CN104211094B - 利用钾长石矿生产碳酸钾、碳酸钠和氧化铝的新工艺 - Google Patents

Abstract

利用钾长石矿生产碳酸钾、碳酸钠和氧化铝的新工艺，采用预脱硅-碱石灰烧结溶出-碳分提铝-蒸发结晶分离钾、钠的方法综合回收钾长石矿中的铝、钾和钠资源。本工艺具有以下优点：技术方案合理，生产出活性硅酸钙、白炭黑、碳酸钠、碳酸钾和氧化铝。本工艺碳化分解过程使用烧结产生的CO₂气体，原料成本极低，减少温室气体排放。烧结时因为预脱硅生料量减少约35％，硅钙渣量少30％左右；脱硅渣无需外加纯碱进行生料配比；洗涤活性硅酸钙的洗水可用于脱硅渣的洗涤，减少工艺用水量和废水量；丰富硅的产品形式，产出附加值高的白炭黑和活性硅酸钙；通过碳酸钠的苛化再生，实现整个工艺的碱自给和循环平衡。

Description

利用钾长石矿生产碳酸钾、碳酸钠和氧化铝的新工艺

技术领域

本发明涉及有色金属冶金技术领域，尤其涉及一种利用钾长石矿生产碳酸钾、碳酸钠和氧化铝的新工艺。

背景技术

我国水溶性钾资源极其贫乏，主要产地是青海。我国的非水溶性钾资源却很多，尤其钾长石矿储量极其丰富，主要分布在云南、贵州、四川、湖南、湖北、河南、安徽、江西、山东和新疆、黑龙江、山西、陕西、广东、浙江、河北、内蒙古等l9个省区，总量近百亿吨，目前己勘探出具有开采价值的钾长石矿源已达40多个。其中l9个有储量报道，其储量共计达78.66多亿吨，以氧化钾平均品位10.21％计算，氧化钾储量达8.03多亿吨。

利用钾长石制取钾盐的研究始于本世纪初，NeumanB．Z对钾长石热分解做了初步研究，此后，许多学者相继做了大量工作。二十世纪七十年代以前，着重于工艺条件的优化和热分解法中助剂的选择，如：TomulaS．、SandaIupan、DasguptaA．和DysonPeter等人先后研究了以CaO(或CaCO₃)与CaCl₂(或MgCl₂)为助剂热分解钾长石的工艺条件：NagiS．、E．Saxena、D．Datar和VenkateshamY.利用CaO或CaCO₃高温分解钾长石；1956年，E．Saxena和M．Y．Bakr等人利用石膏与CaO(或CaCO₃)作为助剂，热分解钾长石生成了K₂SO₄。但各种方法不是温度过高、能耗大，就是工艺路线烦杂，设备要求也过高，因而没有工业生产的价值，所以技术难以推广。二十世纪七十年代以后，国外关于钾长右制取钾盐的研究报道较少。我国从二十世纪五十年代起就开始了钾长石提钾研究，在化肥、陶瓷、白碳黑和分子筛等方面取得了不少成果。国内外对利用钾长石制钾肥先后进行了多种工艺研究，综合起来可分为：高炉冶炼法、压热法、敞开浸取和封闭恒温法、热分解水浸法、酸分解法、烧结法、低温分解法等。

(1)高炉冶炼法

钾长石、石灰石、自云石、萤石和焦碳等，经破碎机破碎后，按比例配料入炉。炉膛温度高达1500℃，挥发出来的K₂O和炉内的CO₂作用，生成K₂CO₃。在水蒸气及大量CO₂存在的情况下，生成的K₂CO₃部分转化为KHCO₃。高炉排出的熔渣，经水淬后加工成白水泥。此法在山西闻喜县钾肥厂取得成功，是我国综合利用的首例。但到1987年，该厂被迫转产钙镁磷肥，钾长石的利用中断，主要原因如下：

