CN105174292B - 粉煤灰预脱硅方法和预脱硅反应方法和预脱硅浆液分离方法以及粉煤灰提铝方法 - Google Patents
粉煤灰预脱硅方法和预脱硅反应方法和预脱硅浆液分离方法以及粉煤灰提铝方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN105174292B CN105174292B CN201410250911.XA CN201410250911A CN105174292B CN 105174292 B CN105174292 B CN 105174292B CN 201410250911 A CN201410250911 A CN 201410250911A CN 105174292 B CN105174292 B CN 105174292B
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- auxiliary agent
- weight
- hydramine
- parts
- aqueous dispersions
- Prior art date
- Legal status (The legal status 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 status listed.)
- Active
Links
- 239000002002 slurry Substances 0.000 title claims abstract description 305
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 255
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 title claims abstract description 132
- 239000010881 fly ash Substances 0.000 title claims abstract description 123
- 238000000926 separation method Methods 0.000 title claims abstract description 99
- 239000002956 ash Substances 0.000 title claims abstract description 22
- 239000000446 fuel Substances 0.000 title claims abstract description 16
- 239000006185 dispersion Substances 0.000 claims abstract description 277
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims abstract description 191
- 229920003169 water-soluble polymer Polymers 0.000 claims abstract description 174
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims abstract description 78
- ZZVUWRFHKOJYTH-UHFFFAOYSA-N diphenhydramine Chemical compound C=1C=CC=CC=1C(OCCN(C)C)C1=CC=CC=C1 ZZVUWRFHKOJYTH-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract 95
- 239000012752 auxiliary agent Substances 0.000 claims description 246
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 claims description 165
- 239000004411 aluminium Substances 0.000 claims description 127
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims description 127
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 127
- 229920001223 polyethylene glycol Polymers 0.000 claims description 93
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 89
- 238000005245 sintering Methods 0.000 claims description 81
- 239000002202 Polyethylene glycol Substances 0.000 claims description 76
- HZAXFHJVJLSVMW-UHFFFAOYSA-N 2-Aminoethan-1-ol Chemical group NCCO HZAXFHJVJLSVMW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 75
- 239000003513 alkali Substances 0.000 claims description 68
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 claims description 52
- 239000010703 silicon Substances 0.000 claims description 52
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 51
- 239000006228 supernatant Substances 0.000 claims description 51
- 239000010883 coal ash Substances 0.000 claims description 48
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 45
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 claims description 35
- 239000013589 supplement Substances 0.000 claims description 35
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L sodium carbonate Substances [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 33
- 239000011344 liquid material Substances 0.000 claims description 28
- 239000002699 waste material Substances 0.000 claims description 23
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 claims description 21
- 239000003245 coal Substances 0.000 claims description 19
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 17
- LFQSCWFLJHTTHZ-UHFFFAOYSA-N Ethanol Chemical compound CCO LFQSCWFLJHTTHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 16
- 239000006184 cosolvent Substances 0.000 claims description 12
- 229920000642 polymer Polymers 0.000 claims description 11
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 claims description 10
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 10
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 10
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 claims description 8
- 230000007062 hydrolysis Effects 0.000 claims description 8
- 238000006460 hydrolysis reaction Methods 0.000 claims description 8
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- WNROFYMDJYEPJX-UHFFFAOYSA-K aluminium hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[OH-].[Al+3] WNROFYMDJYEPJX-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims description 5
- 229910021502 aluminium hydroxide Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 150000001412 amines Chemical class 0.000 claims description 5
- WJEIYVAPNMUNIU-UHFFFAOYSA-N [Na].OC(O)=O Chemical group [Na].OC(O)=O WJEIYVAPNMUNIU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 239000002243 precursor Substances 0.000 claims description 2
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 abstract description 44
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 abstract description 31
- 239000011343 solid material Substances 0.000 abstract description 25
- 239000000463 material Substances 0.000 abstract description 24
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 131
- PCHPORCSPXIHLZ-UHFFFAOYSA-N diphenhydramine hydrochloride Chemical compound [Cl-].C=1C=CC=CC=1C(OCC[NH+](C)C)C1=CC=CC=C1 PCHPORCSPXIHLZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 130
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 34
- LYCAIKOWRPUZTN-UHFFFAOYSA-N Ethylene glycol Chemical compound OCCO LYCAIKOWRPUZTN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 30
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 30
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 28
- 235000011121 sodium hydroxide Nutrition 0.000 description 28
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 27
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 23
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 20
- 239000000378 calcium silicate Substances 0.000 description 19
- 229910052918 calcium silicate Inorganic materials 0.000 description 19
- OYACROKNLOSFPA-UHFFFAOYSA-N calcium;dioxido(oxo)silane Chemical compound [Ca+2].[O-][Si]([O-])=O OYACROKNLOSFPA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 19
- VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L Calcium carbonate Chemical compound [Ca+2].[O-]C([O-])=O VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 18
- 229920001451 polypropylene glycol Polymers 0.000 description 15
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 13
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 13
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 13
- YDEXUEFDPVHGHE-GGMCWBHBSA-L disodium;(2r)-3-(2-hydroxy-3-methoxyphenyl)-2-[2-methoxy-4-(3-sulfonatopropyl)phenoxy]propane-1-sulfonate Chemical compound [Na+].[Na+].COC1=CC=CC(C[C@H](CS([O-])(=O)=O)OC=2C(=CC(CCCS([O-])(=O)=O)=CC=2)OC)=C1O YDEXUEFDPVHGHE-GGMCWBHBSA-L 0.000 description 12
- -1 ethylidene, propylidene Chemical group 0.000 description 12
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 11
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 10
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 10
- 229910000019 calcium carbonate Inorganic materials 0.000 description 9
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 9
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 9
- WGCNASOHLSPBMP-UHFFFAOYSA-N hydroxyacetaldehyde Natural products OCC=O WGCNASOHLSPBMP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 9
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 9
- KKCBUQHMOMHUOY-UHFFFAOYSA-N Na2O Inorganic materials [O-2].[Na+].[Na+] KKCBUQHMOMHUOY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 230000032258 transport Effects 0.000 description 8
- CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N Carbon dioxide Chemical compound O=C=O CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 239000000047 product Substances 0.000 description 7
- 229910052911 sodium silicate Inorganic materials 0.000 description 7
