in the underground leaching chamber at elevated temperatures.
Задачей предлагаемого изобретения является повышение извлечения калия из сырья и оборотных растворов в карналлит при извлечении хлористого магния из бишофитовых руд методом подземного выщелачивания с использованием отработанного электролита магниевых производств.The objective of the invention is to increase the extraction of potassium from raw materials and working solutions in carnallite during the extraction of magnesium chloride from bischofite ores by underground leaching using the spent electrolyte of magnesium production.
Поставленная задача решается тем, что, в отличие от известного способа, включающего смешение нагретых концентрированных растворов, содержащих хлориды магния и калия с хлоридом калия в массовом соотношении в растворе, равном MgCl2:KCl=(3,2-7,9):1, охлаждение суспензии с кристаллизацией и фильтрацией карналлита, растворение в маточном растворе при температуре до 115°С отработанного электролита магниевого производства и выщелачивание из руд хлорида магния в камере подземного выщелачивания, по предлагаемому способу растворение отработанного электролита магниевого производства ведут в части маточного раствора в присутствии воды или сточных вод магниевого производства, содержащих хлориды магния, калия натрия, для поддержания водного баланса процесса получения карналлита, с получением раствора, содержащего 4-7% хлорида калия, содержание хлорида магния в растворе на выходе из камеры подземного выщелачивания поддерживают на уровне 28-30%, полученный на выходе из камеры подземного выщелачивания раствор упаривают до содержания в нем MgCl2 на уровне 30-33% и подают на смешение с суспензией хлорида калия в оставшемся нагретом маточном растворе.The problem is solved in that, in contrast to the known method, comprising mixing heated concentrated solutions containing magnesium and potassium chlorides with potassium chloride in a mass ratio in the solution equal to MgCl 2 : KCl = (3.2-7.9): 1 cooling the suspension with crystallization and filtration of carnallite, dissolving the spent magnesium electrolyte in the mother liquor at a temperature up to 115 ° C and leaching magnesium chloride from the ores in the underground leaching chamber, using the proposed method for dissolving the spent elec magnesium production trolite is conducted in part of the mother liquor in the presence of magnesium production water or wastewater containing magnesium chloride, potassium sodium, to maintain the water balance of the carnallite production process, to obtain a solution containing 4-7% potassium chloride, the magnesium chloride content in the solution on the exit from the underground leaching chamber is maintained at a level of 28-30%, the solution obtained at the exit from the underground leaching chamber is evaporated to an MgCl 2 content of 30-33% and is mixed with a suspension of chlorine potassium horide in the remaining heated mother liquor.
Сущность способа состоит в следующем. В отличие от известного способа, растворение отработанного электролита магниевого производства ведут в части маточного раствора в присутствии воды или сточных вод магниевого производства, содержащих хлориды магния, калия натрия, для поддержания водного баланса процесса получения карналлита.The essence of the method is as follows. In contrast to the known method, the dissolution of spent magnesium production electrolyte is carried out in part of the mother liquor in the presence of water or magnesium production waste water containing magnesium chloride, potassium sodium, to maintain the water balance of the carnallite production process.
Процесс получения карналлита по предлагаемому способу предусматривает упаривание 28-30%-ного хлормагниевого раствора до содержания в нем MgCl2 на уровне 30-33%, и кристаллизацию карналлита под вакуумом с испарением воды. Для поддержания водного баланса, связанного с испарением воды, необходимо вводить в процесс до 0,2 т Н2О на 1 т получаемого карналлита. Кроме того, вода выводится из процесса с карналлитом, в котором после фильтрации содержится кристаллизационная вода (теоретический состав карналлита: KCl - 26,8%, MgCl2 - 34,3%, Н2О - 38,9%) и гигроскопическая вода - 3% за счет пропитывающего кристаллы маточного раствора. Следовательно, с карналлитом выводится ~0,4 т Н2О на 1 т кристаллизата. Недостаток воды, подаваемой в камеру подземного выщелачивания, ведет к сокращению объема получаемого продукционного раствора, а следовательно, к снижению выхода карналлита.The process of obtaining carnallite according to the proposed method provides for the evaporation of a 28-30% chloromagnesium solution to an MgCl 2 content of 30-33%, and crystallization of carnallite under vacuum with evaporation of water. To maintain the water balance associated with the evaporation of water, it is necessary to introduce into the process up to 0.2 t of H 2 O per 1 t of carnallite obtained. In addition, water is removed from the process with carnallite, in which crystallization water is contained after filtration (theoretical composition of carnallite: KCl - 26.8%, MgCl 2 - 34.3%, Н 2 О - 38.9%) and hygroscopic water - 3% due to the crystal-impregnating mother liquor. Consequently, ~ 0.4 t of Н 2 О per 1 t of crystallizate is removed with carnallite. The lack of water supplied to the underground leaching chamber leads to a reduction in the volume of the resulting production solution, and therefore, to a decrease in the yield of carnallite.