1．碱度过高。过高的碱度(>1.1)对还原反应是不必要的，反而会使炉料的熔点升高，粘度增大，不利于还原反应的扩散。

2．炉料波动性大。在高炉运行中，炉料波动性大，引起炉内结疤，炉况不顺，因而必须较高炉温才能维持，所以降低了生产的经济效益。

3．放渣过频。闻喜县钾肥厂小高炉两次放渣间隔仅为15～30分钟，下降到炉膛内的钾长石没有得到充分还原即被放出，降低了还原率。

由于该法能耗过高(炉缸温度高达1500℃左右)，钾的还原率偏低(70％左右)，生产出的白水泥指标不理想(白度不够、强度难以提高)，因而经济效益上不去，被迫转产钙镁磷肥。

(2)压热法

该法用CaCl₂、Ca(OH)₂、CaO+NaCl、CaO+CaCl₂等各种浸取剂在200～500℃、0.3～6．1Mpa下分解钾长石制备钾盐。1950年，JumeiYamasa用Ca(OH)₂压热法分解钾长石。1968年，Edward在110～230℃、2.0Mpa下，用KOH分解钾长石1～6h，制得可溶性钾盐。1994年，蓝计香等人也研究了Ca(OH)₂等多种浸取剂在150～300℃、4.05MPa下分解钾长石，认为Ca(OH)₂对正长石和微斜长石有明显的浸取率。该法由于压力太高，生产投资大，因而至今技术难以工业化。

(3)敞开浸取和封闭恒温法

KatherineSRiggs等采用敞开浸取和封闭恒温工艺，研究了两种充分研磨的钾长石(KFR)在四种当地酸性土壤中的溶解性。在敞开浸取体系中，按3：1的比例将166g每种土壤与酸洗过沙子分别混合，然后倒入20cm深，内径为3.75cm的圆柱内；分别按0和600mg(K)／kg的比例，将钾长石和氯化钾分别与表层(指地面到地面下5cm之间)5cm的土／沙混合。土壤柱用蒸馏水按14mL／h的流速浸取49天。浸取结束后，将土壤放置5天以便排出多余的水量。在恒温密闭体系中，将MKFR(钾长石来自Malawi)和SLKFR(钾长石来自SriLanka)分别加入Malawi和SriLanka土壤中；同时分别按0，200mg(K)/kg，600mg(K)／kg的比例在加入到80g土壤中，实验样品在90％的土壤湿度和25℃下恒温49天。

通过对比实验，在敞开浸取体系和封闭恒温体系中，土壤中钾养分都增加，钾长石的溶解度有显著提高；AnneKjerstiBakken和J.G.Wang等人也有类似的文献报道。该法主要利用缓效钾来达到作物增产的目的，该法无工业三废，但由于该法对钾长石利用做肥料的周期非常漫长，而且钾长石的利用率也不高，要进行工业化还需一段极其漫长的路程。

(4)热分解水浸法

该法利用钾长石在600-1200℃下能同助剂发生热分解反应生成水溶性钾盐，然后通过水浸取来分离钾盐。常用助剂有氟化物、CaO或CaCO₃、或者CaCO₃与CaSO₄。1954年，SandaLupan利用CaCl₂与CaCO₃作助剂，在800～850℃下，与钾长石反应2.5h，产率85％。1975年，A.Dasgupta利用该法，在900℃下分解，产物用HNO₃中和制得复合肥料。另外，可将钾长石与过量的食盐与煤粉混合，加水成球，在900～950℃下煅烧，用水浸取生成的KCl。

1979年，M．Y．Bakr利用CaCO₃与CaSO₄在1000℃下同钾长石反应5h，制得水溶性钾盐和铝盐。当钾长石：CaSO₄·2H₂0：CaCO₃=1：2：2(质量比)时，最大分解率80％。近年来，邱龙会和王励生等人对该法进行了大量的研究。他们利用钾长石与磷灰石混合矿(K₂O7.5％，P₂O₅10.25％)，先用湿法提取磷酸，将磷石膏(主要含钾长石、石英和二水石膏)除去水份后，加入CaC0₃并加入少量的添加剂，在900-950℃下热分解2-3h，用水浸取钾盐(K₂SO₄)，钾分解率达90-93％。经分析，残渣组成与水泥熟料相近，可直接利用作水泥，利用该法，可用磷酸工业中大量废弃的磷石膏作为原料，特别是当磷矿与钾长石共生时，进一步制取钾肥，达到优化流程，减少三废排放量，综合利用资源的目的。但从综合利用来看，并没有充分利用资源，只是把浸取渣利用制水泥，走了传统的钾长石制钾肥及利用残渣的老路，且流程涉及面广，增加了开发难度，能耗也是最大的弱点，难过经济关。

