RU2497961C1 - Processing method of potassium production wastes - Google Patents

Processing method of potassium production wastes Download PDF

Info

Publication number
RU2497961C1
RU2497961C1 RU2012142039/02A RU2012142039A RU2497961C1 RU 2497961 C1 RU2497961 C1 RU 2497961C1 RU 2012142039/02 A RU2012142039/02 A RU 2012142039/02A RU 2012142039 A RU2012142039 A RU 2012142039A RU 2497961 C1 RU2497961 C1 RU 2497961C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
pulp
concentrate
drying
hydrocyclone
processing
Prior art date
Application number
RU2012142039/02A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Андрей Филиппович СМЕТАННИКОВ
Дмитрий Валентинович Оносов
Виктор Андреевич Синегрибов
Антонина Ильинична Косолапова
Павел Юрьевич Новиков
Андрей Александрович Семенов
Original Assignee
Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Горный институт Уральского отделения Российской академии наук (ГИ УрО РАН)
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Горный институт Уральского отделения Российской академии наук (ГИ УрО РАН) filed Critical Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Горный институт Уральского отделения Российской академии наук (ГИ УрО РАН)
Priority to RU2012142039/02A priority Critical patent/RU2497961C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2497961C1 publication Critical patent/RU2497961C1/en

Links

Classifications

    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Processing Of Solid Wastes (AREA)

Abstract

FIELD: metallurgy.
SUBSTANCE: processing method of potassium production wastes involves stage hydrocyclonage of wastes in the form of slurry pulp with separation of preliminary concentrate and pulp of tail ends. Then, dehydration, preliminary drying, granulation and drying of preliminary concentrate is performed so that concentrate is obtained. With that, hydrocyclonage is performed in four stages on 10, 7, 5 and 5-degree hydrocyclones with pulp temperature of 40÷50°C, under pressure of 3÷5 atm at the ratio of unloading-to-drain head pieces, which is equal to (1.14÷1.17):1. Granulate is dried at 150÷200°C. After drying is completed, granulate is annealed at the temperature of 650÷950°C so that roasted product is obtained. After preliminary concentrate is separated, pulp of tail ends is clarified, and thickened part is returned to the processing process to the first stage of hydrocyclonage.
EFFECT: maximum waste utilisation; final waste utilisation product can be used as complex fertiliser of prolonged action, which is ensured with peculiar features of its composition and the state gained during waste processing.
4 tbl

Description

Изобретение относится к способам переработки (утилизации) глинисто-солевых отходов (шламов) предприятий, перерабатывающих K-Mg руды и каменную соль способами обогащения, с дальнейшей переработкой коллективного концентрата способами пирометаллургического передела.The invention relates to methods for processing (utilization) of clay-salt waste (sludge) of enterprises processing K-Mg ore and rock salt by processing methods, with further processing of the collective concentrate by pyrometallurgical processing methods.

Известен способ получения коллективного концентрата для извлечения благородных металлов по патенту №2284221 (опубл. 27.09.2006), включающий трехстадийное гидроциклонирование шламов с выделением концентрата, причем на гидроциклонирование поступают шламы с отношением твердой и жидкой фаз Т:Ж=1:3, гидроциклонирование осуществляется последовательно через 10-, 7- и 5-градусные гидроциклоны, а коллективный концентрат из глинисто-солевых отходов предприятий, перерабатывающих калийно-магниевые руды и каменную соль, (для извлечения благородных металлов), является смесью осадочного и флотируемого материалов, которые представляют собой нерастворимый в воде остаток (Н.О.) шламов. Разгрузки гидроциклонов первой и второй стадии объединятся в концентрат.A known method of producing a collective concentrate for the extraction of precious metals according to patent No. 2284221 (publ. 09/27/2006), including three-stage hydrocyclone of sludge with the allocation of concentrate, and the sludge with the ratio of solid and liquid phases T: W = 1: 3, hydrocyclone is carried out sequentially through 10-, 7- and 5-degree hydrocyclones, and collective concentrate from clay-salt waste from enterprises processing potassium-magnesium ores and rock salt (for the extraction of precious metals) , is a mixture of sedimentary and floatable materials, which are a water-insoluble residue (N.O.) of sludge. The unloading of hydrocyclones of the first and second stages will be combined into a concentrate.

