CN110451528B - 一种从富钾板岩提取氯化钾的无废利用方法 - Google Patents

一种从富钾板岩提取氯化钾的无废利用方法 Download PDF

Info

Publication number
CN110451528B
CN110451528B CN201910748605.1A CN201910748605A CN110451528B CN 110451528 B CN110451528 B CN 110451528B CN 201910748605 A CN201910748605 A CN 201910748605A CN 110451528 B CN110451528 B CN 110451528B
Authority
CN
China
Prior art keywords
stage
filtrate
potassium
filter residue
chloride
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
Application number
CN201910748605.1A
Other languages
English (en)
Other versions
CN110451528A (zh
Inventor
姬俊梅
刘凤国
李满年
江峰
侯玮
谢育林
彭艳荣
吕晓艳
白娟
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Baotou Iron and Steel Group Co Ltd
Original Assignee
Baotou Iron and Steel Group Co Ltd
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 Baotou Iron and Steel Group Co Ltd filed Critical Baotou Iron and Steel Group Co Ltd
Priority to CN201910748605.1A priority Critical patent/CN110451528B/zh
Publication of CN110451528A publication Critical patent/CN110451528A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN110451528B publication Critical patent/CN110451528B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C01—INORGANIC CHEMISTRY
    • C01B—NON-METALLIC ELEMENTS; COMPOUNDS THEREOF; METALLOIDS OR COMPOUNDS THEREOF NOT COVERED BY SUBCLASS C01C
    • C01B33/00—Silicon; Compounds thereof
    • C01B33/20—Silicates
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C01—INORGANIC CHEMISTRY
    • C01B—NON-METALLIC ELEMENTS; COMPOUNDS THEREOF; METALLOIDS OR COMPOUNDS THEREOF NOT COVERED BY SUBCLASS C01C
    • C01B37/00—Compounds having molecular sieve properties but not having base-exchange properties
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C01—INORGANIC CHEMISTRY
    • C01B—NON-METALLIC ELEMENTS; COMPOUNDS THEREOF; METALLOIDS OR COMPOUNDS THEREOF NOT COVERED BY SUBCLASS C01C
    • C01B39/00—Compounds having molecular sieve and base-exchange properties, e.g. crystalline zeolites; Their preparation; After-treatment, e.g. ion-exchange or dealumination