(5)酸分解法

用含氟的酸水溶液分解钾长石，生成水溶性钾盐。杨波用硫磷混酸分解磷钾矿中钾长石，分解率达50％左右；江西黄来法也报导，用硫酸分解钾长石磷矿石和萤石混矿，以碳酸氢铵中和游离酸，一步法生产低浓度氮磷钾复合肥。酸分解法能节约能耗，可在低温下分解钾长石，但钾分解率低，并且该法会造成环境污染和设备严重腐蚀，技术难以推广。

(6)烧结法

烧结法主要利用复合添加剂与钾长石煅烧，降低反应温度。韩效钊、闫福林等人做了许多研究工作。韩效钊等利用(NH₄)₂SO₄、H₂SO₄、NaCl、LH等不同助剂对钾长石进行了提钾研究，得出LH是最佳助剂，并系统研究和优化了该助剂提钾的工艺条件，得出质量比(LH：K[AlSi₃O₈])为0.809：l时，在800℃左右焙烧30min，钾溶出率可高达98％以上。虽然该法有一定的可取之处(比传统共烧结法的温度要低100～200℃)，但能耗还是难以过关，而且，烧结后的废渣处理也是一个非常复杂的过程，处理不善，会带来二次污染。

(7)低温分解法

1989年起，湖南长沙化学矿山设计研究院经过6年的努力，成功地开发了在助剂和硫酸存在下低温分解钾长石制钾肥并副产铝盐和硅系列产品的新工艺。1995年完成了钾长石综合利用的扩大试验。该法K₂O收率可达70％，A1₂O₃收率达65％。该工艺的特点是综合利用钾长石。除生产硫酸钾铵外，还生产氢氧化铝、氧化铝、聚合氯化铝以及偏硅酸钠、白碳黑等。该法由于生产中含有氟化物，对设备严重腐蚀，造成设备投资大，而且造成的环境污染是不言而喻的，技术上有突破性希望不大，也难过环保关。

(8)钾长石在分子筛、白碳黑方面的实验进展

陶红、马鸿文、张雪梅等人分别利用钾长石制各13x分子筛、沸石分子筛。陶红等人用120目的钾长石与碳酸钠按质量比为1：1.0～1.4进行配比，在750～800℃下，焙烧1～2h，按(11～16)Na₂O·A1₂O₃，(10～15)SiO₂，(200～320)H₂O配比(摩尔比)加入晶种，搅拌均匀，将水、氢氧化钠、硅酸钠及氢氧化铝混合，搅拌成均匀凝胶，在室温下陈化24h备用。反应物按M₂O(M=Na，K)／SiO₂=1～1.5，H₂O／M₂O=35～60的配比(摩尔比)，将熟料、水及氢氧化钠混合均匀，在室温下陈化24h，在90～100℃水热合成法合成13x分子筛。张雪梅利用钾长石与氢氧化钠等一系列添加剂进行焙烧，实验结果测得焙烧后产物与L型、D型分子筛相吻合。戚红彬等人利用钾长石与纯碱反应，陈化成胶并加入晶种，采用水热法合成沸石分子筛。以合成分子筛后分离过程中过滤所得的母液为原料，从中分离提取碳酸钾和白碳黑。以上各种方法虽然利用钾长石与各种助剂反应合成出分子筛、自碳黑等实验产品，综合利用了钾长石中的钾、铝、硅等元素，但工艺流程繁杂，热能消耗非常严重，各产品回收起来比较麻烦，要实现工业化，难度比较大。

我国从50年代就开始探索开发利用钾长石资源，至今也开发出不少钾长石提钾工艺，每个工艺都有其独到之处。但到目前为止，一直未见大规模工业生产。究其原因，传统工艺多多少少都存在这样或那样的不足之处。