Слив второй стадии гидроциклонирования в виде раствора соли и флотируемой части Н.О. шламов, направляют на третью стадию гидроциклонирования. Здесь через сливную насадку выделяется флотируемая фракция с природной и техногенной органикой и последующим объединением с концентратами (разгрузками) гидроциклонов первой и второй стадии гидроциклонирования и формированием коллективного концентрата. При этом через песковую насадку, на третьей стадии, выходит раствор соли, являющийся хвостами обогатительного процесса, причем, перерабатывают шламы галургических и флотационных фабрик с высоким содержанием природной и техногенной органики.Draining of the second stage of hydrocyclonation in the form of a salt solution and a floating part sludge, sent to the third stage of hydrocyclone. Here, a flotated fraction with natural and technogenic organics is separated through a drain nozzle and then combined with concentrates (unloading) of hydrocyclones of the first and second stages of hydrocyclone and the formation of a collective concentrate. At the same time, through the sand nozzle, at the third stage, a salt solution comes out, which is the tailings of the enrichment process, and, moreover, the sludges of the galurgic and flotation factories with a high content of natural and technogenic organics are processed.

Недостатком данного способа является то, что утилизации подвергается только часть отходов, образующихся при получении коллективного концентрата обогащения.The disadvantage of this method is that only part of the waste generated during the preparation of collective enrichment concentrate is recycled.

Известен способ извлечения благородных металлов из минерального сырья содержащего хлориды щелочных и щелочноземельных металлов по патенту №2291907 (опубл. 20.01.2007), включающий хлорирующий обжиг, выщелачивание огарка и сорбцию благородных металлов, причем хлорирующему обжигу подвергают минеральное сырье, содержащее 7÷13% суммы хлоридов щелочных и щелочноземельных металлов и проводят его при t 600÷700°С, выщелачивание огарка ведут разбавленным раствором царской водки, а сорбцию благородных металлов - из полученной пульпы. Причем, при содержании в обрабатываемом минеральном сырье хлоридов более 13% проводят отмывку избытка хлоридов, сгущение пульпы и направление сгущенного продукта после сушки на хлорирующий обжиг.A known method of extracting precious metals from mineral raw materials containing chlorides of alkali and alkaline earth metals according to patent No. 2291907 (publ. 01/20/2007), including chlorinating firing, leaching cinder and sorption of precious metals, and mineral raw materials containing 7 ÷ 13% of the total amount are subjected to chlorination firing. chlorides of alkali and alkaline earth metals and conduct it at t 600 ÷ 700 ° C, the leaching of the cinder is carried out with a diluted solution of aqua regia, and the sorption of precious metals from the resulting pulp. Moreover, when the content of chlorides in the processed mineral raw materials exceeds 13%, the excess chlorides are washed, the pulp is thickened and the condensed product is sent to the chlorine firing after drying.

Наиболее близок предлагаемому изобретению по технической сущности патент №2385772 «Способ получения коллективного концентрата для извлечения благородных металлов» (опубл. 10.04.2010), включающий трехстадийное гидроциклонирование шламов, с соотношением диаметров насадков разгрузка < слив и выделением концентрата, представляющего собой смесь осадочного и флотируемого материала с Т:Ж=1:1, обезвоживание, подсушивание, гранулирование, причем концентрат обессоливают до содержания солей 20±5%, гранулируют до размера гранул диаметром 8 или 15 мм, сушат до влажности 0,5%.The closest to the invention according to the technical essence of patent No. 2385772 "A method of obtaining a collective concentrate for the extraction of precious metals" (publ. 04/10/2010), including three-stage hydrocyclone sludge, with a ratio of nozzle diameters unloading <discharge and separation of the concentrate, which is a mixture of sedimentary and floated material with T: W = 1: 1, dehydration, drying, granulation, and the concentrate is desalted to a salt content of 20 ± 5%, granulated to a size of granules with a diameter of 8 or 15 mm, dried about 0.5% moisture.

Недостатком этого способа переработки отходов, является утилизация небольшой части отходов при получении коллективного концентрата обогащения и при его дальнейшей переработке пиро- и гидрометаллургическими методами для извлечения благородных металлов.The disadvantage of this method of waste processing is the recycling of a small part of the waste upon receipt of a collective concentrate of enrichment and its further processing by pyro- and hydrometallurgical methods for the extraction of precious metals.