По предлагаемому способу растворение отработанного электролита магниевого производства ведут в части маточного раствора в присутствии воды или сточных вод магниевого производства, содержащих хлориды магния, калия натрия, для поддержания водного баланса процесса получения карналлита, с получением раствора, содержащего 4-7% хлорида калия, при температуре растворяющего щелока не выше 115°С. Полученный раствор подается в камеру подземного выщелачивания.According to the proposed method, the dissolution of the spent magnesium electrolyte is carried out in part of the mother liquor in the presence of water or magnesium wastewater containing magnesium chloride, potassium sodium, to maintain the water balance of the carnallite production process, to obtain a solution containing 4-7% potassium chloride, the temperature of the solvent liquor is not higher than 115 ° C. The resulting solution is fed into the underground leaching chamber.
В таблице 1 приведены данные по растворимости хлорида калия в системе KCl - MgCl2 - NaCl - H2O.Table 1 shows the solubility of potassium chloride in the KCl - MgCl 2 - NaCl - H 2 O system.
Из приведенных в таблице данных видно, что по мере растворения хлорида магния из руд в камере подземного выщелачивания в интервале температур 50-100°С растворимость хлоридов щелочных металлов снижается и в случае получения насыщенного по MgCl2 раствора на выходе из камеры подземного выщелачивания, как в известном способе, содержание в нем KCl снизится ниже допустимого уровня, хлориды калия и натрия выпадут в осадок и не будут участвовать в образовании карналлита. Таким образом, высаливание хлорида калия в камере подземного выщелачивания ведет к потере извлечения калия в карналлит.В соответствии с требованиями производства металлического магния в карналлите содержание MgCl2 должно быть не менее 31%, NaCl - не более 5%, Н2О свободной - не более 3%, несвязанного KCl - не более 5%.It can be seen from the data in the table that, as magnesium chloride dissolves from ores in the underground leach chamber in the temperature range of 50-100 ° C, the solubility of alkali metal chlorides decreases and in the case of obtaining a solution saturated with MgCl 2 at the outlet of the underground leach chamber, as in the known method, the content of KCl in it will drop below an acceptable level, potassium and sodium chlorides will precipitate and will not participate in the formation of carnallite. Thus, the salting out of potassium chloride in the underground leaching chamber leads to a loss of potassium extraction in carnallite. In accordance with the requirements for the production of metallic magnesium in carnallite, the content of MgCl 2 should be at least 31%, NaCl should be no more than 5%, and H 2 O free should not more than 3%, unbound KCl - not more than 5%.
Проведенные нами исследования показали, что в отработанном электролите содержание NaCl достигает 25%, в то время как в карналлите при содержании KCl до 26-28%, содержание NaCl должно быть не более 5%. Следовательно, часть хлорида натрия необходимо выводить из электролита.Our studies showed that in the spent electrolyte, the NaCl content reaches 25%, while in carnallite with a KCl content of up to 26-28%, the NaCl content should be no more than 5%. Therefore, part of the sodium chloride must be removed from the electrolyte.
По предлагаемому способу раствор, поступающий в камеру подземного выщелачивания, должен содержать 4-7% KCl, а в растворе на выходе из камеры содержание MgCl2 должно находится на уровне 28-30%.According to the proposed method, the solution entering the underground leaching chamber should contain 4-7% KCl, and in the solution at the outlet of the chamber, the MgCl 2 content should be at the level of 28-30%.