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C01—INORGANIC CHEMISTRY
    • C01D—COMPOUNDS OF ALKALI METALS, i.e. LITHIUM, SODIUM, POTASSIUM, RUBIDIUM, CAESIUM, OR FRANCIUM
    • C01D3/00—Halides of sodium, potassium or alkali metals in general
    • C01D3/04—Chlorides
    • C01D3/08—Preparation by working up natural or industrial salt mixtures or siliceous minerals
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C01—INORGANIC CHEMISTRY
    • C01G—COMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
    • C01G49/00—Compounds of iron
    • C01G49/009—Compounds containing, besides iron, two or more other elements, with the exception of oxygen or hydrogen
    • Y—GENERAL 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
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明提供一种从富钾板岩提取氯化钾的无废利用方法，属于固废综合利用技术领域。本发明提供的方法包括选矿、焙烧、浸出、结晶、固体产物综合利用等步骤，是一种无废绿色高效利用非水溶性钾资源的方法。其获得的工艺产品为氯化钠和氯化钾，解决现有技术中钾和钠分离困难的难题，并且采用生产过程中的尾矿以及浸出渣获得了聚合氯化铝铁水处理剂和聚硅酸氯化铝，大大提高了固体废弃物的综合利用产值，实现了资源的综合利用。

Description

一种从富钾板岩提取氯化钾的无废利用方法
技术领域
本发明属于固废综合利用技术领域，具体涉及一种从富钾板岩提取氯化钾的无废利用方法，尤其是针对钾长石可以实现无废利用，实现绿色高效开发非水溶性钾资源。
背景技术
水溶性钾盐主要产于加拿大、俄罗斯、白俄罗斯和德国等国家。我国水溶性钾盐资源很少，仅占世界储量的2.2％，对外依存度较高。我国非水溶性钾矿资源丰富，且种类繁多，如钾长石、明矾石、霞石、绿豆岩等，预计其资源总量超过200亿吨。钾长石是其中最重要的一种，是许多含钾硅铝盐岩石的主要组分。如果此类非水溶性钾矿资源得以高效利用，可有效解决我国水溶性钾盐资源的不足。
内蒙古含有丰富的钾矿资源，白云鄂博矿主、东矿上盘开采境界内已探明的富钾板岩储量为3.4亿吨，其中富钾板岩矿石1.56亿吨，属于特大型钾矿资源。富钾板岩的主要成分为钾长石，是一种非水溶性的钾、铝、硅资源，K2O平均品位为10.58％。为了弥补我国水溶性钾盐的不足，开发白云鄂博非水溶性钾矿资源具有重要的意义。
虽然现有技术中已经存在从难溶性或非溶性钾矿中提取氯化钾的报道，例如李小燕等，“添加NaCl-CaCO3混合助剂焙烧难溶性钾矿取氯化钾的实验研究”，硅酸盐通报，2017.04，P：1442-1446，公开了采用石盐和石灰石作为焙烧难溶性钾矿的混合助剂，钠钾摩尔比为4，石灰石加入量为12.5wt％的配料在900℃焙烧90min的条件下，混合助剂实现了钾提取率84.6％。石盐和石灰石组成的混合助剂与难溶性钾矿的质量比为0.73，与其它体系相比，助剂用量大大降低。但仍存在以下缺陷：石灰加入量较大，产量较低，焙烧时间较长，焙烧温度较高，浸出率较低。
李刚等在“低品位钾盐助剂焙烧与水浸及结晶制备钾盐”，过程工程学报，2016.08，P：684-691中公开了采用助剂焙烧水洗浸出钾盐结晶分离工艺从低品位钾长石中提取钾盐，在钾长石:氯化钙:碳酸钠＝1:0.5:0.1(ω)、800℃焙烧4h及液固比1mL/g、80℃水洗2h的条件下，钾提取率可达91.88％，使用CaCl2-Na2CO3复合助剂能降低矿石分解温度，水洗浸出阶段主要受内扩散控制。但仍存在以下缺陷：CaCl2-Na2CO3复合助剂价格较高，焙烧时间较长，总成本较高。