发明内容

本发明针对以上技术存在的不足，针对高炉冶炼法、烧结法存在的能耗高、渣量大且污染环境等问题，低温分解法、酸法等存在溶出条件苛刻、物料流量大、对设备材质要求高等弊端，提出一种环境友好的钾长石矿经济合理利用的绿色新工艺，降低能耗和废渣量，在综合回收铝、钾和钠的同时，丰富硅的产品形式，减少硅钙渣量并副产水泥等建筑材料。新工艺采用湿法预脱硅-碱石灰石烧结法从钾长石中综合回收铝、钾和钠，产品为氧化铝、碳酸钾和碳酸钠，并副产活性硅酸钙、白炭黑，残渣为硅钙渣，可用于生产水泥等建筑材料。

本发明的目的是通过如下技术方案实现的。

利用钾长石矿生产碳酸钾、碳酸钠和氧化铝的工艺，其特征在于，包括以下步骤：

（1）将钾长石矿破碎、球磨；

（2）将步骤（1）球磨后的钾长石矿预脱硅，得到脱硅滤饼和脱硅滤液，脱硅滤饼洗涤后得到滤饼洗水和脱硅渣；

（3）将步骤（2）的脱硅渣和石灰石按一定比例配比后球磨，然后烧结得到烧结熟料；

（4）将步骤（3）的烧结熟料用碱溶液溶出，得到粗制铝酸钠溶液和溶出渣；

（5）将步骤（4）的粗制铝酸钠溶液进行脱硅处理，得到精铝酸钠溶液和硅钙渣；

（6）将步骤（5）的精铝酸钠溶液进行碳化分解，得到氢氧化铝和碳分母液；

（7）将步骤（6）的氢氧化铝煅烧得到氧化铝产品；

(8)将步骤(6)的碳分母液蒸发结晶得到碳酸钠和碳酸钾产品。

进一步地，步骤（2）所述的预脱硅，是将步骤（1）球磨后的钾长石矿与碱液混合在高温下进行浸出反应。预脱硅后，铝硅比从约0.2提高到约0.8，进入烧结的生料量降低，从而降低了能耗。

进一步地，步骤（2）所述的预脱硅，是将步骤（1）球磨后的钾长石矿与碱液混合在高温下进行浸出反应，所述碱液为氢氧化钠和氢氧化钾的混合碱液，总碱浓度以R₂O计为170-320g/l，R为Na和K，氢氧化钠浓度以Na₂O计为165-250g/l，氢氧化钾浓度以K₂O计为5-70g/l；液固比2:1-6:1，浸出温度120-260℃，压力为0.5-2.5Mpa,浸出时间1-4h。浸出碱液中配入低钾成分，一方面是为抑制钾长石矿中钾浸出，避免钾在预脱硅时被分散到浸出液，使钾在脱硅渣中富集，从而在后续烧结-溶出液中实现钾元素的集中统一回收；另一方面预脱硅所使用的碱液，可以使用由步骤（8）的碳酸钠苛化得到再生碱液，再生碱液实际含有低浓度的钾成分。

进一步地，步骤（1）球磨后的钾长石岩矿粒度在200目以下的占80%以上。

进一步地，还包括步骤（9），将步骤（2）的脱硅滤液加入Ca(OH)₂溶液苛化，苛化条件为：钙硅比（摩尔比）n(CaO)/n(SiO₂)=0.5-1.0，温度80-100℃，时间1-20h，苛化后料浆过滤，滤液即苛化碱液调整成分后返回步骤（2）使用，滤饼用水洗涤至中性左右，在800-1000℃焙烧后得到副产品活性硅酸钙；洗涤滤饼后的洗水用于洗涤步骤（2）的脱硅滤饼。

进一步地，还包括步骤（10），将步骤（2）的滤饼洗水碳化分解，得到副产品白炭黑和碳分后液，碳分后液进入步骤（8）与碳分母液一并蒸发结晶。

进一步地，步骤（3）石灰石与脱硅渣的配比为：石灰石以CaO计，脱硅渣以SiO₂计，摩尔比n(CaO)/n(SiO₂)=1.9-2.1；烧结温度1150-1300℃，烧结时间20-80min。

进一步地，步骤（4）溶出条件为，将步骤（3）的烧结熟料磨细至60目以下，液固比2:1-6:1，温度50-80℃，时间10-60min。过滤分离，溶出渣浆化洗涤后，烘干送样。此时，铝溶出率大于86%，钾、钠溶出率大于92%。溶出渣洗涤后可作为生产水泥等建材的原料，洗水调整成分后可返回做熟料溶出液使用。