Предлагаемым изобретением решается задача создания способа переработки отходов предприятий, перерабатывающих K-Mg руды и каменную соль с максимальной их утилизацией.The present invention solves the problem of creating a method for processing waste from enterprises processing K-Mg ores and rock salt with maximum utilization.

Техническим результатом является создание способа переработки отходов предприятий, перерабатывающих K-Mg руды и каменную соль с максимальной их утилизацией.The technical result is the creation of a method for processing waste from enterprises that process K-Mg ore and rock salt with maximum utilization.

Указанный технический результат достигается тем, что способ переработки отходов калийного производства, включает гидроциклонирование шламов с выделением концентрата, обезвоживание, подсушивание, гранулирование, причем, гидроциклонирование проводится в 4 стадии, с температурой пульпы 40÷50°С, под давлением 3÷5 атм., при соотношении насадок разгрузка: слив 1,14÷1,17, сушка гранул происходит при 1150÷200°С. Обжиг гранул осуществляется, при 1650÷950°С.The specified technical result is achieved by the fact that the method of processing potassium waste products includes hydrocyclone of sludge with the release of concentrate, dehydration, drying, granulation, moreover, hydrocyclone is carried out in 4 stages, with a pulp temperature of 40 ÷ 50 ° C, under a pressure of 3 ÷ 5 atm. , with the ratio of nozzles unloading: discharge 1.14 ÷ 1.17, drying of the granules occurs at 1150 ÷ 200 ° C. Pellet firing is carried out at 1650 ÷ 950 ° C.

Отличительными признаками предлагаемого способа является то, что гидроциклонирование проводится в 4 стадии, с температурой пульпы 40÷50°С, под давлением 3-5 атм., а соотношение насадок разгрузка: слив составляет (1,14÷1,17):1, сушка гранул происходит при t 150÷200°C, обжиг гранул осуществляется при 1650÷950°С.Distinctive features of the proposed method is that hydrocyclone is carried out in 4 stages, with a pulp temperature of 40 ÷ 50 ° C, under a pressure of 3-5 atm., And the ratio of nozzles unloading: discharge is (1.14 ÷ 1.17): 1, drying of granules occurs at t 150 ÷ 200 ° C, firing of granules is carried out at 1650 ÷ 950 ° C.

Предлагаемым способом переработки обеспечивается максимальная утилизация отходов калийного производства, которая обеспечивается сменой параметров процесса обогащения методом гидроциклонирования (соотношения насадок разгрузка: слив, давления подачи пульпы на гидроциклонирование), сменой температурного режима при гидроциклонировании, фильтрации предконцентрата и включением в процесс переработки отходов хлорирующего обжига, которого в прототипе нет.The proposed processing method ensures the maximum utilization of potash production waste, which is ensured by changing the parameters of the enrichment process using hydrocyclone (ratio of nozzles unloading: discharge, pulp supply pressure to hydrocyclone), changing the temperature regime during hydrocyclone, filtering the preconcentrate and including chlorine firing in the recycling process, which no prototype.

Указанные изменения параметров обеспечивают выход полезного продукта (огарка) 80-95%. Пульпа хвостов обогащения, отстаивается и сгущенная часть возвращается в голову процесса на первую стадию гидроциклонирования, для доизвлечения в коллективный концентрат Н.О. шламов и хлоридов калия.These changes in the parameters provide a yield of useful product (cinder) of 80-95%. The pulp of enrichment tailings settles and the thickened part returns to the head of the process at the first stage of hydrocyclone, for additional recovery into the collective concentrate N.O. sludges and chlorides of potassium.

Конечный продукт процесса переработки отходов - огарок имеет в своем составе свойства, придающие ему качества комплексного удобрения пролонгированного действия. Это следующие компоненты: 1) питательные вещества (K, Са); 2) микроэлементы (Fe, B, Cu, Zn, Mn), содержание которых достигает 0,1÷0,3%; 3) микроэлементов в более низких содержаниях (Co, Mo, Se) 0,001-0,0001%; 4) мелиорирующие компоненты (ангидрит, доломит).The end product of the waste processing process - cinder incorporates properties that give it the qualities of a complex fertilizer of prolonged action. These are the following components: 1) nutrients (K, Ca); 2) trace elements (Fe, B, Cu, Zn, Mn), the content of which reaches 0.1 ÷ 0.3%; 3) trace elements in lower contents (Co, Mo, Se) 0.001-0.0001%; 4) reclamation components (anhydrite, dolomite).

