CN113120923B - 一种从混合溶液中分离回收铁、钠和铵的方法及用途 - Google Patents

一种从混合溶液中分离回收铁、钠和铵的方法及用途 Download PDF

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Abstract

本发明提供了一种从混合溶液中分离回收铁、钠和铵的方法，所述方法包括：将混合溶液升温后加入黄铵铁矾晶种进行结晶，固液分离，得到黄铵铁矾晶体和沉铁母液；将沉铁母液蒸发浓缩后冷却结晶，得到硫酸钠和硫酸铵的混合晶体；将黄铵铁矾晶体进行煅烧，得到氧化铁和尾气；将混合晶体进行煅烧，得到硫酸钠和尾气；将尾气进行吸收，得到铵盐溶液。本发明所述方法根据不同离子的特性将溶液中的铁、钠以及铵分离出来，分离效率高，所得产品的纯度较高；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，具有较好的工业应用前景。

Description

一种从混合溶液中分离回收铁、钠和铵的方法及用途
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铁、钠和铵的方法及用途。
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，含铁、钠、铵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，如电解锰车间产生的废液、沉钒废水和染料中间体生产过程产生的废液等。
目前，溶液中金属离子分离去除的方法主要包括沉淀法、活体净化法和吸附法。其中，沉淀法主要是针对重金属的分离，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；活体净化法通常是指生物处理方法，利用微生物等实现重金属去除，但其操作周期往往较长，处理能力差，受环境影响较大；吸附法是一类利用利用固体表面能对重金属离子产生特异的吸附作用，从而达到脱除重金属目的的方法，对重金属吸附性强，操作简单，但是其吸附选择性较差，脱附困难，仍不能有效实现金属杂质的分离和回收。
上述方法只是针对重金属进行的处理，且单一方法的使用往往难以达到理想的效果，对于多种离子的分离，需要多种方法共同使用。CN 102432071A公开了一种综合利用高铁铝土矿的方法，该方法包括：将高铁铝土矿破碎、磨细后与硫酸混合焙烧，焙烧熟料溶出、过滤得粗制硫酸铝溶液和提铝渣，粗制硫酸铝溶液先采用黄铁矾法沉铁，再用磷酸或磷酸氢铵深度沉铁，所得溶液沉铝，得到氢氧化铝，之后黄铁矾煅烧制氧化铁，磷酸铁水解得到氢氧化铁，氢氧化铝煅烧制氧化铝；该方法主要涉及铁、铝的分离过程，但并不涉及两者与碱金属等元素的分离过程，且分离过程步骤复杂。
CN 108707748A公开了一种净化石煤酸浸液并回收铝、钾和铁的方法，所述方法包括：对石煤酸浸液进行冷却结晶，固液分离，得到明矾和分离液；调整所述分离液的pH以及氧化还原电位，反应得到处理后溶液；加热所述处理后溶液，控制溶液的pH和氧化还原电位，固液分离，得到铁沉淀物和分离液；对铁沉淀物进行产品分离，得到铁产品和硫酸盐溶液，所述铁产品为氧化铁或氢氧化铁。该方法中铁的分离操作条件要求较为苛刻，且沉淀物容易夹带其他离子，分离不彻底。
综上所述，对于混合溶液中多种离子的分离，还需要根据不同离子的特性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铁、钠和铵的方法及用途，所述方法根据不同离子的特性将溶液中的铁、钠以及铵分离出来，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铁、钠和铵的方法，所述方法包括以下步骤：
(1)将混合溶液升温后加入黄铵铁矾晶种进行结晶，固液分离，得到黄铵铁矾晶体和沉铁母液；
(2)将步骤(1)得到的沉铁母液蒸发浓缩后冷却结晶，得到硫酸钠和硫酸铵的混合晶体；
(3)将步骤(1)得到的黄铵铁矾晶体进行煅烧，得到氧化铁和尾气；
(4)将步骤(2)得到的混合晶体进行煅烧，得到硫酸钠和尾气；
(5)将步骤(3)和步骤(4)得到的尾气进行吸收，得到铵盐溶液。
本发明中，根据所述混合溶液中的离子种类与特性，通过晶种的加入并控制结晶条件的条件，将铁离子以黄铁矾的形式选择性分离出来，之后可进一步将铁铵分离，而沉铁母液则可通过浓缩后冷却结晶的方式将钠和铵分离出来，之后再进一步转化将钠与铵分离，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。