进一步地，步骤（5）所述的脱硅为两段脱硅，中压脱硅条件：压力为0.6-1.0Mpa，温度120-200℃，时间1-4h，氧化钙加入量0-1g/L；常压脱硅条件：温度80-100℃，时间2-10h，氧化钙加入量1-5g/L；两段脱硅后的硅钙渣返回步骤（3）与脱硅渣、石灰石配比球磨。中压和常压脱硅后硅量指数为3000以上。

进一步地，将步骤(3)烧结产生的CO₂用于步骤(6)和步骤(10)中碳化分解。

本发明具有以下有益效果：产品方案合理，生产出活性硅酸钙、白炭黑、碳酸钠、碳酸钾和氧化铝。工业上生产碳酸钾的方法主要是电解法和离子交换法，均以高纯氯化钾为原料，将其转化成碳酸钾，生产成本较高。工业上生产白炭黑主要采用硫酸二段加酸法，基本原料为硅酸钠水玻璃和硫酸。本工艺采用烧结段排放的CO₂气体，原料成本极低。烧结时因为预脱硅生料量减少约35％，产出的硅钙渣（水泥生料，附加值低）量少30％左右；脱硅渣因含残余碱，可以满足烧结时碱比1左右的工艺参数，无需外加纯碱进行生料配比；洗涤活性硅酸钙的洗水可用于脱硅渣的洗涤，减少工艺用水量和废水量；丰富硅的产品形式，产出附加值高的白炭黑和活性硅酸钙；钾长石矿在高温下利用高钠低钾混合碱液预脱硅浸出时损失的碱量，即脱硅渣含液量损失的钠，通过洗涤后进入洗水，并转化为后续碳酸钠产品，可再通过碳酸钠的苛化实现再生，返回预脱硅工序补充损失的碱量，实现整个工艺的碱自给和循环平衡；碳化分解过程使用烧结产生的CO₂，减少温室气体排放。

附图说明

附图是本发明方法的原则工艺流程图。

具体实施方式

以下结合附图对本发明做出进一步说明。

钾长石矿经破碎、对辊后，球磨至粒度200目以下的占80%以上。加压进行预脱硅处理，压力为0.5-2.5Mpa，温度120-260℃，液固比2:1-6:1，时间1-4h，总碱R₂O浓度170-320g/l，其中Na₂O浓度165-250g/l，K₂O浓度5-70g/l。过滤后，用洗涤活性硅酸钙后的洗水进行洗涤，此时以脱硅渣计硅脱除率为20-50%。

脱硅渣按照碱比n[(Na₂O)+(K₂O)]/n[(Al₂O₃)+(Fe₂O₃)]=0.9-1.1，钙比n(CaO)/n(SiO₂)=1.9-2.1，控制温度1150-1300℃、时间20-80min的条件进行烧结。烧结熟料进行溶出，溶出工艺参数：磨细至60目以下，液固比2:1-6:1，温度50-80℃，时间10-60min，过滤分离，溶出渣浆化洗涤后，烘干送样。此时，铝溶出率大于86%，钾、钠溶出率大于92%。溶出渣洗涤后可作为生产水泥等建材的原料，洗水调整成分后可返回做烧结熟料溶出液使用。

溶出液经中压和常压两段脱硅，中压脱硅条件：压力为0.6-1.0Mpa，温度120-200℃，时间1-4h，氧化钙加入量0-1g/L；常压脱硅条件：80-100℃，时间2-10h，氧化钙加入量1-5g/L。中压和常压脱硅后硅量指数为3000以上。向两段脱硅后液即精铝酸钠溶液中通入烧结时产生的CO₂，碳分制备的氢氧化铝煅烧，得到符合有色冶金行业标准YS/T274-1998冶金级氧化铝。碳分后含钾、钠溶液利用溶解度的不同，进行蒸发结晶过程，得到符合国标的碳酸钠和碳酸钾产品。

脱硅滤液制备活性硅酸钙产品，钙硅比即n(CaO)/n(SiO₂)=0.5-1.0，温度80-100℃，时间1-20h，合成料浆过滤后，产品洗涤至中性左右，在800-1000℃焙烧后得活性硅酸钙产品。滤液即苛化碱液调整成分后可返回循环浸出钾长石矿。

