CN115849385A - 对黑滑石中硅镁的综合利用方法及应用 - Google Patents
对黑滑石中硅镁的综合利用方法及应用 Download PDFInfo
- Publication number
- CN115849385A CN115849385A CN202310115732.4A CN202310115732A CN115849385A CN 115849385 A CN115849385 A CN 115849385A CN 202310115732 A CN202310115732 A CN 202310115732A CN 115849385 A CN115849385 A CN 115849385A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- magnesium
- silicon
- sodium
- solution
- comprehensive utilization
- 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
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 118
- 239000010703 silicon Substances 0.000 title claims abstract description 105
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 title claims abstract description 101
- 239000000454 talc Substances 0.000 title claims abstract description 98
- 229910052623 talc Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 98
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 87
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 74
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 71
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 128
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 103
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 69
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims abstract description 52
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims abstract description 45
- 239000000126 substance Substances 0.000 claims abstract description 43
- 239000011734 sodium Substances 0.000 claims abstract description 39
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 claims abstract description 37
- 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 claims abstract description 35
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 35
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims abstract description 35
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 claims abstract description 31
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 claims abstract description 28
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 26
- 239000012716 precipitator Substances 0.000 claims abstract description 24
- 235000021110 pickles Nutrition 0.000 claims abstract description 23
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims abstract description 22
- 159000000000 sodium salts Chemical class 0.000 claims abstract description 22
- 239000002699 waste material Substances 0.000 claims abstract description 19
- 229910001415 sodium ion Inorganic materials 0.000 claims abstract description 11
- 238000005185 salting out Methods 0.000 claims abstract description 8
- JLVVSXFLKOJNIY-UHFFFAOYSA-N Magnesium ion Chemical compound [Mg+2] JLVVSXFLKOJNIY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 5
- 229910001425 magnesium ion Inorganic materials 0.000 claims abstract description 5
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 133
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 80
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 69
- KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N Fluorane Chemical compound F KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 58
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 49
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 46
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 42
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 30
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L sodium carbonate Substances [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 28
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 20
- PUZPDOWCWNUUKD-UHFFFAOYSA-M sodium fluoride Chemical compound [F-].[Na+] PUZPDOWCWNUUKD-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 19
- TWRXJAOTZQYOKJ-UHFFFAOYSA-L Magnesium chloride Chemical compound [Mg+2].[Cl-].[Cl-] TWRXJAOTZQYOKJ-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 18
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 claims description 18
- VTHJTEIRLNZDEV-UHFFFAOYSA-L magnesium dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Mg+2] VTHJTEIRLNZDEV-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 18