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)所述混合溶液包括矿物浸出液或废水溶液。
优选地，所述矿物浸出液包括白云母浸出液、高岭土浸出液、赤泥浸出液或钾长石浸出液中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：白云母浸出液和高岭土浸出液的组合，高岭土浸出液和钾长石浸出液的组合，白云母浸出液、赤泥浸出液和钾长石浸出液的组合等。
优选地，所述废水溶液包括电解锰废水和/或沉钒废水。
优选地，步骤(1)所述混合溶液中的阳离子包括Fe3+、Na+和NH4 +。
本发明中，由于所述混合溶液呈酸性，其还含有H+，溶液中的阴离子则主要是SO4 2-。
作为本发明优选的技术方案，步骤(1)所述混合溶液升温至80～130℃，例如80℃、90℃、95℃、100℃、105℃、110℃、120℃或130℃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)所述黄铵铁矾晶种的加入量为2～20g/L，例如2g/L、4g/L、5g/L、6g/L、8g/L、10g/L、12g/L、15g/L或20g/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。
优选地，步骤(1)所述结晶过程中控制pH值为0.5～3，例如0.5、1、1.5、1.6、1.8、2、2.5或3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1.5～2。
优选地，步骤(1)所述结晶的时间为0.5～5h，例如0.5h、1h、1.5h、2h、2.5h、3h、4h或5h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1～3h。
本发明中，采用黄铵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；若pH过小，则铁的沉淀率较低，分离效果差。
本发明中，通过将铁以黄铵铁钒形式结晶，并与沉铁母液分离，显著降低了原料液中铁的离子浓度，有利于沉铁母液后续钠和铵的分离，进一步保障了最终得到的硫酸钠和硫酸铵产品的纯度。
作为本发明优选的技术方案，步骤(2)所述蒸发浓缩的温度为80℃以上，例如80℃、85℃、90℃、95℃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。
优选地，步骤(2)所述蒸发浓缩至浓缩液的浓度为50～80wt％，例如50wt％、55wt％、60wt％、65wt％、70wt％、75wt％或80wt％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65～75wt％。
本发明中，通过将浓缩液中溶质的浓度控制在50wt％～80wt％，更有利于在保障钠和铵分离回收率的同时，节省蒸发能耗，降低成本。
优选地，步骤(2)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、8℃/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(2)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，为了混合溶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；在降温结晶过程中，硫酸钠和硫酸铵结晶析出，通过控制降温速率，有助于晶体的更好析出，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，达到一定温度后维持在该温度条件下进行结晶。
优选地，步骤(2)所述冷却结晶后固液分离，所得液相为结晶母液，返回步骤(1)循环利用。
本发明中，通过将硫酸钠和硫酸铵进行结晶，并与结晶母液分离，显著降低了原料液中钠和铵的离子浓度，使分离后的冷却结晶母液可在原料液的来源系统中循环利用，提升了资源利用率，减少了废水的排放。
作为本发明优选的技术方案，步骤(3)所述黄铵铁矾煅烧的温度为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℃。