利用洗涤活性硅酸钙的洗水，洗涤脱硅渣，使钾、钠以及硅的浓度富集，通入烧结时产生的CO₂气体，副产白炭黑产品，同时使钾、钠溶液碳酸化，和主流程碳分母液混合进入钾、钠的蒸发结晶分离提取工序。脱硅过程中损失的强碱可以通过部分碳酸钠产品的苛化再生，同时副产轻质碳酸钙产品。

用以下非限定性实施例对本发明的方法作进一步的说明，以有助于理解本发明的内容及其优点，而不作为对本发明保护范围的限定，本发明的保护范围由权利要求书决定。

实施例1

钾长石矿经破碎、对辊后，球磨至粒度为200目以下占90%。加压进行预脱硅，控制浸出搅拌线速度1.7m/s，温度170℃，液固比3:1，时间3h，总碱R₂O浓度250g/l，其中Na₂O浓度200g/l，K₂O浓度50g/l。过滤后用洗涤活性硅酸钙后的洗水洗涤，此时渣计硅的脱除率为42.5%。脱硅渣按照碱比1，钙比为2，控制温度1300℃、时间0.5h下进行烧结。熟料磨细至60目以下，液固比2:1，温度70℃，时间20min下进行熟料溶出，过滤，溶出渣浆化洗涤后，烘干送样。此时，铝溶出率86.5%，钾、钠溶出率92.4%。

烧结熟料溶出液两段脱硅后，碳分制备氢氧化铝，煅烧后生产冶金级氧化铝。碳分母液蒸发结晶生产符合国标的碳酸钠和碳酸钾产品。

脱硅液制备活性硅酸钙产品在温度95℃，时间3h，n(CaO)/n(SiO₂)=0.9，合成料浆过滤后，洗涤产品至中性左右，900℃焙烧后得到活性硅酸钙产品。

实施例2

钾长石矿经破碎、对辊后，球磨至粒度为200目以下占95%。加压进行脱硅试验，控制浸出搅拌线速度1.6m/s，温度180℃，液固比4:1，时间3h，总碱R₂O浓度220g/l,其中Na₂O浓度200g/l，K₂O浓度20g/l。过滤后用洗涤活性硅酸钙后的洗水洗涤，此时渣计硅的脱除率为38.6%。脱硅渣按照碱比1.05，钙比1.95，控制温度1250℃、时间0.5h下进行烧结。熟料磨细至60目以下，在液固比3：1，温度80℃，时间40min下进行熟料溶出，过滤，溶出渣浆化洗涤后，烘干送样。此时，铝溶出率87.3%，钾、钠溶出率93.5%。

烧结熟料溶出液两段脱硅后，碳分制备氢氧化铝，煅烧后生产冶金级氧化铝。碳分母液蒸发结晶生产符合国标的碳酸钠和碳酸钾产品。

脱硅液制备活性硅酸钙产品在温度95℃，时间5h，n(CaO)/n(SiO₂)=1.0，合成料浆过滤后，洗涤产品至中性左右，900℃焙烧后得到活性硅酸钙产品。

实施例3

钾长石矿经破碎、对辊后，球磨至粒度为200目以下占85%。加压进行脱硅试验，控制浸出搅拌线速度1.6m/s，温度190℃，液固比2:1，时间4h，总碱R₂O浓度240g/l,其中Na₂O浓度200g/l，K₂O浓度40g/l。过滤后用洗涤活性硅酸钙后的洗水洗涤，此时渣计硅的脱除率为46.6%。脱硅渣按照碱比0.95，钙比1.9，控制温度1230℃、时间0.5h下进行烧结。熟料磨细至60目以下，在液固比3：1，温度80℃，时间40min下进行熟料溶出，过滤，溶出渣浆化后，烘干送样。此时，铝溶出率88.1%，钾、钠溶出率94.5%。