- 239000000347 magnesium hydroxide Substances 0.000 claims description 18
- 229910001862 magnesium hydroxide Inorganic materials 0.000 claims description 18
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 17
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 15
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims description 15
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims description 15
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 14
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims description 13
- 239000013078 crystal Substances 0.000 claims description 12
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 claims description 12
- 238000001354 calcination Methods 0.000 claims description 11
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 claims description 11
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 claims description 10
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 claims description 10
- 229910001629 magnesium chloride Inorganic materials 0.000 claims description 9
- 239000011259 mixed solution Substances 0.000 claims description 9
- 230000035484 reaction time Effects 0.000 claims description 9
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 claims description 9
- 239000011775 sodium fluoride Substances 0.000 claims description 9
- 235000013024 sodium fluoride Nutrition 0.000 claims description 9
- 239000000395 magnesium oxide Substances 0.000 claims description 7
- CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N magnesium oxide Inorganic materials [Mg]=O CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- -1 sodium fluorosilicate Chemical compound 0.000 claims description 7
- AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N magnesium;oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[Mg+2] AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 4
- 230000001502 supplementing effect Effects 0.000 claims description 4
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 claims description 3
- ORUIBWPALBXDOA-UHFFFAOYSA-L magnesium fluoride Chemical compound [F-].[F-].[Mg+2] ORUIBWPALBXDOA-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 3
- 229910001635 magnesium fluoride Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 239000000047 product Substances 0.000 abstract description 18
- 239000002994 raw material Substances 0.000 abstract description 9
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 23
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 22
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 17
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 13
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 11
- 238000002347 injection Methods 0.000 description 9
- 239000007924 injection Substances 0.000 description 9
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 9
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 8
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 238000005303 weighing Methods 0.000 description 8
- 238000000498 ball milling Methods 0.000 description 7
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 7
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- LFQSCWFLJHTTHZ-UHFFFAOYSA-N Ethanol Chemical compound CCO LFQSCWFLJHTTHZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 6
- 239000003921 oil Substances 0.000 description 5
- 238000005086 pumping Methods 0.000 description 5
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 4
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 4
- 239000004809 Teflon Substances 0.000 description 3
- 229920006362 Teflon® Polymers 0.000 description 3
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 3
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 3
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000010410 layer Substances 0.000 description 3
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 3
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 3
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 3
