CN111977700A - 一种从混合溶液中分离回收铬、铁、铝和镁的方法 - Google Patents
一种从混合溶液中分离回收铬、铁、铝和镁的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN111977700A CN111977700A CN202010899766.3A CN202010899766A CN111977700A CN 111977700 A CN111977700 A CN 111977700A CN 202010899766 A CN202010899766 A CN 202010899766A CN 111977700 A CN111977700 A CN 111977700A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- solution
- precipitation
- reaction
- iron
- mixed
- 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.)
- Granted
Links
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 167
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 85
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 73
- 239000011651 chromium Substances 0.000 title claims abstract description 63
- VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N Chromium Chemical compound [Cr] VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 61
- 229910052804 chromium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 61
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 49
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 title claims abstract description 49
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 49
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 48
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 48
- 239000011259 mixed solution Substances 0.000 title claims abstract description 48
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims abstract description 117
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims abstract description 109
- 239000013078 crystal Substances 0.000 claims abstract description 76
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims abstract description 75
- 239000012452 mother liquor Substances 0.000 claims abstract description 67
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 61
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims abstract description 55
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 claims abstract description 54
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 claims abstract description 51
- 239000000047 product Substances 0.000 claims abstract description 48
- 238000001816 cooling Methods 0.000 claims abstract description 47
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims abstract description 44
- 229910052935 jarosite Inorganic materials 0.000 claims abstract description 40
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 39
- WNROFYMDJYEPJX-UHFFFAOYSA-K aluminium hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[OH-].[Al+3] WNROFYMDJYEPJX-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims abstract description 36
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 26
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 claims abstract description 15
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims abstract description 15
- ZCDOYSPFYFSLEW-UHFFFAOYSA-N chromate(2-) Chemical compound [O-][Cr]([O-])(=O)=O ZCDOYSPFYFSLEW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 14
- VQWFNAGFNGABOH-UHFFFAOYSA-K chromium(iii) hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[OH-].[Cr+3] VQWFNAGFNGABOH-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims abstract description 14
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 44
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 claims description 32
- 238000001354 calcination Methods 0.000 claims description 27
- BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N ammonium sulfate Chemical compound N.N.OS(O)(=O)=O BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 25
- 229910052921 ammonium sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 25
- 235000011130 ammonium sulphate Nutrition 0.000 claims description 25
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 24
- TYJJADVDDVDEDZ-UHFFFAOYSA-M potassium hydrogencarbonate Chemical compound [K+].OC([O-])=O TYJJADVDDVDEDZ-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 24
- UIIMBOGNXHQVGW-UHFFFAOYSA-M Sodium bicarbonate Chemical compound [Na+].OC([O-])=O UIIMBOGNXHQVGW-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 22
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims description 22
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 22
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 22
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 21
- KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M Potassium hydroxide Chemical compound [OH-].[K+] KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 18
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 claims description 18
- 239000011736 potassium bicarbonate Substances 0.000 claims description 16