Способ осуществляется следующим образом. Шлам распульповывается водой до Т:Ж от 1:2 до 1:2,5. Далее пульпа поступает на гидроциклонирование. Гидроциклонирование приготовленной пульпы осуществляется в 4 стадии на 10-, 7-, 5-, и 5-градусных гидроциклонах. На первый этап гидроциклонирования, пульпа поступает при температуре 40÷50°С, под давлением 3÷5 атм. В таблице 1 приведены результаты гидроциклонирования для получения предконцентрата. Авторами было выявлено, что наиболее оптимальным соотношением насадок разгрузка: слив на всех гидроциклонах является следующее: (1,14÷1,17):1. Этим достигается выход предконцентрата 80÷90% от исходной пульпы. Соотношение хлоридов калия и натрия в процессе переработки отходов меняется. Соотношение хлоридов калия и натрия в исходных шламах может составлять от 1:0,9 до 1:0,6. При гидроциклонировании соотношение хлоридов калия и натрия может меняться в зависимости от температурного режима, с сохранением большей доли хлоридов калия. В исходном сырье эта величина составляет KCl:NaCl=1:0,7 (табл.2). Предконцентрат после гидроциклонирования, с содержанием воды 30-40% подвергается фильтрации на фильтр-прессах, причем температура пульпы также 40÷50°С. Полученный продукт характеризуется влажностью 18-25%. Продукт подвергается далее гранулированию и сушке. В грануляте (концентрате обогащения) соотношение хлоридов калия и натрия составляет 1:0,3÷1:0,4 (табл.3).The method is as follows. Sludge is pulped up by water to T: W from 1: 2 to 1: 2.5. Then the pulp goes to hydrocyclone. Hydrocyclone of the prepared pulp is carried out in 4 stages on 10-, 7-, 5-, and 5-degree hydrocyclones. At the first stage of hydrocyclone, the pulp enters at a temperature of 40 ÷ 50 ° C, under a pressure of 3 ÷ 5 atm. Table 1 shows the results of hydrocyclone to obtain a preconcentrate. The authors found that the most optimal ratio of nozzles unloading: discharge on all hydrocyclones is the following: (1.14 ÷ 1.17): 1. This achieves a preconcentrate yield of 80 ÷ 90% of the initial pulp. The ratio of potassium and sodium chlorides in the waste processing process changes. The ratio of potassium and sodium chlorides in the initial sludge can be from 1: 0.9 to 1: 0.6. When hydrocycloning, the ratio of potassium and sodium chlorides can vary depending on the temperature regime, while maintaining a larger proportion of potassium chlorides. In the feedstock, this value is KCl: NaCl = 1: 0.7 (Table 2). After hydrocyclone, with a water content of 30-40%, the preconcentrate is filtered by filter presses, and the pulp temperature is also 40 ÷ 50 ° C. The resulting product is characterized by a moisture content of 18-25%. The product is further granulated and dried. In the granulate (concentration concentrate) the ratio of potassium and sodium chlorides is 1: 0.3 ÷ 1: 0.4 (Table 3).

Figure 00000001
Figure 00000001

Иначе говоря, главной целью процессов гидроциклонирования и фильтрации является удаление из шламов хлорида натрия и излишков влаги с превращением материала в вязкую массу пригодную для гранулирования и сушки в барабанной печи при t 150÷200°C. Грануляцией полученного продукта и сушкой завершается процесс получения концентрата обогащения, в виде гранул готовых к глубокой переработке.In other words, the main goal of the hydrocyclone and filtration processes is to remove excess sodium chloride and excess moisture from the sludge, turning the material into a viscous mass suitable for granulation and drying in a rotary kiln at t 150 ÷ 200 ° C. Granulation of the obtained product and drying completes the process of obtaining an enrichment concentrate in the form of granules ready for deep processing.