优选地，步骤(3)所述黄铵铁矾煅烧的时间为0.3～3h，例如0.3h、0.5h、1h、1.5h、2h、2.5h或3h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1～2h。
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。
作为本发明优选的技术方案，步骤(4)所述混合晶体煅烧的温度为700～1400℃，例如700℃、800℃、900℃、1000℃、1100℃、1200℃、1300℃或1400℃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850～1250℃。
本发明中，通过控制混合晶体的煅烧温度，可以保障硫酸铵在高温煅烧时能够分解，从而更有效的以氨气和三氧化硫的形式将铵与钠分离，进一步保障了最终得到的硫酸铵和硫酸钠产品的纯度。
优选地，步骤(4)所述混合晶体煅烧的时间为0.3～4h，例如0.3h、0.5h、1h、1.5h、2h、2.5h、3h、3.5h或4h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1.5～2.5h。
作为本发明优选的技术方案，步骤(5)所述尾气包括NH3和SO3。
优选地，步骤(5)所述的铵盐溶液为硫酸铵溶液。
优选地，步骤(5)采用吸收液进行尾气吸收。
优选地，所述吸收液包括硫酸。
优选地，所述硫酸的质量浓度为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，至铵盐溶液达到饱和。
作为本发明优选的技术方案，所述硫酸铵溶液进行蒸发结晶，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，所述硫酸铵溶液蒸发结晶后气体的冷凝液返回用于尾气的吸收。
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80～130℃，加入黄铵铁矾晶种进行结晶，黄铵铁矾晶种的加入量为2～20g/L，结晶过程中控制pH值为1.5～2，结晶时间为0.5～5h，结晶后固液分离，得到黄铵铁矾晶体和沉铁母液；
(2)将步骤(1)得到的沉铁母液在80℃以上条件下蒸发浓缩，至浓缩液的浓度达到50～80wt％，然后冷却结晶，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，得到硫酸钠和硫酸铵的混合晶体以及结晶母液；
(3)将步骤(1)得到的黄铵铁矾晶体进行煅烧，煅烧温度为500～1000℃，煅烧时间为0.3～3h，得到氧化铁和尾气；
(4)将步骤(2)得到的混合晶体进行煅烧，煅烧的温度为700～1400℃，时间为0.3～4h，得到硫酸钠和尾气；
(5)将步骤(3)和步骤(4)得到的尾气采用硫酸进行吸收，所用硫酸的浓度为5～30wt％，得到硫酸铵溶液，硫酸铵溶液进行蒸发结晶，得到硫酸铵产品。
另一方面，本发明提供了上述从混合溶液中分离回收铁、钠和铵的方法的用途，所述方法用于矿物浸出液或废水溶液的处理。
优选地，所述矿物浸出液包括白云母浸出液、高岭土浸出液、赤泥浸出液或钾长石浸出液中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：白云母浸出液和高岭土浸出液的组合，高岭土浸出液和钾长石浸出液的组合，白云母浸出液、赤泥浸出液和钾长石浸出液的组合等。
优选地，所述废水溶液包括电解锰废水和/或沉钒废水。
本发明中，除了矿物的浸出液，还包括冶金渣的浸出液，通过黄铵铁钒法、蒸发浓缩及冷却结晶快速实现所述混合溶液中铁、钠和铵的分离；废水的处理变废为宝，实现了资源的二次利用，具有较高的经济效益和工业应用前景。
与现有技术相比，本发明具有以下有益效果：
(1)本发明所述方法根据不同离子的特性将溶液中的铁、钠以及铵分离出来，分离效率高，铁的分离回收率最高可达96.3wt％，钠的分离回收率最高可达90.3wt％，铵的分离回收率最高可达88.5wt％；
(2)本发明所述方法所得产品的纯度较高，氧化铁、硫酸钠和硫酸铵产品的纯度均能够达到99.0wt％以上，产品的利用价值高；
(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铁、钠和铵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铁、钠和铵的方法，所述方法包括以下步骤：
(1)将混合溶液升温后加入黄铵铁矾晶种进行结晶，固液分离，得到黄铵铁矾晶体和沉铁母液；
(2)将步骤(1)得到的沉铁母液蒸发浓缩后冷却结晶，得到硫酸钠和硫酸铵的混合晶体；