- 229910000028 potassium bicarbonate Inorganic materials 0.000 claims description 16
- 235000015497 potassium bicarbonate Nutrition 0.000 claims description 16
- SOCTUWSJJQCPFX-UHFFFAOYSA-N dichromate(2-) Chemical compound [O-][Cr](=O)(=O)O[Cr]([O-])(=O)=O SOCTUWSJJQCPFX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 15
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 12
- 150000003863 ammonium salts Chemical class 0.000 claims description 12
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims description 12
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims description 12
- BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L potassium carbonate Chemical compound [K+].[K+].[O-]C([O-])=O BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 12
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-M Bicarbonate Chemical compound OC([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 11
- 229910000030 sodium bicarbonate Inorganic materials 0.000 claims description 11
- 235000017557 sodium bicarbonate Nutrition 0.000 claims description 11
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Al]O[Al]=O TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- 239000012266 salt solution Substances 0.000 claims description 9
- ATRRKUHOCOJYRX-UHFFFAOYSA-N Ammonium bicarbonate Chemical compound [NH4+].OC([O-])=O ATRRKUHOCOJYRX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N Hydrogen peroxide Chemical compound OO MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 239000001099 ammonium carbonate Substances 0.000 claims description 8
- ROOXNKNUYICQNP-UHFFFAOYSA-N ammonium persulfate Chemical compound [NH4+].[NH4+].[O-]S(=O)(=O)OOS([O-])(=O)=O ROOXNKNUYICQNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 8
- 230000035484 reaction time Effects 0.000 claims description 8
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 claims description 7
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 claims description 6
- 239000010413 mother solution Substances 0.000 claims description 6
- 229910000027 potassium carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 235000011181 potassium carbonates Nutrition 0.000 claims description 6
- 235000011118 potassium hydroxide Nutrition 0.000 claims description 6
- LCPVQAHEFVXVKT-UHFFFAOYSA-N 2-(2,4-difluorophenoxy)pyridin-3-amine Chemical compound NC1=CC=CN=C1OC1=CC=C(F)C=C1F LCPVQAHEFVXVKT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 235000012501 ammonium carbonate Nutrition 0.000 claims description 5
- CHQMHPLRPQMAMX-UHFFFAOYSA-L sodium persulfate Substances [Na+].[Na+].[O-]S(=O)(=O)OOS([O-])(=O)=O CHQMHPLRPQMAMX-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 5
- CBENFWSGALASAD-UHFFFAOYSA-N Ozone Chemical compound [O-][O+]=O CBENFWSGALASAD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 229910001870 ammonium persulfate Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 150000001768 cations Chemical class 0.000 claims description 4
- 235000011121 sodium hydroxide Nutrition 0.000 claims description 4
- 229910000013 Ammonium bicarbonate Inorganic materials 0.000 claims description 3
- UIIMBOGNXHQVGW-DEQYMQKBSA-M Sodium bicarbonate-14C Chemical compound [Na+].O[14C]([O-])=O UIIMBOGNXHQVGW-DEQYMQKBSA-M 0.000 claims description 3
- 229910001804 ammoniojarosite Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 235000012538 ammonium bicarbonate Nutrition 0.000 claims description 3
- USHAGKDGDHPEEY-UHFFFAOYSA-L potassium persulfate Chemical compound [K+].[K+].[O-]S(=O)(=O)OOS([O-])(=O)=O USHAGKDGDHPEEY-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 3
- 235000017550 sodium carbonate Nutrition 0.000 claims description 3
- 229910001813 natrojarosite Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 229910000069 nitrogen hydride Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 claims description 2
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 30
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 20
- KMUONIBRACKNSN-UHFFFAOYSA-N potassium dichromate Chemical compound [K+].[K+].[O-][Cr](=O)(=O)O[Cr]([O-])(=O)=O KMUONIBRACKNSN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 18
- JHWIEAWILPSRMU-UHFFFAOYSA-N 2-methyl-3-pyrimidin-4-ylpropanoic acid Chemical compound OC(=O)C(C)CC1=CC=NC=N1 JHWIEAWILPSRMU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 9
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 9
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O Ammonium Chemical compound [NH4+] QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O 0.000 description 8
- 238000007792 addition Methods 0.000 description 8
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 8
- 235000011124 aluminium ammonium sulphate Nutrition 0.000 description 7