Техническая сущность удаления части NaCl в хвосты при гидроциклонировании и в фильтрат, при последующей фильтрации предконцентрата на фильтр-прессах, основана на различии температурных коэффициентов растворимости хлоридов калия и натрия при их совместном присутствии, то есть в системе «KCl-NaCl-H2O». При повышении температуры от 20÷25°С до 90÷100°С все хлориды K и Na оказываются в растворенном состоянии. При охлаждении такого горячего раствора до 40÷50°С он становится пересыщенным относительно хлорида калия, который будет кристаллизоваться, а хлорид натрия останется в растворе (http://www.okade.ru/agrohimiva/855-proizvodstvo-kalivnyh-udobreniv-i-ih-svoystva-chast-l.html).The technical essence of removing part of NaCl in the tailings during hydrocyclone and in the filtrate, with subsequent filtration of the preconcentrate on filter presses, is based on the difference in the temperature coefficients of solubility of potassium and sodium chlorides when they are present together, that is, in the KCl-NaCl-H 2 O system . As the temperature rises from 20–25 ° С to 90–100 ° С, all K and Na chlorides are in a dissolved state. When such a hot solution is cooled to 40 ÷ 50 ° C, it becomes supersaturated with respect to potassium chloride, which will crystallize, and sodium chloride will remain in solution (http://www.okade.ru/agrohimiva/855-proizvodstvo-kalivnyh-udobreniv-i -ih-svoystva-chast-l.html).

Поэтому после нагрева пульпы, последующего охлаждения, подачи на гидроциклонирование и затем на фильтрацию, хлорид калия кристаллизуется и остается, соответственно, в разгрузках гидроциклонов и в кеке после фильтрации, а раствор хлорида натрия, соответственно, уходит в хвосты гидроциклонирования и в фильтрат.Therefore, after heating the pulp, subsequent cooling, feeding to hydrocyclone and then filtering, potassium chloride crystallizes and remains, respectively, in the discharge of hydrocyclones and in cake after filtration, and the sodium chloride solution, respectively, goes to the hydrocyclone tails and to the filtrate.

Далее концентрат обогащения (гранулят) подвергается высокотемпературному обжигу в прокалочной печи при t 650÷950°C, с получением огарка, причем происходит твердофазное преобразование минералов составляющих гранулят, при этом полученный продукт (огарок) имеет все свойства комплексного удобрения пролонгированного действия.Further, the enrichment concentrate (granulate) is subjected to high-temperature firing in a calcining furnace at t 650 ÷ 950 ° C, to obtain a cinder, moreover, solid-phase transformation of the minerals that make up the granulate occurs, and the resulting product (cinder) has all the properties of a prolonged complex fertilizer.

Технический результат обжига заключается в преобразовании под действием высоких температур минерального состава Н.О. шлама. Этим обжиг принципиально отличается от гидроциклонирования и фильтрации, где идет просто разделение минералов по продуктам переработки с удалением части хлоридов натрия в хвосты. Если в грануляте (концентрате обогащения) сохраняется вся гамма минералов Н.О. шлама, то в огарке появляются новообразованные минералы (пироксен, мелилит, лейцит) и практически исчезает хлорид натрия, а хлорид калия остается, при этом остаточное соотношение хлоридов калия и натрия может составлять 1:0,1 (табл.4). В таблицах 2, 3 и 4 показан минеральный состав обезвоженного шлама, гранулята и полученного из него огарка.The technical result of the firing is the transformation under the influence of high temperatures of the mineral composition N.O. sludge. This firing is fundamentally different from hydrocyclone and filtration, where there is simply the separation of minerals by processing products with the removal of part of the sodium chloride in the tailings. If in the granulate (concentration concentrate) the whole gamut of minerals N.O. sludge, then newly formed minerals (pyroxene, melilite, leucite) appear in the cinder and sodium chloride practically disappears, and potassium chloride remains, while the residual ratio of potassium chloride and sodium can be 1: 0.1 (Table 4). Tables 2, 3, and 4 show the mineral composition of the dehydrated sludge, granulate, and cinder obtained from it.

Figure 00000002
Figure 00000002

Figure 00000003
Figure 00000003

Figure 00000004
Figure 00000004

Основное свойство огарка - прочная связь (адсорбция) быстрорастворимых (сильвин) и ограниченно растворимых (ангидрит, гипс) компонентов, а также микродобавок с минеральной матрицей. В свою очередь такая прочная связь полезных компонентов с минеральной матрицей обеспечивает пониженную растворимость этих компонентов при внесении огарка в почву в качестве удобрения.The main property of cinder is a strong bond (adsorption) of instant (sylvin) and sparingly soluble (anhydrite, gypsum) components, as well as microadditives with a mineral matrix. In turn, such a strong connection of useful components with the mineral matrix provides a reduced solubility of these components when making cinder in the soil as fertilizer.