CN102557050A则公开一种钾长石综合利用新工艺，其是在钾长石中配入碳酸钾或碳酸钠进行一段烧结，烧结熟料于氢氧化钾和碳酸钾混合液中浸出后过滤，所得滤渣为二段烧结的原料，所得滤液碳分后过滤，滤渣回收部分二氧化硅生产白碳黑，滤液部分生产钾盐，部分返回一段浸出工序。二段烧结是在一段烧结熟料浸出渣中配入石灰石及碳酸钾进行烧结，烧结熟料于氢氧化钾和碳酸钾混合液中浸出后过滤，滤渣作为水泥生产原料，滤液加入氧化钙进行加压脱硅处理，脱硅后溶液碳分后过滤，滤渣回收氢氧化铝，生产多品种氧化铝。一段烧结和二段烧结过程中，碳分后过滤所得滤液经脱硅、浓缩等工艺可回收碳酸钾。但是该工艺焙烧助剂采用碳酸钠或碳酸钾价格较高，总成本较高，并且未实现无废排放。
CN105800650A公开一种钙基四元焙烧处理钾长石提钾的方法，包括以下步骤:1)混合物料的焙烧:采用50～100目的钾长石颗粒，以1:1～1:3比例添加石灰石，再以1:2～1:4比例添加硫酸钙，硫酸钠作为添加剂，添加量为3％～7％。将混合物料混合均匀研磨至100～200目，在800～1200℃下焙烧，控制反应时间1～3h，得到烧渣。2)硫酸钾溶液的结晶:在40～100℃下用纯水溶解并搅拌所述烧渣1～3h，过滤，得到溶钾滤液。依次对所述滤液进行结晶、过滤、干燥处理得到硫酸钾。但是该方法仍存在以下缺陷：焙烧温度较高，对设备要求较高。添加剂量较大，影响产量。
发明内容
针对现有技术存在问题中的一个或多个，本发明提供一种从富钾板岩提取氯化钾的无废利用方法，包括以下步骤：
S1：将富钾板岩粉碎至一定粒度，获得第一试样；
S2：将步骤S1获得的第一试样经磁选-反浮选工艺，获得第二试样；
S3：将步骤S2获得的第二试样与焙烧助剂混合，随后进行焙烧、浸出、过滤，获得第一滤液和第一滤渣；
S4：采用盐酸对步骤S3获得的第一滤液进行酸化，酸化至pH为8-9后过滤获得第二滤液和第二滤渣；
S5：对步骤S4获得的第二滤液进行多级蒸发结晶获得氯化钠和氯化钾；
S6：对步骤S4获得的第二滤渣进行处理，获得分子筛；
S7：采用盐酸对步骤S3获得的第一滤渣进行酸化，过滤获得第三滤液和第三滤渣；
S8：采用步骤S7获得的第三滤液经浓缩、水解、聚合获得聚合氯化铝铁水处理剂；
S9：对步骤S7中的第三滤渣进行处理，获得聚硅酸氯化铝。
上述步骤S1的具体操作方法为：将富钾板岩经一段颚式破碎机粗破破碎至粒度为-50mm，混匀后再经二段颚式破碎机破碎，破碎至粒度为-10mm，混匀后再经辊式破碎机细破至粒度为-3mm，然后将破碎产品进行多次混匀、缩分，再经过磨矿至粒度为-200目占81％及以上，得到所述第一试样。
上述步骤S2中所述磁选-反浮选的具体操作方法为：在磁场强度为145KA/m～167KA/m时磁选，获得磁选尾矿和磁选中矿；将所述磁选尾矿与磁选中矿混合，经过反浮选获得浮选尾矿和浮选中矿，其中捕收剂为异丁基黄药和混合胺的混合物，用量为0.45kg/t～0.65kg/t，调整剂为草酸与硫酸铜的混合物，用量为1.3kg/t～1.5kg/t；将所述浮选尾矿与浮选中矿混合，获得所述第二试样。
上述步骤S3中所述焙烧助剂为氯化钠和氢氧化钠的混合物，其中所述第二试样与氯化钠和氢氧化钠的质量比为：1：0.8～1.2：0.2～0.5；所述焙烧是在750℃～820℃下焙烧50min～70min；所述浸出的温度为85℃-95℃，浸出的时间为3h～4h。
上述步骤S4中采用质量浓度为5-25％的盐酸对步骤S3获得的第一滤液进行酸化，不断加入盐酸，调节至pH为8-9后过滤，获得第二滤液和第二滤渣。
上述步骤S5中所述多级蒸发结晶的具体操作方法为：
1)将所述第二滤液置于结晶器中，在95℃～100℃下进行第一级浓缩、蒸发、结晶，过滤，得到一级结晶和一级滤液；
2)将所述一级滤液在95℃～100℃下进行第二级浓缩、蒸发、结晶、过滤，得到二级结晶和二级滤液；
3)将所述二级滤液在95℃～100℃下进行第三级浓缩、蒸发、结晶、过滤，得到三级结晶和三级滤液；
4)将所述三级滤液在50℃～60℃下浓缩，然后在-5℃～5℃进行结晶、过滤，得到四级滤液和四级结晶；
其中所述四级结晶为氯化钾，纯度≥98.5％；所述一级结晶为氯化钠，纯度≥98.5％；
优选地，步骤S5中所述多级蒸发结晶的具体操作方法还包括：
5)将所述四级滤液返回至所述二级滤液继续进行浓缩、蒸发和结晶过程；
6)将所述二级结晶和三级结晶混合进行重结晶，具体为：将所述二级结晶和三级结晶混合，加入一定水，搅拌加热至微沸，并缓慢加水至完全溶解；停止搅拌，自然冷却放置11-13h，过滤，得到五级滤液和五级结晶，其中所述五级结晶为氯化钠，纯度≥98.5％；
7)将所述五级滤液返回至所述一级滤液继续进行浓缩、蒸发和结晶过程。
上述步骤S6中所述对步骤S4获得的第二滤渣进行处理，获得分子筛的具体操作方法为：
a1、向所述第二滤渣中加入适量水制成混合液，使得所述第二滤渣的质量浓度为10～20％；
a2、向所述混合液中加入与第二滤渣质量比为0.3～0.5：1的氢氧化钾，在30℃～40℃下充分搅拌至溶液澄清，获得澄清液；