Благодаря выбранным параметрам исключается опасность кристаллизации KCl в камере подземного выщелачивания MgCl2 (см. таблицу 1), а избыточное количество NaCl высаливается из раствора и вместе с нерастворимыми примесями электролита выводится из процесса.Thanks to the selected parameters, the risk of crystallization of KCl in the underground leaching chamber of MgCl 2 is excluded (see table 1), and an excess of NaCl is salted out of solution and, together with insoluble impurities of the electrolyte, is removed from the process.
При содержании MgCl2 в растворе 28-30% растворимость KCl составляет 5-6% в интервале температур 75-100°С, при этом растворимость KCl снижается с понижением температуры.When the content of MgCl 2 in the solution is 28-30%, the solubility of KCl is 5-6% in the temperature range 75-100 ° C, while the solubility of KCl decreases with decreasing temperature.
При подаче раствора в камеру подземного выщелачивания по мере растворения в нем MgCl2 содержание в растворе KCl снижается на 0,3-1,0% и, в зависимости от расхода воды, кристаллизации KCl не происходит. Повышение концентрации KCl свыше 7% нецелесообразно, так как это приводит к его высаливанию, а снижение концентрации ведет к увеличению объема циркулирующих щелоков в цикле кристаллизации карналлита.When the solution is fed into the underground leaching chamber as MgCl 2 dissolves in it, the content of KCl in the solution decreases by 0.3-1.0% and, depending on the flow rate of water, KCl does not crystallize. An increase in the concentration of KCl over 7% is impractical, since this leads to its salting out, and a decrease in concentration leads to an increase in the volume of circulating liquors in the crystallization cycle of carnallite.
Концентрацию раствора по MgCl2 на выходе из камеры подземного выщелачивания поддерживают на уровне 28-30% за счет изменения расхода раствора на входе в камеру. Расход раствора в скважину определяется опытным путем и зависит от температуры подаваемого раствора, температуры в камере, степени размыва камеры и ее конфигурации. Обычно скорость подачи исходного раствора в камеру составляет 20-40 м3/ч.The concentration of the solution in MgCl 2 at the outlet of the underground leaching chamber is maintained at 28-30% due to a change in the flow rate of the solution at the inlet to the chamber. The flow rate of the solution into the well is determined empirically and depends on the temperature of the supplied solution, the temperature in the chamber, the degree of erosion of the chamber and its configuration. Typically, the feed rate of the initial solution into the chamber is 20-40 m 3 / h.
Повышение концентрации раствора по MgCl2 выше 30% ведет к высаливанию хлорида калия, а следовательно, к потере полезного компонента, уменьшение концентрации ниже 28% нецелесообразно по экономическим причинам, так как в дальнейшем потребуется удаление больших объемов воды в процессе упаривания щелоков.Increasing the concentration of a solution of MgCl 2 above 30% leads to salting out of potassium chloride, and consequently, to the loss of a useful component, a decrease in concentration below 28% is impractical for economic reasons, since in the future it will be necessary to remove large volumes of water during the evaporation of liquors.
По предлагаемому способу раствор из камеры подземного выщелачивания упаривают до концентрации 30-33% по MgCl2 и подают на смешение с суспензией хлорида калия в оставшемся нагретом до 90-100°С маточном растворе, доля которого составляет 20-30%.According to the proposed method, the solution from the underground leaching chamber is evaporated to a concentration of 30-33% by MgCl 2 and fed to a mixture with a suspension of potassium chloride in the mother liquor remaining heated to 90-100 ° C, the proportion of which is 20-30%.
Благодаря данному техническому решению твердый хлористый калий подвергают предварительной конверсии с маточным раствором, а упаривание раствора позволяет нормализовать водный баланс и вести процесс при оптимальном соотношении в растворе MgCl2:KCl=4-6.Thanks to this technical solution, solid potassium chloride is subjected to preliminary conversion with the mother liquor, and evaporation of the solution allows to normalize the water balance and conduct the process at the optimum ratio in the MgCl 2 solution: KCl = 4-6.