- 238000000967 suction filtration Methods 0.000 description 3
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 3
- 229910018557 Si O Inorganic materials 0.000 description 2
- FKNQFGJONOIPTF-UHFFFAOYSA-N Sodium cation Chemical compound [Na+] FKNQFGJONOIPTF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 2
- 125000004122 cyclic group Chemical group 0.000 description 2
- 239000008367 deionised water Substances 0.000 description 2
- 229910021641 deionized water Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011229 interlayer Substances 0.000 description 2
- 229920001343 polytetrafluoroethylene Polymers 0.000 description 2
- 239000004810 polytetrafluoroethylene Substances 0.000 description 2
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 2
- LIVNPJMFVYWSIS-UHFFFAOYSA-N silicon monoxide Inorganic materials [Si-]#[O+] LIVNPJMFVYWSIS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000006228 supernatant Substances 0.000 description 2
- 239000002912 waste gas Substances 0.000 description 2
- 239000002351 wastewater Substances 0.000 description 2
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 229910019092 Mg-O Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910019395 Mg—O Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000007513 acids Chemical class 0.000 description 1
- 238000005904 alkaline hydrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000006229 carbon black Substances 0.000 description 1
- 230000008094 contradictory effect Effects 0.000 description 1
- 238000005261 decarburization Methods 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 239000012065 filter cake Substances 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 238000011065 in-situ storage Methods 0.000 description 1
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 1
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 1
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 238000005259 measurement Methods 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 238000003801 milling Methods 0.000 description 1
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 description 1
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 1
- 238000005554 pickling Methods 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 1
- 230000036632 reaction speed Effects 0.000 description 1
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 1
- 238000007086 side reaction Methods 0.000 description 1
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 1
- 230000009469 supplementation Effects 0.000 description 1
- 239000004094 surface-active agent Substances 0.000 description 1
- 238000011282 treatment Methods 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- 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
Abstract
本发明提供了一种对黑滑石中硅镁的综合利用方法及应用。该方法包括：将黑滑石与酸浸液混合进行反应，得到浸出液和浸出渣。将浸出液和沉淀剂混合，进行沉淀结晶，得到氟硅酸钠沉淀和沉硅滤液。其中，沉硅滤液包含镁离子，沉淀剂包含钠离子。将沉硅滤液处理得到含镁物质。将氟硅酸钠沉淀采用钠盐进行洗涤，得到二氧化硅。上述对黑滑石中硅镁的综合利用方法，产物多样化，可以实现硅、镁的同时综合利用，有效成分利用率高，减少了黑滑石原料的浪费。
Description
技术领域
本发明涉及黑滑石利用技术领域，尤其涉及一种对黑滑石中硅镁的综合利用方法及应用。
背景技术
黑滑石（3MgO·4SiO2·2H2O）是黑色和灰黑色滑石的统称，具有层状滑石结构，内含有机质是致黑的主要原因，其组成成分为77%左右的滑石以及23%左右的石英。
目前，已有研究从黑滑石中分离提取硅、镁元素制备一系列化工产品。其中，镁元素的提取利用技术主要为：用硫酸酸浸黑滑石矿粉，氧化镁等可溶性物质进入酸溶液中，含镁溶液经过碱处理、反应、过滤、洗涤、干燥、煅烧后得到氧化镁，进一步通过碳原位高温还原反应得到金属镁。硅元素的分离流程主要为：酸浸黑滑石矿粉后过滤，得到的滤饼再经过洗涤、碱解、反应、过滤、洗涤、干燥可以制备成白炭黑。但是，这些利用技术存在产物单一，无法实现硅、镁的同时综合利用，造成有效成分利用率不高的问题。
发明内容
本发明的主要目的是提供一种对黑滑石中硅镁的综合利用方法，以解决相关技术中产物单一，无法实现硅、镁的同时综合利用，造成有效成分利用率不高的技术问题。
为实现上述目的，本发明第一方面提供一种对黑滑石中硅镁的综合利用方法，包括：
将黑滑石与酸浸液混合进行反应，得到浸出液和浸出渣。其中，酸浸液中至少包括氢氟酸和盐酸，在酸浸液中，氢氟酸的质量浓度为4%-6%。盐酸的质量浓度为6%-9%。
将浸出液和沉淀剂混合，进行沉淀结晶，得到氟硅酸钠沉淀和沉硅滤液。其中，沉硅滤液包含镁离子，沉淀剂包含钠离子。
将沉硅滤液处理得到含镁物质。
将氟硅酸钠沉淀采用钠盐进行洗涤，得到二氧化硅。
根据本申请的实施方式，将黑滑石与酸浸液混合进行反应的步骤中，反应时间为2~8小时，反应温度为50~100℃，反应搅拌速率为100~600rpm，固液比为1:（5~30） g/mL。
根据本申请的实施方式，综合利用方法还包括：
将浸出渣在富氧条件下煅烧脱除有机质，得到二氧化硅，煅烧温度为500~1000℃，氧气分压大于30%。
根据本申请的实施方式，将浸出液和沉淀剂混合，进行沉淀结晶的步骤包括：
在搅拌的条件下将沉淀剂加入浸出液，沉淀剂的量与浸出液中的硅物质的量的过量系数为2-3，加入速率为2~10mL/min，静置使晶体生长10~30min。
根据本申请的实施方式，沉淀剂为氯化钠、氢氧化钠、氟化钠的至少一种，沉淀剂中的钠离子的浓度为2~10mol/L。
根据本申请的实施方式，在将氟硅酸钠沉淀采用钠盐进行洗涤，得到二氧化硅的步骤中：