a3、向所述澄清液中加入与第二滤渣质量比为0.1～0.2：1的硫酸铝，老化7h～9h，在150℃～180℃下水热晶化22～25h，在110℃～120℃干燥得到所述分子筛。
上述步骤S7中采用质量浓度为10-25％的盐酸对步骤S3获得的的第一滤渣进行酸化；所述第一滤渣与盐酸的质量比为1：1.2～1.5，在55℃～85℃酸化1h～3h。
上述步骤S8中获得聚合氯化铝铁水处理剂的具体方法为：
将所述第三滤液在45℃～60℃下进行浓缩、水解、聚合4h～6h，然后在55℃～60℃下干燥，得到所述聚合氯化铝铁水处理剂。
上述步骤S9中获得聚硅酸氯化铝的具体方法为：
将所述第三滤渣与盐酸质量比为1:1.2～1.5的混合物在温度180℃～220℃的反应釜中反应1～1.5h，反应结束后，冷却至45℃～55℃，加入与第三滤渣质量比为0.6～1：1的氯化铝，搅拌30min～60min，然后在50℃～55℃聚合3h～4h，然后在55℃下干燥，得到聚硅酸氯化铝；其中与所述第三滤渣进行混合的盐酸的质量浓度为20％～30％。
基于以上技术方案提供的从富钾板岩提取氯化钾的无废利用方法包括选矿、焙烧、浸出、结晶、固体产物综合利用等步骤，是一种无废绿色高效利用非水溶性钾资源的方法。与现有技术相比，具有以下有益效果：
1)本发明方法获得的工艺产品为氯化钠和氯化钾，解决现有技术中钾和钠分离困难的难题；
2)本发明方法采用选矿工艺，获得了硫精矿产品，并且采用生产过程中的尾矿以及浸出渣获得了聚合氯化铝铁水处理剂和聚硅酸氯化铝，大大提高了固体废弃物的综合利用产值；
3)本发明方法采用选矿方法降低了焙烧样量，提高了氧化钾的含量，进一步降低成本；
4)本发明方法降低了给料中硫的含量，降低了焙烧的污染；
5)本发明方法采用中温焙烧，温度较低节约成本，并且采用的助剂来源广泛且成本低，大大降低了富钾板岩利用工艺成本，实现了资源的综合利用。
具体实施方式
针对现有技术中富钾板岩利用成本较高，副产物产值较低，开发利用技术存在各种缺陷，本发明提供一种从富钾板岩提取氯化钾的无废利用方法，通过选矿、焙烧、浸出、结晶、固体产物综合利用等步骤，最终获得高产率和高纯度高品位的氯化钠和氯化钾产品以及聚合氯化铝铁水处理剂和聚硅酸氯化铝等副产品。
在下文中，仅简单地描述了某些示例性实施例。正如本领域技术人员可认识到的那样，在不脱离本发明的精神或范围的情况下，可通过各种不同方式修改所描述的实施例。因此，以下描述被认为本质上是示例性的而非限制性的。
在以下的所有实施例中，使用的原料为内蒙古白云鄂博的钾长石，其主要成分有：氧化钾10.26％，氧化钠1.46％，氧化铝13.11％，硫2.34％，氧化硅55.57％，TFe含量63.0％。
以下结合具体实施方式详细说明本发明。
以钾长石为例，本发明提供的一种从富钾板岩提取氯化钾的无废利用方法，包括以下步骤：
S1：将钾长石粉碎至一定粒度，获得第一试样；具体操作方法为：将钾长石经一段颚式破碎机粗破破碎至粒度为-50mm，混匀后再经二段颚式破碎机破碎，破碎至粒度为-10mm，混匀后再经辊式破碎机细破至粒度为-3mm，然后将破碎产品进行多次混匀、缩分，再经过磨矿至粒度为-200目占81％及以上，得到所述第一试样。
S2：将上述步骤S1获得的第一试样经磁选-反浮选工艺，获得第二试样；具体操作方法为：在磁场强度为145KA/m～167KA/m时磁选，获得的磁选尾矿中K2O含量为10.79％，TFe品位为4.2％，硫的品位为1.21％，氧化钾的回收率可达到93.72％。将磁选尾矿与磁选中矿(磁选一精尾矿)混合作为反浮选给矿，经过反浮选，其中捕收剂为异丁基黄药和混合胺的混合物，用量为0.45kg/t～0.65kg/t、调整剂为草酸与硫酸铜的混合物，用量为1.3kg/t～1.5kg/t，可获得氧化钾品位大于12.02％，收率大于86.86％，硫的品位为0.2％，铁的品位为4.1％的浮选尾矿。将浮选尾矿与浮选中矿(浮选一精尾矿)混合作为焙烧给料(即第二试样)。
S3：将步骤S2获得的第二试样与焙烧助剂混合，随后进行焙烧、浸出、过滤，获得第一滤液(pH大约为14)和第一滤渣；其中焙烧助剂为氯化钠和氢氧化钠混合物，其中所述第二试样与氯化钠和氢氧化钠的质量比为：1：0.8～1.2：0.2～0.5；所述焙烧是在750℃～820℃下焙烧50min～70min，例如在750℃、760℃、770℃、780℃、790℃、800℃、810℃、820℃下焙烧50min、60min、70min等；所述浸出的温度为85℃-95℃，浸出的时间为3h～4h，氧化钾的浸出率可达到90％以上。
S4：采用5-25％盐酸对步骤S3获得的第一滤液进行酸化，不断加入盐酸，调节pH为8-9后过滤，获得第二滤液和第二滤渣。