Предлагаемый способ позволяет решить задачу повышения извлечения калия из сырья и маточных растворов в карналлит при извлечении хлорида магния из бишофитовых руд методом подземного выщелачивания с использованием отработанного электролита магниевых производств.The proposed method allows to solve the problem of increasing the extraction of potassium from raw materials and mother liquors into carnallite during the extraction of magnesium chloride from bischofite ores by underground leaching using the spent electrolyte of magnesium production.
Способ осуществляется следующим образом.The method is as follows.
Упаренные концентрированные растворы, содержащие хлориды магния, калия и натрия с примесью CaCl2 смешивают с хлоридом калия с получением массового соотношения в растворе MgCl2:KCl=(3,2-7,9):1, при этом хлорид калия подают в виде суспензии стандартного KCl в нагретом до 90-100°С маточном растворе, доля которого составляет 20-30% от всего расхода. Полученную суспензию охлаждают до температуры 45-50°С на установке вакуум-кристаллизации, предпочтительно регулируемой, кристаллизат карналлита выделяют сгущением и фильтрацией с получением карналлита. 70-80% карналлитового раствора разбавляют водой, взятой в количестве, необходимом для соблюдения водного баланса процесса, обычно ~0,6 т/т получаемого карналлита. Полученный раствор нагревают до температуры не выше 115°С и в нем растворяют отработанный электролит магниевого производства. Наряду с хлоридами калия и натрия электролит содержит до 3% нерастворимых примесей, а также примеси хлористого кальция, который вступает во взаимодействие с сульфат-ионами в камере подземного выщелачивания с образованием нерастворимого сульфата кальция. Производство электролита определяется спецификой магниевого производства (см. Х.Л.Стрелец. Электролитическое получение магния. М., Металлургия, 1972). Обычно выход электролита по калию составляет 65-75% от калия, поступающего с карналлитом на производство магния. Расход электролита определяется из расчета получения раствора на входе в камеру подземного выщелачивания с содержанием KCl на уровне 4-7%. Содержание MgCl2 в растворе на выходе из камеры подземного выщелачивания поддерживают на уровне 28-30% путем изменения расхода раствора на входе в камеру. Раствор упаривают до содержания в нем MgCl2 на уровне 30-33% и подают на смешение с суспензией хлорида калия в оставшемся нагретом до 90-100°С маточном растворе, доля которого составляет 20-30% от всего расхода.Evaporated concentrated solutions containing magnesium, potassium and sodium chlorides mixed with CaCl 2 are mixed with potassium chloride to obtain a mass ratio in a solution of MgCl 2 : KCl = (3.2-7.9): 1, while potassium chloride is supplied as a suspension standard KCl in the mother liquor heated to 90-100 ° C, the proportion of which is 20-30% of the total flow. The resulting suspension is cooled to a temperature of 45-50 ° C in a vacuum crystallization unit, preferably controlled, the carnallite crystallisate is isolated by condensation and filtration to obtain carnallite. 70-80% of the carnallite solution is diluted with water, taken in the amount necessary to maintain the water balance of the process, usually ~ 0.6 t / t of the resulting carnallite. The resulting solution is heated to a temperature not exceeding 115 ° C and the spent magnesium electrolyte is dissolved in it. Along with potassium and sodium chlorides, the electrolyte contains up to 3% insoluble impurities, as well as calcium chloride impurities, which interact with sulfate ions in the underground leaching chamber to form insoluble calcium sulfate. The production of electrolyte is determined by the specifics of magnesium production (see H.L. Strelets. Electrolytic production of magnesium. M., Metallurgy, 1972). Typically, the potassium electrolyte yield is 65-75% of the potassium supplied with carnallite to magnesium production. The electrolyte consumption is determined from the calculation of the solution at the inlet to the underground leaching chamber with a KCl content of 4-7%. The content of MgCl 2 in the solution at the outlet of the underground leaching chamber is maintained at 28-30% by changing the flow rate of the solution at the inlet to the chamber. The solution was evaporated to an MgCl 2 content of 30-33% and was mixed with a suspension of potassium chloride in the mother liquor remaining heated to 90-100 ° C, the proportion of which was 20-30% of the total flow rate.