- GWEVSGVZZGPLCZ-UHFFFAOYSA-N Titan oxide Chemical compound O=[Ti]=O GWEVSGVZZGPLCZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 229910021417 amorphous silicon Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 6
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 6
- 238000005119 centrifugation Methods 0.000 description 6
- 229910052681 coesite Inorganic materials 0.000 description 6
- 229910052593 corundum Inorganic materials 0.000 description 6
- 229910052906 cristobalite Inorganic materials 0.000 description 6
- TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Al]O[Al]=O TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 6
- 229910052682 stishovite Inorganic materials 0.000 description 6
- 229910052905 tridymite Inorganic materials 0.000 description 6
- 229910001845 yogo sapphire Inorganic materials 0.000 description 6
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 229910002092 carbon dioxide Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 5
- 239000004115 Sodium Silicate Substances 0.000 description 4
- DMEGYFMYUHOHGS-UHFFFAOYSA-N cycloheptane Chemical group C1CCCCCC1 DMEGYFMYUHOHGS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N iron(III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]=O JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910001388 sodium aluminate Inorganic materials 0.000 description 4
- NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N sodium silicate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-][Si]([O-])=O NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 230000001502 supplementing effect Effects 0.000 description 4
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 3
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 3
- JKQOBWVOAYFWKG-UHFFFAOYSA-N molybdenum trioxide Chemical compound O=[Mo](=O)=O JKQOBWVOAYFWKG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000003921 oil Substances 0.000 description 3
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 3
- 230000000717 retained effect Effects 0.000 description 3
- 229910001948 sodium oxide Inorganic materials 0.000 description 3
- 230000006641 stabilisation Effects 0.000 description 3
- 238000011105 stabilization Methods 0.000 description 3
- 239000004575 stone Substances 0.000 description 3
- 230000001629 suppression Effects 0.000 description 3
- AFFLGGQVNFXPEV-UHFFFAOYSA-N 1-decene Chemical group CCCCCCCCC=C AFFLGGQVNFXPEV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 101100373011 Drosophila melanogaster wapl gene Proteins 0.000 description 2
- LRHPLDYGYMQRHN-UHFFFAOYSA-N N-Butanol Chemical compound CCCCO LRHPLDYGYMQRHN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- MKYBYDHXWVHEJW-UHFFFAOYSA-N N-[1-oxo-1-(2,4,6,7-tetrahydrotriazolo[4,5-c]pyridin-5-yl)propan-2-yl]-2-[[3-(trifluoromethoxy)phenyl]methylamino]pyrimidine-5-carboxamide Chemical compound O=C(C(C)NC(=O)C=1C=NC(=NC=1)NCC1=CC(=CC=C1)OC(F)(F)F)N1CC2=C(CC1)NN=N2 MKYBYDHXWVHEJW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- NIPNSKYNPDTRPC-UHFFFAOYSA-N N-[2-oxo-2-(2,4,6,7-tetrahydrotriazolo[4,5-c]pyridin-5-yl)ethyl]-2-[[3-(trifluoromethoxy)phenyl]methylamino]pyrimidine-5-carboxamide Chemical compound O=C(CNC(=O)C=1C=NC(=NC=1)NCC1=CC(=CC=C1)OC(F)(F)F)N1CC2=C(CC1)NN=N2 NIPNSKYNPDTRPC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 2
- ANBBXQWFNXMHLD-UHFFFAOYSA-N aluminum;sodium;oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[Na+].[Al+3] ANBBXQWFNXMHLD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910001570 bauxite Inorganic materials 0.000 description 2
- ZPFKRQXYKULZKP-UHFFFAOYSA-N butylidene Chemical group [CH2+]CC[CH-] ZPFKRQXYKULZKP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L calcium dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Ca+2] AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 239000000920 calcium hydroxide Substances 0.000 description 2
- 229910001861 calcium hydroxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000001569 carbon dioxide Substances 0.000 description 2
- 238000007796 conventional method Methods 0.000 description 2
- WJTCGQSWYFHTAC-UHFFFAOYSA-N cyclooctane Chemical group C1CCCCCCC1 WJTCGQSWYFHTAC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- LVTYICIALWPMFW-UHFFFAOYSA-N diisopropanolamine Chemical compound CC(O)CNCC(C)O LVTYICIALWPMFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229940043276 diisopropanolamine Drugs 0.000 description 2
- 235000013399 edible fruits Nutrition 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 235000013312 flour Nutrition 0.000 description 2
- 238000005227 gel permeation chromatography Methods 0.000 description 2
- JISVIRFOSOKJIU-UHFFFAOYSA-N hexylidene Chemical group [CH2+]CCCC[CH-] JISVIRFOSOKJIU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 150000002431 hydrogen Chemical class 0.000 description 2
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 2
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 2
- 210000004483 pasc Anatomy 0.000 description 2
- RFPMGSKVEAUNMZ-UHFFFAOYSA-N pentylidene Chemical group [CH2+]CCC[CH-] RFPMGSKVEAUNMZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 125000002924 primary amino group Chemical group [H]N([H])* 0.000 description 2
- 235000019795 sodium metasilicate Nutrition 0.000 description 2
- HXKKHQJGJAFBHI-UHFFFAOYSA-N 1-aminopropan-2-ol Chemical compound CC(O)CN HXKKHQJGJAFBHI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- WUGQZFFCHPXWKQ-UHFFFAOYSA-N Propanolamine Chemical compound NCCCO WUGQZFFCHPXWKQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- SLINHMUFWFWBMU-UHFFFAOYSA-N Triisopropanolamine Chemical compound CC(O)CN(CC(C)O)CC(C)O SLINHMUFWFWBMU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 125000001931 aliphatic group Chemical group 0.000 description 1
- 125000001118 alkylidene group Chemical group 0.000 description 1
- 239000002585 base Substances 0.000 description 1
- 239000004566 building material Substances 0.000 description 1
- GSQZHCAJRYVDRG-UHFFFAOYSA-N butan-1-ol;ethane-1,2-diamine Chemical compound NCCN.CCCCO GSQZHCAJRYVDRG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 125000000484 butyl group Chemical group [H]C([*])([H])C([H])([H])C([H])([H])C([H])([H])[H] 0.000 description 1
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 159000000007 calcium salts Chemical class 0.000 description 1
- KBPLFHHGFOOTCA-UHFFFAOYSA-N caprylic alcohol Natural products CCCCCCCCO KBPLFHHGFOOTCA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 125000005586 carbonic acid group Chemical group 0.000 description 1
- 239000012295 chemical reaction liquid Substances 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 1
- 230000007812 deficiency Effects 0.000 description 1
- 238000000151 deposition Methods 0.000 description 1
- 238000013461 design Methods 0.000 description 1
- 238000011161 development Methods 0.000 description 1
- ZBCBWPMODOFKDW-UHFFFAOYSA-N diethanolamine Chemical compound OCCNCCO ZBCBWPMODOFKDW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229940043237 diethanolamine Drugs 0.000 description 1
- 125000001495 ethyl group Chemical group [H]C([H])([H])C([H])([H])* 0.000 description 1
- 239000003546 flue gas Substances 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M hydroxide Chemical compound [OH-] XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 229940102253 isopropanolamine Drugs 0.000 description 1
- CRVGTESFCCXCTH-UHFFFAOYSA-N methyl diethanolamine Chemical compound OCCN(C)CCO CRVGTESFCCXCTH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 125000002496 methyl group Chemical group [H]C([H])([H])* 0.000 description 1
- 125000000325 methylidene group Chemical group [H]C([H])=* 0.000 description 1
- MWKFXSUHUHTGQN-UHFFFAOYSA-N n-decyl alcohol Natural products CCCCCCCCCCO MWKFXSUHUHTGQN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ZSIAUFGUXNUGDI-UHFFFAOYSA-N n-hexyl alcohol Natural products CCCCCCO ZSIAUFGUXNUGDI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 125000000740 n-pentyl group Chemical group [H]C([H])([H])C([H])([H])C([H])([H])C([H])([H])C([H])([H])* 0.000 description 1