钠盐为氢氧化钠和/或碳酸钠，钠盐洗涤时间为0.5~4小时，洗涤温度为60~100℃，钠盐中的钠元素与氟硅酸钠的摩尔比为（0.5~2）:1，钠盐的加入速率为0.5~6mL/min。
根据本申请的实施方式，将沉硅滤液处理得到含镁物质的步骤包括：
将沉硅滤液与第一碱性物质混合，至第一混合溶液的pH为10~12，得到氢氧化镁，第一碱性物质为氢氧化钠、氢氧化镁和浓氨水的至少一种，浓度为2~10mol/L。
根据本申请的实施方式，将沉硅滤液与第一碱性物质混合，至第一混合溶液的pH为10~12，还得到第一废液。
综合利用方法还包括：
将第一废液作为沉淀剂的至少一部分，与浸出液混合。
根据本申请的实施方式，将沉硅滤液处理得到含镁物质的步骤包括：
将沉硅滤液与第二碱性物质混合，至第二混合溶液的pH为5~8，得到含镁物质和富集液，含镁物质为氢氧化镁/氟化镁。第二碱性物质为氢氧化镁、氢氧化钠和氧化镁中的至少一种，浓度为2~6mol/L。
根据本申请的实施方式，综合利用方法还包括：
将富集液进行蒸发结晶，得到氯化镁。
根据本申请的实施方式，在将富集液进行蒸发结晶的步骤中，蒸发结晶的蒸发温度为50~100℃，溶液蒸发量为30~80%，置于0℃下冷却结晶时间为8~24小时。
根据本申请的实施方式，将富集液进行蒸发结晶，还得到第二废液。
综合利用方法还包括：
将第二废液作为沉淀剂的至少一部分，与浸出液混合。
根据本申请的实施方式，黑滑石的粒径为50~400目。
根据本申请的实施方式，综合利用方法还包括：
在浸出液补充氢氟酸和盐酸形成酸浸液。并在酸浸液中继续加入黑滑石进行反应。
本发明第二方面提供了一种上述对黑滑石中硅镁的综合利用方法在黑滑石中分离硅镁中的应用。
上述对黑滑石中硅镁的综合利用方法，酸浸液包括低浓度的HF、HCl，二者配合能够选择性浸出黑滑石中的镁元素，如此，浸出液中镁元素含量较高，浸出渣中硅含量较高。浸出液再通过沉淀剂，得到氟硅酸钠沉淀和沉硅滤液。使得硅元素和镁元素进一步分离，从而进行深度利用。上述对黑滑石中硅镁的综合利用方法，产物多样化，可以实现硅、镁的同时综合利用，有效成分利用率高，减少了黑滑石原料的浪费。
附图说明
为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图示出的结构获得其他的附图。
图1是本申请一实施方式的对黑滑石中硅镁的综合利用方法的工艺流程图。
本发明目的的实现、功能特点及优点将结合实施方式，参照附图做进一步说明。
具体实施方式
下面将结合本发明实施方式中的附图，对本发明实施方式中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施方式仅仅是本发明的一部分实施方式，而不是全部的实施方式。基于本发明中的实施方式，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施方式，都属于本发明保护的范围。
需要说明，本发明实施方式中所有方向性指示（诸如上、下……）仅用于解释在某一特定姿态（如附图所示）下各部件之间的相对位置关系、运动情况等，如果该特定姿态发生改变时，则该方向性指示也相应地随之改变。
另外，在本发明中如涉及“第一”、“第二”等的描述仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示其相对重要性或者隐含指明所指示的技术特征的数量。由此，限定有“第一”、“第二”的特征可以明示或者隐含地包括至少一个该特征。
并且，本发明各个实施方式之间的技术方案可以相互结合，但是必须是以本领域普通技术人员能够实现为基础，当技术方案的结合出现相互矛盾或无法实现时应当认为这种技术方案的结合不存在，也不在本发明要求的保护范围之内。
申请人通过研究发现，黑滑石中Si和Mg分别以Si-O、Mg-O键结合，属于层状结构矿物。相对小的层板间隙，导致了层间的强相互作用力和极其有限的层间间距，使得普通酸无法与黑滑石发生反应，难以实现Si和Mg的溶解。因而，相关技术中需要使用大量的酸。
而且相关技术中，黑滑石中的镁元素和硅元素的提取工艺中，基本上只提取黑滑石镁元素和硅元素的中一种，而造成另一种元素的浪费。或者，即便提取两种元素，黑滑石中的镁元素和硅元素也都是单独进行提取利用的，也就是至少要依次进行两次完整酸浸步骤。
基于此，申请人经过大量的研究，提供了一种对黑滑石中硅镁的综合利用方法。
本申请实施例提供一种对黑滑石中硅镁的综合利用方法，参见图1，包括：
S100：将黑滑石与酸浸液混合进行反应，得到浸出液。其中，酸浸液中至少包括氢氟酸和盐酸，在酸浸液中，氢氟酸的质量浓度为4%-6%。盐酸的质量浓度为6%-9%。
在该步骤中，示例性地，酸浸液可以仅包括氢氟酸和盐酸，即酸浸液为氢氟酸和盐酸的混酸溶液。
又示例性地，酸浸液还可以包括其他物质，如，酸浸液还包括镁离子和硅离子等。具体可以是在上述混酸溶液与黑滑石反应得到的浸出液的基础上，补充氢氟酸和盐酸得到的溶液。也就是说，浸出液补充氟酸和盐酸后，循环利用对黑滑石进行浸出。
无论是上述哪一种酸浸液，氢氟酸的质量浓度为4%-6%（即100g水包括4~6g的氢氟酸）。盐酸的质量浓度为6%-9%（即100g水包括6~9g的盐酸）。优选为氢氟酸的质量浓度为5%~5.5%；盐酸的质量浓度为7%-8%。在一些实施例中，氢氟酸的质量浓度为5%；盐酸的质量浓度为8%。
黑滑石和酸浸液接触发生反应，也可以称为酸浸液对黑滑石进行浸出。二者的反应溶液即为浸出液。具体地，HF能够与Si结合，使Si-O键断裂，同时破坏黑滑石的层状结构，使其结构由致密转变为松散，进而HCl能够进一步破坏Mg-O键，使得Mg溶解到溶液中。采用低浓度的“HF+HCl”的混酸组合，能够选择性浸出黑滑石中的Mg，使得黑滑石中Si的浸出率只有不到50%，或者超过50%，不到60%，而Mg的浸出率则超过95%。这样一来，浸出渣中的Mg含量较高，Si含量较少。浸出液中则是Mg含量较少，Si含量较多。
为了促进黑滑石与酸浸液反应，加快反应速度。在一些实施例中，黑滑石需要破碎至粉末状态，如破碎至80目及以上。示例性地，黑滑石的粒径为50~400目。可将黑滑石矿物通过振磨和球磨的方式破碎，球磨时间为2~4小时，使得黑滑石的粒径为50~400目。
在一些实施例中，将每次浸出后的上清液静置，直至上层澄清透明，再进行固液分离；分离的液体为浸出液，分离出的固体为浸出渣。
S200：将所述浸出液和沉淀剂混合，进行沉淀结晶，得到氟硅酸钠沉淀和沉硅滤液；其中，所述沉硅滤液包含镁离子，所述沉淀剂包含钠离子。
具体的，浸出液中，Si主要以SiF6 2-的形式存在，加入沉淀剂（钠离子）后，Na+能够与SiF6 2-结合，形成Na2SiF6沉淀，进而从溶液中分离。
2Na++SiF6 2-=Na2SiF6
剩余溶液即沉硅滤液中的主要离子为Mg2+。
在一些实施例中，还包括将沉淀后的上清液静置，直至上层澄清透明，再进行固液分离。固体为氟硅酸钠沉淀，液体为沉硅滤液。
S300：将沉硅滤液处理得到含镁物质。
在该步骤中，可以通过结晶、表面活性剂改性-氨水沉淀等方式得到氢氧化镁。也可以通过碱中和、结晶等方式得到氢氧化镁和氯化镁。
S400：将氟硅酸钠沉淀采用钠盐进行洗涤，得到二氧化硅。
原理是氟硅酸钠和碳酸钠反应得到氟化钠和二氧化硅，其反应过程如下所示：
为了提高二氧化硅的纯度，浸出渣可以先通过水洗，去除一些杂质，然后干燥，再通过钠盐进行洗涤过滤，烘干研磨成粉末，在富氧条件下煅烧脱除有机质得到二氧化硅，煅烧温度为500~1000℃，氧气分压大于30%。即氧气分压在30%~100%的范围内，示例性地，氧气分压可以是45%、50%、73%、100%等。氧气分压纯度高，工艺成本相对较高。为了降低工艺成本，氧气分压可以为30%~50%，在该条件下，浸出渣就能达到预期的脱碳效果。
上述对黑滑石中硅镁的综合利用方法，酸浸液包括低浓度的HF、HCl，二者配合能够选择性浸出黑滑石中的镁元素，如此，浸出液中镁元素含量较高，浸出渣中硅含量较高。浸出液再通过沉淀剂，得到氟硅酸钠沉淀和沉硅滤液。使得硅元素和镁元素进一步分离，从而进行深度利用。上述对黑滑石中硅镁的综合利用方法，产物多样化，可以实现硅、镁的同时综合利用，有效成分利用率高，减少了黑滑石原料的浪费。
上述对黑滑石中硅镁的综合利用方法首次实现了黑滑石矿硅镁深度分离，利用黑滑石矿为原料，制备高纯二氧化硅和含镁产品，解决了黑滑石资源利用率低、产品单一低值化的问题。
在一些实施例中，参见图1，在浸出液补充氢氟酸和盐酸形成酸浸液。并在所述酸浸液中继续加入黑滑石进行反应。
为便于说明，以第一次对黑滑石进行浸出的酸浸液称为第一酸浸液，第一酸浸液与黑滑石反应得到浸出液称为第一浸出液。以酸浸液为氢氟酸和盐酸的混酸溶液为例，即，第一酸浸液为混酸溶液。为了提高第一浸出液中的Mg、Si的浓度以及减少试剂的用量。第一酸浸液可以补充氢氟酸和盐酸，使得氢氟酸和盐酸浓度达到第一酸浸液中的浓度，形成第二酸浸液。
第二酸浸液中可加入新的黑滑石进行反应，即对新的黑滑石进行浸出，浸出其中的大部分Mg以及少量Si。如此一来，浸出液得到了循环利用，该种工艺称为循环浸出的工艺。在整个浸出工艺过程中，浸出液的浸出次数可以为1~6次。在一些实施例中，浸出次数可以为3~5次。其中，具体在上述实施例中的浸出次数为两次，当浸出液的浸出次数为其他次数时，各酸浸液及相应的浸出液与之类似，不再赘述。
上述工艺采用循环浸出的工艺，不需要“一浸一分离（硅镁）”的方式，利用了浸出后溶液中的酸，大大节约了酸的消耗量，同时，实现了镁的富集。循环浸出也能减少混酸的用量，实现选择性浸出（镁尽可能以氯化镁的形式浸出到液相中，硅以二氧化硅的形式保留在固相中）。