烧结熟料溶出液两段脱硅后，碳分制备氢氧化铝，煅烧后生产冶金级氧化铝。碳分母液蒸发结晶生产符合国标的碳酸钠和碳酸钾产品。

脱硅液制备活性硅酸钙产品在温度90℃，时间5h，n(CaO)/n(SiO₂)=0.7，合成料浆过滤后，洗涤产品至中性左右，900℃焙烧后得到活性硅酸钙产品。

实施例4

钾长石矿经破碎、对辊后，球磨至粒度为200目以下占96%。加压进行脱硅试验，控制浸出搅拌线速度1.7m/s，温度240℃，液固比3:1，时间3h，总碱R₂O浓度300g/l,其中Na₂O浓度250g/l，K₂O浓度50g/l。过滤后用洗涤活性硅酸钙后的洗水洗涤，此时渣计硅的脱除率为39.6%。脱硅渣按照碱比1.1，钙比为2，控制温度1250℃、时间0.5h下进行烧结。熟料磨细至60目以下，在液固比6：1，温度80℃，时间40min下进行熟料溶出，过滤，溶出渣浆化洗涤后，烘干送样。此时，铝溶出率86.3%，钾、钠溶出率96.5%。

烧结熟料溶出液两段脱硅后，碳分制备氢氧化铝，煅烧后生产冶金级氧化铝。碳分母液蒸发结晶生产符合国标的碳酸钠和碳酸钾产品。

脱硅液制备活性硅酸钙产品在温度90℃，时间16h，n(CaO)/n(SiO₂)=0.6，合成料浆过滤后，洗涤产品至中性左右，900℃焙烧后得到活性硅酸钙产品。

实施例5

钾长石矿经破碎、对辊后，球磨至粒度为200目以下占87%。加压进行脱硅试验，控制浸出搅拌线速度1.5m/s，温度220℃，液固比3:1，时间4h，总碱R₂O浓度300g/l,其中Na₂O浓度300g/l，K₂O浓度0g/l。过滤后用洗涤活性硅酸钙后的洗水洗涤，此时渣计硅的脱除率为39.5%。脱硅渣按照碱比1，钙比2.1，控制温度1200℃、时间0.5h下进行烧结。熟料磨细至60目以下，在液固比3：1，温度80℃，时间10min下进行熟料溶出，过滤，溶出渣浆化洗涤后，烘干送样。此时，铝溶出率87.2%，钾、钠溶出率95.3%。

烧结熟料溶出液两段脱硅后，碳分制备氢氧化铝，煅烧后生产冶金级氧化铝。碳分母液蒸发结晶生产符合国标的碳酸钠和碳酸钾产品。

脱硅液制备活性硅酸钙产品在温度95℃，时间5h，n(CaO)/n(SiO₂)=0.9，合成料浆过滤后，洗涤产品至中性左右，900℃焙烧后得到活性硅酸钙产品。

实施例6

钾长石矿经破碎、对辊后，球磨至粒度为200目以下占96%。加压进行脱硅试验，控制浸出搅拌线速度1.7m/s，温度130℃，液固比5:1，时间4h，总碱R₂O浓度320g/l,其中Na₂O浓度270g/l，K₂O浓度50g/l。过滤后用洗涤活性硅酸钙后的洗水洗涤，此时渣计硅的脱除率为41.6%。脱硅渣按照碱比1.05，钙比2.05，控制温度1150℃、时间0.5h下进行烧结。熟料磨细至60目以下，在液固比3：1，温度80℃，时间40min下进行熟料溶出，过滤，溶出渣浆化洗涤后，烘干送样。此时，铝溶出率88.6%，钾、钠溶出率97.5%。

烧结熟料溶出液两段脱硅后，碳分制备氢氧化铝，煅烧后生产冶金级氧化铝。碳分母液蒸发结晶生产符合国标的碳酸钠和碳酸钾产品。

脱硅液制备活性硅酸钙产品在温度95℃，时间20h，n(CaO)/n(SiO₂)=0.9，合成料浆过滤后，洗涤产品至中性左右，900℃焙烧后得到活性硅酸钙产品。

实施例7

钾长石矿经破碎、对辊后，球磨至粒度为200目以下占86%。加压进行脱硅试验，控制浸出搅拌线速度1.7m/s，温度150℃，液固比6:1，时间4h，总碱R₂O浓度280g/l,其中Na₂O浓度270g/l，K₂O浓度10g/l。过滤后用洗涤活性硅酸钙后的洗水洗涤，此时渣计硅的脱除率为44.6%。脱硅渣按照碱比1，钙比2，控制温度1180℃、时间0.5h下进行烧结。熟料磨细至60目以下，在液固比3：1，温度50℃，时间30min下进行熟料溶出，过滤，溶出渣浆化洗涤后，烘干送样。此时，铝溶出率87.6%，钾、钠溶出率95.5%。