- 239000005416 organic matter Substances 0.000 description 1
- 229920001296 polysiloxane Polymers 0.000 description 1
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 1
- 125000001436 propyl group Chemical group [H]C([*])([H])C([H])([H])C([H])([H])[H] 0.000 description 1
- OSFBJERFMQCEQY-UHFFFAOYSA-N propylidene Chemical group [CH]CC OSFBJERFMQCEQY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 238000011160 research Methods 0.000 description 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 1
- 210000000582 semen Anatomy 0.000 description 1
- 210000002966 serum Anatomy 0.000 description 1
- 159000000000 sodium salts Chemical class 0.000 description 1
- 239000007962 solid dispersion Substances 0.000 description 1
- 239000002904 solvent Substances 0.000 description 1
- 125000001424 substituent group Chemical group 0.000 description 1
- 239000000758 substrate Substances 0.000 description 1
Landscapes
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
Abstract
本发明公开了一种粉煤灰提铝方法。该方法在粉煤灰预脱硅反应中，向水分散液中添加一定量的醇胺和/或水溶性聚合物，能改善水分散液的稳定性，抑制水分散液中固体物料发生絮凝的趋势，提高反应的效率以及物料的输运顺畅性；在对预脱硅反应得到的浆液进行分离时，向浆液中引入醇胺和/或水溶性聚合物，能改善浆液的固液分离性能，降低分离能耗，同时还能通过沉降分离出更多的液体，从而降低如板框式过滤机的分离装置的处理量，进一步降低分离能耗。
Description
技术领域
本发明涉及一种粉煤灰预脱硅反应方法和一种粉煤灰预脱硅浆液分离方法，本发明还涉及一种粉煤灰预脱硅方法，本发明进一步涉及一种粉煤灰提铝方法。
背景技术
粉煤灰是从煤燃烧后的烟气中捕集下来的细灰，是中国当前排量较大的工业废渣之一。粉煤灰中含有大量有价值的元素，如硅和铝。中国铝土矿资源紧缺，寻求替代铝土矿的氧化铝生产资源非常必要，因此从粉煤灰中将铝提取出来，不仅能提高粉煤灰的综合利用效益，而且也有益于氧化铝工业的可持续发展。
从粉煤灰中提取铝的方法包括碱法、酸法和酸碱联合法。采用碱法从粉煤灰中提取铝包括烧结步骤和溶出步骤，在烧结步骤中，将粉煤灰与碱性助溶剂(如氧化钙、钙盐和钠盐中的一种或多种)进行烧结，将铝转变成易溶于水或稀碱溶液的盐；在溶出步骤中，用水或稀碱溶液将得到的烧结熟料中的铝溶出，SiO2等物质则保留在固体废渣中，从而将铝从粉煤灰中提取出来。
由于粉煤灰中硅含量较大，为了提高粉煤灰中硅的利用率并减少低价值含硅固体废渣量和工艺过程中的物料流量，通常将粉煤灰进行预脱硅后再进行提铝操作。预脱硅一般是用强碱将粉煤灰中的非晶态硅溶解出来，使氧化铝保留在固相中，从而实现预脱硅的。
因此，采用碱法从粉煤灰中提取铝的工艺中，涉及多步液固反应。对于液固反应而言，提高固体在液体中的分散稳定性，抑制固体物料沉降趋势是提高反应效率以及物料输运顺畅性的关键。
目前，一般是通过提高预脱硅反应器和烧结熟料溶出反应器中的搅拌效率和/或引入侧线打循环来提高预脱硅反应和溶出过程中固体颗粒在液相中的均匀性和稳定性，如改变反应器中搅拌桨的类型和/或提高搅拌桨的转速；在反应器底部引入侧线使反应器内的液固浆液循环。但是，这些方法均存在增加设备投资成本和操作能耗的不足。
另外，对于粉煤灰碱法提取铝工艺中涉及的液固反应而言，反应得到的物料需要进行固液分离，但是各步液固反应得到的混合物一般呈浆液状，在采用如板框式过滤机的耗能型分离装置进行分离时，分离能耗高。
发明内容
本发明的目的在于解决采用碱法从粉煤灰中提取铝时存在的以下两个问题中的一个或两个：(1)在涉及液固反应的工序中，固体物料易于沉降，影响反应效率以及物料输运的顺畅性；(2)液固反应得到的浆液在进行分离时能耗过高。
本发明的发明人在研究过程中发现：对于粉煤灰碱法提取铝工艺的预脱硅步骤而言，醇胺和/或如聚乙二醇的水溶性聚合物在不同的用量下，能起到提高液固混合液的分散效果或者提高液固混合液的沉降效率的作用，因此通过调节反应阶段以及相应产物分离阶段所涉及的液固浆液中醇胺和/或如聚乙二醇的水溶性聚合物的量，在反应阶段能有效地抑制液固浆液中固体物料发生沉降的趋势，提高浆液的稳定性和物料输运的顺畅性，同时能够有效地提高反应的效率；在分离阶段则能改善浆液的固液分离性能，降低分离能耗，同时还能改善浆液的沉降性能，通过无需消耗能量的沉降就分出很大一部分液体，从而有效减轻如板框式过滤机的分离装置的负担，进一步降低分离所需的能耗。在此基础上完成了本发明。
根据本发明的第一个方面，本发明提供了一种粉煤灰预脱硅方法，该方法包括以下步骤：
(1)将第一水分散液在预脱硅反应条件下进行反应，得到预脱硅浆液，所述第一水分散液含有粉煤灰、至少一种碱以及至少一种助剂，所述助剂为醇胺和/或水溶性聚合物，
其中，所述第一水分散液中的助剂为醇胺，相对于100重量份粉煤灰，所述第一水分散液中助剂的含量不高于3.5重量份；或者
所述第一水分散液中的助剂为水溶性聚合物，相对于100重量份粉煤灰，所述第一水分散液中助剂的含量不高于2.5重量份；或者
所述第一水分散液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，相对于100重量份粉煤灰，所述第一水分散液中助剂的总量不高于3.5重量份；
(2)向所述预脱硅浆液中补充添加醇胺和/或水溶性聚合物，醇胺和/或水溶性聚合物的补充添加量使得：
所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺时，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3.6重量份以上；或者
所述预脱硅浆液中的助剂为水溶性聚合物时，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3重量份以上；或者
所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物时，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3.6重量份以上；
(3)将补充添加了醇胺和/或水溶性聚合物的预脱硅浆液进行固液分离，得到预脱硅粉煤灰和含硅液体物料。
根据本发明的第二个方面，本发明提供了一种粉煤灰预脱硅方法，该方法包括以下步骤：
(1)将第一水分散液在预脱硅反应条件下进行反应，得到预脱硅浆液，所述第一水分散液含有粉煤灰和至少一种碱；
(2)向所述预脱硅浆液中添加至少一种助剂，所述助剂为醇胺和/或水溶性聚合物，醇胺和/或水溶性聚合物的添加量使得：
所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺时，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3.6重量份以上；或者
所述预脱硅浆液中的助剂为水溶性聚合物时，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3重量份以上；或者
所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物时，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3.6重量份以上；
(3)将添加了醇胺和/或水溶性聚合物的预脱硅浆液进行固液分离，得到预脱硅粉煤灰和含硅液体物料；
(4)从所述含硅液体物料中分离出硅，得到剩余液，对所述剩余液进行稀释或者向所述剩余液中补充添加醇胺和/或水溶性聚合物后循环用于配制第一水分散液，以使配制得到的第一水分散液含有至少一种助剂，所述剩余液的稀释程度或者所述醇胺和/或水溶性聚合物的补充添加量使得：
配制得到的第一水分散液中的助剂为醇胺时，相对于100重量份粉煤灰，配制得到的第一水分散液中助剂的含量不高于3.5重量份；或者
配制得到的第一水分散液中的助剂为水溶性聚合物时，相对于100重量份粉煤灰，配制得到的第一水分散液中助剂的含量不高于2.5重量份；或者
配制得到的第一水分散液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物时，相对于100重量份粉煤灰，配制得到的第一水分散液中助剂的总量不高于3.5重量份。
根据本发明第一个方面的预脱硅方法，通过调节在反应阶段和分离阶段引入的醇胺和/或水溶性聚合物的量，在反应阶段实现抑制分散液中固体物料发生沉降的趋势效果，从而提高反应的效率，获得更高的目标产物收率，同时有效地提高物料输运的顺畅性；在分离阶段则实现改善液固浆液的固液分离性能，降低分离能耗，同时还能实现提高液固浆液的沉降效率的效果，使更多的液相通过沉降与固相分离开，减少进入如板框式过滤机的分离装置的物料量，进一步降低分离能耗。
根据本发明第二个方面的预脱硅方法，在预脱硅浆液中引入醇胺和/或水溶性聚合物，能改善液固浆液的固液分离性能，降低分离能耗；同时，还能提高液固浆液的沉降效率，使更多的液相通过沉降与固相分离开，减少进入如板框式过滤机的分离装置的物料量，进一步降低分离能耗。并且，该方法将从预脱硅浆液中分离出的液相经分离硅后循环用于配制第一水分散液，从而在第一水分散液中引入醇胺和/或水溶性聚合物，并通过对分离出了硅的液相中醇胺和/或水溶性聚合物的量进行调节，能够在预脱硅反应阶段实现抑制分散液中固体物料发生沉降的趋势效果，从而提高反应的效率，获得更高的目标产物收率，同时有效地提高物料输运的顺畅性。
根据本发明第一个方面和第二个方面的预脱硅方法，通过调节预脱硅反应阶段和分离阶段所涉及浆液中醇胺和/或水溶性聚合物的量，同时解决了反应阶段抑制固体物料沉降和分离阶段促进固体物料沉降这两个互为矛盾的技术问题，并且操作简便，易于实施。另外，添加的醇胺和水溶性聚合物能随循环液相再利用，进一步降低了本发明方法的运行成本。
根据本发明的第三个方面，本发明提供了一种粉煤灰预脱硅反应方法，该方法包括将第一水分散液在预脱硅反应条件下进行反应，所述第一水分散液含有粉煤灰、至少一种碱和至少一种助剂，所述助剂为醇胺和/或水溶性聚合物，
其中，所述第一水分散液中的助剂为醇胺，相对于100重量份粉煤灰，所述第一水分散液中助剂的含量不高于3.5重量份；或者
所述第一水分散液中的助剂为水溶性聚合物，相对于100重量份粉煤灰，所述第一水分散液中助剂的含量不高于2.5重量份；或者
所述第一水分散液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，相对于100重量份粉煤灰，所述第一水分散液中助剂的总量不高于3.5重量份。
根据本发明第三个方面的预脱硅反应方法，能有效地抑制分散液中固体物料发生沉降的趋势，提高反应的效率，获得更高的目标产物收率，同时有效地提高物料输运的顺畅性。
根据本发明的第四个方面，本发明提供了一种粉煤灰预脱硅浆液分离方法，所述预脱硅浆液是将粉煤灰用碱法进行预脱硅而得到的，该方法包括在至少一种助剂存在下，将所述预脱硅浆液进行固液分离，得到预脱硅粉煤灰和含硅液体物料，所述助剂为醇胺和/或水溶性聚合物；
其中，所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺时，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3.6重量份以上；或者
所述预脱硅浆液中的助剂为水溶性聚合物时，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3重量份以上；或者
所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物时，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3.6重量份以上。
根据本发明第四个方面的分离方法，能有效地改善液固浆液的固液分离性能，降低分离能耗，同时，还能提高液固浆液的沉降效率，使更多的液相通过沉降与固相分离开，减少进入如板框式过滤机的能量消耗型分离装置的物料量，进一步降低分离能耗。
根据本发明的第五个方面，本发明提供了一种粉煤灰提铝方法，该方法包括预脱硅步骤、烧结步骤和溶出步骤，
在所述预脱硅步骤中，将粉煤灰与至少一种碱接触进行预脱硅反应，将预脱硅浆液进行固液分离，得到预脱硅粉煤灰；
在所述烧结步骤中，将所述预脱硅粉煤灰与至少一种碱性助溶剂进行烧结，得到碱烧结熟料；
在所述溶出步骤中，将含有所述碱烧结熟料、水以及可选的碱的第二水分散液在足以将铝从碱烧结熟料中溶出的条件下进行反应，将溶出得到的浆液进行固液分离，得到含铝液体物料和含硅废渣；
其中，所述预脱硅反应采用根据本发明第三个方面的预脱硅反应方法进行，或者预脱硅步骤中采用根据本发明第四个方面的分离方法进行固液分离，或者所述预脱硅步骤采用根据本发明第一个方面的预脱硅方法进行，或者所述预脱硅步骤采用根据本发明第二个方面的预脱硅方法进行。
根据本发明第五个方面的提铝方法，能够获得更高的反应效率和/或更低的分离能耗。
附图说明
图1是根据本发明的粉煤灰提铝方法的一种优选实施方式。
图2用于说明测试例1-5的结果，是在预脱硅反应分散液中添加不同浓度(0.0％、0.2％、0.4％、0.6％、0.8％和1.0％)的50wt％PEG+50wt％MEA时分散液随时间的分散性能曲线图。
图3用于说明测试例6-10的结果，是在预脱硅反应分散液中添加不同浓度(0.0％、0.2％、0.4％、0.6％、0.8％和1.0％)MEA时分散液随时间的分散性能曲线图。
图4用于说明测试例11-15的结果，是在预脱硅反应分散液中添加不同浓度(0.0％、0.2％、0.4％、0.6％、0.8％和1.0％)PEG时分散液随时间的分散性能曲线图。
图5用于说明测试对比例1-3的结果，是在预脱硅反应分散液中添加不同浓度(0.0％、0.2％、0.4％和0.8％)PPG时分散液随时间的分散性能曲线图。
图6用于说明测试对比例4-6的结果，是在预脱硅反应分散液中添加不同浓度(0.0％、0.2％、0.5％和0.8％)木质素磺酸钠时分散液随时间的分散性能曲线图。
图7用于说明测试例16-20的结果，是在溶出反应的分散液中添加不同浓度(0.0％、0.2％、0.4％、0.6％、0.8％和1.0％)50wt％PEG+50wt％MEA时分散液随时间的分散性能曲线图。
图8用于说明测试例21-25的结果，是在溶出反应的分散液中添加不同浓度(0.0％、0.2％、0.4％、0.6％、0.8％和1.0％)MEA时分散液随时间的分散性能曲线图。
图9用于说明测试例26-30的结果，是在溶出反应的分散液中添加不同浓度(0.0％、0.2％、0.4％、0.6％、0.8％和1.0％)PEG时分散液随时间的分散性能曲线图。
图10用于说明测试对比例7-9的结果，是在溶出反应的分散液中添加不同浓度(0.0％、0.2％、0.5％和1.0％)PPG时分散液随时间的分散性能曲线图。
图11用于说明测试对比例10-12的结果，是在溶出反应的分散液中添加不同浓度(0.0％、0.2％、0.5％和1.0％)木质素磺酸钠时分散液随时间的分散性能曲线图。
图12用于说明测试例31-34的结果，是在脱碱反应的分散液中添加不同浓度(0.0％、0.2％、0.4％、0.6％和1.0％)PEG时分散液随时间的分散性能曲线图。
图13用于说明测试对比例13-16的结果，是在脱碱反应的分散液中添加不同浓度(0.0％、0.2％、0.4％、0.6％和1.0％)50wt％PEG+50wt％MEA时分散液随时间的分散性能曲线图。
图14用于说明测试对比例17-20的结果，是在脱碱反应的分散液中添加不同浓度(0.0％、0.2％、0.4％、0.6％和0.8％)MEA时分散液随时间的分散性能曲线图。
图15用于说明测试对比例21-24的结果，是在脱碱反应的分散液中添加不同浓度(0.0％、0.2％、0.4％、0.6％和1.0％)PPG时分散液随时间的分散性能曲线图。
图16用于说明测试对比例25-28的结果，是在脱碱反应的分散液中添加不同浓度(0.0％、0.2％、0.4％、0.6％和1.0％)木质素磺酸钠时分散液随时间的分散性能曲线图。
图17用于测试例35-39和测试例40-44的结果，用于说明乙醇胺和聚乙二醇之间比例的不同对分散性能的影响。，图中横坐标表示MEA的含量，纵坐标表示分散液中的固体在量筒中的沉降高度并计算沉降高度与分散液的总高度的百分比
具体实施方式
本发明中，“可选”表示非必要，可以理解为含或不含、或者包括或不包括。“至少一种”表示一种或两种以上。
本发明中，醇胺是指分子结构中同时含有-OH和氨基的有机物，如脂肪族醇胺。所述氨基包括-NH2以及-NH2中一个或两个H被取代基取代而形成的基团。
具体地，所述醇胺可以选自式I所示醇胺、式II所示醇胺和式III所示醇胺，
式I中，R1为C2-C10的亚烷基，R2和R3为氢或C1-C5的烃基(优选为C1-C5烷基)；
式II和式III中，R4、R5、R7、R8和R9各自为C1-C10的亚烷基，R6为氢或C1-C5的烃基(优选为C1-C5烷基)。
式I中，R1的具体实例可以包括但不限于亚乙基、亚丙基及其异构体、亚丁基及其异构体、亚戊基及其异构体、亚己基及其异构体、亚庚基及其异构体、亚辛基及其异构体或亚癸基及其异构体。R1优选为C2-C5的亚烷基。