Иначе говоря, полученный указанным выше способом, огарок представляет собой комплексное удобрение пролонгированного действия.In other words, obtained by the above method, the cinder is a complex fertilizer of prolonged action.

Удобрения могут быть использованы для кислых дерново-подзолистых почв Пермского края и севера России под зерновые, силосные культуры и многолетние травы. Удобрения можно вносить в почву один раз в ротацию севооборота (4÷8 лет). Их можно использовать в трех качествах: 1) в качестве мелиоранта для нейтрализации кислотности почв и улучшения агрофизических свойств; 2) в качестве калиевых и кальциевых удобрений пролонгированного действия; 3) как микроудобрение, содержащее добавки халькофильных элементов (Cu, Zn), содержание которых достигает 0,1÷0 3%. Кроме основных элементов микродобавок (Cu, Zn), в удобрении присутствует более широкая гамма микроэлементов, используемых в микроудобрениях, это Fe, В, Mn, и микроэлементы Со, Мо, Se с более низкими содержаниями (0,001÷0,0001%).Fertilizers can be used for acidic sod-podzolic soils of the Perm Territory and northern Russia for grain, silage crops and perennial grasses. Fertilizers can be applied to the soil once in the rotation of crop rotation (4 ÷ 8 years). They can be used in three qualities: 1) as an ameliorant to neutralize soil acidity and improve agrophysical properties; 2) as potassium and calcium fertilizers of prolonged action; 3) as microfertilizer containing additives of chalcophilic elements (Cu, Zn), the content of which reaches 0.1 ÷ 0 3%. In addition to the main elements of microadditives (Cu, Zn), the fertilizer contains a wider range of trace elements used in micronutrient fertilizers, such as Fe, B, Mn, and trace elements Co, Mo, Se with lower contents (0.001 ÷ 0.0001%).

Кроме того, удобрения могут быть использованы для многолетних кустарниковых культур.In addition, fertilizers can be used for perennial shrub crops.

Техническая эффективность предлагаемого способа переработки отходов калийного производства заключается в том, что при его использовании возможна максимальная утилизация отходов калийного производства.The technical effectiveness of the proposed method for processing potash waste is that when it is used, maximum utilization of potash waste is possible.

Claims (2)

1. Способ переработки отходов калийного производства, включающий стадийное гидроциклонирование отходов в виде пульпы шламов с выделением предконцентрата и пульпы хвостов, обезвоживание, подсушивание и гранулирование предконцентрата и последующую сушку гранулята с получением концентрата, отличающийся тем, что гидроциклонирование проводят в четыре стадии на 10, 7, 5 и 5-и градусных гидроциклонах с температурой пульпы 40÷50°C, под давлением 3÷5 атм при соотношении насадков разгрузка : слив, составляющем (1,14÷1,17):1, сушку гранулята проводят при температуре 150÷200°С, а после сушки гранулят подвергают обжигу при температуре 650÷950°C.1. A method of processing potash waste, including stage hydrocyclone of waste in the form of slurry pulp with the separation of pre-concentrate and tail pulp, dehydration, drying and granulation of the pre-concentrate and subsequent drying of the granulate to obtain a concentrate, characterized in that the hydrocyclone is carried out in four stages by 10, 7 , 5 and 5-degree hydrocyclones with a pulp temperature of 40 ÷ 50 ° C, at a pressure of 3 ÷ 5 atm with a nozzle unloading: discharge ratio of (1.14 ÷ 1.17): 1, the granulate is dried at that a temperature of 150 ÷ 200 ° C, and after drying, the granulate is fired at a temperature of 650 ÷ 950 ° C. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что после выделения предконцентрата пульпу хвостов отстаивают и сгущенную часть возвращают в процесс переработки на первую стадию гидроциклонирования. 2. The method according to claim 1, characterized in that after the separation of the preconcentrate, the tailings pulp is defended and the thickened part is returned to the processing to the first hydrocyclone stage.
RU2012142039/02A 2012-10-02 2012-10-02 Processing method of potassium production wastes RU2497961C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2012142039/02A RU2497961C1 (en) 2012-10-02 2012-10-02 Processing method of potassium production wastes