S5：对步骤S4获得的第二滤液进行多级蒸发结晶获得氯化钠和氯化钾；其中所述多级蒸发结晶的具体操作方法为：1)将所述第二滤液置于结晶器中，在95℃～100℃下进行第一级浓缩、蒸发、结晶，过滤，得到一级结晶和一级滤液；2)将所述一级滤液在95℃～100℃下进行第二级浓缩、蒸发、结晶、过滤，得到二级结晶和二级滤液；3)将所述二级滤液在95℃～100℃下进行第三级浓缩、蒸发、结晶、过滤，得到三级结晶和三级滤液；4)将所述三级滤液在50℃～60℃下浓缩，然后在-5℃～5℃进行结晶、过滤，得到四级滤液和四级结晶；其中所述四级结晶为氯化钾，纯度≥98.5％；所述一级结晶为氯化钠，纯度≥98.5％；
其中所述多级蒸发结晶的具体操作方法还包括：5)将所述四级滤液返回至所述二级滤液继续进行浓缩、蒸发和结晶过程；6)将所述二级结晶和三级结晶混合进行重结晶，具体为：将所述二级结晶和三级结晶混合，加入一定水，搅拌加热至微沸，并缓慢加水至完全溶解；停止搅拌，自然冷却放置约12h，过滤，得到五级滤液和五级结晶，其中所述五级结晶为氯化钠，纯度≥98.5％；7)将所述五级滤液返回至所述一级滤液继续进行浓缩、蒸发和结晶过程。
S6：对步骤S4获得的第二滤渣进行处理，以获得分子筛；其具体操作方法为：a1、向所述第二滤渣中加入适量水制成混合液，使得所述第二滤渣的质量浓度为10～20％；a2、向所述混合液中加入与第二滤渣质量比为0.3～0.5：1的氢氧化钾，在30℃～40℃下充分搅拌至溶液澄清，获得澄清液；a3、向所述澄清液中加入与第二滤渣质量比为0.1～0.2：1的硫酸铝，老化7h～9h，在150℃～180℃下水热晶化22～25h，在110℃～120℃干燥得到所述分子筛。
S7：采用质量浓度为10-25％的盐酸对步骤S3获得的第一滤渣进行酸化，过滤获得第三滤液和第三滤渣；其中所述第一滤渣与盐酸的质量比为1：1.2～1.5，在55℃～85℃酸化1h～3h。
S8：采用步骤S7获得的第三滤液经浓缩、水解、聚合获得聚合氯化铝铁水处理剂；具体方法为：将所述第三滤液在45℃～60℃下进行浓缩、水解、聚合4h～6h，然后在55℃～60℃下干燥，得到所述聚合氯化铝铁水处理剂。
S9：对步骤S7中的第三滤渣进行处理，获得聚硅酸氯化铝；具体方法为：将所述第三滤渣与盐酸质量比为1:1.2～1.5的混合物在温度180℃～220℃的反应釜中反应1～1.5h，反应结束后，冷却至45℃～55℃，加入与第三滤渣质量比为0.6～1：1的氯化铝，搅拌30min～60min，然后在50℃～55℃聚合3h～4h，然后在55℃下干燥，得到聚硅酸氯化铝；其中与所述第三滤渣进行混合的盐酸的质量浓度为20％～30％。
实施例1：从富钾板岩提取氯化钾的无废利用方法
S1：将钾长石粉碎至一定粒度，获得第一试样；具体操作方法为：将钾长石经一段颚式破碎机粗破破碎至粒度为-50mm，混匀后再经二段颚式破碎机破碎，破碎至粒度为-10mm，混匀后再经辊式破碎机细破至粒度为-3mm，然后将破碎产品进行多次混匀、缩分，再经过磨矿至粒度为-200目占81％，得到所述第一试样。
S2：将上述步骤S1获得的第一试样经磁选-反浮选工艺，获得第二试样；具体操作方法为：在磁场强度为145KA/m时磁选，可获得磁选尾矿中K2O含量为10.79％，TFe品位为4.2％，硫的品位为1.21％，氧化钾的回收率可达到93.72％。磁选尾矿与磁选中矿(磁选一精尾矿)混合作为浮选给矿，经过反浮选，其中捕收剂为异丁基黄药和混合胺的混合物，用量为0.45kg/t、调整剂为草酸与硫酸铜的混合物，用量为1.3kg/t，可获得氧化钾品位大于12.02％，收率大于86.86％，硫的品位为0.2％，铁的品位为4.1％的浮选尾矿。浮选尾矿与浮选中矿(浮选一精尾矿)混合作为焙烧给料(即第二试样)。
S3：将步骤S2获得的第二试样与焙烧助剂混合，随后进行焙烧、浸出、过滤，获得第一滤液和第一滤渣；其中焙烧助剂为氯化钠和氢氧化钠混合物，第二试样与氯化钠和氢氧化钠按照1：1：0.5混合，在790℃下焙烧1h，在85℃下浸出3.5小时，氧化钾的浸出率可达到90％以上，过滤得到第一滤液(pH 14)和第一滤渣。
S4：采用质量浓度20％的盐酸对步骤S3获得的第一滤液进行酸化，不断加入盐酸，调节至pH为8.5后过滤，获得第二滤液和第二滤渣。