式II和式III中，R4、R5、R7、R8和R9的具体实例各自可以包括但不限于亚甲基、亚乙基、亚丙基及其异构体、亚丁基及其异构体、亚戊基及其异构体、亚己基及其异构体、亚庚基及其异构体、亚辛基及其异构体或亚癸基及其异构体。优选地，R4、R5、R7、R8和R9各自为C2-C5的亚烷基。
式I、式II和式III中，R2、R3和R6的具体实例各自可以包括但不限于氢、甲基、乙基、丙基及其异构体、丁基及其异构体和戊基及其异构体。式I中，R2和R3中的至少一个优选为氢。
所述醇胺的具体实例可以包括但不限于：乙醇胺、二乙醇胺、N-甲基二乙醇胺、三乙醇胺、正丙醇胺、异丙醇胺、二异丙醇胺、三异丙醇胺、正丁醇胺、异丁醇胺、乙二胺丁醇、戊醇胺、己醇胺、庚醇胺、辛醇胺和癸醇胺。
本发明中，水溶性聚合物是指在水中能够溶解形成溶液或者在水中能够溶胀形成稳定的分散液的聚合物，如聚乙二醇。由于聚丙二醇只有在分子量较低时才具有水溶性，因此本发明中所述水溶性聚合物不包括聚丙二醇。
一、本发明的粉煤灰预脱硅反应方法
根据本发明的粉煤灰预脱硅反应方法，包括将第一水分散液在预脱硅反应条件下进行反应，所述第一水分散液含有粉煤灰、至少一种碱和至少一种助剂，所述助剂为醇胺和/或水溶性聚合物。醇胺和水溶性聚合物可以单独使用，也可以组合使用，醇胺和水溶性聚合物的用量可以根据醇胺和水溶性聚合物是单独使用还是组合使用而定。
在一种实施方式中，所述第一水分散液中的助剂为醇胺，相对于100重量份粉煤灰，所述第一水分散液中助剂的含量不高于3.5重量份，优选为0.01-3.5重量份，更优选为0.5-3重量份，进一步优选为1-3重量份，更进一步优选为1-2重量份。
在另一种实施方式中，所述第一水分散液中的助剂为水溶性聚合物，相对于100重量份粉煤灰，所述第一水分散液中助剂的含量不高于2.5重量份，优选为0.01-2.5重量份，更优选为1-2重量份。
尽管所述助剂为水溶性聚合物或醇胺就可以获得抑制分散液中的固体物料发生沉降并提高预脱硅反应效率的效果，但是在所述助剂为水溶性聚合物和醇胺时，在其余条件相同的情况下，能获得更好的防沉降效果和更高的预脱硅反应效率。因此，本发明的预脱硅反应方法优选将醇胺和水溶性聚合物组合使用。
在本发明的一种优选的实施方式中，所述第一水分散液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，相对于100重量份粉煤灰，所述第一水分散液中助剂的总量不高于3.5重量份，优选为0.01-3.5重量份，更优选为0.5-3重量份，进一步优选为1-3重量份。在该优选的实施方式中，醇胺与水溶性聚合物的重量比可以为1：0.1-20，优选为1：0.2-5，更优选为1：0.4-2.5，进一步优选为1：0.8-1.2。
根据本发明预脱硅反应方法，所述醇胺优选为乙醇胺，这样不仅能够获得更好的抑制沉降的效果以及更高的预脱硅反应效率，而且能够进一步降低本发明方法的操作成本。所述水溶性聚合物优选为聚乙二醇。所述水溶性聚合物的数均分子量优选为200-8000，更优选为400-2000，进一步优选为500-1000。本文中，数均分子量采用凝胶渗透色谱法测定。
根据本发明的预脱硅反应方法，尽管只需在第一水分散液中引入一定量的醇胺和/或一定量的水溶性聚合物即可获得较好的抑制固体物料沉降的效果并获得较高的预脱硅反应效率，但是本发明的预脱硅反应方法也可以与其它能够实现抑制固体物料沉降的方法组合使用，例如：采用具有更好的搅拌效果的搅拌桨、提高搅拌速度和在反应器的底部引入侧线使反应器内的物料进行循环。
根据本发明的预脱硅反应方法，所述碱可以为各种足以将粉煤灰中的非晶态SiO2溶解出来的碱，优选为氢氧化钠。所述碱的用量可以根据粉煤灰的性质进行选择。一般地，相对于100重量份粉煤灰，所述碱的用量可以为5-150重量份，优选为50-100重量份。预脱硅反应可以在80-140℃的温度下进行。
预脱硅反应得到的浆液可以采用常规方法进行固液分离，从而得到含硅液体物料以及预脱硅粉煤灰。所述固液分离可以采用常规的各种能够实现将固体物质从液体中分离出来的方法，例如：沉降、离心和过滤中的一种或两种以上方法的组合，优选过滤或者沉降和/或离心与过滤的组合。所述过滤可以在例如板框式过滤机的过滤装置中进行。另外，所述固液分离也可以采用下文第二部分描述的分离方法进行。
二、本发明的粉煤灰预脱硅浆液分离方法
根据本发明的预脱硅浆液分离方法，所述预脱硅浆液是将粉煤灰用碱法进行预脱硅而得到的。具体地，用碱法对粉煤灰进行预脱硅的方法包括：将粉煤灰和至少一种碱于水中在预脱硅反应条件下接触。所述碱可以为各种足以将粉煤灰中的非晶态SiO2溶解出来的碱，优选为氢氧化钠。所述碱的用量可以根据粉煤灰的性质进行选择。一般地，相对于100重量份粉煤灰，所述碱的用量可以为5-150重量份，优选为50-100重量份。所述预脱硅反应的温度可以在80-140℃的温度下进行。另外，所述预脱硅浆液也可以为采用上文第一部分所述预脱硅反应方法得到的预脱硅浆液。
根据本发明的预脱硅浆液分离方法，包括在至少一种助剂存在下，将所述预脱硅浆液进行固液分离，得到预脱硅粉煤灰和含硅液体物料，所述助剂为醇胺和/或水溶性聚合物。醇胺和水溶性聚合物可以单独使用，也可以组合使用，用量可以根据醇胺和水溶性聚合物是单独使用还是组合使用而定。
在一种实施方式中，预脱硅浆液中的助剂为醇胺，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3.6重量份以上，优选为3.6-20重量份，更优选为3.8-10重量份，进一步优选为4-8重量份。
在另一种实施方式中，预脱硅浆液中的助剂为水溶性聚合物，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3重量份以上，优选为3-20重量份，更优选为3.5-10重量份，进一步优选为4-8重量份。
在又一种实施方式中，预脱硅浆液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3.6重量份以上，优选为3.6-20重量份，更优选为4-15重量份。在该实施方式中，所述醇胺与所述水溶性聚合物的重量比优选为1：0.1-10，更优选为1：0.5-2，进一步优选为1：1-2。
优选地，所述固液分离至少在至少一种水溶性聚合物的存在下进行。
根据本发明的预脱硅浆液分离方法，所述醇胺优选为乙醇胺，这样不仅能够获得更好的过滤性能和沉降性能，而且能够进一步降低本发明方法的操作成本。所述水溶性聚合物优选为聚乙二醇。所述水溶性聚合物的数均分子量优选200-8000，更优选为400-2000，进一步优选为500-1000。
在预脱硅浆液为采用上文第一部分所述方法得到的预脱硅浆液时，部分醇胺和/或水溶性聚合物可以来源于预脱硅反应过程中添加的醇胺和/或水溶性聚合物，此时只需向预脱硅浆液中补充添加醇胺和/或水溶性聚合物即可；反之，在预脱硅反应不是在醇胺和/或水溶性聚合物存在下进行时，则需要向预脱硅浆液中添加醇胺和/或水溶性聚合物。
将预脱硅反应得到的浆液进行固液分离，能够得到含硅液体物料以及预脱硅粉煤灰。所述固液分离可以采用常规的各种能够实现将固体物质从液体中分离出来的方法，例如：沉降、离心和过滤中的一种或两种以上方法的组合，优选过滤或者沉降和/或离心与过滤的组合。所述过滤可以在例如板框式过滤机的过滤装置中进行。
本发明的预脱硅浆液分离方法，浆液的固液分离性能得到改善，能够明显降低能量消耗型分离装置的能耗。并且，本发明的预脱硅浆液分离方法，浆液的沉降性能得到改善，从而能够通过沉降分离出更多的液相。在一种优选的实施方式中，将预脱硅浆液进行沉降，分出上清液，并分离出剩余浆液中的液相，从而得到预脱硅粉煤灰。在该优选的实施方式中，优选通过过滤分离出剩余浆液中的液相。根据该优选的实施方式，浆液中很大一部分液体通过无需消耗能量的沉降分离出来，从而能够极大地减轻如板框式过滤装置的耗能型分离装置的负担，进一步降低分离能耗。
所述含硅液体物料中的硅基本以硅酸盐的形式存在，可以将所述硅酸盐转变成二氧化硅并分离出二氧化硅，剩余液则可以循环使用。可以采用常用的各种方法将硅酸盐转变成二氧化硅，例如：可以采用碳分的方法将硅酸盐转变成二氧化硅，即向含硅液体物料中通入二氧化碳，将硅酸盐分解成为二氧化硅和相应的碳酸盐。
三、本发明的粉煤灰预脱硅方法
根据本发明的粉煤灰预脱硅方法的第一种实施方式，包括以下步骤：
(1)将第一水分散液在预脱硅反应条件下进行反应，得到预脱硅浆液，所述第一水分散液含有粉煤灰、至少一种碱以及至少一种助剂，所述助剂为醇胺和/或水溶性聚合物，
其中，所述第一水分散液中的助剂为醇胺，相对于100重量份粉煤灰，所述第一水分散液中助剂的含量不高于3.5重量份；或者
所述第一水分散液中的助剂为水溶性聚合物，相对于100重量份粉煤灰，所述第一水分散液中助剂的含量不高于2.5重量份；或者
所述第一水分散液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，相对于100重量份粉煤灰，所述第一水分散液中助剂的总量不高于3.5重量份；
(2)向所述预脱硅浆液中补充添加醇胺和/或水溶性聚合物，醇胺和/或水溶性聚合物的补充添加量使得：
所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺时，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3.6重量份以上；或者
所述预脱硅浆液中的助剂为水溶性聚合物时，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3重量份以上；或者
所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物时，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3.6重量份以上；
(3)将补充添加了醇胺和/或水溶性聚合物的预脱硅浆液进行固液分离，得到预脱硅粉煤灰和含硅液体物料。
根据第一种实施方式，步骤(1)采用本发明提供的预脱硅反应方法进行，具体内容可以参照本文第一部分中的描述，此处不再详述。
根据第一种实施方式，步骤(2)所需的醇胺和/或水溶性聚合物中一部分来自于步骤(1)(即，第一水分散液)，剩余部分醇胺和/水溶性聚合物则可以通过补充添加来获得，醇胺和/或水溶性聚合物的补充添加量使得预脱硅浆液中醇胺和/或水溶性聚合物的含量满足本文第二部分所述分离方法的要求即可。
根据第一种实施方式，步骤(3)可以参照本文第二部分中描述的固液分离方法进行。优选地，将预脱硅浆液进行沉降，分出上清液，并分离出剩余浆液中的液相，从而得到预脱硅粉煤灰，优选通过过滤分离出剩余浆液中的液相。
根据第一种实施方式，步骤(3)分离得到的含硅液体物料在分离了其中的硅之后，得到的剩余液可以循环用于配制步骤(1)中的第一水分散液，这样醇胺和水溶性聚合物也可以实现循环利用，从而能够进一步降低运行成本。在所述剩余液循环用于配制所述第一水分散液之前，优选对所述剩余液进行稀释或者向所述剩余液中补充醇胺和/或水溶性聚合物，以使第一水分散液中醇胺和/或水溶性聚合物的含量满足要求。
根据本发明的预脱硅方法的第二种实施方式，包括以下步骤：
(1)将第一水分散液在预脱硅反应条件下进行反应，得到预脱硅浆液，所述第一水分散液含有粉煤灰和至少一种碱；
(2)向所述预脱硅浆液中添加至少一种助剂，所述助剂为醇胺和/或水溶性聚合物，醇胺和/或水溶性聚合物的添加量使得：
所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺时，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3.6重量份以上；或者
所述预脱硅浆液中的助剂为水溶性聚合物时，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3重量份以上；或者
所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物时，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3.6重量份以上；
(3)将添加了醇胺和/或水溶性聚合物的预脱硅浆液进行固液分离，得到预脱硅粉煤灰和含硅液体物料；
(4)从所述含硅液体物料中分离出硅，得到剩余液，对所述剩余液进行稀释或者向所述剩余液中补充添加醇胺和/或水溶性聚合物后循环用于配制第一水分散液，以使配制得到的第一水分散液含有至少一种助剂，所述剩余液的稀释程度或者所述醇胺和/或水溶性聚合物的补充添加量使得：
配制得到的第一水分散液中的助剂为醇胺时，相对于100重量份粉煤灰，配制得到的第一水分散液中助剂的含量不高于3.5重量份；或者
配制得到的第一水分散液中的助剂为水溶性聚合物时，相对于100重量份粉煤灰，配制得到的第一水分散液中助剂的含量不高于2.5重量份；或者
配制得到的第一水分散液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物时，相对于100重量份粉煤灰，配制得到的第一水分散液中助剂的总量不高于3.5重量份。
根据第二种实施方式，起始阶段，预脱硅反应不是在醇胺和/或水溶性聚合物的存在下进行，向预脱硅浆液中添加醇胺和/或水溶性聚合物，能改善预脱硅浆液的固液分离性能，降低分离能耗；同时，还能提高预脱硅浆液的沉降效率，使更多的液相通过沉降与固相分离开，减少进入如板框式过滤机的分离装置的物料量，进一步降低分离能耗；并且，通过将从预脱硅浆液中分离出的含硅液体物料进行脱除硅的处理后循环用于配制第一水分散液，从而使得预脱硅反应在醇胺和/或水溶性聚合物的存在下进行，改善第一水分散液的分散性能。
根据第二种实施方式，步骤(2)中，向预脱硅浆液中添加的醇胺和/或水溶性聚合物的量满足采用本文第二部分所述分离方法的要求即可；步骤(3)可以按照本文第二部分描述的固液分离方法进行，优选将预脱硅浆液进行沉降，分出上清液，并分离出剩余浆液中的液相，从而得到预脱硅粉煤灰，更优选通过过滤分离出剩余浆液中的液相。
根据第二种实施方式，可以采用本文第二部分描述的方法从含硅液体物料中分离出硅，将剩余液循环用于配制第一水分散液，此时对剩余液进行稀释或者向剩余液中补充添加醇胺/或水溶性聚合物，以使配制得到的第一水分散液中醇胺和/或水溶性聚合物的含量满足本文第一部分所述预脱硅反应的要求。
根据本发明的预脱硅方法，所述碱可以为各种足以将粉煤灰中的非晶态SiO2溶解出来的碱，优选为氢氧化钠。所述碱的用量可以根据粉煤灰的性质进行选择。一般地，相对于100重量份粉煤灰，所述碱的用量可以为5-150重量份，优选为50-100重量份。所述预脱硅反应的温度可以在80-140℃的温度下进行。
三、本发明的粉煤灰提铝方法
根据本发明粉煤灰提铝方法，包括预脱硅步骤、烧结步骤和溶出步骤，
在所述预脱硅步骤中，将粉煤灰与至少一种碱接触进行预脱硅反应，将预脱硅浆液进行固液分离，得到预脱硅粉煤灰；
在所述烧结步骤中，将所述预脱硅粉煤灰与至少一种碱性助溶剂进行烧结，得到碱烧结熟料；
在所述溶出步骤中，将含有所述碱烧结熟料、水以及可选的碱的第二水分散液在足以将铝从碱烧结熟料中溶出的条件下进行反应，将溶出得到的浆液进行固液分离，得到含铝液体物料和含硅废渣；
其中，所述预脱硅反应采用根据本文第一部分描述的预脱硅反应方法进行，或者预脱硅步骤中采用根据本文第二部分描述的分离方法进行固液分离，或者所述预脱硅步骤采用本文第三部分描述的第一种实施方式进行，或者所述预脱硅步骤采用本文第三部分描述的第二种实施方式进行。
根据本发明的粉煤灰提铝方法，所述碱性助溶剂可以为粉煤灰碱法烧结中常用的各种助溶剂，例如可以选自碳酸钠、氧化钙和在烧结条件下能够形成氧化钙的前身物(如碳酸钙)。优选地，所述碱性助溶剂为碳酸钠以及氧化钙和/或碳酸钙。更优选地，所述碱性助溶剂为碳酸钠和碳酸钙。
所述碱性助溶剂的用量可以根据预脱硅粉煤灰的组成进行选择，没有特别限定。一般地，预脱硅粉煤灰与碱性助溶剂的重量比可以为1：0.1-10；在所述碱性助溶剂为碳酸钠和碳酸钙时，所述粉煤灰与碳酸钠的重量比可以为1：0.2-2，优选为1：0.2-0.8，粉煤灰与碳酸钙的重量比可以为1：0.1-5，优选为1：0.8-1.2。
所述烧结的温度可以为常规选择，一般可以为950-1250℃。
所述碱烧结熟料的粒径优选为150-250μm，这样能够获得更好的溶出效果。可以采用常用的各种方法使碱烧结熟料的粒径处于上述范围之内，例如可以将碱烧结熟料进行研磨，从而获得具有上述粒径的碱烧结熟料。
所述第二水分散液可以含有碱，也可以不含碱。优选地，所述第二水分散液含有碱。所述碱可以为碱烧结熟料铝溶出过程中常用的各种碱，例如可以为氢氧化钠和/或碳酸钠。所述碱的用量可以为常规选择，所述碱烧结熟料与碱的重量比优选为1：0.1-10，更优选为1：5-10。
所述溶出可以在常规条件下进行，优选在70-90℃的温度下进行。
根据本发明的粉煤灰提铝方法，所述第二水分散液优选还含有至少一种助剂，所述助剂为醇胺和/或水溶性聚合物，这样能够有效地抑制液固浆液中固体物料发生沉降的趋势，提高浆液的稳定性和物料输运的顺畅性，同时能够有效地提高反应的效率。醇胺和水溶性聚合物可以单独使用，也可以组合使用，醇胺和水溶性聚合物的用量可以根据醇胺和水溶性聚合物是单独使用还是组合使用而定。
在一种实施方式中，所述第二水分散液中的助剂为醇胺，相对于100重量份碱烧结熟料，所述第二水分散液中助剂的含量为不高于3.5重量份，优选为0.05-3.5重量份，更优选为0.5-3重量份，进一步优选为1-2重量份。
在另一种实施方式中，所述第二水分散液中的助剂为水溶性聚合物，相对于100重量份碱烧结熟料，所述第二水分散液中助剂的含量为不高于3.5重量份，优选为0.05-3.5重量份，更优选为0.5-3.5重量份，进一步优选为1-3.5重量份，更进一步优选为2.5-3.2重量份。
尽管溶出反应仅在水溶性聚合物或醇胺存在下进行，也可以获得抑制第二水分散液中的固体物料发生沉降并提高溶出效率的效果，但是在所述溶出反应在水溶性聚合物和醇胺存在下进行时，在其余条件相同的情况下，能够获得更好的抑制固体物料沉降的效果并获得更高的溶出效率。因此，在溶出步骤中，优选将醇胺和水溶性聚合物组合使用。
在本发明的一种优选的实施方式中，所述第二水分散液中的助剂为醇胺和/或水溶性聚合物，相对于100重量份碱烧结熟料，所述第二水分散液中助剂的总量为不高于4重量份，优选为0.05-4重量份，更优选为1-4重量份，进一步优选为1-3重量份。在该优选的实施方式中，从进一步提高分散效果的角度出发，醇胺与水溶性聚合物的重量比可以为1：0.1-10，优选为1：0.2-5，更优选为1：0.4-2.5，进一步优选为1：0.8-1.2。