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2012142039/02A RU2497961C1 (en) 2012-10-02 2012-10-02 Processing method of potassium production wastes

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2497961C1 true RU2497961C1 (en) 2013-11-10

Family

ID=49683146

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2012142039/02A RU2497961C1 (en) 2012-10-02 2012-10-02 Processing method of potassium production wastes

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2497961C1 (en)

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA1228989A (en) * 1984-10-05 1987-11-10 Philip A. Distin Recovery of precious metals from materials containing same
US5074910A (en) * 1987-11-23 1991-12-24 Chevron Research And Technology Company Process for recovering precious metals from sulfide ores
RU2113526C1 (en) * 1997-03-18 1998-06-20 Закрытое акционерное общество "Интегра" Method for processing rebellious ores of noble metals
RU2284221C1 (en) * 2006-01-10 2006-09-27 Закрытое Акционерное Общество "Уралкалий-Технология" Method of production of the collective concentrator for extraction of the noble metals
RU2291907C1 (en) * 2006-01-10 2007-01-20 Закрытое Акционерное Общество "Уралкалий-Технология" Method for extraction of precious metals
RU2385772C1 (en) * 2008-09-29 2010-04-10 Закрытое Акционерное Общество "Уралкалий-Технология" Method for production of collective concentrate

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA1228989A (en) * 1984-10-05 1987-11-10 Philip A. Distin Recovery of precious metals from materials containing same
US5074910A (en) * 1987-11-23 1991-12-24 Chevron Research And Technology Company Process for recovering precious metals from sulfide ores
RU2113526C1 (en) * 1997-03-18 1998-06-20 Закрытое акционерное общество "Интегра" Method for processing rebellious ores of noble metals
RU2284221C1 (en) * 2006-01-10 2006-09-27 Закрытое Акционерное Общество "Уралкалий-Технология" Method of production of the collective concentrator for extraction of the noble metals
RU2291907C1 (en) * 2006-01-10 2007-01-20 Закрытое Акционерное Общество "Уралкалий-Технология" Method for extraction of precious metals
RU2385772C1 (en) * 2008-09-29 2010-04-10 Закрытое Акционерное Общество "Уралкалий-Технология" Method for production of collective concentrate

Similar Documents

Publication Publication Date Title
AU2015330958B2 (en) Recovery process
JP6964084B2 (en) Lithium recovery from phosphate minerals
AU2014282527B2 (en) Hematite manufacturing method and hematite manufactured by same
KR20070053211A (en) Method for nikel and cobalt recovery from laterite ores by reaction with concentrated acid water leaching
EA009675B1 (en) Process for recovery of nickel and cobalt by heap leaching of low grade nickel or cobalt containing material
CN101612610B (en) Preparation method of inhibitor of argillaceous and carbonaceous gangue minerals
CN108913883A (en) The method of laterite nickel ore hydrometallurgical production nickel cobalt hydroxide
KR810000069B1 (en) Phosphate process
CN104846213B (en) Gold concentrate calcine multi-element gradient recovery method
EP1337677A2 (en) Direct atmospheric leaching of highly-serpentinized saprolitic nickel laterite ores with sulphuric acid
CN104805311A (en) Method for extracting rubidium from rubidium-containing feldspar and co-producing silicon fertilizer
RU2497961C1 (en) Processing method of potassium production wastes
CN105177286A (en) Purification process for copper ores
RU2356961C2 (en) Method of lithium extraction from mineral raw materials
CA2931118C (en) Process for producing refined nickel and other products from a mixed hydroxide intermediate
RU2385772C1 (en) Method for production of collective concentrate
US20240102130A1 (en) A Lithium Extraction Process and Apparatus
AU2016101526A4 (en) Recovery Process
CN104084292A (en) Method for manufacturing construction sand by virtue of copper ore dump leaching slag
CN102220483A (en) Two-stage roasting treatment method for laterite nickel ore
CN112794737A (en) Process for preparing potassium calcium magnesium nitrate and potassium magnesium ammonium nitrate from medium-low grade phosphate ore
RU2393250C1 (en) Procedure for processing oxidised nickel-, cobalt-, iron-, and magnesium-containing ore
RU2175991C1 (en) Manganese ore processing method
CN108745332A (en) A kind of method of ardealite and high-sulfur bauxite dechlorination catalyst
RU2208058C1 (en) Method for reprocessing of clayey salt mud of chloride production