烧结熟料溶出液两段脱硅后，碳分制备氢氧化铝，煅烧后生产冶金级氧化铝。碳分母液蒸发结晶生产符合国标的碳酸钠和碳酸钾产品。

脱硅液制备活性硅酸钙产品在温度95℃，时间10h，n(CaO)/n(SiO₂)=1，合成料浆过滤后，洗涤产品至中性左右，900℃焙烧后得到活性硅酸钙产品。

Claims (8)

1.利用钾长石矿生产碳酸钾、碳酸钠和氧化铝的工艺，其特征在于，包括以下步骤：

(1)将钾长石矿破碎、球磨；

(2)将步骤(1)球磨后的钾长石矿预脱硅，得到脱硅滤饼和脱硅滤液，脱硅滤饼洗涤后得到滤饼洗水和脱硅渣；所述的预脱硅，是将步骤(1)球磨后的钾长石矿与碱液混合在高温下进行浸出反应，所述碱液为氢氧化钠和氢氧化钾的混合碱液，总碱浓度以R₂O计为170-320g/L，R为Na和K，氢氧化钠浓度以Na₂O计为165-250g/L，氢氧化钾浓度以K₂O计为5-70g/L；液固比2:1-6:1，浸出温度120-260℃，压力为0.5-2.5Mpa，浸出时间1-4h；

(3)将步骤(2)的脱硅渣和石灰石按一定比例配比后球磨，然后烧结得到烧结熟料；

(4)将步骤(3)的烧结熟料用碱溶液溶出，得到粗制铝酸钠溶液和溶出渣；

(5)将步骤(4)的粗制铝酸钠溶液进行脱硅处理，得到精铝酸钠溶液和硅钙渣；

(6)将步骤(5)的精铝酸钠溶液进行碳化分解，得到氢氧化铝和碳分母液；

(7)将步骤(6)的氢氧化铝煅烧得到氧化铝产品；

(8)将步骤(6)的碳分母液蒸发结晶得到碳酸钠和碳酸钾产品。

2.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤(1)球磨后的钾长石矿粒度在200目以下的占80％以上。

3.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，还包括步骤(9)，将步骤(2)的脱硅滤液加入Ca(OH)₂溶液苛化，苛化条件为：钙硅比n(CaO)/n(SiO₂)＝0.5-1.0，温度80-100℃，时间1-20h，苛化后料浆过滤，滤液调整成分后返回步骤(2)使用，用水洗涤滤饼至中性，洗涤后滤饼在800-1000℃焙烧后得到副产品活性硅酸钙；洗涤滤饼后的洗水用于洗涤步骤(2)的脱硅滤饼。

4.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，还包括步骤(10)，将步骤(2)的滤饼洗水碳化分解，得到碳分后液和副产品白炭黑，碳分后液进入步骤(8)与碳分母液一并蒸发结晶。

5.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤(3)石灰石与脱硅渣的配比为：石灰石以CaO计，脱硅渣以SiO₂计，摩尔比n(CaO)/n(SiO₂)＝1.9-2.1；烧结温度1150-1300℃，烧结时间20-80min。

6.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤(4)溶出条件为，将步骤(3)的烧结熟料磨细至60目以下，液固比2:1-6:1，温度50-80℃，时间10-60min；溶出渣用水洗涤后作为生产水泥的原料，洗水调整成分后返回步骤(4)作为碱液溶出烧结熟料。

7.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤(5)所述的脱硅为两段脱硅，中压脱硅条件：压力为0.6-1.0Mpa，温度120-200℃，时间1-4h，氧化钙加入量0-1g/L；常压脱硅条件：温度80-100℃，时间2-10h，氧化钙加入量1-5g/L；两段脱硅后的硅钙渣返回步骤(3)与脱硅渣、石灰石配比生料球磨。

8.根据权利要求4所述的工艺，其特征在于，将步骤(3)烧结产生的CO₂用于步骤(6)和步骤(10)中碳化分解。