S5：对步骤S4获得的第二滤液进行多级蒸发结晶获得氯化钠和氯化钾；其中所述多级蒸发结晶的具体操作方法为：1)将所述第二滤液置于结晶器中，在95℃下进行第一级浓缩、蒸发、结晶，过滤，得到一级结晶和一级滤液；2)将所述一级滤液在95℃下进行第二级浓缩、蒸发、结晶、过滤，得到二级结晶和二级滤液；3)将所述二级滤液在100℃下进行第三级浓缩、蒸发、结晶、过滤，得到三级结晶和三级滤液；4)将所述三级滤液在55℃下浓缩，然后在-5℃～5℃进行结晶、过滤，得到四级滤液和四级结晶；其中所述四级结晶为氯化钾，纯度≥98.5％；所述一级结晶为氯化钠，纯度≥98.5％；5)将所述四级滤液返回至所述二级滤液继续进行浓缩、蒸发和结晶过程；6)将所述二级结晶和三级结晶混合进行重结晶，具体为：将所述二级结晶和三级结晶混合，加入一定水，搅拌加热至微沸，并缓慢加水至完全溶解；停止搅拌，自然冷却放置约12h，过滤，得到五级滤液和五级结晶，其中所述五级结晶为氯化钠，纯度≥98.5％；7)将所述五级滤液返回至所述一级滤液继续进行浓缩、蒸发和结晶过程。
S6：第二滤渣作为分子筛的原料，具体为：以第二滤渣为原料，加入适量水，第二滤渣的质量浓度为17％，加入第二滤渣与氢氧化钾质量比为1:0.45的氢氧化钾，在40℃下充分搅拌至溶液澄清，然后加入第二滤渣与硫酸铝质量比1：0.2的硫酸铝，老化9h，在160℃下水热晶化25h，在110℃干燥得到高分子筛。
S7：采用质量浓度20％的盐酸，对步骤S3获得的的第一滤渣进行酸化，第一滤渣：盐酸质量比为1:1.2，在65℃酸化2h，过滤获得第三滤液和第三滤渣。
S8：将第三滤液在60℃下进行浓缩、水解、聚合6h，然后在60℃下干燥，得到聚合氯化铝铁水处理剂。
S9：第三滤渣作为聚硅酸氯化铝的原料，具体为：将第三滤渣：盐酸(质量浓度25％)质量比1:1.5的混合物在温度180℃反应釜中1.2h，反应结束后，在50℃加入第三滤渣：氯化铁铝质量比1:0.6～1的氯化铁，搅拌50min，然后再55℃聚合3.5h，然后在55℃下干燥，得到聚硅酸氯化铝。
最后应说明的是：以上所述仅为本发明的优选实施例而已，并不用于限制本发明，尽管参照前述实施例对本发明进行了详细的说明，对于本领域的技术人员来说，其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改，或者对其中部分技术特征进行等同替换。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (10)

1.一种从富钾板岩提取氯化钾的无废利用方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1：将富钾板岩粉碎至一定粒度，获得第一试样；
S2：将步骤S1获得的第一试样经磁选-反浮选工艺，获得第二试样；
S3：将步骤S2获得的第二试样与焙烧助剂混合，随后进行焙烧、浸出、过滤，获得第一滤液和第一滤渣；所述焙烧助剂为氯化钠和氢氧化钠的混合物，其中所述第二试样与氯化钠和氢氧化钠的质量比为：1：0.8～1.2：0.2～0.5；所述焙烧是在750℃～820℃下焙烧50min～70min；所述浸出的温度为85℃-95℃，浸出的时间为3h～4h；
S4：采用盐酸对步骤S3获得的第一滤液进行酸化，酸化至pH为8-9后过滤获得第二滤液和第二滤渣；
S5：对步骤S4获得的第二滤液进行多级蒸发结晶获得氯化钠和氯化钾；
S6：对步骤S4获得的第二滤渣进行处理，获得分子筛；
S7：采用盐酸对步骤S3获得的第一滤渣进行酸化，过滤获得第三滤液和第三滤渣；
S8：采用步骤S7获得的第三滤液经浓缩、水解、聚合获得聚合氯化铝铁水处理剂；
S9：对步骤S7中的第三滤渣进行处理，获得聚硅酸氯化铝。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S1的具体操作方法为：将富钾板岩经一段颚式破碎机粗破破碎至粒度为-50mm，混匀后再经二段颚式破碎机破碎，破碎至粒度为-10mm，混匀后再经辊式破碎机细破至粒度为-3mm，然后将破碎产品进行多次混匀、缩分，再经过磨矿至粒度为-200目占81%及以上，得到所述第一试样。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S2中所述磁选-反浮选的具体操作方法为：在磁场强度为145KA/m～167 KA/m时磁选，获得磁选尾矿和磁选中矿；将所述磁选尾矿与磁选中矿混合，经过反浮选获得浮选尾矿和浮选中矿，其中捕收剂为异丁基黄药和混合胺的混合物，用量为0.45kg/t～0.65 kg/t，调整剂为草酸与硫酸铜的混合物，用量为1.3kg/t～1.5 kg/t；将所述浮选尾矿与浮选中矿混合，获得所述第二试样。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S4中采用质量浓度为5-25%的盐酸对步骤S3获得的第一滤液进行酸化，不断加入盐酸，调节至pH为8-9后过滤，获得第二滤液和第二滤渣。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S5中所述多级蒸发结晶的具体操作方法包括：
1）将所述第二滤液置于结晶器中，在95℃～100℃下进行第一级浓缩、蒸发、结晶，过滤，得到一级结晶和一级滤液；