Растворение отработанного электролита может осуществляться в присутствии воды или сточных вод магниевого производства, например растворов с газоочистки при обезвоживании карналлита, содержащих хлориды магния, калия, натрия.Dissolution of the spent electrolyte can be carried out in the presence of water or wastewater of magnesium production, for example, solutions from gas purification during dehydration of carnallite containing magnesium, potassium, sodium chlorides.
Полученный карналлит отвечает требованиям магниевого производства и содержит не менее 31% MgCl2.The resulting carnallite meets the requirements of magnesium production and contains at least 31% MgCl 2 .
Примеры осуществления способаExamples of the method
Пример 1.Example 1
Концентрированный раствор состава: MgCl2 - 30,0%, KCl - 5,8%, NaCl - 1,53%, CaSO4 - 0,05%, вода - остальное, смешивали с хлоридом калия состава: KCl - 95,9%, NaCl - 3,6%, Н2О - 0,5%, при этом хлористый калий подавали на смешение в виде суспензии в 185,2 мас.ч. маточного раствора состава: MgCl2 - 29,9%, KCl - 2,64%, NaCl - 1,6%, CaSO4 - 0,04%, вода - остальное, при температуре 95°С.Concentrated solution of the composition: MgCl 2 - 30.0%, KCl - 5.8%, NaCl - 1.53%, CaSO 4 - 0.05%, water - the rest, mixed with potassium chloride composition: KCl - 95.9% , NaCl - 3.6%, H 2 O - 0.5%, while potassium chloride was fed to the mixture in the form of a suspension in 185.2 wt.h. mother liquor composition: MgCl 2 - 29.9%, KCl - 2.64%, NaCl - 1.6%, CaSO 4 - 0.04%, water - the rest, at a temperature of 95 ° C.
Полученную суспензию охладили 50°С и выделили карналлит. Маточный раствор делили на 2 потока: 125,2 мас.ч. использовали на приготовление суспензии хлорида калия (20%), а 500,8 мас.ч. направили на растворение электролита, при этом раствор предварительно разбавили 60 мас.ч. воды, необходимой для соблюдения водного баланса в замкнутом цикле, нарушение которого произошло за счет вывода воды с карналлитом, а также за счет выпарки и охлаждения растворов. В разбавленный маточный раствор добавили 30,4 мас.ч электролита состава: MgCl2 - 9,1%, KCl - 67,0%, NaCl - 23,5%, Н.О. - 0,4%, с получением раствора с содержанием 5,7% KCl. Раствор с температурой 95°С подали в камеру подземного выщелачивания, на выходе из которой получили 614,3 мас.ч раствора состава: MgCl2 - 29,6%, KCl - 5,4%, NaCl - 1,45%, вода - остальное. Раствор упарили до содержания в нем 30% MgCl2 и подали на смешение с суспензией хлорида калия при массовом соотношении в растворе MgCl2:KCl=4,5:1. Получили 100 мас.ч. карналлита состава: MgCl2 - 31,6%, KCl - 5,5%, NaCl - 4,1%, CaSO4 - 0,04%, вода - остальное.The resulting suspension was cooled at 50 ° C and carnallite was isolated. The mother liquor was divided into 2 streams: 125.2 wt.h. used to prepare a suspension of potassium chloride (20%), and 500.8 wt.h. sent to dissolve the electrolyte, while the solution was previously diluted with 60 wt.h. water required to maintain water balance in a closed cycle, the violation of which occurred due to the withdrawal of water with carnallite, as well as due to the evaporation and cooling of solutions. 30.4 parts by weight of an electrolyte of the composition were added to the diluted mother liquor: MgCl 2 — 9.1%, KCl — 67.0%, NaCl — 23.5%, N.O. - 0.4% to obtain a solution with a content of 5.7% KCl. A solution with a temperature of 95 ° C was fed into the underground leaching chamber, at the outlet of which 614.3 parts by weight of a solution of the composition were obtained: MgCl 2 - 29.6%, KCl - 5.4%, NaCl - 1.45%, water - rest. The solution was evaporated to a content of 30% MgCl 2 and was mixed with a suspension of potassium chloride at a mass ratio in a solution of MgCl 2 : KCl = 4.5: 1. Received 100 parts by weight carnallite composition: MgCl 2 - 31.6%, KCl - 5.5%, NaCl - 4.1%, CaSO 4 - 0.04%, water - the rest.