整个工艺过程不会产生废弃物或者污染，且采用循环工艺可有效减少试剂的用量，环保性和经济性好；整体工艺简单，条件温和可控，实际应用前景广阔。
在一些实施例中，将黑滑石与酸浸液混合进行反应的步骤中，反应时间为2~8小时，反应温度为50~100℃，反应搅拌速率为100~600rpm，固液比为1:（5~30） g/mL。
在该条件下，通过加热、搅拌等措施促进黑滑石中的浸出反应。搅拌反应的反应温度为50~100 ℃，在一些实施例中，所述搅拌反应的反应温度为70-100℃。在一些实施例中，所述搅拌反应的反应温度为60-90 ℃。
所述搅拌反应的反应时间为2~8 h，在一些实施例中，所述搅拌反应的反应时间为3-5h。
在一些实施例中，黑滑石与酸浸液的固液比为1:（5~30） g/mL。
所述黑滑石的加入量为控制黑滑石与酸浸液的固液比为1:（5~30） g/mL，在一些实施例中，控制黑滑石与酸浸液的固液比为1:（5-20）g/mL。
在一些实施例中，参见图1，将浸出液和沉淀剂混合，进行沉淀结晶的步骤包括：
在搅拌的条件下将沉淀剂加入浸出液，沉淀剂的量与浸出液中的硅物质的量的过量系数为2-3，加入速率为2~10mL/min，静置使晶体生长10~30min。
所述沉淀结晶是将沉淀剂在搅拌桨低速搅拌下缓慢滴入浸出液，沉淀剂的量与硅物质的量的过量系数为2-3，滴加速率为2~10mL/min，静置使晶体生长10~30min。浸出液中硅的物质的量可以通过icp测定浸出液里面的硅含量从而计算得到。
在一些实施例中，参见图1，沉淀剂为氯化钠、氢氧化钠、氟化钠的至少一种，沉淀剂中的钠离子的浓度为2~10mol/L。其中以氯化钠为沉淀剂能够减少副反应的产生，使反应主要为沉淀反应，大大提高了Na2SiF6的纯度。
在一些实施例中，参见图1，在将氟硅酸钠沉淀采用钠盐进行洗涤，得到二氧化硅的步骤中：
钠盐为氢氧化钠和/或碳酸钠，钠盐洗涤时间为0.5~4小时，洗涤温度为60~100℃，钠盐中的钠元素与氟硅酸钠的摩尔比为（0.5~2）:1，钠盐的加入速率为0.5~6mL/min。示例性地，钠盐浓度为1~2.5mol/L，具体地，可以为1.25~1.85mol/L
示例性地，钠盐洗涤氟硅酸钠所得二氧化硅经过洗涤后离心分离，烘干并研磨为粉末。
在一些实施例中，参见图1，将沉硅滤液处理得到含镁物质的步骤包括：
将沉硅滤液与第一碱性物质混合，至第一混合溶液的pH为10~12，得到氢氧化镁，第一碱性物质为氢氧化钠、氢氧化镁和浓氨水的至少一种，浓度为2~10mol/L。
在一些实施例中，参见图1，将沉硅滤液与第一碱性物质混合，至第一混合溶液的pH为10~12，还得到第一废液。
综合利用方法还包括：
将第一废液作为沉淀剂的至少一部分，与浸出液混合。
第一废液中的主要成分为钠离子物质，还包括氯离子、氟离子，可以作为与沉淀剂的原料，如通过调节其中钠离子浓度从而作为沉淀剂使用，使得沉淀剂循环使用，该实施例中废水废渣均能有效循环利用，废气量极少。
在一些实施例中，参见图1，将沉硅滤液处理得到含镁物质的步骤包括：
将沉硅滤液与第二碱性物质混合，至第二混合溶液的pH为5~8，得到含镁物质和富集液，含镁物质为氢氧化镁/氟化镁。第二碱性物质为氢氧化镁、氢氧化钠和氧化镁中的至少一种，浓度为2~6mol/L。
该种方式可以大大减少碱液的消耗量，在弱酸性或中性条件下就能提取溶液中的氯化镁。
在一些实施例中，参见图1，综合利用方法还包括：
将富集液进行蒸发结晶，得到氯化镁。
在一些实施例中，在将富集液进行蒸发结晶的步骤中，蒸发结晶的蒸发温度为50~100℃，溶液蒸发量为30~80%，置于0℃下冷却结晶时间为8~24小时。
在一些实施例中，将富集液进行蒸发结晶，还得到第二废液。
综合利用方法还包括：
将第二废液作为沉淀剂的至少一部分，与浸出液混合。
第二废液中的主要成分为NaCl、含有少量的氟离子，可以作为与沉淀剂的原料，如通过调节其中钠离子浓度从而作为沉淀剂使用，使得沉淀剂循环使用，该实施例中废水废渣均能有效循环利用，废气量极少。
本申请实施例还提供了一种上述对黑滑石中硅镁的综合利用方法在黑滑石中分离硅镁中的应用。
实施例1
取一定量的HF（浓度为49%）和HCl（浓度为37%）于聚四氟乙烯反应釜中，加入去离子水，配制成300 mL不同HF/HCl比例的混酸溶液（具体配置比例如表1所示）;称取30 g黑滑石加入到上述混酸中，放置于油浴锅中，充分混合均匀并搅拌，加热至80℃反应4 h；反应之后，静置10分钟，取少量浸出液检测溶液中Si、Mg浓度。
从表1不同HF/HCl比例的混酸浸出后的结果可以发现，HF浓度为5%-10%，HCl浓度为5%-10%的范围内对黑滑石中的Mg、Si均有较好的浸出效果。当HF浓度过大时，对Mg的浸出效果并没有明显提升，只是会提升Si的浸出率，HF浓度过小（比如为4%）时则会使Mg的浸出率也降低；当HCl的浓度过小，则Mg的浸出率相对较小，HCl的浓度过大时，则对Mg的浸出无法进一步提高。因此，在浸出过程中需要控制HF/HCl的比例在一定范围，氢氟酸的质量浓度为4%-6%；盐酸的质量浓度为6%-9%；这样既能保证Mg浸出率较高，Si的浸出率相对较低，同时又能节约酸的使用量。
表1 不同HF/HCl比例的混酸浸出后浸出液中Mg、Si的浓度
| 混酸比例 | 浸出液中Mg浓度(g/L) | 浸出液中Mg浸出率 | 浸出液中Si浓度(g/L) | 浸出液中Si浸出率 |
| 10%HF+10%HCl | 17.76 | 98.66% | 30.26 | 99.6% |
| 8%HF+8%HCl | 17.57 | 97.61% | 25.44 | 87.12% |
| 6%HF+8%HCl | 17.31 | 96.16% | 15.46 | 52.94% |
| 5%HF+8%HCl | 17.29 | 96.06% | 13.08 | 44.79% |
| 4%HF+8%HCl | 15.28 | 84.89% | 8.64 | 29.59% |
| 5%HF+7%HCl | 18.87 | 99.8% | 13.02 | 44.59% |
| 5%HF+6%HCl | 16.78 | 93.25% | 13.28 | 45.48% |
| 5%HF+5%HCl | 16.23 | 90.19% | 13.34 | 45.68% |
实施例2
取30.61 mL的HF（浓度为49%）和64.86 mL的HCl（浓度为37%）于聚四氟乙烯反应釜中，加入204.5 mL去离子水，配制成300 mL的“5%HF+8%HCl”的混酸；称取30 g黑滑石加入到上述混酸中，放置于油浴锅中，充分混合均匀并搅拌，加热至80℃反应4 h；反应之后，静置10分钟，过滤得到第1次循环浸出液和浸出渣，取少量浸出液检测溶液中Si、Mg浓度。
实施例3
测定实施例2中第1次浸出液中F-、H+、Cl-元素浓度，进行针对性补充。取实施例2中第1次浸出液260 mL并加入30 mL的HF（浓度为49%）和10 mL的HCl（浓度为37%）于聚四氟乙烯反应釜中，使得其中溶液为“5%HF+8%HCl”的配比。
称取30g黑滑石加入到上述溶液中，放置于油浴锅中，充分混合均匀并搅拌，加热至80℃反应4 h；反应之后，静置10分钟，过滤得到第2次循环浸出液和浸出渣，取少量浸出液检测溶液中Si、Mg浓度。
实施例4
测定实施例3中第2次浸出液中F-、H+、Cl-元素浓度，进行针对性补充。取实施例3中第2次浸出液270 mL并加入30 mL的HF（浓度为49%）于聚四氟乙烯反应釜中，使得其中溶液为“5%HF+8%HCl”的配比。
称取30g黑滑石加入到上述溶液中，放置于油浴锅中，充分混合均匀并搅拌，加热至80℃反应4 h；反应之后，静置10分钟，过滤得到第3次循环浸出液和浸出渣，取少量浸出液检测溶液中Si、Mg浓度。
实施例5
测定实施例4中第3次浸出液中F-、H+、Cl-元素浓度，进行针对性补充。取实施例4中第3次浸出液270 mL并加入30 mL的HF（浓度为49%）于聚四氟乙烯反应釜中，使得其中溶液为“5%HF+8%HCl”的配比。
称取30g黑滑石加入到上述溶液中，放置于油浴锅中，充分混合均匀并搅拌，加热至80℃反应4 h；反应之后，静置10分钟，过滤得到第4次循环浸出液和浸出渣，取少量浸出液检测溶液中Si、Mg浓度。
表2为每次循环后浸出液中的Mg、Si浓度变化。从表中可以发现Mg、Si浓度随循环次数的增加而增大，经过4次循环后Mg能够富集到41.23g/L，Si能够达到33.1g/L。
表2 循环浸出液中Mg、Si的浓度
实施例6：
将黑滑石原矿进行粗碎、振磨细碎等预处理，细碎工序产出的矿粒粒径在50~150目之间，之后进行球磨2小时，获得粒径为250目的黑滑石矿物粉体；采用质量分数为6%氢氟酸和8%盐酸的混酸（即酸浸液）浸取粉体，固液比1:10（g/mL），反应时间4小时，反应温度80℃，搅拌速率500rpm，冷却后进行固液分离得到浸出渣和浸出液，镁浸出率大于96%，硅浸出率为52%；
所得富含二氧化硅的浸出渣进行洗涤、烘干研磨成二氧化硅粉体，粉体置于氧气分压为50%、煅烧温度600℃的管式炉中焙烧，得到含碳量为0.014%的二氧化硅，纯度达98.9%。
将上述固液分离后的浸出液采用氟化钠沉淀结晶，氟化钠加入量以刚好能完全沉淀溶液中的硅为准，配制饱和氟化钠溶液，边搅拌边采用注射泵以7mL/min的加样速率泵入浸出液，加样完成后静置15min，过滤分离得氟硅酸钠和沉硅液，浸出液中硅的沉淀率为89%；之后用碳酸钠溶液洗涤所得氟硅酸钠，洗涤时间为1.5小时，洗涤温度为85℃，碳酸钠与氟硅酸钠的摩尔比为2.3:1，悬浮液抽滤分离，用纯水和乙醇洗涤，固体烘干后得到纳米级二氧化硅产品，所得底部沉淀物氟化钠返回上述工艺中继续沉淀硅。