(3)将步骤(1)得到的黄铵铁矾晶体进行煅烧，得到氧化铁和尾气；
(4)将步骤(2)得到的混合晶体进行煅烧，得到硫酸钠和尾气；
(5)将步骤(3)和步骤(4)得到的尾气进行吸收，得到铵盐溶液。
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铁、钠和铵的方法，所述混合溶液为高岭土矿物浸出液，其各组分的组成为：硫酸铁19.67g/L、硫酸钠9.70g/L、硫酸铵114.77g/L。
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95℃，加入黄铵铁矾晶种进行结晶沉铁，晶种的加入量为10g/L，结晶过程中控制pH值为1.5，结晶时间为2h，结晶后过滤分离，得到黄铵铁矾晶体和沉铁母液；
(2)将步骤(1)得到的沉铁母液在90℃条件下蒸发浓缩，至浓缩液的浓度达到65wt％，然后冷却结晶，冷却结晶的降温速率为5℃/min，降温至5℃，结晶后过滤分离，得到硫酸钠和硫酸铵的混合晶体以及结晶母液，结晶母液返回步骤(1)循环处理；
(3)将步骤(1)得到的黄铵铁矾晶体进行煅烧，煅烧温度为850℃，煅烧时间为1.5h，得到氧化铁产品和尾气；
(4)将步骤(2)得到的混合晶体进行煅烧，煅烧的温度为800℃，时间为1h，得到硫酸钠产品和尾气；
(5)将步骤(3)和步骤(4)得到的组成包括NH3和SO3的尾气采用质量分数为15wt％的硫酸进行吸收，得到硫酸铵溶液，所述硫酸循环使用至吸收液中硫酸铵的浓度达到溶解饱和，再将硫酸铵溶液进行MVR蒸发结晶，得到硫酸铵产品，蒸发结晶后的冷凝液返回用于尾气的吸收。
实施例2：
本实施例提供了一种从混合溶液中分离回收铁、钠和铵的方法，所述混合溶液为矿物浸出液，其各组分的组成与实施例1中相同。
所述方法包括以下步骤：
(1)将混合溶液升温至105℃，加入黄铵铁矾晶种进行结晶沉铁，晶种的加入量为15g/L，结晶过程中控制pH值为2，结晶时间为1.5h，结晶后过滤分离，得到黄铵铁矾晶体和沉铁母液；
(2)将步骤(1)得到的沉铁母液在80℃条件下蒸发浓缩，至浓缩液的浓度达到75wt％，然后冷却结晶，冷却结晶的降温速率为3℃/min，降温至8℃，结晶后过滤分离，得到硫酸钠和硫酸铵的混合晶体以及结晶母液，结晶母液返回步骤(1)循环处理；
(3)将步骤(1)得到的黄铵铁矾晶体进行煅烧，煅烧温度为600℃，煅烧时间为2.5h，得到氧化铁产品和尾气；
(4)将步骤(2)得到的混合晶体进行煅烧，煅烧的温度为1000℃，时间为1.5h，得到硫酸钠产品和尾气；
(5)将步骤(3)和步骤(4)得到的组成包括NH3和SO3的尾气采用质量分数为20wt％的硫酸进行吸收，得到硫酸铵溶液，所述硫酸循环使用至吸收液中硫酸铵的浓度达到溶解饱和，再将硫酸铵溶液进行单效蒸发结晶，得到硫酸铵产品，蒸发结晶后的冷凝液返回用于尾气的吸收。
实施例3：
本实施例提供了一种从混合溶液中分离回收铁、钠和铵的方法，所述混合溶液为矿物浸出液，其各组分的组成与实施例1中相同。
所述方法包括以下步骤：
(1)将混合溶液升温至120℃，加入黄铵铁矾晶种进行结晶沉铁，晶种的加入量为5g/L，结晶过程中控制pH值为1，结晶时间为3h，结晶后过滤分离，得到黄铵铁矾晶体和沉铁母液；
(2)将步骤(1)得到的沉铁母液在100℃条件下蒸发浓缩，至浓缩液的浓度达到80wt％，然后冷却结晶，冷却结晶的降温速率为8℃/min，降温至0℃，结晶后过滤分离，得到硫酸钠和硫酸铵的混合晶体以及结晶母液，结晶母液返回步骤(1)循环处理；
(3)将步骤(1)得到的黄铵铁矾晶体进行煅烧，煅烧温度为700℃，煅烧时间为2h，得到氧化铁产品和尾气；
(4)将步骤(2)得到的混合晶体进行煅烧，煅烧的温度为900℃，时间为2.5h，得到硫酸钠产品和尾气；
(5)将步骤(3)和步骤(4)得到的组成包括NH3和SO3的尾气采用质量分数为10wt％的硫酸进行吸收，得到硫酸铵溶液，所述硫酸循环使用至吸收液中硫酸铵的浓度达到溶解饱和，再将硫酸铵溶液进行三效蒸发结晶，得到硫酸铵产品，蒸发结晶后的冷凝液返回用于尾气的吸收。
实施例4：
本实施例提供了一种从混合溶液中分离回收铁、钠和铵的方法，所述混合溶液为沉钒废水溶液，其各组分的组成为：硫酸铁16.37g/L、硫酸钠49.32g/L、硫酸铵118.65g/L。
所述方法包括以下步骤：
(1)将混合溶液升温至80℃，加入黄铵铁矾晶种进行结晶沉铁，晶种的加入量为20g/L，结晶过程中控制pH值为0.5，结晶时间为2.5h，结晶后过滤分离，得到黄铵铁矾晶体和沉铁母液；