在溶出步骤中，所述醇胺优选为乙醇胺，这样不仅能够获得更好的抑制固体物料沉降的效果以及更高的溶出效率，而且能够进一步降低操作成本。在溶出步骤中，所述水溶性聚合物优选为聚乙二醇。所述水溶性聚合物的数均分子量优选为200-8000，更优选为400-2000，进一步优选为500-1000。
根据本发明，尽管只需在第二水分散液中引入一定量的醇胺和/或一定量的水溶性聚合物即可获得较好的抑制固体物料沉降的效果并获得较高的溶出反应效率，但是也可以与其它能够实现抑制固体物料沉降的方法组合使用，例如：采用具有更好的搅拌效果的搅拌桨、提高搅拌速度和在反应器的底部引入侧线使反应器内的物料进行循环。
根据本发明的粉煤灰提铝方法，溶出反应得到的浆液进行固液分离，得到含铝液体物料和剩余物料，铝主要存在于所述含铝液相中，硅则主要存在于剩余物料中，因此本文中也将该剩余物料称为含硅废渣。所述固液分离可以采用常规的各种能够实现将固体物质从液体中分离出来的方法，例如：沉降、离心和过滤中的一种或两种以上方法的组合，优选过滤或者沉降和/或离心与过滤的组合。所述过滤可以在例如板框式过滤机的过滤装置中进行。
优选地，向溶出得到的浆液中添加或者补充添加至少一种助剂，所述助剂为醇胺和/或水溶性聚合物。这样一方面能够改善液固浆液的固液分离性能，降低分离能耗；另一方面能实现提高液固浆液的沉降效率的效果，使更多的液相通过沉降与固相分离开，减少进入如板框式过滤机的分离装置的物料量，进一步降低分离能耗。醇胺和水溶性聚合物可以单独使用，也可以组合使用，醇胺和水溶性聚合物的用量可以根据醇胺和水溶性聚合物是单独使用还是组合使用而定。
在一种实施方式中，溶出得到的浆液中的助剂为醇胺，相对于100重量份碱烧结熟料，所述溶出得到的浆液中助剂的含量为4重量份以上，优选为4-20重量份，更优选为4-10重量份，进一步优选为4-6重量份。
在另一种实施方式中，溶出得到的浆液中的助剂为水溶性聚合物，相对于100重量份碱烧结熟料，所述溶出得到的浆液中助剂的含量为4重量份以上，优选为4-20重量份，更优选为4-10重量份，进一步优选为4-6重量份。
在又一种实施方式中，溶出得到的浆液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物时，相对于100重量份碱烧结熟料，所述溶出得到的浆液中助剂的总量为4.5重量份以上，优选为4.5-20重量份，更优选为4.5-10重量份，进一步优选为5-8重量份。在该实施方式中，从进一步提高固液分离性能的角度出发，所述醇胺与所述水溶性聚合物的重量比优选为1：0.1-10，更优选为1：0.2-5，进一步优选为1：1-2.5。
溶出得到的浆液中助剂的来源可以根据第二水分散液是否含有助剂确定，在所述第二水分散液含有助剂时，溶出得到的浆液中的部分助剂可以来源于第一水分散液，剩余部分则通过补充添加获得；在第二水分散液不含助剂时，直接向溶出得到的浆液中添加助剂即可。
根据本发明的提铝方法，在溶出步骤的一种优选的实施方式中，所述第二水分散液含有醇胺和/或水溶性聚合物，向溶出得到的浆液中补充添加醇胺和/或水溶性聚合物后进行固液分离，得到含铝液相和含硅废渣，从所述含铝液相中分离出铝，并将剩余液循环用于配制第二水分散液。在溶出步骤的另一种优选的实施方式中，起始阶段溶出反应不在醇胺和/或水溶性聚合物的存在下进行，向溶出得到的浆液中添加醇胺和/或水溶性聚合物后进行固液分离，得到含铝液相和含硅废渣，从所述含铝液相中分离出铝，并将剩余液循环用于配制第二水分散液，从而在第二水分散液中引入醇胺和/或水溶性聚合物。根据这两种优选的实施方式，能够实现醇胺和/或水溶性聚合物的循环利用，进一步降低本发明的运行成本。
在溶出得到的浆液还含有醇胺和/或水溶性聚合物时，在一种优选的实施方式中，溶出步骤中，所述固液分离包括将所述浆液进行沉降并分出上清液，分离出剩余浆液中的液相，合并所述上清液和所述液相，得到含铝液体物料，优选采用过滤分离出剩余浆液中的液相。根据该优选的实施方式，浆液中很大一部分液体通过无需消耗能量的沉降被分离出来，从而能够极大地减轻如板框式过滤装置的耗能型分离装置的负担，进一步降低分离能耗。
根据本发明的提铝方法，可以采用常用的各种方法将铝从所述含铝液体物料中分离出来。例如：可以将所述含铝液体物料进行碳分(即，通入二氧化碳)，得到作为固相的氢氧化铝和剩余液。分离出的氢氧化铝任选进行焙烧得到氧化铝。在将所述含铝液相进行碳分之前，根据具体情况还可以采用常用的各种方法进行深度脱硅，以进一步提高制备的氢氧化铝的纯度。分离出了氢氧化铝的所述剩余液可以循环用于配制所述第二水分散液。在所述剩余液含有来源于溶出反应阶段和/或溶出浆液分离阶段的醇胺和/或水溶性聚合物时，在将所述剩余液循环用于配制所述第二水分散液之前，优选对所述剩余液进行稀释或者向所述剩余液中补充添加助剂，以调整第二水分散液中助剂的含量。
根据本发明的提铝方法，溶出步骤得到的含硅废渣可以采用常规方法进行处理，以实现进一步利用。由于溶出步骤得到的含硅废渣含有碱，在将含硅废渣用于一些场合时，需要脱除其中的碱。因此，本发明的提铝方法还可以包括脱碱步骤：在脱碱步骤中，将含有所述含硅废渣、水以及可选的碱的第三水分散液在水解条件下进行反应。
优选将所述含硅废渣与水和碱接触，这样能够获得更好的物料输运效果和过滤效果。所述碱的种类和用量可以为常规选择。一般地，所述碱可以为氢氧化钠。相对于100重量份所述含硅废渣，所述碱的用量可以为10-100重量份，优选为40-80重量份。所述水解反应可以在100-180℃的温度下进行。
所述水解反应也是一个液固反应。优选地，所述水解反应在至少一种水溶性聚合物的存在下进行，这样能够起到抑制固体物料发生沉降，提高液固第三水分散液的稳定性，从而提高水解反应的效率和物料输送的顺畅性的效果。所述水溶性聚合物优选为聚乙二醇。所述水溶性聚合物的数均分子量优选为200-8000，更优选为400-2000，进一步优选为500-1000。所述数均分子量采用凝胶渗透色谱法测定。所述水溶性聚合物的用量可以根据反应物料中固体物料的浓度进行选择。一般地，相对于100重量份含硅废渣，所述水溶性聚合物的用量可以为0.5-5重量份，优选为1-4重量份，更优选为1-3重量份。
在脱碱步骤中，尽管只需在第三水分散液中引入水溶性聚合物即可获得较好的抑制固体物料发生沉降的效果和较高的水解反应效率，但是也可以与其它能实现抑制固体物料沉降的方法组合使用，例如：采用具有更好的搅拌效果的搅拌桨、提高搅拌速度和在反应器的底部引入侧线使反应器内的物料进行循环。
图1示出了根据本发明的提铝方法的一种优选实施方式，下面参照图1对该优选的实施方式进行详细说明。
该优选的实施方式包括预脱硅步骤、烧结步骤、溶出步骤和脱碱步骤。
在预脱硅步骤中，将粉煤灰、氢氧化钠以及一定量的醇胺和/或聚乙二醇分散在水中，在预脱硅反应条件下进行反应，以将粉煤灰中的非晶态SiO2溶出。其中，在预脱硅反应过程中发生的反应主要包括：
SiO2(非晶态)+2NaOH＝Na2SiO3+H2O；
Al2O3+2NaOH＝2NaAlO2+H2O。
通过预脱硅反应，粉煤灰中大部分非晶态SiO2被溶解出来，而粉煤灰中大部分Al2O3则保留在固相中。向预脱硅反应得到的浆液中补充醇胺和/或聚乙二醇后进行沉降，并分出上清液，剩余浆液进行过滤，得到预脱硅粉煤灰(即，脱硅粉煤灰)，合并上清液和过滤得到的液相，得到硅酸钠溶液，实现硅铝的初步分离。其中，预脱硅粉煤灰进入烧结步骤中进行烧结，硅酸钠溶液通过碳分分离出其中的SiO2并进行苛化(即，将其中的碳酸钠转变成氢氧化钠)后循环使用。
在烧结步骤中，将预脱硅粉煤灰与碳酸钙和碳酸钠混合进行烧结，将预脱硅粉煤灰中的铝转变成水溶性的物质，得到碱烧结熟料。在烧结步骤中进行的反应主要包括：
Al2O3+Na2CO3＝Na2O·Al2O3+CO2；
Fe2O3+Na2CO3＝Na2O·Fe2O3+CO2；
SiO2+CaO+Na2CO3＝Na2CaSiO4+CO2。
在溶出步骤中，将碱烧结熟料(即，干熟料)、氢氧化钠以及一定量的醇胺和/或聚乙二醇分散在水中，以将碱烧结熟料中的铝溶出，硅则主要进入固相。向溶出得到的浆液中补充醇胺和/或聚乙二醇后，进行沉降并分出上清液，将剩余浆液进行过滤，得到硅钙渣，合并上清液和过滤得到的液相，得到偏铝酸钠溶液。溶出步骤中发生的反应主要包括：
Na2O·Al2O3(固)+4H2O＝2Na++2Al(OH)4 -；
Na2O·Fe2O3+4H2O＝2NaOH+Fe2O3·3H2O。
偏铝酸钠溶液可以进一步进行深度脱硅，得到偏铝酸钠精液。得到的偏铝酸钠精液进行碳分，将偏铝酸钠转变成氢氧化铝后，进行固液分离，得到的作为固相的氢氧化铝进行焙烧后得到氧化铝。固液分离得到的碳酸钠溶液以及溶出步骤中分离出的上清液进行苛化将其中的碳酸钠转变成氢氧化钠后循环使用。
在脱碱步骤中，将溶出步骤得到的硅钙渣和一定量的聚乙二醇与氢氧化钠溶液混合，进行水解反应，以将硅钙渣中的碱脱出。在脱碱步骤中发生的反应主要包括：
Na2CaSiO4+H2O+aq＝Na2SiO3+Ca(OH)2+aq；
Na2SiO3+Ca(OH)2+H2O+aq＝CaO·SiO2·H2O+2NaOH+aq。
将脱碱得到混合物进行固液分离，可以得到适于作为建筑原料的脱碱硅钙渣，剩余的液相(即，脱碱液)在进行除杂后可以循环使用。
根据该优选的实施方式，能够有效抑制预脱硅反应、溶出反应以及脱碱反应中固体物料发生沉降的趋势，在其余条件相同的情况下能够获得更快的反应速率和更高的目标产物收率；并且物料在管线中输运时，发生沉降的几率降低，能够减少对管线进行疏通的次数和/或延长疏通之间的间隔时间；在分离阶段则可以有效减轻过滤装置的负担，提高分离效率并降低分离能耗。
以下结合测试例和实施例详细说明本发明，但不因此限制本发明的范围。
以下测试例和实施例使用的粉煤灰的组成如表1所示。
表1(以重量百分数计)
| 编号 | SiO2 | TiO2 | Al2O3 | TFe2O3 | MnO | MgO | CaO | Na2O | K2O | P2O5 | 烧失 | SO3 |
| A | 40.10 | 1.46 | 49.48 | 1.66 | 0.02 | 0.66 | 3.26 | 0.12 | 0.50 | 0.14 | 2.01 | 0.32 |
| B | 40.20 | 1.34 | 48.26 | 1.56 | 0.02 | 0.86 | 3.67 | 0.13 | 0.49 | 0.10 | 2.61 | 0.41 |
以下实施例和对比例中，采用GB/T1574-2007中规定的方法测定粉煤灰中硅的含量、溶出前后熟料中铝的含量以及含硅废渣中碱的含量，采用以下公式计算脱硅率：
K＝[(S0－S1)/S0]×100％
其中：k—脱硅率，S0—脱硅前粉煤灰中硅的含量，S1—脱硅后粉煤灰中硅的含量。
采用以下公式计算溶出率：
L＝[(A0－A1)/A0]×100％
其中：L—溶出率，A0—溶出前孰料中铝的含量，A1—溶出后孰料中铝的含量。
采用以下公式计算脱碱率：
N＝[(C0－C1)/C0]×100％
其中：N—脱碱率，C0—脱碱前含硅废渣中碱的含量，C1—脱碱后含硅废渣中碱的含量。
实施例1-9用于说明本发明的预脱硅反应方法。
实施例1
将粉煤灰A、乙醇胺(即，MEA)、聚乙二醇(即，PEG数均分子量为600，购自海安石油化工公司)和氢氧化钠分散在水中，搅拌均匀得到第一水分散液，其中，粉煤灰、乙醇胺、聚乙二醇和氢氧化钠的浓度在表2中列出。将第一水分散液的温度升高至90℃，并在该温度下搅拌反应1小时。将反应得到的混合物采用板框式过滤机进行过滤，得到预脱硅粉煤灰(脱硅率如表2所示)和含有硅酸钠的水溶液。
实施例2-3
采用与实施例1相同的方法将粉煤灰进行预脱硅，不同的是：实施例2中仅使用乙醇胺；实施例3中仅使用聚乙二醇。实验结果在表2中列出。
对比例1-4
采用与实施例1相同的方法将粉煤灰进行预脱硅，不同的是：对比例1中，使用的聚乙二醇和乙醇胺的量如表2所示；对比例2中，用聚丙二醇(数均分子量为600，购自海安石油化工公司)代替聚乙二醇和乙醇胺，用量如表2所示；对比例3中，用木质素磺酸钠(购自海安石油化工公司，数均分子量为1124)代替聚乙二醇和乙醇胺，用量如表2所示；对比例4中，不使用乙醇胺和聚乙二醇。实验结果在表2中列出。
表2
实施例1-3以及对比例1-4的结果证实，通过在预脱硅反应液中引入一定量的醇胺和/或一定量的水溶性聚合物能够提高预脱硅反应的预脱硅率。实施例1-3的结果证实，通过将醇胺和水溶性聚合物组合使用能够获得更高的预脱硅率。
实施例4
将粉煤灰B、乙醇胺、聚乙二醇(数均分子量为1000，购自海安石油化工公司)和氢氧化钠分散在水中，搅拌均匀得到第一水分散液，其中，粉煤灰、乙醇胺、聚乙二醇和氢氧化钠的浓度在表3中列出。将第一水分散液的温度升高至90℃，并在该温度下搅拌反应1小时。将反应得到的混合物采用板框式过滤机进行过滤，得到预脱硅粉煤灰(脱硅率如表3所示)和含有硅酸钠的水溶液。
实施例5和6
采用与实施例4相同的方法将粉煤灰进行预脱硅，不同的是：实施例5中仅使用乙醇胺，实施例6中仅使用聚乙二醇，乙醇胺和聚乙二醇的用量在表3中列出。实验结果在表3中列出。
实施例7-9
采用与实施例4相同的方法将粉煤灰进行预脱硅，不同的是，实施例7-9中聚乙二醇和乙醇胺的用量分别如表3所示。实验结果在表3中列出。
表3
表3的结果证实，采用本发明的方法对粉煤灰进行预脱硅，能够获得高的预脱硅率。
实施例10-17用于说明本发明的预脱硅浆液分离方法。
实施例10
采用与实施例1相同的方法制备预脱硅浆液，向预脱硅浆液中补充乙醇胺和聚乙二醇(数均分子量为600，购自海安石油化工公司)，补充后，预脱硅浆液中乙醇胺和聚乙二醇的含量在表4中列出。搅拌均匀后，分别采用以下两种方法进行分离：
方法一：将预脱硅浆液送入板框式过滤机中进行过滤，过滤能耗在表4中列出；
方法二：将预脱硅浆液静置20分钟，进行沉降，然后分出上清液，将剩余液用板框式过滤机过滤。上清液占预脱硅浆液的总量的百分比和过滤能耗在表4中列出。
对比例5
采用与实施例10相同的方法制备预脱硅浆液，分别采用以下两种方法进行分离：
方法一：将预脱硅浆液送入板框式过滤机中进行过滤，过滤能耗在表4中列出；
方法二：将预脱硅浆液静置20分钟，然后分出上清液，将剩余液用板框式过滤机过滤。上清液占预脱硅浆液的总量的百分比和过滤能耗在表4中列出。
实施例11
采用与对比例4相同的方法制备预脱硅浆液，向预脱硅浆液中添加乙醇胺和聚乙二醇(数均分子量为600，购自海安石油化工公司)，添加后，预脱硅浆液中乙醇胺和聚乙二醇的含量在表4中列出。搅拌均匀后，将预脱硅浆液静置20分钟，进行沉降，然后分出上清液，将剩余液用板框式过滤机过滤。上清液占预脱硅浆液的总量的百分比以及过滤能耗在表4中列出。
对比例6
采用与对比例4相同的方法制备预脱硅浆液，然后将预脱硅浆液静置20分钟，进行沉降，然后分出上清液，将剩余液用板框式过滤机过滤。上清液占预脱硅浆液的总量的百分比以及过滤能耗在表4中列出。
实施例12
采用与实施例2相同的方法制备预脱硅浆液，向预脱硅浆液中补充乙醇胺，补充后，预脱硅浆液中乙醇胺的含量在表4中列出。搅拌均匀后，将预脱硅浆液静置20分钟，进行沉降，然后分出上清液，将剩余液用板框式过滤机过滤。上清液占预脱硅浆液的总量的百分比在表4中列出。
实施例13
采用与实施例3相同的方法制备预脱硅浆液，向预脱硅浆液中补充聚乙二醇(数均分子量为600，购自海安石油化工公司)，补充后，预脱硅浆液中聚乙二醇的含量在表4中列出。搅拌均匀，将预脱硅浆液静置20分钟，进行沉降，然后分出上清液，将剩余液用板框式过滤机过滤。上清液占预脱硅浆液的总量的百分比在表4中列出。
实施例14
采用与实施例4相同的方法制备预脱硅浆液，向预脱硅浆液中补充乙醇胺和聚乙二醇(数均分子量为1000，购自海安石油化工公司)，补充后，预脱硅浆液中乙醇胺和聚乙二醇的含量在表4中列出。搅拌均匀后，将预脱硅浆液静置20分钟，进行沉降，然后分出上清液，将剩余液用板框式过滤机过滤。上清液占预脱硅浆液的总量的百分比在表4中列出。
实施例15
采用与实施例4相同的方法制备预脱硅浆液，向预脱硅浆液中补充乙醇胺和聚乙二醇(数均分子量为1000，购自海安石油化工公司)，补充后，预脱硅浆液中乙醇胺和聚乙二醇的含量在表4中列出。搅拌均匀后，将预脱硅浆液静置20分钟，进行沉降，然后分出上清液，将剩余液用板框式过滤机过滤。上清液占预脱硅浆液的总量的百分比在表4中列出。
实施例16
采用与实施例5相同制备预脱硅浆液，向预脱硅浆液中补充乙醇胺，补充后，预脱硅浆液中乙醇胺的含量在表4中列出。搅拌均匀后，将预脱硅浆液静置20分钟，进行沉降，然后分出上清液，将剩余液用板框式过滤机过滤。上清液占预脱硅浆液的总量的百分比在表4中列出。
实施例17
采用与实施例6相同制备预脱硅浆液，向预脱硅浆液中补充聚乙二醇(数均分子量为1000，购自海安石油化工公司)，补充后，预脱硅浆液中聚乙二醇的含量在表4中列出。搅拌均匀后，将预脱硅浆液静置20分钟，进行沉降，然后分出上清液，将剩余液用板框式过滤机过滤。上清液占预脱硅浆液的总量的百分比在表4中列出。
表4
*：以对比例5方法一的过滤能耗为基准，过滤能耗的下降量；
**：以对比例6的过滤能耗为基准，过滤能耗的下降量。
表4的结果证实，通过在预脱硅浆液中添加一定量的乙醇胺和/或聚乙二醇，一方面能够改善预脱硅浆液的过滤性能，降低过滤装置的能耗；另一方面则能够有效地提高沉降效率，从而将更多的液相通过沉降分离出来，减轻过滤装置的负担，进一步降低过滤装置的能耗。
实施例18-27用于说明本发明的粉煤灰提铝方法中的溶出方法。
实施例18
(1)烧结步骤
将实施例1得到的预脱硅粉煤灰与碳酸钙和碳酸钠混合，在1050℃的温度下烧结1小时。将烧结产物在球磨机中研磨至粒径在150-250μm的范围之内，从而得到碱烧结熟料。其中，相对于100重量份预脱硅粉煤灰，碳酸钙的用量为108重量份，碳酸钠的用量为34重量份。
(2)溶出步骤
将步骤(1)得到的碱烧结熟料、乙醇胺、聚乙二醇(数均分子量为600，购自海安石油化工公司)和氢氧化钠分散在水中，搅拌均匀，得到第二水分散液，其中，碱烧结熟料、乙醇胺、聚乙二醇和氢氧化钠的浓度在表5中列出。将第二水分散液的温度升高至85℃，并在该温度下搅拌反应0.2小时。将反应得到的铝溶出浆液采用板框式过滤机进行过滤，得到含有偏铝酸钠(溶出率如表5所示)的液相和硅钙渣。
实施例19-20