将上述过滤分离后的沉硅液采用5mol/L的氢氧化钠调节溶液pH至10~12，使得镁完全沉淀后离心分离，离心时间为10min，转速为4000rpm，所得分离液返回上述工艺中继续沉淀硅，固体烘干后得到氢氧化镁产品，镁的沉淀率为98%。
实施例7：
将黑滑石原矿进行粗碎、振磨细碎等预处理，细碎工序产出的矿粒粒径在50~150目之间，之后进行球磨2小时，获得粒径为250目的黑滑石矿物粉体；采用质量分数为5%氢氟酸和7%盐酸的混酸浸取粉体，固液比1:10（g/mL），反应时间4小时，反应温度80℃，搅拌速率550rpm，冷却后进行固液分离得到浸出渣和浸出液，镁浸出率大于99%，硅浸出率为44.5%；
所得富含二氧化硅的浸出渣进行洗涤、烘干研磨成二氧化硅粉体，粉体置于氧气分压为50%、煅烧温度800℃的管式炉中焙烧，得到含碳量为0.011%的二氧化硅，纯度达99%。
将上述固液分离后的浸出液采用氢氧化钠沉淀结晶，氢氧化钠加入量以刚好能完全沉淀溶液中的硅为准，配制5mol/L的氢氧化钠溶液，边搅拌边采用注射泵以3mL/min的加样速率泵入浸出液，加样完成后静置20min，过滤分离得氟硅酸钠和沉硅液，浸出液中硅的沉淀率为92%；
之后用碳酸钠溶液洗涤所得氟硅酸钠，洗涤时间为1小时，洗涤温度为90℃，碳酸钠与氟硅酸钠的摩尔比为3:1，悬浮液抽滤分离，用纯水和乙醇洗涤，固体烘干后得到纳米级二氧化硅产品，所得底部沉淀物氟化钠返回上述工艺中继续沉淀硅。
将上述过滤分离后的沉硅液采用5mol/L的氢氧化钠调节溶液pH至10~12，使得镁完全沉淀后离心分离，离心时间为10min，转速为4000rpm，所得分离液返回上述工艺中继续沉淀硅，固体烘干后得到氢氧化镁产品，镁的沉淀率为96%。
实施例8：
将黑滑石原矿进行粗碎、振磨细碎等预处理，细碎工序产出的矿粒粒径在50~150目之间，之后进行球磨2小时，获得粒径为250目的黑滑石矿物粉体；采用质量分数为5.5%氢氟酸和8%盐酸的混酸浸取粉体，固液比1:10（g/mL），反应时间3小时，反应温度80℃，搅拌速率500rpm，冷却后进行固液分离得到浸出渣和浸出液，镁浸出率大于90%，硅浸出率为48.8%。
所得富含二氧化硅的浸出渣进行洗涤、烘干研磨成二氧化硅粉体，粉体置于氧气分压为40%、煅烧温度800℃的马弗炉中焙烧，得到含碳量为0.021%的二氧化硅，纯度达97.6%。
将上述固液分离后的浸出液采用氢氧化钠沉淀结晶，氢氧化钠加入量以刚好能完全沉淀溶液中的硅为准，配制5mol/L的氢氧化钠溶液，边搅拌边采用注射泵以5mL/min的加样速率泵入浸出液，加样完成后静置15min，过滤分离得氟硅酸钠和沉硅液，浸出液中硅的沉淀率为99.8%；
之后用碳酸钠溶液洗涤所得氟硅酸钠，洗涤时间为1.5小时，洗涤温度为90℃，碳酸钠与氟硅酸钠的摩尔比为2.6:1，悬浮液抽滤分离，用纯水和乙醇洗涤，固体烘干后得到纳米级二氧化硅产品，所得底部沉淀物氟化钠返回上述工艺中继续沉淀硅。
将上述过滤分离后的沉硅液采用8mol/L的氢氧化钠调节溶液pH至10~12，使得镁完全沉淀后离心分离，离心时间为15min，转速为4000rpm，所得分离液返回上述工艺中继续沉淀硅，固体烘干后得到氢氧化镁产品，镁的沉淀率为98%。
实施例9：
将黑滑石原矿进行粗碎、振磨细碎等预处理，细碎工序产出的矿粒粒径在50~150目之间，之后进行球磨2小时，获得粒径为250目的黑滑石矿物粉体；采用质量分数为5%氢氟酸和8%盐酸的混酸浸取粉体，固液比1:10（g/mL），反应时间3小时，反应温度80℃，搅拌速率500rpm，冷却后进行固液分离得到浸出渣和浸出液，镁浸出率大于98%，硅浸出率为44.7%；
所得富含二氧化硅的浸出渣进行洗涤、烘干研磨成二氧化硅粉体，粉体置于氧气分压为30%、煅烧温度800℃的管式炉中焙烧，得到含碳量为0.018%的二氧化硅，纯度达99%。
将上述固液分离后的浸出液采用氯化钠沉淀结晶，氯化钠加入量以刚好能完全沉淀溶液中的硅为准，配制饱和氯化钠溶液，边搅拌边采用注射泵以1mL/min的加样速率泵入浸出液，加样完成后静置15min，过滤分离得氟硅酸钠和沉硅液，浸出液中硅的沉淀率为98.7%。
之后用碳酸钠溶液洗涤所得氟硅酸钠，洗涤时间为2.5小时，洗涤温度为85℃，碳酸钠与氟硅酸钠的摩尔比为2:1，悬浮液抽滤分离，用纯水和乙醇洗涤，固体烘干后得到纳米级二氧化硅产品，所得底部沉淀物氟化钠返回上述工艺中继续沉淀硅。
将上述过滤分离后的沉硅液采用6mol/L的氢氧化钠调节溶液pH至10~12，使得镁完全沉淀后离心分离，离心时间为10min，转速为4000rpm，所得分离液返回上述工艺中继续沉淀硅，固体烘干后得到氢氧化镁产品，镁的沉淀率为97%。
实施例10：
将黑滑石原矿进行粗碎、振磨细碎等预处理，细碎工序产出的矿粒粒径在50~150目之间，之后进行球磨2小时，获得粒径为250目的黑滑石矿物粉体；采用质量分数为5%氢氟酸和8%盐酸的混酸浸取粉体，固液比1:10（g/mL），反应时间4小时，反应温度80℃，搅拌速率500rpm，冷却后进行固液分离得到第一次循环浸出渣和浸出液；所得富含二氧化硅的浸出渣进行洗涤、烘干研磨成二氧化硅粉体，粉体置于氧气分压为50%、煅烧温度800℃的管式炉中焙烧，得到含碳量为0.016%的二氧化硅，纯度达99%。
取260mL上述固液分离后的第一次浸出液，补入质量分数为5%氢氟酸30mL，质量分数为8%的盐酸10mL，称取上述30g粉体后继续浸出，反应时间4小时，反应温度80℃，搅拌速率500rpm，冷却后进行固液分离得到第二次循环浸出渣和浸出液，所得浸出渣收集后再次浸出。
取270mL上述固液分离后的第二次浸出液，补入质量分数为5%氢氟酸30mL，称取上述30g粉体后继续浸出，反应时间4小时，反应温度80℃，搅拌速率500rpm，冷却后进行固液分离得到第三次循环浸出渣和浸出液，所得浸出渣收集后再次浸出。
取260mL上述固液分离后的第三次浸出液，补入质量分数为5%氢氟酸30mL，质量分数为8%的盐酸10mL，称取上述30g粉体后继续浸出，反应时间4小时，反应温度80℃，搅拌速率500rpm，冷却后进行固液分离得到第四次循环浸出渣和浸出液，所得浸出渣收集后再次浸出。
将上述固液分离后的循环浸出液采用氯化钠沉淀结晶，氯化钠加入量以刚好能完全沉淀溶液中的硅为准，配制饱和氯化钠溶液，边搅拌边采用注射泵以1mL/min的加样速率泵入浸出液，加样完成后静置15min，过滤分离得氟硅酸钠和沉硅液，浸出液中硅的沉淀率为96.8%。
之后用碳酸钠溶液洗涤所得氟硅酸钠，洗涤时间为1.5小时，洗涤温度为85℃，碳酸钠与氟硅酸钠的摩尔比为3:1，悬浮液抽滤分离，用纯水和乙醇洗涤，固体烘干后得到纳米级二氧化硅产品，所得底部沉淀物氟化钠返回上述工艺中继续沉淀硅。
取50mL上述过滤分离后的沉硅液，加入固体MgO调节溶液pH至6.5～7，过滤未溶解完的固体，随后将滤液置于85℃恒温磁力搅拌器中，蒸发至恰好有晶体析出时取出，再置于0℃以下冰箱中冷却结晶12小时，得到大量晶体，过滤、干燥后得到较纯氯化镁。
实施例11：
取50mL上述实例10中过滤分离后的沉硅液，加入固体Mg(OH)2调节溶液pH至6.5～7，过滤未溶解完的固体，随后将滤液置于85℃恒温磁力搅拌器中，蒸发至恰好有晶体析出时取出，再置于0℃以下冰箱中冷却结晶12小时，得到大量晶体，过滤、干燥后得到较纯氯化镁。
实施例12：
取50mL上述实例11中过滤分离后的沉硅液，加入5mol/L NaOH调节溶液pH至7~8，随后将溶液置于90℃恒温磁力搅拌器中，蒸发至恰好有晶体析出时取出，再置于0℃以下冰箱中冷却结晶12小时，得到大量晶体，过滤、干燥后得到较纯氯化镁。
本发明利用黑滑石作为原料制备高纯二氧化硅和含镁产品，减少了资源浪费，解决了黑滑石资源利用率低、产品单一、原料消耗大的问题；本发明利用黑滑石作为原料制备高纯二氧化硅和含镁产品，实现了硅镁的深度分离，是一种环境友好、低成本、低能耗、无三废并且能够实现工业化利用的分离技术。
本发明的上述技术方案中，以上仅为本发明的优选实施例，并非因此限制本发明的专利范围，凡是在本发明的技术构思下，利用本发明说明书及附图内容所作的等效结构变换，或直接/间接运用在其他相关的技术领域均包括在本发明的专利保护范围。
Claims (15)
1.一种对黑滑石中硅镁的综合利用方法，其特征在于，包括：
将黑滑石与酸浸液混合进行反应，得到浸出液和浸出渣；其中，所述酸浸液中至少包括氢氟酸和盐酸，在酸浸液中，所述氢氟酸的质量浓度为4%-6%；所述盐酸的质量浓度为6%-9%；
将所述浸出液和沉淀剂混合，进行沉淀结晶，得到氟硅酸钠沉淀和沉硅滤液；其中，所述沉硅滤液包含镁离子，所述沉淀剂包含钠离子；
将沉硅滤液处理得到含镁物质；
将所述氟硅酸钠沉淀采用钠盐进行洗涤，得到二氧化硅。
2.根据权利要求1所述的综合利用方法，其特征在于，所述将黑滑石与酸浸液混合进行反应的步骤中，反应时间为2~8小时，反应温度为50~100℃，反应搅拌速率为100~600rpm，固液比为1:（5~30） g/mL。
3.根据权利要求1所述的综合利用方法，其特征在于，所述综合利用方法还包括：
将所述浸出渣在富氧条件下煅烧脱除有机质，得到二氧化硅，煅烧温度为500~1000℃，氧气分压大于30%。
4.根据权利要求1所述的综合利用方法，其特征在于，所述将所述浸出液和沉淀剂混合，进行沉淀结晶的步骤包括：