(2)将步骤(1)得到的沉铁母液在85℃条件下蒸发浓缩，至浓缩液的浓度达到50wt％，然后冷却结晶，冷却结晶的降温速率为1℃/min，降温至10℃，结晶后过滤分离，得到硫酸钠和硫酸铵的混合晶体以及结晶母液，结晶母液返回步骤(1)循环处理；
(3)将步骤(1)得到的黄铵铁矾晶体进行煅烧，煅烧温度为1000℃，煅烧时间为0.5h，得到氧化铁产品和尾气；
(4)将步骤(2)得到的混合晶体进行煅烧，煅烧的温度为1250℃，时间为1h，得到硫酸钠产品和尾气；
(5)将步骤(3)和步骤(4)得到的组成包括NH3和SO3的尾气采用质量分数为30wt％的硫酸进行吸收，得到硫酸铵溶液，所述硫酸循环使用至吸收液中硫酸铵的浓度达到溶解饱和，再将硫酸铵溶液进行MVR蒸发结晶，得到硫酸铵产品，蒸发结晶后的冷凝液返回用于尾气的吸收。
实施例5：
本实施例提供了一种从混合溶液中分离回收铁、钠和铵的方法，所述混合溶液为沉钒废水溶液，其各组分的组成与实施例4中相同。
所述方法包括以下步骤：
(1)将混合溶液升温至130℃，加入黄铵铁矾晶种进行结晶沉铁，晶种的加入量为2g/L，结晶过程中控制pH值为2.5，结晶时间为1h，结晶后过滤分离，得到黄铵铁矾晶体和沉铁母液；
(2)将步骤(1)得到的沉铁母液在95℃条件下蒸发浓缩，至浓缩液的浓度达到60wt％，然后冷却结晶，冷却结晶的降温速率为10℃/min，降温至0℃，结晶后过滤分离，得到硫酸钠和硫酸铵的混合晶体以及结晶母液，结晶母液返回步骤(1)循环处理；
(3)将步骤(1)得到的黄铵铁矾晶体进行煅烧，煅烧温度为500℃，煅烧时间为3h，得到氧化铁产品和尾气；
(4)将步骤(2)得到的混合晶体进行煅烧，煅烧的温度为700℃，时间为4h，得到硫酸钠产品和尾气；
(5)将步骤(3)和步骤(4)得到的组成包括NH3和SO3的尾气采用质量分数为5wt％的硫酸进行吸收，得到硫酸铵溶液，所述硫酸循环使用至吸收液中硫酸铵的浓度达到溶解饱和，再将硫酸铵溶液进行MVR蒸发结晶，得到硫酸铵产品，蒸发结晶后的冷凝液返回用于尾气的吸收。
实施例6：
本实施例提供了一种从混合溶液中分离回收铁、钠和铵的方法，所述混合溶液为赤泥浸出液，其各组分的组成为：硫酸铁35.42g/L、硫酸钠20.51g/L、硫酸铵115.89g/L。
所述方法包括以下步骤：
(1)将混合溶液升温至90℃，加入黄铵铁矾晶种进行结晶沉铁，晶种的加入量为12g/L，结晶过程中控制pH值为3，结晶时间为4h，结晶后过滤分离，得到黄铵铁矾晶体和沉铁母液；
(2)将步骤(1)得到的沉铁母液在90℃条件下蒸发浓缩，至浓缩液的浓度达到70wt％，然后冷却结晶，冷却结晶的降温速率为6℃/min，降温至4℃，结晶后过滤分离，得到硫酸钠和硫酸铵的混合晶体以及结晶母液，结晶母液返回步骤(1)循环处理；
(3)将步骤(1)得到的黄铵铁矾晶体进行煅烧，煅烧温度为750℃，煅烧时间为2h，得到氧化铁产品和尾气；
(4)将步骤(2)得到的混合晶体进行煅烧，煅烧的温度为1100℃，时间为2h，得到硫酸钠产品和尾气；
(5)将步骤(3)和步骤(4)得到的组成包括NH3和SO3的尾气采用质量分数为25wt％的硫酸进行吸收，得到硫酸铵溶液，所述硫酸循环使用至吸收液中硫酸铵的浓度达到溶解饱和，再将硫酸铵溶液进行三效蒸发结晶，得到硫酸铵产品，蒸发结晶后的冷凝液返回用于尾气的吸收。
测量实施例1-6中所得结晶母液中各离子的浓度，并计算铁、钠和铵的回收率，其结果如表1所示；测量实施例1-6中所得氧化铁、硫酸钠和硫酸铵产品的纯度，其结果如表2所示。
表1实施例1-6中铁、钠和铵的回收率
Figure BDA0002348367070000141
Figure BDA0002348367070000151
表2实施例1-6中所得氧化铁、硫酸钠和硫酸铵产品的纯度
Figure BDA0002348367070000152
综合上述实施例可以看出，本发明所述方法通过铁矾沉淀法从混合溶液中得到黄铵铁矾，再经高温煅烧后得到氧化铁；采用蒸发浓缩和冷却结晶的方式分离沉铁母液中的钠和铵，得到硫酸钠和硫酸铵混合晶体，煅烧分解硫酸铵剩余硫酸钠；黄铵铁矾、硫酸铵煅烧产生的尾气经吸收、蒸发结晶得硫酸铵晶体；即根据不同离子的特性将溶液中的铁、钠以及铵分离出来，分离效率高，所得产品的纯度高，均能够达到99.0wt％以上，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 (30)

1.一种从混合溶液中分离回收铁、钠和铵的方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：