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 7
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- QLOKJRIVRGCVIM-UHFFFAOYSA-N 1-[(4-methylsulfanylphenyl)methyl]piperazine Chemical compound C1=CC(SC)=CC=C1CN1CCNCC1 QLOKJRIVRGCVIM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 6
- JWSMTBMIGYJJJM-UHFFFAOYSA-N magnesium;azane Chemical compound N.[Mg+2] JWSMTBMIGYJJJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- PXLIDIMHPNPGMH-UHFFFAOYSA-N sodium chromate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-][Cr]([O-])(=O)=O PXLIDIMHPNPGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 4
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 4
- AKEJUJNQAAGONA-UHFFFAOYSA-N sulfur trioxide Chemical compound O=S(=O)=O AKEJUJNQAAGONA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 3
- JOPOVCBBYLSVDA-UHFFFAOYSA-N chromium(6+) Chemical compound [Cr+6] JOPOVCBBYLSVDA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000000975 co-precipitation Methods 0.000 description 3
- -1 iron ions Chemical class 0.000 description 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 3
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 3
- 229910003202 NH4 Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910019142 PO4 Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 2
- PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L Sodium Sulfate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])(=O)=O PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- KJAZZOWIUGBRCT-UHFFFAOYSA-K aluminum;iron(2+);phosphate Chemical compound [Al+3].[Fe+2].[O-]P([O-])([O-])=O KJAZZOWIUGBRCT-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 2
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 2
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 2
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 2
- OIDPCXKPHYRNKH-UHFFFAOYSA-J chrome alum Chemical compound [K]OS(=O)(=O)O[Cr]1OS(=O)(=O)O1 OIDPCXKPHYRNKH-UHFFFAOYSA-J 0.000 description 2
- 239000002131 composite material Substances 0.000 description 2
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 2
- 238000011978 dissolution method Methods 0.000 description 2
- 238000010828 elution Methods 0.000 description 2
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 2
- 229960004887 ferric hydroxide Drugs 0.000 description 2
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- IEECXTSVVFWGSE-UHFFFAOYSA-M iron(3+);oxygen(2-);hydroxide Chemical compound [OH-].[O-2].[Fe+3] IEECXTSVVFWGSE-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 229910021645 metal ion Inorganic materials 0.000 description 2
- NDLPOXTZKUMGOV-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoferriooxy)iron hydrate Chemical compound O.O=[Fe]O[Fe]=O NDLPOXTZKUMGOV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-K phosphate Chemical compound [O-]P([O-])([O-])=O NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 2
- 239000010452 phosphate Substances 0.000 description 2
- OTYBMLCTZGSZBG-UHFFFAOYSA-L potassium sulfate Chemical compound [K+].[K+].[O-]S([O-])(=O)=O OTYBMLCTZGSZBG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 229910052939 potassium sulfate Inorganic materials 0.000 description 2
- 235000011151 potassium sulphates Nutrition 0.000 description 2
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 2
- 229910052938 sodium sulfate Inorganic materials 0.000 description 2
- 235000011152 sodium sulphate Nutrition 0.000 description 2
- 239000002351 wastewater Substances 0.000 description 2
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000604 Ferrochrome Inorganic materials 0.000 description 1
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910002651 NO3 Inorganic materials 0.000 description 1
- NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N Nitrate Chemical compound [O-][N+]([O-])=O NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- YDFGNYADMVZAPO-UHFFFAOYSA-M O.O.O.O.O.O.S(=O)(=O)([O-])[O-].[NH4+].[Mg+] Chemical compound O.O.O.O.O.O.S(=O)(=O)([O-])[O-].[NH4+].[Mg+] YDFGNYADMVZAPO-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- WGLPBDUCMAPZCE-UHFFFAOYSA-N Trioxochromium Chemical compound O=[Cr](=O)=O WGLPBDUCMAPZCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 1
- 229940037003 alum Drugs 0.000 description 1
- ILRRQNADMUWWFW-UHFFFAOYSA-K aluminium phosphate Chemical compound O1[Al]2OP1(=O)O2 ILRRQNADMUWWFW-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 1
- LCQXXBOSCBRNNT-UHFFFAOYSA-K ammonium aluminium sulfate Chemical compound [NH4+].[Al+3].[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O LCQXXBOSCBRNNT-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 1
- 150000001450 anions Chemical class 0.000 description 1