在搅拌的条件下将所述沉淀剂加入浸出液，所述沉淀剂的量与所述浸出液中的硅物质的量的过量系数为2-3，所述加入速率为2~10mL/min，静置使晶体生长10~30min。
5.根据权利要求1所述的综合利用方法，其特征在于，所述沉淀剂为氯化钠、氢氧化钠、氟化钠的至少一种，所述沉淀剂中的钠离子的浓度为2~10mol/L。
6.根据权利要求1所述的综合利用方法，其特征在于，在所述将所述氟硅酸钠沉淀采用钠盐进行洗涤，得到二氧化硅的步骤中：
所述钠盐为氢氧化钠和/或碳酸钠，所述钠盐洗涤时间为0.5~4小时，洗涤温度为60~100℃，所述钠盐中的钠元素与所述氟硅酸钠的摩尔比为（0.5~2）:1，所述钠盐的加入速率为0.5~6mL/min。
7.根据权利要求1所述的综合利用方法，其特征在于，所述将沉硅滤液处理得到含镁物质的步骤包括：
将所述沉硅滤液与第一碱性物质混合，至第一混合溶液的pH为10~12，得到氢氧化镁，所述第一碱性物质为氢氧化钠、氢氧化镁和浓氨水的至少一种，浓度为2~10mol/L。
8.根据权利要求7所述的综合利用方法，其特征在于，所述将所述沉硅滤液与第一碱性物质混合，至第一混合溶液的pH为10~12，还得到第一废液；
所述综合利用方法还包括：
将所述第一废液作为沉淀剂的至少一部分，与所述浸出液混合。
9.根据权利要求1所述的综合利用方法，其特征在于，所述将沉硅滤液处理得到含镁物质的步骤包括：
将所述沉硅滤液与第二碱性物质混合，至第二混合溶液的pH为5~8，得到含镁物质和富集液，所述含镁物质为氢氧化镁/氟化镁；所述第二碱性物质为氢氧化镁、氢氧化钠和氧化镁中的至少一种，浓度为2~6mol/L。
10.根据权利要求8所述的综合利用方法，其特征在于，所述综合利用方法还包括：
将所述富集液进行蒸发结晶，得到氯化镁。
11.根据权利要求9所述的综合利用方法，其特征在于，在将所述富集液进行蒸发结晶的步骤中，所述蒸发结晶的蒸发温度为50~100℃，溶液蒸发量为30~80%，置于0℃下冷却结晶时间为8~24小时。
12.根据权利要求9所述的综合利用方法，其特征在于，将所述富集液进行蒸发结晶，还得到第二废液；
所述综合利用方法还包括：
将所述第二废液作为沉淀剂的至少一部分，与所述浸出液混合。
13.根据权利要求1所述的综合利用方法，其特征在于，所述黑滑石的粒径为50~400目。
14.根据权利要求1~13中任一项所述的综合利用方法，其特征在于，所述综合利用方法还包括：
在所述浸出液补充氢氟酸和盐酸形成所述酸浸液；并在所述酸浸液中继续加入黑滑石进行反应。
15.一种权利要求1~14中任一项对黑滑石中硅镁的综合利用方法在黑滑石中分离硅镁中的应用。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202310115732.4A CN115849385B (zh) | 2023-02-15 | 2023-02-15 | 对黑滑石中硅镁的综合利用方法及应用 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202310115732.4A CN115849385B (zh) | 2023-02-15 | 2023-02-15 | 对黑滑石中硅镁的综合利用方法及应用 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN115849385A true CN115849385A (zh) | 2023-03-28 |
| CN115849385B CN115849385B (zh) | 2023-06-02 |
Family
ID=85658080
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN202310115732.4A Active CN115849385B (zh) | 2023-02-15 | 2023-02-15 | 对黑滑石中硅镁的综合利用方法及应用 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN115849385B (zh) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN116253343A (zh) * | 2023-05-12 | 2023-06-13 | 中科镁基（北京）科技有限公司 | 一种黑滑石的利用方法 |
| CN117185300A (zh) * | 2023-09-26 | 2023-12-08 | 中南大学 | 基于黑滑石制备氟硅酸盐晶体的方法 |
| CN117566748A (zh) * | 2023-10-09 | 2024-02-20 | 中南大学 | 以黑滑石制备石英砂的方法及应用 |
Citations (13)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US6432181B1 (en) * | 2000-03-03 | 2002-08-13 | Resource Development, L.L.C. | Silicone compositions, methods of making and using VOC free, non-flammable creams, pastes and powders to render nonporous surfaces water, soil and stain repellent |
| CA2340567A1 (en) * | 2001-03-12 | 2002-09-12 | Lakefield Research Limited | Recovery of metals from metal silicates |
| RU2285666C1 (ru) * | 2005-07-20 | 2006-10-20 | Марина Михайловна Григорович | Способ комплексной переработки магний-силикатсодержащего сырья |
| CN101235441A (zh) * | 2008-03-14 | 2008-08-06 | 大悟华龙吕王石材有限公司 | 从蛇纹石中提取矿物质的酸浸方法 |
| CN101348268A (zh) * | 2007-07-19 | 2009-01-21 | 东北大学 | 两种综合利用硼泥、菱镁矿和滑石矿制备氧化镁、二氧化硅的方法 |
| CN101509072A (zh) * | 2009-02-18 | 2009-08-19 | 中南大学 | 盐酸全闭路循环法从红土镍矿中提取有价金属的方法 |
| US20110052475A1 (en) * | 2009-08-25 | 2011-03-03 | Mansoor Barati | Production of High Purity Silicon from Amorphous Silica |
| CN102295289A (zh) * | 2011-06-01 | 2011-12-28 | 宁夏银星多晶硅有限责任公司 | 一种冶金法多晶硅金属杂质湿法冶金提纯工艺 |
| US20160145714A1 (en) * | 2014-11-26 | 2016-05-26 | Lifezone Limited | Treatment process for extraction of precious, base and rare elements |
| CN109761238A (zh) * | 2019-03-22 | 2019-05-17 | 盛隆资源再生（无锡）有限公司 | 一种利用含氟含磷废液回收氟硅酸钠和磷酸的方法 |
| KR20210087242A (ko) * | 2020-01-02 | 2021-07-12 | 성균관대학교산학협력단 | 광촉매 코팅제, 이의 제조 방법, 및 이를 포함하는 건축 자재 |
| CN113213482A (zh) * | 2021-04-29 | 2021-08-06 | 太原理工大学 | 一种等离子球磨加振动流态化煅烧活化煤矸石提取硅铝的方法 |
| CN114162826A (zh) * | 2022-01-17 | 2022-03-11 | 商南金石工贸有限公司 | 一种利用镁橄榄石尾砂生产氟硅酸镁的工艺及设备 |
-
2023
- 2023-02-15 CN CN202310115732.4A patent/CN115849385B/zh active Active
Patent Citations (13)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US6432181B1 (en) * | 2000-03-03 | 2002-08-13 | Resource Development, L.L.C. | Silicone compositions, methods of making and using VOC free, non-flammable creams, pastes and powders to render nonporous surfaces water, soil and stain repellent |
| CA2340567A1 (en) * | 2001-03-12 | 2002-09-12 | Lakefield Research Limited | Recovery of metals from metal silicates |
| RU2285666C1 (ru) * | 2005-07-20 | 2006-10-20 | Марина Михайловна Григорович | Способ комплексной переработки магний-силикатсодержащего сырья |
| CN101348268A (zh) * | 2007-07-19 | 2009-01-21 | 东北大学 | 两种综合利用硼泥、菱镁矿和滑石矿制备氧化镁、二氧化硅的方法 |
| CN101235441A (zh) * | 2008-03-14 | 2008-08-06 | 大悟华龙吕王石材有限公司 | 从蛇纹石中提取矿物质的酸浸方法 |
| CN101509072A (zh) * | 2009-02-18 | 2009-08-19 | 中南大学 | 盐酸全闭路循环法从红土镍矿中提取有价金属的方法 |
| US20110052475A1 (en) * | 2009-08-25 | 2011-03-03 | Mansoor Barati | Production of High Purity Silicon from Amorphous Silica |
| CN102295289A (zh) * | 2011-06-01 | 2011-12-28 | 宁夏银星多晶硅有限责任公司 | 一种冶金法多晶硅金属杂质湿法冶金提纯工艺 |
| US20160145714A1 (en) * | 2014-11-26 | 2016-05-26 | Lifezone Limited | Treatment process for extraction of precious, base and rare elements |
| CN109761238A (zh) * | 2019-03-22 | 2019-05-17 | 盛隆资源再生（无锡）有限公司 | 一种利用含氟含磷废液回收氟硅酸钠和磷酸的方法 |
| KR20210087242A (ko) * | 2020-01-02 | 2021-07-12 | 성균관대학교산학협력단 | 광촉매 코팅제, 이의 제조 방법, 및 이를 포함하는 건축 자재 |
| CN113213482A (zh) * | 2021-04-29 | 2021-08-06 | 太原理工大学 | 一种等离子球磨加振动流态化煅烧活化煤矸石提取硅铝的方法 |
| CN114162826A (zh) * | 2022-01-17 | 2022-03-11 | 商南金石工贸有限公司 | 一种利用镁橄榄石尾砂生产氟硅酸镁的工艺及设备 |
Non-Patent Citations (3)
| Title |
|---|
| XIE, K等: "The Removal of Titanium from Metallurgical Silicon by HF–HCL Leaching", pages 633 - 142 * |
| 徐徽;蔡勇;石西昌;皮光华;: "水镁石制取高纯氧化镁的研究", 湖南师范大学自然科学学报, no. 01, pages 52 - 55 * |
| 王越等: "酸溶-电感耦合等离子体原子发射光谱法测定白云石和菱镁石中主次元素", pages 1 - 8 * |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN116253343A (zh) * | 2023-05-12 | 2023-06-13 | 中科镁基（北京）科技有限公司 | 一种黑滑石的利用方法 |
| CN117185300A (zh) * | 2023-09-26 | 2023-12-08 | 中南大学 | 基于黑滑石制备氟硅酸盐晶体的方法 |
| CN117185300B (zh) * | 2023-09-26 | 2024-04-05 | 中南大学 | 基于黑滑石制备氟硅酸盐晶体的方法 |
| CN117566748A (zh) * | 2023-10-09 | 2024-02-20 | 中南大学 | 以黑滑石制备石英砂的方法及应用 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN115849385B (zh) | 2023-06-02 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN115849385B (zh) | 对黑滑石中硅镁的综合利用方法及应用 | |
| CN105803226B (zh) | 一种从离子吸附型稀土矿中提取稀土及铝的方法 | |
| CN115838183B (zh) | 从黑滑石中分离硅镁的方法 | |
| CN108862227A (zh) | 一种从锂磷铝石中提取锂并制备含铁的磷酸盐的方法 | |
| CN110885090A (zh) | 以锂云母为原料一步法制备电池级碳酸锂的方法 | |
| CN102828025B (zh) | 从石煤钒矿中提取v2o5的方法 | |
| WO2012163200A1 (zh) | 一种从磷矿中分离稀土的方法 | |
| CN106365180A (zh) | 一种从锂矿中提取高纯氯化锂的工艺 | |
| CN107915242A (zh) | 石棉尾矿制备氧化镁的方法 | |
| CN101831542B (zh) | 一种从钼选矿尾矿中提取金属元素铁、镁、钙的方法 | |
| CN103966455A (zh) | 一种含钛高炉渣铝热法提钛工艺 | |
| CN108677006B (zh) | 一种从高岭土尾矿中提取氯化铷的方法 | |
| CN110436595A (zh) | 一种稀土工业废水的处理方法 | |
| CN105439192A (zh) | 一种氧化锌矿综合利用的方法 | |
| Huang et al. | Non-ammonia enrichment of rare earth by magnesium oxide from rare earth leaching liquor in magnesium salt system | |
| CN107344725A (zh) | 硫酸直浸法提取锂矿石中锂元素的制备工艺 | |
| CN112624161A (zh) | 一种机械活化锂云母提锂制备碳酸锂的方法 | |
| Chen et al. | Behavior of rare earth, iron, and phosphorus during purification of rare earth sulfate leach solution using magnesium oxide | |
| Agrawal et al. | Process flowsheet for extraction of Fe, Al, Ti, Sc, and Ga values from red mud | |
| CN110028089A (zh) | 一种蛇纹石尾矿制备氧化镁的方法 | |
| CN112760500B (zh) | 一种从离子吸附型钼铼矿中制备铼酸铵的方法 | |
| CN116716480B (zh) | 一种高酸浸出结晶沉淀法回收赤泥中多种金属的方法 | |
| CN102828034A (zh) | 一种利用低品位氧化锌矿氨法脱碳生产高纯氧化锌的方法 | |
| Wang et al. | Selective separation of Al, Fe, and Ti from red mud leachate by Fe-Ti iso precipitate flotation and reduction hydrolysis process: Ions selective chelation and separation mechanism | |
| CN115976339A (zh) | 一种利用固相反应从沉积型锂矿中选择性提取锂的方法 |
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 | ||
| TR01 | Transfer of patent right |
Effective date of registration: 20240419 Address after: Building G5-1, Lushan Science Park, No. 966, Lushan South Road, Kexue Village Community, Yuelu District, Changsha, 410000, Hunan Province Patentee after: New Engine (Changsha) Technology Development Co.,Ltd. Country or region after: China Address before: Yuelu District City, Hunan province 410000 Changsha Lushan Road No. 932 Patentee before: CENTRAL SOUTH University Country or region before: China |