采用与实施例18相同的方法将预脱硅粉煤灰进行烧结和溶出，不同的是，溶出步骤中，实施例19仅使用乙醇胺，实施例20仅使用聚乙二醇。实验结果在表5中列出。
对比例7-9
采用与实施例18相同的方法将预脱硅粉煤灰进行烧结和溶出，不同的是，对比例7中，使用的聚乙二醇和乙醇胺的量如表5所示；对比例8中，用聚丙二醇(数均分子量为600，购自海安石油化工公司)代替聚乙二醇和乙醇胺；对比例9中，用木质素磺酸钠(购自海安石油化工公司)代替聚乙二醇和乙醇胺。实验结果在表5中列出。
对比例10
(1)采用与实施例18相同的方法将对比例4制备的预脱硅粉煤灰进行烧结，得到碱烧结熟料。
(2)将步骤(1)得到的碱烧结熟料和氢氧化钠分散在水中，搅拌均匀，得到水分散液，其中，碱烧结熟料和氢氧化钠的浓度在表5中列出。将水分散液的温度升高至85℃，并在该温度下搅拌反应0.2小时。将反应得到的铝溶出浆液采用板框式过滤机进行过滤，得到含有偏铝酸钠(溶出率如表5所示)的液相和硅钙渣。
实施例21
采用与实施例18相同的方法对预脱硅粉煤灰进行烧结和溶出，不同的是，聚乙二醇和乙醇胺的量如表5所示。实验结果在表5中列出。
表5
实施例18-21以及对比例7-10的实验结果证实，通过在溶出反应液中引入一定量的醇胺和/或一定量的水溶性聚合物能够提高溶出反应的溶出率。实施例18-20的实验结果证实，通过将醇胺和水溶性聚合物组合使用能够获得更高的预脱硅率。
实施例22
(1)烧结步骤
将实施例4得到的预脱硅粉煤灰与碳酸钙和碳酸钠混合，在1050℃的温度下烧结1小时。将烧结产物在球磨机中研磨至粒径在150-250μm的范围之内，从而得到碱烧结熟料。其中，相对于100重量份预脱硅粉煤灰，碳酸钙的用量为108重量份，碳酸钠的用量为34重量份。
(2)溶出步骤
将步骤(1)得到的碱烧结熟料、乙醇胺、聚乙二醇(数均分子量为1000，购自海安石油化工公司)和氢氧化钠分散在水中，搅拌均匀，得到第二水分散液，其中，碱烧结熟料、乙醇胺、聚乙二醇和氢氧化钠的浓度在表6中列出。将第二水分散液的温度升高至85℃，并在该温度下搅拌反应0.2小时。将反应得到的铝溶出浆液采用板框式过滤机进行过滤，得到含有偏铝酸钠(溶出率如表6所示)的液相和硅钙渣。
实施例23和24
采用与实施例22相同的方法对预脱硅粉煤灰进行烧结和溶出，不同的是，实施例23溶出步骤仅使用乙醇胺，用量如表6所示；实施例24溶出步骤仅使用聚乙二醇，用量如表6所示。实验结果在表6中列出。
实施例25-27
采用与实施例22相同的方法对预脱硅粉煤灰进行烧结和溶出，不同的是，实施例25-27中乙醇胺和聚乙二醇的用量分别如表6所示。实验结果在表6中列出。
表6
实施例22-27的结果证实，采用本发明的优选的溶出方法对粉煤灰碱烧结熟料进行溶出，能够获得更高的溶出率。
实施例28-35用于说明本发明的粉煤灰提铝方法中的溶出浆液分离方法。
实施例28
采用与实施例18相同的方法制备铝溶出浆液，向铝溶出浆液中补充乙醇胺和聚乙二醇(数均分子量为600，购自海安石油化工公司)，补充后，铝溶出浆液中乙醇胺和聚乙二醇的含量在表7中列出。搅拌均匀，将铝溶出浆液静置20分钟，进行沉降，然后分出上清液，将剩余液用板框式过滤机过滤。上清液占铝溶出浆液的总量的百分比在表7中列出。
实施例29
采用与对比例10相同的方法制备铝溶出浆液，向铝溶出浆液中添加乙醇胺和聚乙二醇(数均分子量为600，购自海安石油化工公司)，添加后，铝溶出浆液中乙醇胺和聚乙二醇的含量在表7中列出。搅拌均匀，分别采用以下两种方法进行分离：
方法一：将浆液送入板框式过滤机中进行过滤，过滤能耗在表7中列出；
方法二：将铝溶出浆液静置20分钟，进行沉降，然后分出上清液，将剩余液用板框式过滤机过滤。上清液占铝溶出浆液的总量的百分比在表7中列出。
对比例11
采用与对比例10相同的方法制备铝溶出浆液，分别采用以下两种方法进行分离：
方法一：将浆液送入板框式过滤机中进行过滤，过滤能耗在表7中列出；
方法二：将铝溶出浆液静置20分钟，进行沉降，然后分出上清液，将剩余液用板框式过滤机过滤。上清液占铝溶出浆液的总量的百分比及过滤速度在表7中列出。
实施例30
采用与实施例19相同的方法制备铝溶出浆液，向铝溶出浆液中补充乙醇胺，补充后铝溶出浆液中乙醇胺的含量在表7中列出。搅拌均匀，将铝溶出浆液静置20分钟，进行沉降，然后分出上清液，将剩余液用板框式过滤机过滤。上清液占铝溶出浆液的总量的百分比在表7中列出。
实施例31
采用与实施例20相同的方法制备铝溶出浆液，向铝溶出浆液中补充聚乙二醇(数均分子量为600，购自海安石油化工公司)，补充后铝溶出浆液中聚乙二醇的含量在表7中列出。搅拌均匀，将铝溶出浆液静置20分钟，进行沉降，然后分出上清液，将剩余液用板框式过滤机过滤。上清液占铝溶出浆液的总量的百分比在表7中列出。
实施例32
采用与实施例22相同的方法制备铝溶出浆液，向铝溶出浆液中补充乙醇胺和聚乙二醇(数均分子量为1000，购自海安石油化工公司)，补充后，铝溶出浆液中乙醇胺和聚乙二醇的含量在表7中列出。搅拌均匀，将铝溶出浆液静置20分钟，进行沉降，然后分出上清液，将剩余液用板框式过滤机过滤。上清液占铝溶出浆液的总量的百分比在表7中列出。
实施例33
采用与实施例22相同的方法制备铝溶出浆液，向铝溶出浆液中补充乙醇胺和聚乙二醇(数均分子量为1000，购自海安石油化工公司)，补充后，铝溶出浆液中乙醇胺和聚乙二醇的含量在表7中列出。搅拌均匀，将铝溶出浆液静置20分钟，进行沉降，然后分出上清液，将剩余液用板框式过滤机过滤。上清液占铝溶出浆液的总量的百分比在表7中列出。
实施例34
采用与实施例23相同的方法制备铝溶出浆液，向铝溶出浆液中补充乙醇胺，补充后，铝溶出浆液中乙醇胺的含量在表7中列出。搅拌均匀，将铝溶出浆液静置20分钟，进行沉降，然后分出上清液，将剩余液用板框式过滤机过滤。上清液占铝溶出浆液的总量的百分比在表7中列出。
实施例35
采用与实施例24相同的方法制备铝溶出浆液，向铝溶出浆液中补充聚乙二醇(数均分子量为1000，购自海安石油化工公司)，补充后铝溶出浆液中聚乙二醇的含量在表7中列出。搅拌均匀，将铝溶出浆液静置20分钟，进行沉降，然后分出上清液，将剩余液用板框式过滤机过滤。上清液占铝溶出浆液的总量的百分比在表7中列出。
表7
*：以对比例11方法一的过滤能耗为基准，过滤能耗的下降量
实施例28-35和对比例11的结果证实，通过向铝溶出浆液中引入乙醇胺和/或聚乙二醇，一方面能够改善浆液的过滤性能，降低过滤装置的能耗；另一方面能够有效地提高沉降效率，从而将更多的液相通过沉降分离出来，减轻过滤装置的负担，进一步降低过滤装置的能耗。
实施例36-38用于说明本发明的粉煤灰提铝方法中的脱碱步骤。
实施例36
将实施例18得到的硅钙渣、聚乙二醇和氢氧化钠混合分散在水中，搅拌均匀得到第三水分散液，其中，硅钙渣、聚乙二醇(数均分子量为1000，购自海安石油化工公司)和氢氧化钠的浓度在表8中列出。将第三水分散液的温度升高至160℃，并在该温度下搅拌反应1小时。将反应得到的混合物采用板框式过滤机进行过滤，得到脱碱硅钙渣(脱碱率如表8所示)。
对比例12-15
采用与实施例36相同的方法对硅钙渣进行脱碱，不同的是，对比例12用等量的乙醇胺代替聚乙二醇，对比例13用等量的聚丙二醇(数均分子量为1000，购自海安石油化工公司)代替聚乙二醇，对比例14用等量的木质素磺酸钠(数均分子量为1124，购自海安石油化工公司)代替聚乙二醇，对比例15不使用聚乙二醇。实验结果在表8中列出。
实施例37
将实施例22得到的硅钙渣、聚乙二醇(数均分子量为600，购自海安石油化工公司)和氢氧化钠混合分散在水中，搅拌均匀得到第三水分散液，其中，硅钙渣、聚乙二醇和氢氧化钠的浓度在表8中列出。将第三水分散液的温度升高至160℃，并在该温度下搅拌反应1小时。将反应得到的混合物采用板框式过滤机进行过滤，得到脱碱硅钙渣(脱碱率如表8所示)。
对比例16
采用与实施例37相同的方法对硅钙渣进行脱碱，不同的是，聚乙二醇的用量如表8所示。实验结果在表8中列出。
实施例38
采用与实施例37相同的方法对硅钙渣进行脱碱，不同的是，聚乙二醇的用量如表8所示。实验结果在表8中列出。
表8
实施例36-38与对比例12-17的结果证实，在脱碱反应液中引入一定量的聚乙二醇能够提高脱碱率。
测试例1-15
将粉煤灰A以及乙醇胺(即，MEA)和/或聚乙二醇(即，PEG，数均分子量为600，购自海安石油化工公司)添加到氢氧化钠水溶液中，在90℃的温度下搅拌60分钟形成分散液，其中，粉煤灰A的含量为20重量％，氢氧化钠的含量为15重量％。将分散液置于100mL的量筒中，静置一定的时间，观察分散液中的固体在量筒中的沉降高度并计算沉降高度与分散液的总高度的百分比，该百分比越大，说明分散性越好，反之则说明沉淀效果越好。测试例1-15中，乙醇胺和聚乙二醇的添加量在表9中列出。测定在同等条件下但是不添加乙醇胺和聚乙二醇获得的分散液中的固体在量筒中的沉降高度并计算沉降高度与分散液的总高度的百分比作为对照。
测试对比例1-6
测试对比例1-6采用与测试例1-15相同的方法进行，只是测试对比例1-6不使用乙醇胺和聚乙二醇，而是使用聚丙二醇(即，PPG，数均分子量为600，购自海安石油化工公司)或木质素磺酸钠(数均分子量为1124，购自海安石油化工公司)，添加量在表9中列出。
表9
| 编号 | MEA/wt％ | PEG/wt％ | MEA+PEG/wt％ | PPG/wt％ | 木质素磺酸钠/wt％ |
| 测试例1 | 0.1 | 0.1 | 0.2 | / | / |
| 测试例2 | 0.2 | 0.2 | 0.4 | / | / |
| 测试例3 | 0.3 | 0.3 | 0.6 | / | / |
| 测试例4 | 0.4 | 0.4 | 0.8 | / | / |
| 测试例5 | 0.5 | 0.5 | 1.0 | / | / |
| 测试例6 | 0.2 | / | 0.2 | / | / |
| 测试例7 | 0.4 | / | 0.4 | / | / |
| 测试例8 | 0.6 | / | 0.6 | / | / |
| 测试例9 | 0.8 | / | 0.8 | / | / |
| 测试例10 | 1.0 | / | 1.0 | / | / |
| 测试例11 | / | 0.2 | 0.2 | / | / |
| 测试例12 | / | 0.4 | 0.4 | / | / |
| 测试例13 | / | 0.6 | 0.6 | / | / |
| 测试例14 | / | 0.8 | 0.8 | / | / |
| 测试例15 | / | 1.0 | 1.0 | / | / |
| 测试对比例1 | / | / | / | 0.2 | / |
| 测试对比例2 | / | / | / | 0.4 | / |
| 测试对比例3 | / | / | / | 0.8 | / |
| 测试对比例4 | / | / | / | / | 0.2 |
| 测试对比例5 | / | / | / | / | 0.5 |
| 测试对比例6 | / | / | / | / | 0.8 |
测试例1-5的结果在图2中示出、测试例6-10的结果在图3中示出，测试例11-15的结果在图4中示出，测试对比例1-3的结果在图5中示出，测试对比例4-6的结果在图6中示出。
从图2-6可以看出，在水分散液中添加乙醇胺和/或聚乙二醇，在添加量较低时，能明显降低固体物料发生沉降的趋势；提高乙醇胺和聚乙二醇的用量则能够提高分散液的沉降效果。因而，可以在预脱硅的反应阶段添加少量的乙醇胺和/或聚乙二醇，降低反应过程中固体物料发生沉降的趋势，在分离阶段则可以相应提高乙醇胺和/或聚乙二醇的添加量，一方面改善浆液的固液分离性能，降低耗能型固液分离装置的能耗；另一方面可以通过沉降分离出更多的液相，将剩余浆液进行过滤，以减轻过滤装置的负担，进一步降低过滤装置的能耗。
测试例16-30
使用实施例18步骤(1)制备的碱烧结熟料，其组成如表10所示。
表10(以重量百分数计)
| SiO2 | TiO2 | Al2O3 | TFe2O3 | MnO | MgO | CaO | Na2O | K2O | P2O5 | 烧失 | SO3 |
| 10.06 | 0.78 | 21.19 | 0.83 | 0.13 | 0.52 | 9.70 | 42.11 | 0.00 | 0.045 | 14.2 | 0.08 |
将碱烧结熟料以及乙醇胺和/或聚乙二醇(数均分子量为600，购自海安石油化工公司)添加到氢氧化钠水溶液中，在85℃搅拌15分钟形成分散液，其中，碱烧结熟料的含量为20重量％，氢氧化钠的含量为2重量％。将分散液置于100mL的量筒中，静置一定的时间，观察分散液中的固体在量筒中的沉降高度并计算沉降高度与分散液的总高度的百分比，该百分比越大，说明分散性越好，反之则说明沉淀效果越好。测试例16-30中，乙醇胺和聚乙二醇的添加量在表11中列出。测定在同等条件下但是不添加乙醇胺和聚乙二醇获得的分散液中的固体在量筒中的沉降高度并计算沉降高度与分散液的总高度的百分比作为对照。
测试对比例7-18
测试对比例7-18采用与测试例16-30相同的方法进行，不同的是，测试对比例7-18不使用乙醇胺和聚乙二醇，而是使用聚丙二醇(数均分子量为600，购自海安石油化工公司)或木质素磺酸钠(购自海安石油化工公司，数均分子量为1124)，添加量在表11中列出。
表11
| 编号 | MEA/wt％ | PEG/wt％ | MEA+PEG/wt％ | PPG/wt％ | 木质素磺酸钠/wt％ |
| 测试例16 | 0.1 | 0.1 | 0.2 | / | / |
| 测试例17 | 0.2 | 0.2 | 0.4 | / | / |
| 测试例18 | 0.3 | 0.3 | 0.6 | / | / |
| 测试例19 | 0.3 | 0.3 | 0.8 | / | / |
| 测试例20 | 0.5 | 0.5 | 1.0 | / | / |
| 测试例21 | 0.2 | / | 0.2 | / | / |
| 测试例22 | 0.4 | / | 0.4 | / | / |
| 测试例23 | 0.6 | / | 0.6 | / | / |
| 测试例24 | 0.8 | / | 0.8 | / | / |
| 测试例25 | 1.0 | / | 1.0 | / | / |
| 测试例26 | / | 0.2 | 0.2 | / | / |
| 测试例27 | / | 0.4 | 0.4 | / | / |
| 测试例28 | / | 0.6 | 0.6 | / | / |
| 测试例29 | / | 0.8 | 0.8 | / | / |
| 测试例30 | / | 1.0 | 1.0 | / | / |
| 测试对比例7 | / | / | / | 0.2 | / |
| 测试对比例8 | / | / | / | 0.5 | / |
| 测试对比例9 | / | / | / | 1.0 | / |
| 测试对比例10 | / | / | / | / | 0.2 |
| 测试对比例11 | / | / | / | / | 0.5 |
| 测试对比例12 | / | / | / | / | 1.0 |
测试例16-20的结果在图7中示出，测试例21-25的结果在图8中示出，测试例26-30的结果在图9中示出，测试对比例7-9的结果在图10中示出，测试对比例10-12的结果在图11中示出。
将图7-12进行比较可以看出，在碱烧结熟料的溶出工序的水分散液中添加一定量的乙醇胺和/或聚乙二醇，在添加量较低时，能够有效地提高分散液的分散稳定性，明显降低固体物料发生沉降的趋势；提高乙醇胺和聚乙二醇的用量则能够提高分散液的沉降效果。因此，在溶出的反应阶段添加少量乙醇胺和/或聚乙二醇，降低反应过程中固体物料发生沉降的趋势，在分离阶段则可以相应提高乙醇胺和/或聚乙二醇的添加量，一方面改善浆液的固液分离性能，降低耗能型固液分离装置的能耗；另一方面可以通过沉降分离出更多的液相，将剩余浆液进行过滤，以减轻过滤装置的负担，进一步降低过滤的能耗。
测试例31-34用于说明本发明的粉煤灰提铝方法中的脱碱步骤。
使用实施例18步骤(2)得到的硅钙渣，其组成如表12所示。
表12(以重量百分数计)
| SiO2 | TiO2 | Al2O3 | TFe2O3 | CaO | Na2O |
| 27.53 | 2.01 | 1.88 | 2.21 | 28.57 | 27.05 |
将硅钙渣以及聚乙二醇(数均分子量为600，购自海安石油化工公司)添加到氢氧化钠水溶液中，在160℃搅拌60分钟形成分散液，其中，硅钙渣的含量为20重量％，氢氧化钠的含量为12重量％。将分散液置于100mL的量筒中，静置一定的时间，观察分散液中的固体在量筒中的沉降高度并计算沉降高度与分散液的总高度的百分比，该百分比越大，说明分散性越好，反之则说明沉淀效果越好。测试例31-34中，聚乙二醇的添加量在表13中列出。测定在同等条件下但是不添加聚乙二醇获得的分散液中的固体在量筒中的沉降高度并计算沉降高度与分散液的总高度的百分比作为对照。
测试对比例13-28
测试对比例13-28采用与测试例31-34相同的方法进行，只是测试对比例13-16使用乙醇胺和聚乙二醇(数均分子量为600，购自海安石油化工公司)，测试对比例17-20使用乙醇胺，测试对比例21-24使用聚丙二醇(数均分子量为600，购自海安石油化工公司)，测试对比例25-28使用木质素磺酸钠。
表13
| 编号 | MEA/wt％ | PEG/wt％ | PPG/wt％ | 木质素磺酸钠/wt％ |
| 测试例31 | / | 0.2 | / | / |
| 测试例32 | / | 0.4 | / | / |
| 测试例33 | / | 0.6 | / | / |
| 测试例34 | / | 1.0 | / | / |
| 测试对比例13 | 0.1 | 0.1 | / | / |
| 测试对比例14 | 0.2 | 0.2 | / | / |
| 测试对比例15 | 0.3 | 0.3 | / | / |
| 测试对比例16 | 0.5 | 0.5 | / | / |
| 测试对比例17 | 0.2 | / | / | / |
| 测试对比例18 | 0.4 | / | / | / |
| 测试对比例19 | 0.6 | / | / | / |
| 测试对比例20 | 0.8 | / | / | / |
| 测试对比例21 | / | / | 0.2 | / |
| 测试对比例22 | / | / | 0.4 | / |
| 测试对比例23 | / | / | 0.6 | / |
| 测试对比例24 | / | / | 1.0 | / |