(1)将混合溶液升温后加入黄铵铁矾晶种进行结晶，所述混合溶液中的阳离子包括Fe3 +、Na+、H+和NH4 +，所述混合溶液升温至80～130℃，所述结晶过程中控制pH值为0.5～3，固液分离，得到黄铵铁矾晶体和沉铁母液；
(2)将步骤(1)得到的沉铁母液蒸发浓缩后冷却结晶，所述蒸发浓缩的温度为80℃以上，所述蒸发浓缩至浓缩液的浓度为50～80wt％，所述冷却结晶的降温速率为1～10℃/min，所述冷却结晶过程降温至0～10℃，得到硫酸钠和硫酸铵的混合晶体；
(3)将步骤(1)得到的黄铵铁矾晶体进行煅烧，所述黄铵铁矾煅烧的温度为500～1000℃，时间为0.3～3h，得到氧化铁和尾气；
(4)将步骤(2)得到的混合晶体进行煅烧，所述混合晶体煅烧的温度为700～1400℃，时间为0.3～4h，得到硫酸钠和尾气；
(5)将步骤(3)和步骤(4)得到的尾气进行吸收，得到铵盐溶液。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述混合溶液包括矿物浸出液或废水溶液。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述混合溶液升温至95～105℃。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述黄铵铁矾晶种的加入量为2～20g/L。
5.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述黄铵铁矾晶种的加入量为5～10g/L。
6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述结晶过程中控制pH值为1.5～2。
7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述结晶的时间为0.5～5h。
8.根据权利要求7所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述结晶的时间为1～3h。
9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述蒸发浓缩至浓缩液的浓度为65～75wt％。
10.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述冷却结晶的降温速率为2～5℃/min。
11.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述冷却结晶后固液分离，所得液相为结晶母液，返回步骤(1)循环利用。
12.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(3)所述黄铵铁矾煅烧的温度为550～850℃。
13.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(3)所述黄铵铁矾煅烧的时间为1～2h。
14.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(4)所述混合晶体煅烧的温度为850～1250℃。
15.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(4)所述混合晶体煅烧的时间为1.5～2.5h。
16.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(5)所述尾气包括NH3和SO3。
17.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(5)所述的铵盐溶液为硫酸铵溶液。
18.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(5)采用吸收液进行尾气吸收。
19.根据权利要求18所述的方法，其特征在于，所述吸收液包括硫酸。
20.根据权利要求19所述的方法，其特征在于，所述硫酸的质量浓度为5～30wt％。
21.根据权利要求20所述的方法，其特征在于，所述硫酸的质量浓度为10～20wt％。
22.根据权利要求18所述的方法，其特征在于，所述吸收液循环使用，至铵盐溶液达到饱和。
23.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(5)得到的铵盐溶液进行蒸发结晶，得到铵盐产品。