2）将所述一级滤液在95℃～100℃下进行第二级浓缩、蒸发、结晶、过滤，得到二级结晶和二级滤液；
3）将所述二级滤液在95℃～100℃下进行第三级浓缩、蒸发、结晶、过滤，得到三级结晶和三级滤液；
4）将所述三级滤液在50℃～60℃下浓缩，然后在-5℃～5℃进行结晶、过滤，得到四级滤液和四级结晶；
其中所述四级结晶为氯化钾，纯度≥98.5%；所述一级结晶为氯化钠，纯度≥98.5%。
6.根据权利要求5所述的方法，其特征在于，步骤S5中所述多级蒸发结晶的具体操作方法还包括：
5）将所述四级滤液返回至所述二级滤液继续进行浓缩、蒸发和结晶过程；
6）将所述二级结晶和三级结晶混合进行重结晶，具体为：将所述二级结晶和三级结晶混合，加入一定水，搅拌加热至微沸，并缓慢加水至完全溶解，停止搅拌，自然冷却放置11h-13h，过滤，得到五级滤液和五级结晶，其中所述五级结晶为氯化钠，纯度≥98.5%；
7）将所述五级滤液返回至所述一级滤液继续进行浓缩、蒸发和结晶过程。
7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S6中所述对步骤S4获得的第二滤渣进行处理，获得分子筛的具体操作方法为：
a1、向所述第二滤渣中加入适量水制成混合液，使得所述第二滤渣的质量浓度为10~20%；
a2、向所述混合液中加入与第二滤渣质量比为0.3～0.5：1的氢氧化钾，在30℃～40℃下充分搅拌至溶液澄清，获得澄清液；
a3、向所述澄清液中加入与第二滤渣质量比为0.1～0.2：1的硫酸铝，老化7h～9h，在150℃~180℃下水热晶化22～25h，在110℃～120℃干燥得到所述分子筛。
8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S7中采用质量浓度为10-25%的盐酸对步骤S3获得的第一滤渣进行酸化；所述第一滤渣与盐酸的质量比为1：1.2～1.5，在55℃～85℃酸化1h～3h。
9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S8中获得聚合氯化铝铁水处理剂的具体方法为：
将所述第三滤液在45℃～60℃下进行浓缩、水解、聚合4h～6h，然后在55℃～60℃下干燥，得到所述聚合氯化铝铁水处理剂。
10.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S9中获得聚硅酸氯化铝的具体方法为：
将所述第三滤渣与盐酸质量比为1:1.2～1.5的混合物在温度180℃～220℃的反应釜中反应1～1.5h，反应结束后，冷却至45℃～55℃，加入与第三滤渣质量比为0.6～1：1的氯化铝，搅拌30min～60min，然后在50℃～55℃聚合3h～4h，然后在55℃下干燥，得到聚硅酸氯化铝；其中与所述第三滤渣进行混合的盐酸的质量浓度为20%～30%。
CN201910748605.1A 2019-08-14 2019-08-14 一种从富钾板岩提取氯化钾的无废利用方法 Active CN110451528B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201910748605.1A CN110451528B (zh) 2019-08-14 2019-08-14 一种从富钾板岩提取氯化钾的无废利用方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201910748605.1A CN110451528B (zh) 2019-08-14 2019-08-14 一种从富钾板岩提取氯化钾的无废利用方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN110451528A CN110451528A (zh) 2019-11-15
CN110451528B true CN110451528B (zh) 2022-09-23

Family

ID=68486477

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201910748605.1A Active CN110451528B (zh) 2019-08-14 2019-08-14 一种从富钾板岩提取氯化钾的无废利用方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN110451528B (zh)

Families Citing this family (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN114408944A (zh) * 2022-01-28 2022-04-29 中国科学院青海盐湖研究所 一种从含钾固体废弃物中制备氯化钾的方法