| 测试对比例25 | / | / | / | 0.2 |
| 测试对比例26 | / | / | / | 0.4 |
| 测试对比例27 | / | / | / | 0.6 |
| 测试对比例28 | / | / | / | 1.0 |
测试例31-34的结果在图12中示出，测试对比例13-16的结果在图13中示出，测试对比例17-20的结果在图14中示出，测试对比例21-24的结果在图15中示出，测试对比例25-28的结果在图16中示出。
从图12-16的结果可以看出，采用本发明的方法能够有效地降低提高脱碱步骤中液固分散液的分散稳定性。
测试例35-39
将粉煤灰A以及乙醇胺和/或聚乙二醇(数均分子量为600，购自海安石油化工公司)添加到氢氧化钠水溶液中，搅拌60分钟形成分散液，其中，粉煤灰的含量为20重量％，氢氧化钠的含量为15重量％。将分散液置于100mL的量筒中，静置20分钟，观察分散液中的固体在量筒中的沉降高度并计算沉降高度与分散液的总高度的百分比，该百分比越大，说明分散性越好。测试例37-41中，乙醇胺和聚乙二醇的添加量在表14中列出。实验结果在图17中示出。
表14
| 编号 | MEA/wt％ | PEG/wt％ | MEA+PEG/wt％ |
| 测试例35 | 0 | 0.6 | 0.6 |
| 测试例36 | 0.18 | 0.42 | 0.6 |
| 测试例37 | 0.3 | 0.3 | 0.6 |
| 测试例38 | 0.42 | 0.18 | 0.6 |
| 测试例39 | 0.6 | 0 | 0.6 |
测试例40-44
将实施例18步骤(1)制备的碱烧结熟料以及乙醇胺和/或聚乙二醇(数均分子量为600，购自海安石油化工公司)添加到氢氧化钠水溶液中，搅拌15分钟形成分散液，其中，碱烧结熟料的含量为20重量％，氢氧化钠的含量为2重量％。将分散液置于100mL的量筒中，静置20分钟，观察分散液中的固体在量筒中的沉降高度并计算沉降高度与分散液的总高度的百分比，该百分比越大，说明分散性越好。测试例40-44中，乙醇胺和聚乙二醇的添加量在表15中列出。实验结果在图17中示出。
表15
| 编号 | MEA/wt％ | PEG/wt％ | MEA+PEG/wt％ |
| 测试例40 | 0 | 0.6 | 0.6 |
| 测试例41 | 0.18 | 0.42 | 0.6 |
| 测试例42 | 0.3 | 0.3 | 0.6 |
| 测试例43 | 0.42 | 0.18 | 0.6 |
| 测试例44 | 0.6 | 0 | 0.6 |
以上详细描述了本发明的优选实施方式，但是，本发明并不限于上述实施方式中的具体细节，在本发明的技术构思范围内，可以对本发明的技术方案进行多种简单变型，这些简单变型均属于本发明的保护范围。
另外需要说明的是，在上述具体实施方式中所描述的各个具体技术特征，在不矛盾的情况下，可以通过任何合适的方式进行组合，为了避免不必要的重复，本发明对各种可能的组合方式不再另行说明。
此外，本发明的各种不同的实施方式之间也可以进行任意组合，只要其不违背本发明的思想，其同样应当视为本发明所公开的内容。
Claims (68)
1.一种粉煤灰预脱硅方法，该方法包括以下步骤：
(1)将第一水分散液在预脱硅反应条件下进行反应，得到预脱硅浆液，所述第一水分散液含有粉煤灰、至少一种碱以及至少一种助剂，所述助剂为醇胺，或者醇胺和水溶性聚合物，
其中，所述第一水分散液中的助剂为醇胺，相对于100重量份粉煤灰，所述第一水分散液中助剂的含量不高于3.5重量份；或者
所述第一水分散液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，相对于100重量份粉煤灰，所述第一水分散液中助剂的总量不高于3.5重量份；
(2)向所述预脱硅浆液中补充添加醇胺、或者醇胺和水溶性聚合物，醇胺、或者醇胺和水溶性聚合物的补充添加量使得：
所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺时，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3.6重量份以上；或者
所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物时，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3.6重量份以上；
(3)将补充添加了醇胺、或者醇胺和水溶性聚合物的预脱硅浆液进行固液分离，得到预脱硅粉煤灰和含硅液体物料。
2.一种粉煤灰预脱硅方法，该方法包括以下步骤：
(1)将第一水分散液在预脱硅反应条件下进行反应，得到预脱硅浆液，所述第一水分散液含有粉煤灰和至少一种碱；
(2)向所述预脱硅浆液中添加至少一种助剂，所述助剂为醇胺、或者醇胺和水溶性聚合物，醇胺、或者醇胺和水溶性聚合物的添加量使得：
所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺时，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3.6重量份以上；或者
所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物时，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3.6重量份以上；
(3)将添加了醇胺、或者醇胺和水溶性聚合物的预脱硅浆液进行固液分离，得到预脱硅粉煤灰和含硅液体物料；
(4)从所述含硅液体物料中分离出硅，得到剩余液，对所述剩余液进行稀释或者向所述剩余液中补充添加醇胺、或者醇胺和水溶性聚合物后循环用于配制第一水分散液，以使配制得到的第一水分散液含有至少一种助剂，所述剩余液的稀释程度或者所述醇胺、或者醇胺和水溶性聚合物的补充添加量使得：
配制得到的第一水分散液中的助剂为醇胺时，相对于100重量份粉煤灰，配制得到的第一水分散液中助剂的含量不高于3.5重量份；或者
配制得到的第一水分散液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物时，相对于100重量份粉煤灰，配制得到的第一水分散液中助剂的总量不高于3.5重量份。
3.一种粉煤灰预脱硅反应方法，该方法包括将第一水分散液在预脱硅反应条件下进行反应，所述第一水分散液含有粉煤灰、至少一种碱和至少一种助剂，所述助剂为醇胺、或者醇胺和水溶性聚合物，
其中，所述第一水分散液中的助剂为醇胺，相对于100重量份粉煤灰，所述第一水分散液中助剂的含量不高于3.5重量份；或者
所述第一水分散液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，相对于100重量份粉煤灰，所述第一水分散液中助剂的总量不高于3.5重量份。
4.一种粉煤灰预脱硅浆液分离方法，所述预脱硅浆液是将粉煤灰用碱法进行预脱硅而得到的，该方法包括在至少一种助剂存在下，将所述预脱硅浆液进行固液分离，得到预脱硅粉煤灰和含硅液体物料，所述助剂为醇胺、或者醇胺和水溶性聚合物；
其中，所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺时，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3.6重量份以上；或者
所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物时，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3.6重量份以上。
5.根据权利要求4所述的分离方法，其中，用碱法对粉煤灰进行预脱硅的方法包括：将粉煤灰和至少一种碱于水中在预脱硅反应条件下接触。
6.根据权利要求1所述的预脱硅方法或者根据权利要求2所述的预脱硅方法或者根据权利要求3所述的预脱硅反应方法，其中，第一水分散液或者配制得到的第一水分散液中的助剂为醇胺，相对于100重量份粉煤灰，第一水分散液或者配制得到的第一水分散液中助剂的含量为0.01-3.5重量份；或者
第一水分散液或者配制得到的第一水分散液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，相对于100重量份粉煤灰，第一水分散液或者配制得到的第一水分散液中助剂的总量为0.01-3.5重量份。
7.根据权利要求6所述的预脱硅方法或者根据权利要求6所述的预脱硅反应方法，其中，第一水分散液或者配制得到的第一水分散液中的助剂为醇胺，相对于100重量份粉煤灰，第一水分散液或者配制得到的第一水分散液中助剂的含量为0.5-3重量份；或者
第一水分散液或者配制得到的第一水分散液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，相对于100重量份粉煤灰，第一水分散液或者配制得到的第一水分散液中助剂的总量为0.5-3重量份。
8.根据权利要求7所述的预脱硅方法或者根据权利要求7所述的预脱硅反应方法，其中，第一水分散液或者配制得到的第一水分散液中的助剂为醇胺，相对于100重量份粉煤灰，第一水分散液或者配制得到的第一水分散液中助剂的含量为1-3重量份；或者
第一水分散液或者配制得到的第一水分散液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，相对于100重量份粉煤灰，第一水分散液或者配制得到的第一水分散液中助剂的总量为1-3重量份。
9.根据权利要求8所述的预脱硅方法或者根据权利要求8所述的预脱硅反应方法，其中，第一水分散液或者配制得到的第一水分散液中的助剂为醇胺，相对于100重量份粉煤灰，第一水分散液或者配制得到的第一水分散液中助剂的含量为1-2重量份。
10.根据权利要求1或6所述的预脱硅方法或者根据权利要求2或6所述的预脱硅方法或者根据权利要求3或6所述的预脱硅反应方法，其中，第一水分散液或者配制得到的第一水分散液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，第一水分散液或者配制得到的第一水分散液中，醇胺与水溶性聚合物的重量比为1：0.1-20。
11.根据权利要求10所述的预脱硅方法或者根据权利要求10所述的预脱硅反应方法，其中，第一水分散液或者配制得到的第一水分散液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，第一水分散液或者配制得到的第一水分散液中，醇胺与水溶性聚合物的重量比为1：0.2-5。
12.根据权利要求11所述的预脱硅方法或者根据权利要求11所述的预脱硅反应方法，其中，第一水分散液或者配制得到的第一水分散液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，第一水分散液或者配制得到的第一水分散液中，醇胺与水溶性聚合物的重量比为0.4-2.5。
13.根据权利要求12所述的预脱硅方法或者根据权利要求11所述的预脱硅反应方法，其中，第一水分散液或者配制得到的第一水分散液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，第一水分散液或者配制得到的第一水分散液中，醇胺与水溶性聚合物的重量比为1：0.8-1.2。
14.根据权利要求1或6所述的预脱硅方法或者根据权利要求2或6所述的预脱硅方法或者根据权利要求4或5所述的分离方法，其中，所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3.6-20重量份；或者
所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中醇胺和水溶性聚合物的总量为3.6-20重量份。
15.根据权利要求14所述的预脱硅方法或者根据权利要求14所述的分离方法，其中，所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为3.8-10重量份，更优选为4-8重量份；或者
所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中醇胺和水溶性聚合物的总量为4-15重量份。
16.根据权利要求15所述的预脱硅方法或者根据权利要求15所述的分离方法，其中，所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺，相对于100重量份粉煤灰，所述预脱硅浆液中助剂的含量为4-8重量份。
17.根据权利要求1或6所述的预脱硅方法或者根据权利要求2或6所述预脱硅方法或者根据权利要求4或5所述的分离方法，其中，所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，所述预脱硅浆液中，醇胺与水溶性聚合物的重量比为1：0.1-10。
18.根据权利要求17所述的预脱硅方法或者根据权利要求17所述的分离方法，其中，所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，所述预脱硅浆液中，醇胺与水溶性聚合物的重量比为1：0.5-2。
19.根据权利要求18所述的预脱硅方法或者根据权利要求18所述的分离方法，其中，所述预脱硅浆液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，所述预脱硅浆液中，醇胺与水溶性聚合物的重量比为1：1-2。
20.根据权利要求1和6-9中任意一项所述的预脱硅方法或者根据权利要求2和6-9中任意一项所述的预脱硅方法或者根据权利要求3和6-9中任意一项所述的预脱硅反应方法或者根据权利要求5所述的分离方法，其中，相对于100重量份粉煤灰，所述碱的用量为5-150重量份。
21.根据权利要求20所述的预脱硅方法或者根据权利要求20所述的预脱硅反应方法或者根据权利要求20所述的分离方法，其中，所述碱为氢氧化钠。
22.根据权利要求1和6-9中任意一项所述的预脱硅方法或者根据权利要求2和6-9中任意一项所述的预脱硅方法或者根据权利要求3和6-9中任意一项所述的预脱硅反应方法或者根据权利要求5所述的分离方法，其中，所述接触在80-140℃的温度下进行。
23.根据权利要求1和6-9中任意一项所述的预脱硅方法或者根据权利要求2和6-9中任意一项所述的预脱硅方法或者根据权利要求4或5所述的分离方法，其中，所述固液分离包括将浆液进行沉降，分出上清液，并分离出剩余浆液中的液相。
24.根据权利要求23所述的预脱硅方法或者根据权利要求23所述的分离方法，其中，通过过滤分离出剩余浆液中的液相。
25.根据权利要求1和6-9中任意一项所述的预脱硅方法，其中，该方法还包括从所述含硅液体物料中分离出硅，并将得到的剩余液循环用于配制所述第一水分散液。
26.根据权利要求25所述的预脱硅方法，其中，在将所述剩余液循环用于配制所述第一水分散液之前，该方法还包括对所述剩余液进行稀释或者向所述剩余液中补充添加至少一种助剂，以调整所述第一水分散液中助剂的含量。
27.一种粉煤灰提铝方法，该方法包括预脱硅步骤、烧结步骤和溶出步骤，
在所述预脱硅步骤中，将粉煤灰与至少一种碱接触进行预脱硅反应，将预脱硅浆液进行固液分离，得到预脱硅粉煤灰；
在所述烧结步骤中，将所述预脱硅粉煤灰与至少一种碱性助溶剂进行烧结，得到碱烧结熟料；
在所述溶出步骤中，将含有所述碱烧结熟料、水以及可选的碱的第二水分散液在足以将铝从碱烧结熟料中溶出的条件下进行反应，将溶出得到的浆液进行固液分离，得到含铝液体物料和含硅废渣；
其特征在于，所述预脱硅反应采用权利要求3、6-13和20-22中任意一项所述的预脱硅反应方法进行，或者预脱硅步骤中采用权利要求4、5和14-23中任意一项所述的分离方法进行固液分离，或者所述预脱硅步骤采用权利要求1和6-26中任意一项所述的预脱硅方法进行，或者所述预脱硅步骤采用权利要求2和6-23中任意一项所述的预脱硅方法进行。
28.根据权利要求27所述的提铝方法，其中，所述第二水分散液还含有至少一种助剂，所述助剂为醇胺和/或水溶性聚合物，
其中，所述第二水分散液中的助剂为醇胺，相对于100重量份碱烧结熟料，所述第二水分散液中助剂的含量为不高于3.5重量份；或者
所述第二水分散液中的助剂为水溶性聚合物，相对于100重量份碱烧结熟料，所述第二水分散液中助剂的含量为不高于3.5重量份；或者
所述第二水分散液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，相对于100重量份碱烧结熟料，所述第二水分散液中助剂的总量为不高于4重量份。
29.根据权利要求28所述的提铝方法，其中，所述第二水分散液中的助剂为醇胺，相对于100重量份碱烧结熟料，所述第二水分散液中助剂的含量为0.05-3.5重量份；或者
所述第二水分散液中的助剂为水溶性聚合物，相对于100重量份碱烧结熟料，所述第二水分散液中助剂的含量为0.05-3.5重量份；或者
所述第二水分散液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，相对于100重量份碱烧结熟料，所述第二水分散液中助剂的总量为0.05-4重量份。
30.根据权利要求29所述的提铝方法，其中，所述第二水分散液中的助剂为醇胺，相对于100重量份碱烧结熟料，所述第二水分散液中助剂的含量为0.5-3重量份；或者
所述第二水分散液中的助剂为水溶性聚合物，相对于100重量份碱烧结熟料，所述第二水分散液中助剂的含量为0.5-3.5重量份；或者
所述第二水分散液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，相对于100重量份碱烧结熟料，所述第二水分散液中助剂的总量为1-4重量份。
31.根据权利要求30所述的提铝方法，其中，所述第二水分散液中的助剂为醇胺，相对于100重量份碱烧结熟料，所述第二水分散液中助剂的含量为1-2重量份；或者
所述第二水分散液中的助剂为水溶性聚合物，相对于100重量份碱烧结熟料，所述第二水分散液中助剂的含量为1-3.5重量份；或者
所述第二水分散液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，相对于100重量份碱烧结熟料，所述第二水分散液中助剂的总量为1-3重量份。
32.根据权利要求31所述的提铝方法，其中，所述第二水分散液中的助剂为水溶性聚合物，相对于100重量份碱烧结熟料，所述第二水分散液中助剂的含量为2.5-3.2重量份。