- 239000003637 basic solution Substances 0.000 description 1
- DDKJQJYTUAWSPY-UHFFFAOYSA-H bis(2,2-dioxo-1,3,2,4-dioxathialumetan-4-yl) sulfate dodecahydrate Chemical compound O.O.O.O.O.O.O.O.O.O.O.O.[Al+3].[Al+3].[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O DDKJQJYTUAWSPY-UHFFFAOYSA-H 0.000 description 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000423 chromium oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- GRWVQDDAKZFPFI-UHFFFAOYSA-H chromium(III) sulfate Chemical compound [Cr+3].[Cr+3].[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O GRWVQDDAKZFPFI-UHFFFAOYSA-H 0.000 description 1
- 239000000084 colloidal system Substances 0.000 description 1
- 125000004122 cyclic group Chemical group 0.000 description 1
- 238000009713 electroplating Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 229910001385 heavy metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000003837 high-temperature calcination Methods 0.000 description 1
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 1
- 239000010842 industrial wastewater Substances 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000013067 intermediate product Substances 0.000 description 1
- 235000014413 iron hydroxide Nutrition 0.000 description 1
- 229910000398 iron phosphate Inorganic materials 0.000 description 1
- WBJZTOZJJYAKHQ-UHFFFAOYSA-K iron(3+) phosphate Chemical compound [Fe+3].[O-]P([O-])([O-])=O WBJZTOZJJYAKHQ-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 1
- NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L iron(ii) hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Fe+2] NCNCGGDMXMBVIA-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 description 1
- 239000003002 pH adjusting agent Substances 0.000 description 1
- 235000021110 pickles Nutrition 0.000 description 1
- 238000005554 pickling Methods 0.000 description 1
- 229940086066 potassium hydrogencarbonate Drugs 0.000 description 1
- 238000001953 recrystallisation Methods 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- 238000004065 wastewater treatment Methods 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01G—COMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
- C01G49/00—Compounds of iron
- C01G49/02—Oxides; Hydroxides
- C01G49/06—Ferric oxide [Fe2O3]
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01C—AMMONIA; CYANOGEN; COMPOUNDS THEREOF
- C01C1/00—Ammonia; Compounds thereof
- C01C1/24—Sulfates of ammonium
- C01C1/242—Preparation from ammonia and sulfuric acid or sulfur trioxide
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01D—COMPOUNDS OF ALKALI METALS, i.e. LITHIUM, SODIUM, POTASSIUM, RUBIDIUM, CAESIUM, OR FRANCIUM
- C01D7/00—Carbonates of sodium, potassium or alkali metals in general
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01D—COMPOUNDS OF ALKALI METALS, i.e. LITHIUM, SODIUM, POTASSIUM, RUBIDIUM, CAESIUM, OR FRANCIUM
- C01D7/00—Carbonates of sodium, potassium or alkali metals in general
- C01D7/12—Preparation of carbonates from bicarbonates or bicarbonate-containing product
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01F—COMPOUNDS OF THE METALS BERYLLIUM, MAGNESIUM, ALUMINIUM, CALCIUM, STRONTIUM, BARIUM, RADIUM, THORIUM, OR OF THE RARE-EARTH METALS
- C01F7/00—Compounds of aluminium
- C01F7/02—Aluminium oxide; Aluminium hydroxide; Aluminates
- C01F7/30—Preparation of aluminium oxide or hydroxide by thermal decomposition or by hydrolysis or oxidation of aluminium compounds
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01F—COMPOUNDS OF THE METALS BERYLLIUM, MAGNESIUM, ALUMINIUM, CALCIUM, STRONTIUM, BARIUM, RADIUM, THORIUM, OR OF THE RARE-EARTH METALS
- C01F7/00—Compounds of aluminium
- C01F7/02—Aluminium oxide; Aluminium hydroxide; Aluminates
- C01F7/34—Preparation of aluminium hydroxide by precipitation from solutions containing aluminium salts
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01G—COMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
- C01G37/00—Compounds of chromium
- C01G37/14—Chromates; Bichromates
-
- 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)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- Physics & Mathematics (AREA)
- Thermal Sciences (AREA)
- Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明提供了一种从混合溶液中分离回收铬、铁、铝和镁的方法，所述方法包括：将混合溶液与pH调节剂混合，发生沉淀反应，固液分离，得到黄铁矾沉淀和沉铁母液；将得到的沉铁母液与pH调节剂混合，反应后固液分离，得到沉淀母液和含氢氧化铬和氢氧化铝的混合沉淀；将得到的沉淀母液进行冷却结晶，固液分离，得到含镁晶体和结晶母液；将得到的混合沉淀与碳酸盐溶液和氧化剂混合，反应后固液分离，得到氢氧化铝和铬酸盐溶液。本发明所述方法通过控制反应的条件，将溶液中的铬、铁、铝以及镁分离出来，分离效率高，再经进一步转化为有价产品，所得产品纯度高，具有较好的工业应用前景。
Description
技术领域
本发明属于溶质分离回收技术领域，涉及一种从混合溶液中分离回收铬、铁、铝和镁的方法。
背景技术
含金属离子溶液的分离回收不仅是工业废水处理的难题，也是矿物浸取、湿法冶金等领域中提升产品质量、纯度和减少废水排放的关键。其中，含铬、铁、铝、镁等离子的硫酸盐混合溶液是工业上常见的中间溶液或废水，如电镀污泥酸浸液、金属表面酸洗液和铬铁矿硫酸铵焙烧熟料浸出液等。