Пример 2.Example 2
Способ осуществляли в соответствии с примером 1, но на разбавление маточного раствора для растворения отработанного электролита взамен воды подали 61,2 мас.ч. сточных вод магниевого производства, полученных на стадии газоочистки при обезвоживании карналлита, с массовой долей солей (MgCl2, KCl, NaCl) в растворе 2%.The method was carried out in accordance with example 1, but 61.2 parts by weight were fed to dilute the mother liquor to dissolve the spent electrolyte instead of water. magnesium production wastewater obtained at the gas treatment stage during carnallite dehydration, with a mass fraction of salts (MgCl 2 , KCl, NaCl) in a solution of 2%.
Получили карналлит следующего состава: MgCl2 - 31,7%, KCl - 5,3%, NaCl - 4,2%, CaSO4 - 0,045%, вода - остальное.Carnallite of the following composition was obtained: MgCl 2 - 31.7%, KCl - 5.3%, NaCl - 4.2%, CaSO 4 - 0.045%, water - the rest.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2005134826/15A RU2307792C2 (en) | 2005-11-09 | 2005-11-09 | Method of production of the artificial carnallite |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2005134826/15A RU2307792C2 (en) | 2005-11-09 | 2005-11-09 | Method of production of the artificial carnallite |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2005134826A RU2005134826A (en) | 2007-05-27 |
| RU2307792C2 true RU2307792C2 (en) | 2007-10-10 |
Family
ID=38310280
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2005134826/15A RU2307792C2 (en) | 2005-11-09 | 2005-11-09 | Method of production of the artificial carnallite |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2307792C2 (en) |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2404845C2 (en) * | 2009-02-02 | 2010-11-27 | Закрытое акционерное общество ВНИИ Галургии (ЗАО ВНИИ Галургии) | Method to control carnallite ore dissolution |
| CN101987733A (en) * | 2010-07-19 | 2011-03-23 | 江西赣锋锂业股份有限公司 | Method for separating potassium and rubidium from lepidolite processing fluid |
| CN108892156A (en) * | 2018-09-06 | 2018-11-27 | 中蓝长化工程科技有限公司 | A method of sylvite is recycled with carnallite decomposition nut liquid |
| RU2792267C1 (en) * | 2022-05-05 | 2023-03-21 | Акционерное общество "ВНИИ Галургии" (АО "ВНИИ Галургии") | Method for producing enriched carnallite |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU358304A1 (en) * | С. Т. Вовк, В. Д. Язев, В. Г. Овчаренко , О. Н. Романенко | METHOD OF PROCESSING OF PROCESSED MAGNESIUM | ||
| SU582203A1 (en) * | 1975-02-03 | 1977-11-30 | Калушский Научно-Исследовательский Филиал Всесоюзного Научно-Исследовательского И Проектного Института Галургии | Method of preparing artificial carnallite |
| US4563339A (en) * | 1984-03-06 | 1986-01-07 | Council Of Scientific And Industrial Research | Process for the preparation of magnesium chloride for use as an electrolyte in electrolytic production of magnesium metal |
| RU2132302C1 (en) * | 1997-06-24 | 1999-06-27 | Акционерное общество Всероссийский научно-исследовательский и проектный институт галургии | Method of artificial carnallite producing |
| RU2136786C1 (en) * | 1998-12-15 | 1999-09-10 | Акционерное общество открытого типа "Всероссийский алюминиево-магниевый институт" | Method for production of magnesium from oxygen- containing stock through ammonium carnallite |
| CN1412114A (en) * | 2001-10-08 | 2003-04-23 | 谷亮 | New process for preparing anhydrous magnesium chloride |
-
2005
- 2005-11-09 RU RU2005134826/15A patent/RU2307792C2/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU358304A1 (en) * | С. Т. Вовк, В. Д. Язев, В. Г. Овчаренко , О. Н. Романенко | METHOD OF PROCESSING OF PROCESSED MAGNESIUM | ||
| SU582203A1 (en) * | 1975-02-03 | 1977-11-30 | Калушский Научно-Исследовательский Филиал Всесоюзного Научно-Исследовательского И Проектного Института Галургии | Method of preparing artificial carnallite |