24.根据权利要求23所述的方法，其特征在于，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。
25.根据权利要求24所述的方法，其特征在于，所述蒸发结晶为MVR蒸发。
26.根据权利要求23所述的方法，其特征在于，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。
27.根据权利要求1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80～130℃，加入黄铵铁矾晶种进行结晶，黄铵铁矾晶种的加入量为2～20g/L，结晶过程中控制pH值为1.5～2，结晶时间为0.5～5h，结晶后固液分离，得到黄铵铁矾晶体和沉铁母液；
(2)将步骤(1)得到的沉铁母液在80℃以上条件下蒸发浓缩，至浓缩液的浓度达到50～80wt％，然后冷却结晶，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，得到硫酸钠和硫酸铵的混合晶体以及结晶母液；
(3)将步骤(1)得到的黄铵铁矾晶体进行煅烧，煅烧温度为500～1000℃，煅烧时间为0.3～3h，得到氧化铁和尾气；
(4)将步骤(2)得到的混合晶体进行煅烧，煅烧的温度为700～1400℃，时间为0.3～4h，得到硫酸钠和尾气；
(5)将步骤(3)和步骤(4)得到的尾气采用硫酸进行吸收，所用硫酸的浓度为5～30wt％，得到硫酸铵溶液，硫酸铵溶液进行蒸发结晶，得到硫酸铵产品。
28.根据权利要求1-27任一项所述方法的用途，其特征在于，所述方法用于矿物浸出液或废水溶液的处理。
29.根据权利要求28所述的用途，其特征在于，所述矿物浸出液包括白云母浸出液、高岭土浸出液、赤泥浸出液或钾长石浸出液中任意一种或至少两种的组合。
30.根据权利要求28所述的用途，其特征在于，所述废水溶液包括电解锰废水和/或沉钒废水。
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Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB190628581A (en) * 1906-12-14 1907-10-03 Erich Strohbach Improved Manufacture of Sodium Alum, Potassium Alum, or Ammonium Alum Free from Iron and in Small Crystals.
GB1290471A (zh) * 1969-01-10 1972-09-27
CN108707748A (zh) * 2018-05-25 2018-10-26 中国科学院过程工程研究所 一种净化石煤酸浸液并回收铝、钾和铁的方法
CN108728649A (zh) * 2018-05-25 2018-11-02 中国科学院过程工程研究所 一种石煤酸性废水资源化利用的方法
CN110510648A (zh) * 2019-09-24 2019-11-29 中国科学院过程工程研究所 一种从含硫酸铝、硫酸钾和硫酸铵的混合溶液中分离回收铝、钾和铵的方法

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB190628581A (en) * 1906-12-14 1907-10-03 Erich Strohbach Improved Manufacture of Sodium Alum, Potassium Alum, or Ammonium Alum Free from Iron and in Small Crystals.
GB1290471A (zh) * 1969-01-10 1972-09-27
CN108707748A (zh) * 2018-05-25 2018-10-26 中国科学院过程工程研究所 一种净化石煤酸浸液并回收铝、钾和铁的方法
CN108728649A (zh) * 2018-05-25 2018-11-02 中国科学院过程工程研究所 一种石煤酸性废水资源化利用的方法
CN110510648A (zh) * 2019-09-24 2019-11-29 中国科学院过程工程研究所 一种从含硫酸铝、硫酸钾和硫酸铵的混合溶液中分离回收铝、钾和铵的方法

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