目前，溶液中金属离子分离去除的方法主要包括结晶法和沉淀法。结晶法是回收酸性浸出液中Cr3+、Fe3+、Al3+的常用手段。但由于Cr3+与Fe3+性质相近，采用结晶法得到的铬矾和铵矾中含有较高铁杂质；多次重结晶可有效脱除铬矾和明矾中的铁杂质，但该工艺流程复杂，成本较高，所得产物为中间产品，还需进一步转化；沉淀法通过调节体系的酸碱度，将重金属离子沉淀下来，此过程试剂的消耗量较大，且根据溶液的性质沉淀效率差别较大，并不适合广泛使用。
CN 105018736A公开了一种碳素铬铁冶炼渣中镁、铝、铬、铁综合回收的方法。该方法先采用硫酸铵焙烧技术，将炼渣中的镁、铝、铬、铁等元素转化为其相应的易溶于水的硫酸金属铵盐，然后进行水浸处理，得到浸出液；将浸出液冷却结晶，固液分离，得到十二水合硫酸铝产品和除铝后液；将除铝后液与pH调节剂混合进行沉淀，固液分离，得到含氢氧化铬和氢氧化铁的混合物以及富镁液；向富镁液中加入硫酸铵固体并搅拌，固液分离，得到六水合硫酸镁铵晶体和硫酸溶液；该方法不能将铬与铁分离，且铬、铁、铝、镁回收率均较低。
CN 106636651A公开了一种含铬铁铝的硫酸体系溶液中铬和铁铝的分离方法，包括以下步骤：向溶液中加入氧化剂进行预处理；调节溶液至特定pH值，加入磷酸盐并在特定温度下反应，得到以磷酸铁为主的磷酸铁铝复合沉淀和滤液；调节滤液至特定pH值，再次加入磷酸盐并在特定温度下反应，得到以磷酸铝为主的磷酸铁铝复合沉淀和硫酸铬溶液。该方法消耗大量碱性试剂，且铁与铝分离不彻底，分离效果较差。
综上所述，对于混合溶液中多种离子的分离，还需要通过控制反应的条件，选择合适的分离条件，以达到较高的分离率，同时尽可能简化操作，降低成本。
发明内容
针对现有技术存在的问题，本发明的目的在于提供一种从混合溶液中分离回收铬、铁、铝和镁的方法，所述方法通过控制反应的条件，将溶液中的铬、铁、铝以及镁分离出来，分离效率高，再经进一步转化为有价产品，所得产品纯度高，具有较好的工业应用前景。
为达此目的，本发明采用以下技术方案：
本发明提供了一种从混合溶液中分离回收铬、铁、铝和镁的的方法，所述方法包括以下步骤：
(1)将混合溶液与pH调节剂混合，发生沉淀反应，固液分离，得到黄铁矾沉淀和沉铁母液；
(2)将步骤(1)得到的沉铁母液与pH调节剂混合，反应后固液分离，得到沉淀母液和含氢氧化铬和氢氧化铝的混合沉淀；
(3)将步骤(2)得到的沉淀母液进行冷却结晶，固液分离，得到含镁晶体和结晶母液；
(4)将步骤(2)得到的混合沉淀与碳酸盐溶液和氧化剂混合，反应后固液分离，得到氢氧化铝和铬酸盐溶液。
本发明中，首先通过控制混合溶液的pH值，将铁离子以黄铁矾的形式选择性分离出来，之后通过共沉淀法将铬、铝与镁分离，之后再通过选择溶出法将铬溶出，使铬与铝分离，从而实现了混合溶液中离子的高效分离，分离效率高，所得产品纯度高，所述方法操作简单，成本较低，具有较好的应用前景。
本发明中，步骤(3)与步骤(4)不分先后顺序。
以下作为本发明优选的技术方案，但不作为本发明提供的技术方案的限制，通过以下技术方案，可以更好地达到和实现本发明的技术目的和有益效果。
作为本发明优选的技术方案，步骤(1)所述混合溶液中的阳离子包括Cr3+、Fe3+、Al3 +、Mg2+和NH4 +。
优选地，步骤(1)所述混合溶液的pH为0.1～1.5，例如0.1、0.3、0.4、0.5、0.6、0.8、0.9、1.0、1.2、1.3、1.4或1.5等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地，步骤(1)所述混合溶液的来源包括含铬物料的焙烧熟料浸出液，优选为含铬物料的铵盐焙烧熟料浸出液。
本发明中，由于所述混合溶液呈酸性，溶液中的阴离子则主要是SO4 2-。
优选地，步骤(1)和步骤(2)所述pH调节剂包括氢氧化钠、氢氧化钾、碳酸钠、碳酸钾、碳酸氢钠、碳酸氢钾、碳酸铵、碳酸氢铵、氨气或氨水中的任意一种或至少两种的组合，所述组合典型但非限制性实例有：氢氧化钠和氢氧化钾的组合，碳酸氢钠、碳酸钾和碳酸钠的组合，碳酸氢钠、碳酸氢钾和碳酸铵的组合等，优选为氨水。
优选地，步骤(1)所述沉淀反应过程中控制pH为1.5～2.5，例如1.5、1.6、1.7、1.8、1.9、2.0、2.1、2.2、2.3、2.4或2.5等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为1.8～2.0。
优选地，步骤(1)所述沉淀反应的温度为80～150℃，例如80℃、90℃、95℃、100℃、105℃、110℃、130℃、140℃或150℃等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为95～105℃。
优选地，步骤(1)所述沉淀反应的时间为30～300min，例如30min、60min、90min、120min、150min、180min、240min或300min等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为80～180min。
优选地，步骤(1)所述混合溶液中还加入黄铁矾晶种。
优选地，步骤(1)所述黄铁矾晶种的加入量为2～25g/L，例如2g/L、4g/L、5g/L、6g/L、8g/L、10g/L、12g/L、15g/L、20g/L或25g/L等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为5～10g/L。
本发明中，采用黄铁矾沉淀的方法结晶分离铁，其工艺条件的控制较为严格，需要一定温度及pH条件，在该工艺条件下，铁离子可以充分沉淀，分离效率高。若pH过大，会形成氢氧化铁胶体，导致后续固液分离困难，同时会使得部分铝一起沉淀，造成铁产品纯度降低；若pH过小，则铁的沉淀率较低，分离效果差。
作为本发明优选的技术方案，步骤(1)所述黄铁矾沉淀进行煅烧，得到含铁产物。
优选地，所述黄铁矾包括黄铵铁矾、黄钾铁矾或黄钠铁矾中的任意一种或至少两种的组合。
本发明中，当所述黄铁钒为黄钾铁矾或黄钠铁矾时，经煅烧得到的产物为其相对应的硫酸盐与氧化铁的混合物，之后加水溶解，固液分离，即可得到氧化铁产品。
优选地，所述煅烧的温度为500～1000℃，例如500℃、550℃、600℃、650℃、700℃、750℃、800℃、850℃、900℃或1000℃等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为550～850℃。
本发明中，通过控制黄铵铁矾的煅烧温度，可以保障黄铵铁矾在高温煅烧时能够充分分解，使黄铵铁矾中的铵和硫分别以氨气和三氧化硫的形式与铁分离，进一步保障了最终得到氧化铁产品的纯度。
优选地，所述煅烧的时间为20～180min，例如20min、60min、100min、130min、150min、170min或180min等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为60～120min。
作为本发明优选的技术方案，所述黄铁矾包括黄铵铁矾时，所述煅烧还得到尾气，所述尾气包括NH3和SO3。
优选地，所述尾气采用吸收液进行吸收，得到铵盐溶液。
优选地，所述吸收液包括硫酸。
优选地，所述硫酸的浓度为5～30wt％，例如5wt％、10wt％、15wt％、20wt％、15wt％或30wt％等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为10～20wt％。
优选地，所述吸收液循环使用，直至铵盐溶液达到饱和。
优选地，所述铵盐溶液进行蒸发结晶，得到硫酸铵产品。
优选地，所述蒸发结晶包括单效蒸发、多效蒸发或MVR蒸发中任意一种，优选为MVR蒸发。
优选地，所述铵盐溶液蒸发结晶的气体冷凝后得到的冷凝液返回用于尾气的吸收。
本发明中，为了使铵盐溶液中的硫酸铵能够更好的结晶，需要先进行蒸发浓缩，提高浓度，然后进行结晶。
作为本发明优选的技术方案，步骤(2)所述反应的温度为30～100℃，例如30℃、40℃、50℃、60℃、70℃、80℃、90℃或100℃等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为60～80℃。
优选地，步骤(2)中所述反应过程中控制pH为7～10，例如7、8、8.5、9或10等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用。
优选地，步骤(2)中所述反应的时间为30～150min，例如30min、50min、70min、90min、100min、120min、140min或150min等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为40～60min。
本发明中，由于要使铬、铝发生共沉淀，从而分离出镁，因此，对沉淀过程中的pH值需进行严格控制。若pH过大，则会导致镁发生沉淀，同时氢氧化钠、氢氧化钾等pH调节剂还会使得生成的氢氧化铝溶解，导致分离效果差；若pH过小，则会导致沉淀不完全，得到的沉淀母液中依然含有大量铬、铝，分离不彻底。
作为本发明优选的技术方案，步骤(3)所述冷却结晶前，先进行蒸发。
优选地，步骤(3)所述冷却结晶的降温速率为1～10℃/min，例如1℃/min、3℃/min、5℃/min、6℃/min、7℃/min、8℃/min、9℃/min或10℃/min等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为2～5℃/min。
优选地，步骤(3)所述冷却结晶过程降温至0～10℃，例如0℃、2℃、4℃、6℃、8℃或10℃等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用。
本发明中，为了使沉淀母液中溶质能够更好的结晶，需要先进行蒸发浓缩，提高浓度，然后进行结晶；进行冷却结晶时需控制其降温速率，可以使含镁晶体更好的析出，但析出过程中温度不能一直降低，根据溶解度随温度变化关系，达到一定温度后需维持在该温度条件下进行结晶。
本发明中，步骤(3)所述结晶母液返回含铬物料的焙烧熟料浸出系统。
作为本发明优选的技术方案，步骤(4)所述反应的温度为60～280℃，例如60℃、80℃、100℃、120℃、160℃、180℃、200℃、240℃、260℃或280℃等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为80～120℃。
优选地，步骤(4)所述反应的时间为20～300min，例如20min、60min、100min、150min、200min、250min或300min等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为100～200min。
优选地，步骤(4)所述碳酸盐溶液包括碳酸钠溶液和/或碳酸钾溶液，优选为碳酸钠溶液。
优选地，步骤(5)所述碳酸盐溶液的质量分数为5～33％，例如5％、8％、10％、12％、15％、18％、20％、23％、25％、28％、30％或33％等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为10～20％。
优选地，步骤(4)所述碳酸盐溶液与混合沉淀的体积质量比为1～15mL/g，例如1mL/g、3mL/g、5mL/g、7mL/g、9mL/g、11mL/g、12mL/g、13mL/g、14mL/g或15mL/g等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为3～6mL/g。
优选地，步骤(4)所述反应过程的pH控制在11～12，例如11、11.2、11.5、11.7或12等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用。
本发明中，选择性溶出铬需要在偏碱性的溶液中进行，由于硫酸盐、盐酸盐及硝酸盐通常呈酸性或中性，因此本发明中优先选择碳酸盐，但氢氧化铬溶出反应过程中pH值需要进行控制。若pH值过小，则不能将铬溶出。
优选地，步骤(4)所述氧化剂包括过硫酸铵、过硫酸钠、过硫酸钾、空气、双氧水、臭氧或氧气中的任意一种或至少两种的组合，所述组合典型但非限制性实例有：空气和氧气的组合，过硫酸铵和过硫酸钠的组合，双氧水、过硫酸铵和过硫酸钠的组合等，优选为氧气。
优选地，所述氧化剂选择氧气时，所述氧气的分压为0.5～8MPa，例如0.5MPa、1MPa、3MPa、5MPa、7MPa或8MPa等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为2～4MPa。
本发明中，通过加入氧化剂，使得三价铬氧化为六价铬，再通过进一步控制反应条件，保障反应过程中的六价铬选择性溶出，使铝和铁仍以氢氧化铝和氢氧化铁的形式留在固体中，从而实现铬与铝、铁的高效分离；并且，由于铝和铁不会溶于碳酸盐溶液中，进一步保证了最终得到的重铬酸盐产品的纯度。
本发明中，液体氧化剂或固体氧化剂的加入量根据混合沉淀中铬的含量确定，为理论加入量的1.02-1.1倍，保证三价铬可完全氧化为六价铬。
作为本发明优选的技术方案，步骤(4)得到的铬酸盐溶液进行碳酸化反应，固液分离，得到碳酸氢盐晶体和重铬酸盐溶液。
优选地，步骤(4)得到的铬酸盐溶液采用CO2进行碳酸化反应。
优选地，所述CO2的分压为0.1～6MPa，例如0.1MPa、1MPa、2MPa、3MPa、4MPa、5MPa或6MPa等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为0.5～3MPa。
优选地，所述碳酸化反应的温度为20～100℃，例如20℃、30℃、40℃、50℃、60℃、70℃、80℃、90℃或100℃等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为30～40℃。
优选地，所述碳酸化反应的时间为0.5～10h，例如0.5h、1h、2h、3h、4h、5h、6h、7h、8h、9h或10h等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为3～5h。
优选地，所述重铬酸盐溶液经蒸发、结晶，得到重铬酸盐。
优选地，所述碳酸盐晶体包括碳酸氢钠晶体和/或碳酸氢钾晶体。
优选地，所述碳酸盐晶体转化为碳酸盐后可返回步骤(4)与混合沉淀混合。
本发明中，通过控制碳酸化反应的条件，使溶液中的铬酸盐转化为重铬酸盐，并生成碳酸氢盐，由于碳酸氢盐的溶解度较小，可直接从碳酸化溶液中结晶析出，从而实现重铬酸盐与碳酸氢盐的分离，同时保证了重铬酸盐产品的纯度；得到的碳酸氢盐晶体转化为碳酸盐后可返回步骤(4)与混合沉淀混合，实现了资源的循环利用。
作为本发明优选的技术方案，将步骤(4)得到的氢氧化铝进行煅烧。
优选地，所述煅烧的温度为400～1500℃，例如400℃、500℃、600℃、700℃、800℃、900℃、1000℃、1100℃、1200℃、1300℃、1400℃或1500℃等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为800～1200℃。
优选地，所述煅烧的时间为20～150min，例如20min、30min、40min、60min、80min、100min、130min或150min等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为60～120min。
作为本发明优选的技术方案，所述方法包括以下步骤：
(1)将混合溶液升温至80～150℃，然后与pH调节剂混合，加入黄铁矾晶种进行沉淀，黄铁矾晶种的加入量为2～25g/L，沉淀过程中控制pH值为1.5～2.5，沉淀时间为30～300min，沉淀后固液分离，得到黄铁矾晶体和沉铁母液；将得到的黄铁矾晶体进行煅烧，煅烧温度为500～1000℃，煅烧时间为0.3～3h，得到含铁产物；
(2)将步骤(1)得到的沉铁母液升温至30～100℃，然后与pH调节剂混合进行，反应后固液分离，所述反应过程中控制pH值为7～10，反应时间为30～150min，得到沉淀母液和含氢氧化铬和氢氧化铝的混合沉淀；
(3)将步骤(2)得到的沉淀母液蒸发后进行冷却结晶，冷却结晶的降温速率为1～10℃/min，降温至0～10℃，结晶后固液分离，得到含镁晶体和结晶母液；
(4)将步骤(3)得到的混合沉淀与5～33wt％的碳酸盐溶液和氧化剂混合，所述碳酸盐溶液与混合沉淀的体积质量比为1～15mL/g，升温至60～280℃，反应20～300min，反应过程中控制pH为11～12，固液分离，得到铬酸盐溶液和氢氧化铝；向得到的铬酸盐溶液中通入CO2，在20～100℃下反应0.5～10h，所述CO2的分压为0.1～6MPa，然后固液分离，得到碳酸氢盐晶体和重铬酸盐溶液，所述重铬酸盐溶液经蒸发、结晶，得到重铬酸盐，所述碳酸氢盐晶体转化为碳酸盐后返回步骤(4)与混合沉淀混合；将得到的氢氧化铝在400～1500℃下煅烧20～150min，得到氧化铝产品。
本发明中，对于反应过程中所需要的pH调节剂、氧化剂、碳酸盐溶液以及碱溶液有多种选择，在进行选择时使其阳离子一致可保障后期分离出来的产品的纯度较高，若引入的阳离子种类过多，会导致后期生成的含镁产品与含铬产品为混合物，影响产品纯度。
与现有技术相比，本发明具有以下有益效果：
(1)本发明所述方法通过控制反应的条件，将铬铁矿硫酸铵焙烧熟料浸出液中的铬、铁、铝和镁分离出来，分离效率高，铬的分离回收率最高可达99.6％，铁的分离回收率最高可达99.8％，铝的分离回收率最高可达99.4％，镁的分离回收率最高可达99.0％；
(2)本发明所述方法所得产品的纯度较高，均能达到99.0wt％以上，产品利用价值高；
(3)本发明所述方法操作简单，环境友好，能耗与原料成本低，经济效益好，有利于工业化规模生产，具有较好的与工业应用前景。
附图说明
图1是本发明实施例1提供的从混合溶液中分离回收铬、铁、铝和镁的方法的工艺流程图。
具体实施方式
为更好地说明本发明，便于理解本发明的技术方案，下面对本发明进一步详细说明。但下述的实施例仅是本发明的简易例子，并不代表或限制本发明的权利保护范围，本发明保护范围以权利要求书为准。
本发明具体实施方式部分提供了一种从混合溶液中分离回收铬、铁、铝和镁的方法，所述方法包括以下步骤：
(1)将混合溶液与pH调节剂混合，发生沉淀反应，固液分离，得到黄铁矾沉淀和沉铁母液；
(2)将步骤(1)得到的沉铁母液与pH调节剂混合，反应后固液分离，得到沉淀母液和含氢氧化铬和氢氧化铝的混合沉淀；
(3)将步骤(2)得到的沉淀母液进行冷却结晶，固液分离，得到含镁晶体和结晶母液；
(4)将步骤(2)得到的混合沉淀与碳酸盐溶液和氧化剂混合，反应后固液分离，得到氢氧化铝和铬酸盐溶液。
以下为本发明典型但非限制性实施例：
实施例1：
本实施例提供了一种从混合溶液中分离回收铬、铁、铝和镁的方法，所述混合溶液为含铬物料的焙烧熟料浸出液，所述浸出液中铬、铁、铝、镁和NH4 +的浓度分别为：18.6g/L、13.1g/L、2.9g/L、3.2g/L和15.6g/L，所述浸出液的pH为0.5。
所述方法的工艺流程图如图1所示，包括以下步骤：
(1)将混合溶液升温至98℃，然后与氨水混合，加入黄铵铁矾晶种进行沉淀，晶种的加入量为3g/L，沉淀过程中控制pH值为2，沉淀时间为120min，沉淀后过滤分离，得到黄铵铁矾晶体和沉铁母液；
将得到的黄铵铁矾晶体进行煅烧，煅烧温度为650℃，煅烧时间为2h，得到氧化铁和尾气；得到的尾气采用5wt％的硫酸进行吸收，得到硫酸铵溶液；得到的硫酸铵溶液进行单效蒸发结晶，得到硫酸铵产品；
(2)将步骤(1)得到的沉铁母液升温至70℃，然后与氨气混合，反应后过滤分离，反应过程中控制pH值为7，反应时间为60min，得到沉淀母液和含氢氧化铬和氢氧化铝的混合沉淀；
(3)将步骤(2)得到的沉淀母液蒸发后进行冷却结晶，冷却结晶的降温速率为2℃/min，降温至5℃，结晶后过滤分离，得到镁铵矾晶体和结晶母液；
(4)将步骤(2)得到的混合沉淀与25wt％的碳酸钠溶液、氧气混合，所述碳酸钠溶液与混合沉淀的体积质量比为6mL/g，所述氧气的分压为4MPa，升温至100℃，反应180min，反应过程中控制pH为11.5，过滤分离，得到铬酸钠溶液和氢氧化铝；
向得到的铬酸钠溶液中通入CO2，在35℃下反应4h，所述CO2的分压为2MPa，然后过滤分离，得到碳酸氢钠晶体和重铬酸钠溶液，所述重铬酸钠溶液经蒸发、结晶，得到重铬酸钠，所述碳酸氢钠晶体转化为碳酸钠后返回步骤(4)与混合沉淀混合；将得到的氢氧化铝在1000℃下煅烧120min，得到氧化铝产品。
实施例2：
本实施例提供了一种从混合溶液中分离回收铬、铁、铝和镁的方法，所述混合溶液为含铬物料的焙烧熟料浸出液，其各组分浓度为与实施例1中相同。
所述方法包括以下步骤：
(1)将混合溶液升温至110℃，然后与碳酸氢铵混合，加入黄铵铁矾晶种进行沉淀，晶种的加入量为25g/L，沉淀过程中控制pH值为2.5，沉淀时间为30min，沉淀后过滤分离，得到黄铵铁矾晶体和沉铁母液；
将得到的黄铵铁矾晶体进行煅烧，煅烧温度为700℃，煅烧时间为0.7h，得到氧化铁和尾气；将得到的尾气采用25wt％的硫酸进行吸收，得到硫酸铵溶液；得到的硫酸铵溶液进行多效蒸发结晶，得到硫酸铵产品；
(2)将步骤(1)得到的沉铁母液升温至40℃，然后与氨水混合，反应后过滤分离，反应过程中控制pH值为8，反应时间为150min，得到沉淀母液和含氢氧化铬和氢氧化铝的混合沉淀；
(3)将步骤(2)得到的沉淀母液蒸发后进行冷却结晶，冷却结晶的降温速率为10℃/min，降温至7℃，结晶后过滤分离，得到镁铵矾晶体和结晶母液；
(4)将步骤(2)得到的混合沉淀与10wt％的碳酸钾溶液、20wt％双氧水混合，所述碳酸钾溶液与混合沉淀的体积质量比为10mL/g，升温至60℃，反应20min，反应过程中控制pH在11.2，过滤分离，得到铬酸钾溶液和氢氧化铝；
向得到的铬酸钾溶液中通入CO2，在20℃下反应10h，所述CO2的分压为4MPa，然后过滤分离，得到碳酸氢钾晶体和重铬酸钾溶液，所述重铬酸钾溶液经蒸发、结晶，得到重铬酸钾，所述碳酸氢钾晶体转化为碳酸钾后返回步骤(4)与混合沉淀混合；将得到的氢氧化铝在900℃下煅烧130min，得到氧化铝产品。
实施例3：
本实施例提供了一种从混合溶液中分离回收铬、铁、铝和镁的方法，所述混合溶液为含铬物料的焙烧熟料浸出液，其各组分浓度为与实施例1中相同。
所述方法包括以下步骤：
(1)将混合溶液升温至120℃，然后与碳酸铵混合，加入黄铵铁矾晶种进行沉淀，晶种的加入量为20g/L，沉淀过程中控制pH值为1.8，沉淀时间为240min，沉淀后过滤分离，得到黄铵铁矾晶体和沉铁母液；
将得到的黄铵铁矾晶体进行煅烧，煅烧温度为900℃，煅烧时间为0.3h，得到氧化铁和尾气；将得到的尾气采用30wt％硫酸进行吸收，得到硫酸铵溶液；得到的硫酸铵溶液进行MVR蒸发结晶，得到硫酸铵产品；
(2)将步骤(1)得到的沉铁母液升温至70℃，然后与碳酸铵混合，反应后过滤分离，反应过程中控制pH值为7，反应时间为60min，得到沉淀母液和含氢氧化铬和氢氧化铝的混合沉淀；
(3)将步骤(2)得到的沉淀母液蒸发后进行冷却结晶，冷却结晶的降温速率为6℃/min，降温至9℃，结晶后过滤分离，得到镁铵矾晶体和结晶母液；
(4)将步骤(2)得到的混合沉淀与5wt％的碳酸钠溶液、臭氧混合进行反应，所述碳酸钠溶液与混合沉淀的体积质量比为15mL/g，所述臭氧的分压为3MPa，升温至280℃，反应20min，反应过程中控制pH在11.8，过滤分离，得到铬酸钠溶液和氢氧化铝；
向得到的铬酸钠溶液中通入CO2，在100℃下反应0.5h，所述CO2的分压为0.1MPa，然后过滤分离，得到碳酸氢钠晶体和重铬酸钠溶液，所述重铬酸钠溶液经蒸发、结晶，得到重铬酸钠，所述碳酸氢钠晶体转化为碳酸钠后返回步骤(4)与混合沉淀混合；将得到的氢氧化铝在1400℃下煅烧60min，得到氧化铝产品。
实施例4：
本实施例提供了一种从混合溶液中分离回收铬、铁、铝和镁的方法，所述混合溶液中铬、铁、铝、镁和NH4 +的浓度为：15.6g/L、13.5g/L、3.3g/L、4.0g/L和14.9g/L，所述混合溶液的pH为0.3。
(1)将混合溶液升温至80℃，然后与碳酸钠、碳酸氢钠混合，所述碳酸钠与碳酸氢钠的质量比为1:1，加入黄钠铁矾晶种进行沉淀，晶种的加入量为2g/L，沉淀过程中控制pH值为1.7，沉淀时间为150min，沉淀后过滤分离，得到黄钠铁矾和黄铵铁矾的混合晶体和沉铁母液；
将得到的黄钠铁矾和黄铵铁矾的混合晶体进行煅烧，煅烧温度为800℃，煅烧时间为1.8h，得到硫酸钠和氧化铁的混合物以及尾气；将得到的混合物加水溶解，过滤分离，得到氧化铁产品；得到的尾气采用10wt％的硫酸进行吸收，得到硫酸铵溶液；得到的硫酸铵溶液进行单效蒸发结晶，得到硫酸铵产品；
(2)将步骤(1)得到的沉铁母液升温至100℃，然后与碳酸钠混合，反应后过滤分离，反应过程中控制pH值为9，反应时间为30min，得到沉淀母液和含氢氧化铬和氢氧化铝的混合沉淀；
(3)将步骤(2)得到的沉淀母液蒸发后进行冷却结晶，冷却结晶的降温速率为1℃/min，降温至4℃，结晶后过滤分离，得到含硫酸钠和镁铵矾的混合晶体和结晶母液；
(4)将步骤(2)得到的混合沉淀与20wt％的碳酸钠溶液、过硫酸钠混合进行反应，所述碳酸钠溶液与混合沉淀的体积质量比分别为6mL/g，升温至170℃，反应120min，反应过程中控制pH为11.9，过滤分离，得到铬酸钠溶液和氢氧化铝；
向得到的铬酸钠溶液中通入CO2，在40℃下反应3h，所述CO2的分压为6MPa，然后过滤分离，得到碳酸氢钠晶体和重铬酸钠溶液，所述重铬酸钠溶液经蒸发、结晶，得到重铬酸钠，所述碳酸氢钠晶体转化为碳酸钠后返回步骤(4)与混合沉淀混合；将得到的氢氧化铝在1500℃下煅烧20min，得到氧化铝产品。
实施例5：
本实施例提供了一种从混合溶液中分离回收铬、铁、铝和镁的方法，所述混合溶液中各组分浓度与实施例4中相同。
(1)将混合溶液升温至150℃，然后与氢氧化钾混合，加入黄钾铁矾晶种进行沉淀，晶种的加入量为10g/L，沉淀过程中控制pH值为2，沉淀时间为300min，沉淀后过滤分离，得到黄钾铁矾和黄铵铁矾的混合晶体和沉铁母液；
将得到的黄钾铁矾和黄铵铁矾的混合晶体进行煅烧，煅烧温度为500℃，煅烧时间为3h，得到硫酸钾和氧化铁的混合物以及尾气；将得到的混合物加水溶解，过滤分离，得到氧化铁产品；得到的尾气采用15wt％的硫酸进行吸收，得到硫酸铵溶液；得到的硫酸铵溶液进行MVR蒸发结晶，得到硫酸铵产品；
(2)将步骤(1)得到的沉铁母液升温至90℃，然后与氢氧化钾混合，反应后过滤分离，反应过程中控制pH值为10，反应时间为40min，得到沉淀母液和含氢氧化铬和氢氧化铝的混合沉淀；
(3)将步骤(2)得到的沉淀母液蒸发后进行冷却结晶，冷却结晶的降温速率为7℃/min，降温至0℃，结晶后过滤分离，得到含硫酸钾和镁铵矾的混合晶体和结晶母液；
(4)将步骤(2)得到的混合沉淀与33wt％的碳酸钾溶液、过硫酸钾混合，所述碳酸钾溶液与混合沉淀的体积质量比为1mL/g，升温至60℃，反应220min，反应过程中控制pH在12，过滤分离，得到铬酸钾溶液和氢氧化铝；
向得到的铬酸钾溶液中通入CO2，在50℃下反应6h，所述CO2的分压为3MPa，然后过滤分离，得到碳酸氢钾晶体和重铬酸钾溶液，所述重铬酸钾溶液经蒸发、结晶，得到重铬酸钾，所述碳酸氢钾晶体转化为碳酸钾后返回步骤(4)与混合沉淀混合；将得到的氢氧化铝在400℃下煅烧150min，得到氧化铝产品。
实施例6：
本实施例提供了一种从混合溶液中分离回收铬、铁、铝和镁的方法，所述混合溶液中各组分浓度为与实施例4中相同。
所述方法包括以下步骤：
(1)将混合溶液升温至90℃，然后与氨水混合，加入黄铵铁矾晶种进行沉淀，晶种的加入量为14g/L，沉淀过程中控制pH值为2.2，沉淀时间为90min，沉淀后过滤分离，得到黄铵铁矾晶体和沉铁母液；
将得到的黄铵铁矾晶体进行煅烧，煅烧温度为650℃，煅烧时间为2.5h，得到氧化铁和尾气；将得到的尾气采用9wt％的硫酸进行吸收，得到硫酸铵溶液；得到的硫酸铵溶液进行单效蒸发结晶，得到硫酸铵产品；
(2)将步骤(1)得到的沉铁母液温至30℃，然后与氨气混合进行沉淀，反应后过滤分离，反应过程中控制pH值为8，反应时间为150min，得到沉淀母液和含氢氧化铬和氢氧化铝的混合沉淀；
(3)将步骤(2)得到的沉淀母液蒸发后进行冷却结晶，冷却结晶的降温速率为4℃/min，降温至10℃，结晶后过滤分离，得到镁铵矾和结晶母液；
(4)将步骤(2)得到的混合沉淀与14wt％的碳酸钾溶液、空气混合，所述碳酸钾溶液与混合沉淀的体积质量比为12mL/g，所述空气的分压为7MPa，升温至200℃，反应300min，反应过程中控制pH在11.3，过滤分离，得到铬酸盐溶液和氢氧化铝；
向得到的铬酸钾溶液中通入CO2，在80℃下反应2h，所述CO2的分压为1MPa，然后过滤分离，得到碳酸氢钾晶体和重铬酸钾溶液，所述重铬酸钾溶液经蒸发、结晶，得到重铬酸钾，所述碳酸氢钾晶体转化为碳酸钾后返回步骤(4)与混合沉淀混合；将得到的氢氧化铝在500℃下煅烧140min，得到氧化铝产品。
对比例1：
本对比例提供了一种从混合溶液中分离回收铬、铁、铝和镁的方法，所述方法参照实施例1中的方法，区别仅在于：步骤(4)中将步骤(2)得到的混合沉淀与水、氧气混合，所述水与混合沉淀的体积质量比为6mL/g。
测量实施例1-6和对比例1中所得沉淀母液、各金属选择性浸出液及结晶母液中各离子的浓度，并计算铬、铝、铁和镁的回收率，其结果如表1所示；测量实施例1-6和对比例1中所得含镁产品、含铬产品、含铁产品和含铝产品的纯度，其结果如表2所示。
表1实施例1-6和对比例1中铬、铁、铝和镁的回收率
表2实施例1-6和对比例1中铬、铁、铝和镁的纯度
综合上述实施例和对比例可以看出，本发明所述方法通过控制反应条件，将铁离子以黄铁矾的形式选择性分离出来，之后通过共沉淀法将铬、铝与镁分离，之后再通过选择溶出法将铬溶出，使铬与铝分离，从而实现了混合溶液中离子的高效分离；所述方法通过控制反应的条件，将溶液中的铬、铁、铝以及镁分离出来，所得产品的纯度高，均可达到99.0wt％以上；而对比例1中铬、铁、铝、镁虽然均能从混合溶液中回收，但由于其不能将铬选择性溶出，使得铬与铝不能分离，最终形成氧化铝与氧化铬的混合物，导致所得产品没有准确纯度数据。
本发明所述方法操作简单，环境友好，能耗与原料成本低，经济效益好，具有较好的工业应用前景。
申请人声明，本发明通过上述实施例来说明本发明的详细方法，但本发明并不局限于上述详细方法，即不意味着本发明必须依赖上述详细方法才能实施。所属技术领域的技术人员应该明了，对本发明的任何改进，对本发明操作的等效替换及辅助操作的添加、具体方式的选择等，均落在本发明的保护范围和公开范围之内。
Claims (10)
1.一种从混合溶液中分离回收铬、铁、铝和镁的方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：
(1)将混合溶液与pH调节剂混合，发生沉淀反应，固液分离，得到黄铁矾沉淀和沉铁母液；
(2)将步骤(1)得到的沉铁母液与pH调节剂混合，反应后固液分离，得到沉淀母液和含氢氧化铬和氢氧化铝的混合沉淀；
(3)将步骤(2)得到的沉淀母液进行冷却结晶，固液分离，得到含镁晶体和结晶母液；
(4)将步骤(2)得到的混合沉淀与碳酸盐溶液和氧化剂混合，反应后固液分离，得到氢氧化铝和铬酸盐溶液。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述混合溶液中的阳离子包括Cr3 +、Fe3+、Al3+、Mg2+和NH4 +；
优选地，步骤(1)所述混合溶液的pH为0.1～1.5；
优选地，步骤(1)所述混合溶液的来源包括含铬物料的焙烧熟料浸出液，优选为含铬物料的铵盐焙烧熟料浸出液；
优选地，步骤(1)和步骤(2)所述pH调节剂包括氢氧化钠、氢氧化钾、碳酸钠、碳酸钾、碳酸氢钠、碳酸氢钾、碳酸铵、碳酸氢铵、氨气或氨水中的任意一种或至少两种的组合，优选为氨水；
优选地，步骤(1)所述沉淀反应过程中控制pH为1.5～2.5，优选为1.8～2.0；
优选地，步骤(1)所述沉淀反应的温度为80～150℃，优选为95～105℃；
优选地，步骤(1)所述沉淀反应的时间为30～300min，优选为80～180min；
优选地，步骤(1)所述混合溶液中还加入黄铁矾晶种；
优选地，所述黄铁矾晶种的加入量为2～25g/L，优选为5～10g/L。
3.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，对步骤(1)所述黄铁矾沉淀进行煅烧，得到含铁产物；
优选地，所述黄铁矾包括黄铵铁矾、黄钾铁矾或黄钠铁矾中的任意一种或至少两种的组合；
优选地，所述煅烧的温度为500～1000℃，优选为550～850℃；
优选地，所述煅烧的时间为20～180min，优选为60～120min。
4.根据权利要求3所述的方法，其特征在于，所述黄铁矾包括黄铵铁矾时，经煅烧还得到尾气，所述尾气包括NH3和SO3；
优选地，所述尾气采用吸收液进行吸收，得到铵盐溶液；
优选地，所述吸收液包括硫酸；
优选地，所述硫酸的浓度为5～30wt％，优选为10～20wt％；
优选地，所述吸收液循环使用，直至铵盐溶液达到饱和；
优选地，所述铵盐溶液进行蒸发结晶，得到硫酸铵产品；
优选地，所述蒸发结晶包括单效蒸发、多效蒸发或MVR蒸发中任意一种，优选为MVR蒸发；
优选地，所述铵盐溶液蒸发结晶的气体冷凝后得到的冷凝液返回用于尾气的吸收。
5.根据权利要求1-4任一项所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述反应的温度为30～100℃，优选为60～80℃；
优选地，步骤(2)中所述反应过程中控制pH为7～10；
优选地，步骤(2)中所述反应的时间为30～150min，优选为40～60min。
6.根据权利要求1-5任一项所述的方法，其特征在于，步骤(3)所述冷却结晶前，先进行蒸发；
优选地，步骤(3)所述冷却结晶的降温速率为1～10℃/min，优选为2～5℃/min；
优选地，步骤(3)所述冷却结晶过程降温至0～10℃。
7.根据权利要求1-6任一项所述的方法，其特征在于，步骤(4)所述反应的温度为60～280℃，优选为80～120℃；
优选地，步骤(4)所述反应的时间为20～300min，优选为100～200min；
优选地，步骤(4)所述碳酸盐溶液包括碳酸钠溶液和/或碳酸钾溶液，优选为碳酸钠溶液；
优选地，步骤(4)所述碳酸盐溶液的质量分数为5～33％，优选为10～20％；
优选地，步骤(4)所述碳酸盐溶液与混合沉淀的体积质量比为1～15mL/g，优选为3～6mL/g；
优选地，步骤(4)所述反应过程的pH控制在11～12；
优选地，步骤(4)所述氧化剂包括过硫酸铵、过硫酸钠、过硫酸钾、空气、双氧水、臭氧或氧气中的任意一种或至少两种的组合，优选为氧气；
优选地，所述氧化剂为氧气，所述氧气的分压为0.5～8MPa，优选为2～4MPa。
8.根据权利要求1-7任一项所述的方法，其特征在于，步骤(4)得到的铬酸盐溶液进行碳酸化反应，固液分离，得到碳酸氢盐晶体和重铬酸盐溶液；
优选地，步骤(4)得到的铬酸盐溶液采用CO2进行碳酸化反应；
优选地，所述CO2的分压为0.1～6MPa，优选为0.5～3MPa；
优选地，所述碳酸化反应的温度为20～100℃，优选为30～40℃；
优选地，所述碳酸化反应的时间为0.5～10h，优选为3～5h；
优选地，所述重铬酸盐溶液经蒸发、结晶，得到重铬酸盐；
优选地，所述碳酸盐晶体包括碳酸氢钠晶体和/或碳酸氢钾晶体；
优选地，所述碳酸盐晶体转化为碳酸盐后可返回步骤(4)与混合沉淀混合。
9.根据权利要求1-8任一项所述的方法，其特征在于，将步骤(4)得到的氢氧化铝进行煅烧；
优选地，所述煅烧的温度为400～1500℃，优选为800～1200℃；
优选地，所述煅烧的时间为20～150min，优选为60～120min。
10.根据权利要求1-9任一项所述的方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：
(1)将混合溶液升温至80～150℃，然后与pH调节剂混合，加入黄铁矾晶种进行沉淀，黄铁矾晶种的加入量为2～25g/L，沉淀过程中控制pH值为1.5～2.5，沉淀时间为30～300min，沉淀后固液分离，得到黄铁矾晶体和沉铁母液；将得到的黄铁矾晶体进行煅烧，煅烧温度为500～1000℃，煅烧时间为0.3～3h，得到含铁产物；
(2)将步骤(1)得到的沉铁母液升温至30～100℃，然后与pH调节剂混合进行，反应后固液分离，所述反应过程中控制pH值为7～10，反应时间为30～150min，得到沉淀母液和含氢氧化铬和氢氧化铝的混合沉淀；
(3)将步骤(2)得到的沉淀母液蒸发后进行冷却结晶，冷却结晶的降温速率为1～10℃/min，降温至0～10℃，结晶后固液分离，得到含镁晶体和结晶母液；
(4)将步骤(3)得到的混合沉淀与5～33wt％的碳酸盐溶液和氧化剂混合，所述碳酸盐溶液与混合沉淀的体积质量比为1～15mL/g，，升温至60～280℃，反应20～300min，反应过程中控制pH为11～12，固液分离，得到铬酸盐溶液和氢氧化铝；向得到的铬酸盐溶液中通入CO2，在20～100℃下反应0.5～10h，所述CO2的分压为0.1～6MPa，然后固液分离，得到碳酸氢盐晶体和重铬酸盐溶液，所述重铬酸盐溶液经蒸发、结晶，得到重铬酸盐，所述碳酸氢盐晶体转化为碳酸盐后返回步骤(4)与混合沉淀混合；将得到的氢氧化铝在400～1500℃下煅烧20～150min，得到氧化铝产品。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202010899766.3A CN111977700B (zh) | 2020-08-31 | 2020-08-31 | 一种从混合溶液中分离回收铬、铁、铝和镁的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202010899766.3A CN111977700B (zh) | 2020-08-31 | 2020-08-31 | 一种从混合溶液中分离回收铬、铁、铝和镁的方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN111977700A true CN111977700A (zh) | 2020-11-24 |
| CN111977700B CN111977700B (zh) | 2023-06-16 |
Family
ID=73446939
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN202010899766.3A Active CN111977700B (zh) | 2020-08-31 | 2020-08-31 | 一种从混合溶液中分离回收铬、铁、铝和镁的方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN111977700B (zh) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN112850653A (zh) * | 2021-01-29 | 2021-05-28 | 优耐德引发剂合肥有限公司 | 一种提高过硫酸钠产量的方法 |
Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN104843790A (zh) * | 2015-05-22 | 2015-08-19 | 四川省银河化学股份有限公司 | 一种铬铁矿酸溶氧化制备铬酸钠的方法 |
| CN106186067A (zh) * | 2016-07-06 | 2016-12-07 | 于佳湲 | 一种以铬铁矿为原料清洁生产三氧化二铬的方法 |
-
2020
- 2020-08-31 CN CN202010899766.3A patent/CN111977700B/zh active Active
Patent Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN104843790A (zh) * | 2015-05-22 | 2015-08-19 | 四川省银河化学股份有限公司 | 一种铬铁矿酸溶氧化制备铬酸钠的方法 |
| CN106186067A (zh) * | 2016-07-06 | 2016-12-07 | 于佳湲 | 一种以铬铁矿为原料清洁生产三氧化二铬的方法 |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN112850653A (zh) * | 2021-01-29 | 2021-05-28 | 优耐德引发剂合肥有限公司 | 一种提高过硫酸钠产量的方法 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN111977700B (zh) | 2023-06-16 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN106893877B (zh) | 一种从钒铬酸盐混合溶液中提取钒铬的方法 | |
| CN112048619B (zh) | 一种从混合溶液中分离回收铬、铁、铝和镁的方法 | |
| CN105420519B (zh) | 一种从含钒或/和铬物料中提取钒铬的方法 | |
| CN107954474B (zh) | 一种利用钒铬溶液生产钒产品及碱式硫酸铬的方法 | |
| CN104357660B (zh) | 一种清洁生产五氧化二钒的方法 | |
| CN105506285B (zh) | 一种从含钒或/和铬的溶液中分离回收钒和铬的方法 | |
| CN102329964B (zh) | 一种从钒铬还原废渣中分离回收钒和铬的方法 | |
| CN102634673B (zh) | 一种深度去除含铬废渣酸浸液中铁离子的方法 | |
| CN110004309B (zh) | 从钨矿物中酸碱联合提取钨的方法 | |
| CN108707748B (zh) | 一种净化石煤酸浸液并回收铝、钾和铁的方法 | |
| CN103011537B (zh) | 一种处理含三价铬污泥及回收重金属的方法 | |
| CN104120271B (zh) | 一种钒渣碳碱浸取氢气还原法清洁生产钒氧化物的工艺方法 | |
| CN112795784B (zh) | 一种赤泥中有价组分综合回收的方法 | |
| CN110104834B (zh) | 一种含钒废水的处理方法 | |
| CN110092419B (zh) | 一种制备高纯多钒酸铵的方法 | |
| CN115321562B (zh) | 一种锂矿硝酸浸出液膜法生产碳酸锂的方法 | |
| CN108754161A (zh) | 一种含钒铬酸盐溶液分离回收铬的方法 | |
| CN111778404A (zh) | 一种镍钴钼磷钒合金料的浸出分离方法 | |
| CN112607777A (zh) | 一种钼酸铵的生产工艺 | |
| CN113979474A (zh) | 一种钒酸钙制备五氧化二钒过程碳铵介质内循环的方法 | |
| CN112142073A (zh) | 一种含铬硫酸氢钠资源化利用的方法 | |
| CN111977700B (zh) | 一种从混合溶液中分离回收铬、铁、铝和镁的方法 | |
| CN110564979B (zh) | 一种从含钒铬泥中回收钒和铬的方法 | |
| CN109279634A (zh) | 一种拟薄水铝石产品的低成本制备方法及其产品 | |
| CN110668497A (zh) | 一种含钒铬复盐制备钒、铬产品的方法及用途 |
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 |