| US4563339A (en) * | 1984-03-06 | 1986-01-07 | Council Of Scientific And Industrial Research | Process for the preparation of magnesium chloride for use as an electrolyte in electrolytic production of magnesium metal |
| RU2132302C1 (en) * | 1997-06-24 | 1999-06-27 | Акционерное общество Всероссийский научно-исследовательский и проектный институт галургии | Method of artificial carnallite producing |
| RU2136786C1 (en) * | 1998-12-15 | 1999-09-10 | Акционерное общество открытого типа "Всероссийский алюминиево-магниевый институт" | Method for production of magnesium from oxygen- containing stock through ammonium carnallite |
| CN1412114A (en) * | 2001-10-08 | 2003-04-23 | 谷亮 | New process for preparing anhydrous magnesium chloride |
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2404845C2 (en) * | 2009-02-02 | 2010-11-27 | Закрытое акционерное общество ВНИИ Галургии (ЗАО ВНИИ Галургии) | Method to control carnallite ore dissolution |
| CN101987733A (en) * | 2010-07-19 | 2011-03-23 | 江西赣锋锂业股份有限公司 | Method for separating potassium and rubidium from lepidolite processing fluid |
| CN101987733B (en) * | 2010-07-19 | 2012-07-11 | 江西赣锋锂业股份有限公司 | Method for separating potassium and rubidium from lepidolite processing fluid |
| CN108892156A (en) * | 2018-09-06 | 2018-11-27 | 中蓝长化工程科技有限公司 | A method of sylvite is recycled with carnallite decomposition nut liquid |
| RU2792267C1 (en) * | 2022-05-05 | 2023-03-21 | Акционерное общество "ВНИИ Галургии" (АО "ВНИИ Галургии") | Method for producing enriched carnallite |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2005134826A (en) | 2007-05-27 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US10167531B2 (en) | Processing of lithium containing material | |
| US8865096B2 (en) | Process for the joint production of sodium carbonate and sodium bicarbonate | |
| CN115323196A (en) | Processing of Lithium-Containing Materials Including HCl Ejection | |
| CN106830012A (en) | A kind of method for producing high-quality sodium fluoride as raw material with fluoride waste | |
| CN105668591A (en) | Production method of chemical reagent potassium chloride | |
| CN102105399A (en) | Sodium chloride production method | |
| ES2638287T3 (en) | Sodium Chloride Production Procedure | |
| US9868644B2 (en) | Process for the joint production of sodium carbonate and sodium bicarbonate | |
| CN103172090A (en) | Process for producing sodium bicarbonate | |
| EP2435367B1 (en) | Method of producing naturally purified salt products | |
| CN105040038B (en) | The method for carrying out demagging to electrolytic manganese anolyte using ammonium sulfate | |
| CN102264644A (en) | Process for joint production of sodium carbonate and sodium bicarbonate | |
| RU2307792C2 (en) | Method of production of the artificial carnallite | |
| FI107810B (en) | A process for removing sulfate from alkali metal chlorate solutions and a process for preparing such alkali metal chlorates | |
| CN1150120A (en) | Process for producing alkali and potassium sulfate from bittern containing sulfate | |
| CN103193252B (en) | Method for producing potassium chloride by adopting carnallite hot-melt brine | |
| CN106006675A (en) | Method for preparing lithium hydroxide monohydrate by using lithium chloride solution as raw material | |
| RU2132302C1 (en) | Method of artificial carnallite producing | |
| CN109467107A (en) | A kind of production method of sylvite | |
| JP2007262443A (en) | Sodium chloride electrolysis method | |
| CN205999177U (en) | A kind of processing system for producing the waste water that manufacture demineralized water is produced in viscose rayon | |
| US7250144B2 (en) | Perchlorate removal from sodium chlorate process | |
| RU2792267C1 (en) | Method for producing enriched carnallite | |
| CN113860598B (en) | Method and system for self-induced separation of high-salinity wastewater | |
| RU2299855C2 (en) | Method of production of the synthetic carnallite |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20161110 |