33.根据权利要求28所述的提铝方法，其中，所述第二水分散液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，所述第二水分散液中，醇胺和水溶性聚合物的重量比为1：0.1-10。
34.根据权利要求33所述的提铝方法，其中，所述第二水分散液中，醇胺和水溶性聚合物的重量比为1：0.2-5。
35.根据权利要求34所述的提铝方法，其中，所述第二水分散液中，醇胺和水溶性聚合物的重量比为1：0.4-2.5。
36.根据权利要求35所述的提铝方法，其中，所述第二水分散液中，醇胺和水溶性聚合物的重量比为1：0.8-1.2。
37.根据权利要求27-36中任意一项所述的提铝方法，其中，在将溶出得到的浆液进行固液分离之前，该方法还包括向溶出得到的浆液中添加或者补充添加至少一种助剂，所述助剂为醇胺和/或水溶性聚合物，所述助剂的添加量或者所述助剂的补充添加量使得：
溶出得到的浆液中的助剂为醇胺时，相对于100重量份碱烧结熟料，所述溶出得到的浆液中助剂的含量为4重量份以上；或者
溶出得到的浆液中的助剂为水溶性聚合物时，相对于100重量份碱烧结熟料，所述溶出得到的浆液中助剂的含量为4重量份以上；或者
溶出得到的浆液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物时，相对于100重量份碱烧结熟料，所述溶出得到的浆液中助剂的总量为4.5重量份以上。
38.根据权利要求37所述的提铝方法，其中，所述助剂的添加量或者所述助剂的补充添加量使得：
溶出得到的浆液中的助剂为醇胺时，相对于100重量份碱烧结熟料，所述溶出得到的浆液中助剂的含量为4-20重量份；或者
溶出得到的浆液中的助剂为水溶性聚合物时，相对于100重量份碱烧结熟料，所述溶出得到的浆液中助剂的含量为4-20重量份；或者
溶出得到的浆液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物时，相对于100重量份碱烧结熟料，所述溶出得到的浆液中助剂的总量为4.5-20重量份。
39.根据权利要求38所述的提铝方法，其中，所述助剂的添加量或者所述助剂的补充添加量使得：
溶出得到的浆液中的助剂为醇胺时，相对于100重量份碱烧结熟料，所述溶出得到的浆液中助剂的含量为4-10重量份；或者
溶出得到的浆液中的助剂为水溶性聚合物时，相对于100重量份碱烧结熟料，所述溶出得到的浆液中助剂的含量为4-10重量份；或者
溶出得到的浆液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物时，相对于100重量份碱烧结熟料，所述溶出得到的浆液中助剂的总量为4.5-10重量份。
40.根据权利要求39所述的提铝方法，其中，所述助剂的添加量或者所述助剂的补充添加量使得：
溶出得到的浆液中的助剂为醇胺时，相对于100重量份碱烧结熟料，所述溶出得到的浆液中助剂的含量为4-6重量份；或者
溶出得到的浆液中的助剂为水溶性聚合物时，相对于100重量份碱烧结熟料，所述溶出得到的浆液中助剂的含量为4-6重量份；或者
溶出得到的浆液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物时，相对于100重量份碱烧结熟料，所述溶出得到的浆液中助剂的总量为5-8重量份。
41.根据权利要求37所述的提铝方法，其中，溶出得到的浆液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，所述醇胺与所述水溶性聚合物的重量比为1：0.1-10。
42.根据权利要求41所述的提铝方法，其中，溶出得到的浆液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，所述醇胺与所述水溶性聚合物的重量比为1：0.2-5。
43.根据权利要求42所述的提铝方法，其中，溶出得到的浆液中的助剂为醇胺和水溶性聚合物，所述醇胺与所述水溶性聚合物的重量比为1：1-2.5。
44.根据权利要求27-36中任意一项所述的提铝方法，其中，溶出步骤中，所述固液分离包括将所述浆液进行沉降并分出上清液，分离出剩余浆液中的液相，合并所述上清液和所述液相，得到含铝液体物料。
45.根据权利要求44所述的提铝方法，其中，采用过滤分离出剩余浆液中的液相。
46.根据权利要求27-36中任意一项所述的提铝方法，其中，该方法还包括从所述含铝液体物料中分离出氢氧化铝，将剩余液循环用于配制所述第二水分散液。
47.根据权利要求46所述的提铝方法，其中，在将所述剩余液循环用于配制所述第二水分散液之前，该方法还包括对所述剩余液进行稀释或者向所述剩余液中补充添加助剂，以调整第二水分散液中助剂的含量。
48.根据权利要求27-36中任意一项所述的提铝方法，其中，所述第二水分散液含有至少一种碱，所述碱烧结熟料与碱的重量比为1：0.1-10。
49.根据权利要求48所述的提铝方法，其中，所述碱为氢氧化钠和/或碳酸钠。
50.根据权利要求27-36中任意一项所述的提铝方法，其中，溶出步骤中，在70-90℃的温度下进行反应。
51.根据权利要求27-36中任意一项所述的提铝方法，其中，所述碱性助溶剂选自碳酸钠、氧化钙和在烧结条件下能够形成氧化钙的前身物。
52.根据权利要求27-36中任意一项所述的提铝方法，其中，所述预脱硅粉煤灰与所述碱性助溶剂的重量比为1：0.1-10。
53.根据权利要求27-36中任意一项所述的提铝方法，其中，所述烧结的温度为950-1250℃。
54.根据权利要求27-36中任意一项所述的提铝方法，其中，该方法还包括脱碱步骤，在所述脱碱步骤中，将含有所述含硅废渣、水以及可选的碱的第三水分散液进行水解反应。
55.根据权利要求54所述的提铝方法，其中，所述水解反应在至少一种水溶性聚合物的存在下进行。
56.根据权利要求55所述的提铝方法，其中，相对于100重量份含硅废渣，所述水溶性聚合物的用量为0.5-5重量份。
57.根据权利要求56所述的提铝方法，其中，相对于100重量份含硅废渣，所述水溶性聚合物的用量为1-4重量份。
58.根据权利要求54所述的提铝方法，其中，在所述脱碱步骤中，将所述含硅废渣与水和碱接触，相对于100重量份所述含硅废渣，所述碱的用量为10-100重量份。
59.根据权利要求58所述的提铝方法，其中，所述碱为氢氧化钠。
60.根据权利要求54所述的提铝方法，其中，所述水解反应在100-180℃的温度下进行。
61.根据权利要求54所述的提铝方法，其中，将水解得到的混合物进行固液分离，得到脱碱含硅废渣，并将分离出的液相循环用于配制所述第三水分散液。
62.根据权利要求1-13和28-36中任意一项所述的方法，其中，所述水溶性聚合物为聚乙二醇。
63.根据权利要求14所述的方法，其中，所述水溶性聚合物为聚乙二醇。
64.根据权利要求37所述的方法，其中，所述水溶性聚合物为聚乙二醇。
65.根据权利要求55所述的方法，其中，所述水溶性聚合物为聚乙二醇。
66.根据权利要求1-13和28-36中任意一项所述的方法，其中，所述醇胺为乙醇胺。
67.根据权利要求14所述的方法，其中，所述醇胺为乙醇胺。
68.根据权利要求37所述的方法，其中，所述醇胺为乙醇胺。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201410250911.XA CN105174292B (zh) | 2014-06-06 | 2014-06-06 | 粉煤灰预脱硅方法和预脱硅反应方法和预脱硅浆液分离方法以及粉煤灰提铝方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201410250911.XA CN105174292B (zh) | 2014-06-06 | 2014-06-06 | 粉煤灰预脱硅方法和预脱硅反应方法和预脱硅浆液分离方法以及粉煤灰提铝方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN105174292A CN105174292A (zh) | 2015-12-23 |
| CN105174292B true CN105174292B (zh) | 2018-01-26 |
Family
ID=54896833
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN201410250911.XA Active CN105174292B (zh) | 2014-06-06 | 2014-06-06 | 粉煤灰预脱硅方法和预脱硅反应方法和预脱硅浆液分离方法以及粉煤灰提铝方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN105174292B (zh) |
Families Citing this family (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN109336146A (zh) * | 2018-11-16 | 2019-02-15 | 山西大学 | 一种粉煤灰碱溶提高预脱硅率的方法 |
Citations (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN101284668A (zh) * | 2007-04-12 | 2008-10-15 | 清华大学 | 一种从高铝粉煤灰中提取二氧化硅、氧化铝及氧化镓的方法 |
| CN101607729A (zh) * | 2009-07-08 | 2009-12-23 | 王云 | 一种用红柱石矿制备化学品氧化铝的方法 |
| CN103225131A (zh) * | 2013-05-06 | 2013-07-31 | 渤海大学 | 含铬铝泥制备的Al2O3、Cr2O3复合纳米纤维或纳米片及制备方法 |
| CN103274419A (zh) * | 2013-06-04 | 2013-09-04 | 天津大学 | 高铝粉煤灰中非晶态二氧化硅的脱除方法 |
| CN103332697A (zh) * | 2013-05-17 | 2013-10-02 | 大唐国际发电股份有限公司高铝煤炭资源开发利用研发中心 | 一种活性硅酸钙的脱水方法 |
| CN103638744A (zh) * | 2013-11-27 | 2014-03-19 | 鄂尔多斯市东源煤铝科技有限公司 | 一种提高酸性粉煤灰料浆过滤性能的方法 |
| CN103819086A (zh) * | 2012-11-16 | 2014-05-28 | 神华集团有限责任公司 | 一种制备钠钙硅酸盐玻璃基本配方的方法以及粉煤灰提铝联产玻璃的方法 |
| CN104649304A (zh) * | 2013-11-21 | 2015-05-27 | 神华集团有限责任公司 | 一种碱法提铝及获得脱碱赤泥的方法以及获得的脱碱赤泥及其应用 |
-
2014
- 2014-06-06 CN CN201410250911.XA patent/CN105174292B/zh active Active
Patent Citations (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN101284668A (zh) * | 2007-04-12 | 2008-10-15 | 清华大学 | 一种从高铝粉煤灰中提取二氧化硅、氧化铝及氧化镓的方法 |
| CN101607729A (zh) * | 2009-07-08 | 2009-12-23 | 王云 | 一种用红柱石矿制备化学品氧化铝的方法 |
| CN103819086A (zh) * | 2012-11-16 | 2014-05-28 | 神华集团有限责任公司 | 一种制备钠钙硅酸盐玻璃基本配方的方法以及粉煤灰提铝联产玻璃的方法 |
| CN103225131A (zh) * | 2013-05-06 | 2013-07-31 | 渤海大学 | 含铬铝泥制备的Al2O3、Cr2O3复合纳米纤维或纳米片及制备方法 |
| CN103332697A (zh) * | 2013-05-17 | 2013-10-02 | 大唐国际发电股份有限公司高铝煤炭资源开发利用研发中心 | 一种活性硅酸钙的脱水方法 |
| CN103274419A (zh) * | 2013-06-04 | 2013-09-04 | 天津大学 | 高铝粉煤灰中非晶态二氧化硅的脱除方法 |
| CN104649304A (zh) * | 2013-11-21 | 2015-05-27 | 神华集团有限责任公司 | 一种碱法提铝及获得脱碱赤泥的方法以及获得的脱碱赤泥及其应用 |
| CN103638744A (zh) * | 2013-11-27 | 2014-03-19 | 鄂尔多斯市东源煤铝科技有限公司 | 一种提高酸性粉煤灰料浆过滤性能的方法 |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| "聚乙二醇对水系介质中Al2O3粒子的分散作用";董如林等;<江苏工业学院学报>;20090331;第21卷(第1期);第29、31页 * |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN105174292A (zh) | 2015-12-23 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| AU2007334021B2 (en) | Composition and method for improved aluminum hydroxide production | |
| EP2018350B1 (en) | Composition and method for improved aluminum hydroxide production | |
| CN1954038B (zh) | 从高岭土中分离细分散的钛铁杂质的方法和试剂 | |
| AU2007319428B2 (en) | Improving the transfer of slurry in a Bayer process | |
| CN101868430A (zh) | 湿法研磨含有聚羧酸盐的石膏 | |
| CN1162204C (zh) | 烟道气的脱硫方法及其所用的装置 | |
| CN104768874A (zh) | 从铝土矿残留物中获得有价值物质的方法和装置 | |
| US8784509B2 (en) | Composition for enhancing the production of crystal agglomerates from a precipitation liquor | |
| CN105174292B (zh) | 粉煤灰预脱硅方法和预脱硅反应方法和预脱硅浆液分离方法以及粉煤灰提铝方法 | |
| CN108424011A (zh) | 一种用于制备钢渣微粉的液体助磨剂 | |
| CN105271323B (zh) | 粉煤灰碱烧结熟料铝溶出方法和铝溶出反应方法和铝溶出浆液分离方法以及粉煤灰提铝方法 | |
| CN105293542B (zh) | 粉煤灰预脱硅方法和溶出方法和脱碱方法及分离方法和粉煤灰提铝方法 | |
| RU2469110C2 (ru) | Способ улучшения измельчения в процессе извлечения оксида алюминия | |
| CN104780982A (zh) | 碱性铝土矿残渣的处理 | |
| JP5393220B2 (ja) | 石灰岩の不純物除去方法およびシステム | |
| CN105439216A (zh) | 一种印染废水处理剂及其制备方法 | |
| JP5415202B2 (ja) | 重質炭酸カルシウムの製造方法 | |
| CN111072120A (zh) | 一种邻、间氨基苯废水处理剂及废水处理方法 | |
| KR101625281B1 (ko) | 수산화마그네슘 슬러리의 제조방법 | |
| US20200109053A1 (en) | Phosphoric acid production methods and compositions | |
| CN115228621A (zh) | 一种混合捕收剂及其在浮选分离钙镁碳酸盐矿物中的应用 | |
| CN112939176A (zh) | 一种洗煤废水处理剂、其制备方法和应用 | |
| KR20180138261A (ko) | 고압분산을 이용한 벤토나이트의 고순도화 방법 | |
| JP2010163343A (ja) | 石灰岩の不純物除去方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| C06 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| C10 | Entry into substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| GR01 | Patent grant | ||
| GR01 | Patent grant | ||
| CP03 | Change of name, title or address | ||
| CP03 | Change of name, title or address |
Address after: 100011 Beijing Dongcheng District, West Binhe Road, No. 22 Patentee after: CHINA ENERGY INVESTMENT Corp.,Ltd. Patentee after: Beijing low carbon clean energy research institute Address before: 100011 Shenhua building, 22 West Binhe Road, Dongcheng District, Beijing Patentee before: SHENHUA GROUP Corp.,Ltd. Patentee before: Beijing low carbon clean energy research institute |