Family Cites Families (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101602617B (zh) * 2009-06-30 2011-11-30 雅泰实业集团有限公司 一种生产硫酸钾镁肥的方法
CN102284351B (zh) * 2011-07-28 2013-08-28 内蒙古科技大学 从白云鄂博富钾板岩中分选钾长石精矿的选矿方法
BR112013004384B1 (pt) * 2011-10-27 2021-04-20 Verde Potash Plc método para formar potássio solúvel
CN103288102B (zh) * 2013-06-28 2015-12-23 天津水泥工业设计研究院有限公司 焙烧水不溶性钾矿提取氯化钾生产钾肥的方法及装置
CN104760976B (zh) * 2015-03-20 2016-11-09 贵州远盛钾业科技有限公司 一种微波处理含钾页岩综合利用方法
CN106702139B (zh) * 2015-07-28 2018-05-22 中国科学院过程工程研究所 一种从非水溶性含钾岩石中提取钾盐的方法
CN106430233B (zh) * 2016-10-18 2019-01-25 河北工业大学 一种Na2CO3-NaOH混合碱熔融活化含钾岩石制取低硅X型分子筛的方法
CN108339672B (zh) * 2018-02-02 2020-12-29 包头钢铁（集团）有限责任公司 一种富钾板岩中回收钾长石的工艺方法
CN108435408B (zh) * 2018-04-10 2020-06-23 中南大学 一种钾长石矿的提纯方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN110451528A (zh) 2019-11-15

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN104876250B (zh) 一种硫酸处理锂云母提锂除铝的方法
CN114105171B (zh) 一种锂云母资源化综合利用的方法及制备的氢氧化锂
AU2015330958A1 (en) Recovery process
CA2808627C (en) Processing of manganous sulphate/dithionate liquors
CN108330298B (zh) 一种从多金属云母矿石中提取铷、铯、锂、钾的方法
CN111842411B (zh) 一种赤泥全资源化利用的方法
CN102557086B (zh) 一种从磷矿尾矿中回收磷并制备轻质氧化镁的方法
CN112573549A (zh) 一种高效提取锂辉石的方法
CN114314616A (zh) 一种从富钾板岩提取碳酸钾和氧化铝的工艺
CN114058848A (zh) 电镀污泥或其他多金属混合物回收铜、镍、锌、铬、铁的系统及工艺
CN109721081B (zh) 一种从富锂粉煤灰碱法母液中提取锂的方法
CN110451528B (zh) 一种从富钾板岩提取氯化钾的无废利用方法
CN109437251B (zh) 一种利用熟石灰活化压浸锂辉石提锂盐的方法
CN112410559B (zh) 一种从高铁赤泥中分离回收铝和铁的方法
KR102029195B1 (ko) 인산 리튬으로부터 수산화 리튬을 제조하는 방법
CN110540220A (zh) 一种富钾板岩无废高效利用方法
CN109250737B (zh) 一种拜耳法赤泥提铝的方法
CN114262797A (zh) 一种从赤泥钠化焙烧渣中有效分离回收铁和铝的方法
CN112279284A (zh) 一种高硫铝土矿和拜耳法赤泥综合利用的方法
CN111137907A (zh) 一种拜耳赤泥综合利用的方法
CN109502612A (zh) 一种用红土镍矿生产镍精矿的沉镍母液生产氧化镁的方法
CN116477858B (zh) 一种黏土锂矿有压浸出制备电池级碳酸锂的方法
CN109777972A (zh) 一种从煤矸石中浓硫酸活化浸出提取钪的方法
AU2016102150A4 (en) Method of Co-Processing Nickel Laterite Ores and Lithium Concentrate
CN117985741A (zh) 一种锂云母提锂渣的综合回收利用方法

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant