西台吉乃尔盐湖盐田与模拟蒸发过程卤水钾、锂的损失研究

目前，西台吉乃尔盐湖的基本生产工艺路线是卤水经过盐田蒸发进行自然浓缩，然后利用钾盐结晶阶段析出的钾混盐、光卤石及蒸发后期残留的富锂老卤加工生产钾、锂产品，但收率均不高。通过盐田固-液相定点取样观测和模拟蒸发实验的设计，对西台吉乃尔盐湖卤水蒸发过程中钾锂损失的情况进行对比研究。结果表明，卤水中钾在富集达20 g/L时开始析出钾混盐矿，锂则在此过程中不断富集，由0.19 g/L浓缩至2.12 g/L，蒸发实验结果基本符合盐田实际生产情况。根据实验结果估算盐田中不同阶段的钾、锂损失，得出钠盐田中钾损失率约为12.3%，钾盐田中钾总回收率约为84.4%；锂在钠盐阶段损失率约为6.50%，在钾混盐阶段损失率约为11.59%，在光卤石阶段损失率约为6.21%，在老卤阶段损失率约为6.44%，锂在盐田系统中总损失率约为30.74%，其中在钾混盐结晶阶段锂损失量最大。     

沸石法卤水/苦卤钾富集工艺

采用离子交换技术,研究了以硝酸钠为洗脱剂,富集生产硝酸钾的新工艺。主要研究了沸石法富集卤水/苦卤中钾离子的过程工艺参数,考察了洗脱剂浓度和洗脱温度对洗脱效果的影响。结果表明：在原料为卤水、采用硝酸钠溶液作为洗脱剂的洗脱实验中,高温、高浓度的洗脱剂有利于沸石柱的洗脱,当温度为80℃、硝酸钠溶液质量分数为46%时,富集后的钾离子浓度由原料浓度的0.84g/L提高到15.95g/L;改变原料的浓度,在原料为苦卤、硝酸钠溶液作为洗脱剂的洗脱过程中,高温同样有利于沸石柱的洗脱,当温度为80℃、硝酸钠溶液质量分数为46%时,富集后的钾离子浓度由原料的8.93g/L提高到23.34g/L;表明该方法适用于低钾卤水和高钾苦卤,且原料中钾离子浓度越高,饱和吸附量越高,所得富钾卤水中钾离子浓度越高。该研究为未来硝酸钾的生产工业化提供了新思路。     

江陵凹陷地下卤水75℃等温蒸发析盐规律研究

对江陵凹陷地下卤水进行了75℃等温蒸发实验,以了解卤水在蒸发过程中的化学组成变化,查明卤水的析盐规律和各离子的富集规律,为该卤水的综合利用提供理论依据。实验结果表明,江陵地下卤水在75℃等温蒸发过程中的析盐顺序为:氯化钠→氯化钠+氯化钾→氯化钠+氯化钾+氯化铵→氯化钠+氯化钾+氯化铵+硼酸;微量元素锂、铷、铯、碘和溴高度富集于老卤中,有利于这些元素的提取和综合利用。     

黑北凹地富钾地下卤水自然蒸发实验研究

黑北凹地位于阿尔金山山前,其富钾地下卤水储量巨大,该卤水以钠、氯含量占绝对优势。富钾地下卤水化学组成简单,易于提取,具有很好的开发利用价值。以该富钾卤水为研究对象,在现场进行了自然蒸发实验。通过实验发现,卤水经过较长的石盐（NaCl）析出阶段后,分别达到光卤石（KCl·MgCl₂·6H₂O）和水氯镁石（MgCl₂·6H₂O）析出阶段,最后蒸干于南极石阶段,其析盐顺序为石盐—光卤石—水氯镁石—南极石;其中钾只以光卤石矿物析出,且析出阶段比较集中,在整个蒸发过程中氧化硼（B₂O₃）和锂则都在卤水中浓缩富集,没有析出。根据卤水蒸发过程中的析盐规律,其与K ⁺,Na ⁺,Mg ²⁺//Cl ^--H₂O（25 ℃）介稳相图相符,蒸发过程中的体系变化趋势为液相体系点在石盐相区逐渐向远离石盐相点的方向移动,到达石盐与钾石盐共饱线后沿此线向石盐、钾石盐、光卤石共饱点移动,后沿石盐、光卤石共饱线移动,最终蒸干于石盐、光卤石、水氯镁石共饱点。经过对整个蒸发过程中卤水pH及密度的变化规律进行分析,指出可以通过pH及密度的变化来控制卤水的制卤过程。通过该蒸发实验研究,将为黑北凹地地下卤水的提钾工艺实验和后期开发提供科学依据。     

4-甲基-2-(α-甲苄基)酚铷钾萃取分离工艺研究

世界上92%以上的铷资源存在于盐湖卤水及地下卤水中,但卤水中铷与大量的物理化学性质极为相近的钾共存,致使铷的提取技术难度极大。文中以新型铷萃取剂4-甲基-2-(α-甲苄基)酚为研究对象,探讨新型萃取剂对铷钾萃取分离的工艺条件。实验通过单因素控制法得到铷钾分离最佳工艺条件:有机相组成为1.0 mol/L萃取剂和D60溶剂油,水相中碱度为0.5 mol/L的氢氧化钠,萃取时间3 min,相比(体积比)O/A=2.5/1(相比皆为体积比);水洗相比O/A=4/1,水洗时间2 min;反萃剂为2 mol/L的HCl,反萃相比O/A=5/1,反萃时间2 min。铷单级萃取率可达到75%以上,一级萃取后铷钾分离系数可达到25以上,铷的反萃率可以达到88.5%以上。4-甲基-2-(α-甲苄基)酚具有高效的铷钾萃取分离性能,为建立高钾卤水中铷的萃取分离技术提供了一条新的途径。     

萃取法分离提取深层富钾卤水中的硼

采用溶剂萃取法分离提取江陵凹陷深层富钾卤水中的硼,研究了萃取剂种类、体积分数、萃取时间、萃取相比、反萃剂体积分数、反萃相比和反萃时间等因素对萃取和反萃取的影响。结果表明:2-乙基-1,3-己二醇是较合适的硼萃取剂;在以体积分数为15%的2-乙基-1,3-己二醇、35%异辛醇的混合醇为萃取剂,50%磺化煤油为稀释剂,萃取相比为1∶1,萃取时间为15min的条件下,硼单级萃取率达95%以上,实现了硼与卤水中钾、钠、钙和镁的有效分离;在反萃剂NaOH浓度为0.625mol/L,反萃相比为2.5∶1,反萃时间为15min的条件下,硼单级反萃率达94%;最优的反萃取条件在确保反萃率较高的同时,提高了反萃液中B2O3质量浓度,由原料的8.33g/L富集到反萃液的19.10g/L,有助于后续硼酸蒸发浓缩阶段能耗的降低。     

t-BAMBP萃取分离高钾卤水中的铷

本研究采用以D80为稀释剂的t-BAMBP萃取体系,从高钾卤水中萃取分离铷。考察了稀释剂种类、萃取剂浓度、萃取相比、碱度、萃取时间、水洗相比、反萃剂酸度、反萃相比、反萃时间等相关因素对分离的影响。选定萃取剂浓度为0.8 mol/L t-BAMBP,碱度0.8 mol/L NaOH,萃取相比2.5/1,萃取时间1 min,水洗相比2.5/1,反萃酸度1mol/L HCl,反萃时间1 min,反萃相比5/1等条件。经两次四级萃取,一次五级水洗,两次两级反萃获得纯度达97.5%的RbCl,铷总萃取率达92.7%。     

从江陵凹陷富钾地下卤水中提取硼酸

江陵凹陷地下卤水资源丰富,w（氯化钠）=23.3%、w（氯化钾）=1.4%、ρ（氧化硼）=2.48 g/L,均为工业品位的2倍以上。根据卤水中氯化钠浓度接近饱和的特征,通过蒸发析钠以浓缩富集硼,确定了最佳的浓缩倍数为4.0,氧化硼质量浓度由2.48 g/L富集到9.84 g/L;采用溶剂萃取法分离硼,在最佳条件下,单级萃取率为96.73%,反萃取率为98.81%;富硼反萃液经蒸发浓缩、酸化沉淀制取硼酸产品,其质量达到国家标准GB/T 538—2006《工业硼酸》的一等品指标要求,硼的总收率为82.63%。     

华南陆块富钾锂多元素卤水资源的发现

我国华南陆块江汉盆地的江陵凹陷和潜江凹陷以及江西吉泰盆地等,在白垩纪至古近纪时期发育了大量的蒸发岩沉积,并形成富钾、锂、铷、铯、锶、溴、碘、硼等多元素卤水矿资源,有的已达工业利用品位或综合利用品位。华南陆块的富钾锂多元素卤水复合矿是我国战略性潜在资源,也是一种"裂谷盆地成钾"找矿新方向,拓展了钾盐等找矿的新途径。     

江陵凹陷地下卤水50 ℃等温蒸发研究

对江陵凹陷地下卤水进行了50 ℃等温蒸发实验。结果表明,江陵地下卤水在50 ℃等温蒸发过程中的析盐顺序为：氯化钠→氯化钠+氯化钾→氯化钠+氯化钾+氯化铵→氯化钠+氯化钾+氯化铵+硼酸,蒸发前期（蒸失率小于83.83%）只析出氯化钠,蒸发中期（蒸失率为83.83%~94.61%）开始析出氯化钾和氯化铵,蒸发末期（蒸失率大于94.61%）开始析出硼酸;微量元素锂、铷、铯、碘和溴高度富集于老卤中,有利于其综合利用。     

川东达州地区地下卤水75 ℃等温蒸发析盐规律研究

四川东部达州地区地下卤水资源丰富,卤水储量约为8.23×10⁸ m³,富含钠、钾、锂、硼、铷、溴等元素。实验研究了该卤水在75 ℃等温蒸发过程中溶液pH变化规律、各种元素在溶液和固相中的富集规律,并通过X射线衍射（XRD）检测析出矿物的种类,确定了矿物的析出顺序。实验研究结果表明：溶液pH随着蒸失率的增加而降低;氯化钠在整个蒸发过程中大量析出,氯化钾在蒸失率达到77.3%时开始大量析出,蒸发接近末尾时钙、硼都有部分析出;蒸发过程中矿物的析出顺序为氯化钠→氯化钠+氯化钾→氯化钠+氯化钾+硼酸,蒸发过程中的析盐规律与K⁺,Na⁺,Mg²⁺//Cl^--H₂O（75 ℃）四元相图吻合。根据蒸发实验数据初步设计出卤水资源利用工艺路线。该研究结果为川东地下卤水的开发和综合利用提供了可靠的基础数据。     

蒸发母液中锂的提取

在神华集团“一步酸溶法”粉煤灰生产氧化铝工艺的蒸发结晶工序中,锂及其他金属元素（K、Na、Mg、Ca等）长期富集,分离结晶氯化铝的母液中锂含量高达429mg/L。为了提取蒸发母液中的锂元素,研究人员采用喷雾焙烧技术和纯水浸出技术,成功实现了高酸度和饱和氯化铝溶液中铝、锂元素的有效分离。结果表明：在最佳的实验条件下,即热风温度为390℃、料浆浓度为200g/L、料浆流速为60g/L时,室温下料浆中锂离子提取率高达93.67%（质量分数）。XRD表征手段证实：当焙烧产物为无定形氧化铝,并含有钠明矾石物相时,焙烧产物中锂离子提取率较高,可能归因于钠明矾石中钠离子数量较多及钠离子的尺寸效应引起的。该方法有效解决了蒸发母液中的锂元素高效回收问题。     

制镁原料盐湖老卤蒸发过程实验研究

为了充分利用青海丰富的镁资源,以25 ℃ Na+,K+,Mg2+//Cl--H2O四元水盐体系相图为理论指导,对察尔汗团结湖高镁卤水净化工艺蒸发过程进行实验研究,考察了高镁卤水蒸发过程杂质的析盐规律。在高镁卤水蒸发结晶过程中,以1 L高镁卤水母液为基准,当蒸发水量到达307 g时,液相中氯化镁含量达到33.697%（质量分数）,氯化钠含量可降至0.007%（质量分数）,氯化钾含量可降至0.134%（质量分数）,镁含量升高了3.412%,钠含量下降率达到91.86%,钾含量下降率达到19.28%。实验结果表明,蒸发结晶过程能使氯化镁溶液浓度提高,杂质离子K+、Na+和少量Ca2+被分离,起到高镁卤水初步净化作用,为制备高附加值镁系列产品的原料提供基础实验依据。     

硫酸铵法中低品位锂瓷土矿提锂尾液铷铯提取技术

研究了硫酸铵法利用宜丰中低品位[w（氧化锂）<2.0%]锂瓷土矿制备碳酸锂后的提锂母液进一步提取铷铯等贵金属的技术路线。一次碳化提锂后的母液中还含有若干溶解的铷、铯等金属的硫酸盐类,采用分步结晶法,结晶母液降温析出过程中,在温度高的前段步骤析出的是铷铯等溶解度较低的矾盐,而温度低的后段步骤析出的是钾铵等溶解度高的矾盐,从而达到铷铯矾与铵钾矾等初步分离的目的。将成矾除铝阶段硫酸铝钾、硫酸铝铵等矾盐,以焙烧分解的形式继续分出硫酸钾和氧化铝。     

粉煤灰酸法提取氧化铝蒸发母液回收氯化铝工艺研究

在粉煤灰盐酸法提取氧化铝蒸发结晶工序中,由于氯化铝溶液多次循环蒸发,引起蒸发母液中钙、镁、硅、磷等杂质离子的富集,当母液中杂质离子的浓度达到一定程度时需将部分氯化铝蒸发母液外排,这将会造成15%~20%原料铝的损失。利用氯化氢气体盐析结晶技术对蒸发母液进行处理,通过两级盐析结晶和浓盐酸洗涤,不仅实现了回收蒸发母液中氯化铝的目的,还提高了六水氯化铝晶体的纯度,使回收的氧化铝纯度达到99.38%,同时氧化铝中氧化钙、氧化镁、五氧化二磷的质量分数分别降低至2.680×10^-5、2.849×10^-4、2.051×10^-4。提出了蒸发母液回收氯化铝工艺路线,此流程可完全并入现有粉煤灰盐酸法提取氧化铝工艺的主流程。     

通氨提纯氯化铵转化法制取硫酸钾新工艺研究

介绍了通氨盐析硫酸铵钾提纯氯化铵转化法制取硫酸钾的新工艺。精制硫酸钾母液Ⅱ和粗品氯化铵母液Ⅳ混合加热,与氯化钾和热析硫酸铵钾一起反应制取粗品硫酸钾,再与氯化钾反应得到含51.27%氧化钾的硫酸钾;分离粗硫酸钾后的母液Ⅰ与硫酸铵和通氨盐析硫酸铵钾一起高温反应,分离热析硫酸铵钾的母液,经蒸发一定水后,冷却制取粗氯化铵;由贫氨母液溶解粗氯化铵后,经通氨盐析硫酸铵钾分离的母液进行蒸氨后冷却析出含33.35%铵根、64.01%氯离子、0.5%氧化钾的氯化铵。整个工艺过程闭路循环,氧化钾回收率达96.5%~97.5%。     

煤化工高盐废水复分解法制备硫酸钾实验研究

煤化工厂生产甲醇和轻烃过程会产生大量废液,将废液经过反渗透和纳滤膜浓缩以及减量处理可以得到高盐废水。以高盐废水为原料,将其浓缩至对硫酸钠饱和,然后采用两步转化法（复分解法）制备硫酸钾：第一步,向浓缩废水中加入氯化钾制备钾芒硝,产生的母液蒸发一部分水分得到氯化钠,向蒸发后的母液中加入硫酸钠得到浓缩母液,回收利用母液;第二步,以钾芒硝为原料加入氯化钾制备硫酸钾。考察了高盐废水浓缩倍率、氯化钾加入量、蒸发水量对钾芒硝纯度及产率的影响;考察了加水量、氯化钾加入量对硫酸钾纯度及产率的影响。得出以高盐废水为原料制备硫酸钾的适宜条件：制备钾芒硝过程,高盐废水浓缩倍率为4.35,以500 g浓缩废水为基准,氯化钾加入量为84.25 g,蒸发水量为100 g;制备硫酸钾过程,以100 g氯化钾为基准,钾芒硝用量为153.08 g,加水量为322.06 g。在此条件下得到的硫酸钾中水溶性氧化钾的质量分数为52.96%、氯离子质量分数为1.09%,符合GB/T20406—2017《农业用硫酸钾》优等品的要求。制备钾芒硝过程,母液循环利用3次,总有机碳（TOC）对钾芒硝的纯度影响不大,对白度有影响;钾芒硝与氯化钾制备硫酸钾产生的母液K,经过投加硫酸钠制备钾芒硝得到母液K″,母液K″与浓缩废水制备钾芒硝产生的母液F组成基本一致,验证了循环工艺路线的可行性。     

西藏鄂雅错盐湖卤水兑卤蒸发研究

用鄂雅错盐湖卤水进行兑卤,通过改变卤水的镁钾比,使其在蒸发过程中不会析出钾石盐,直接析出含钾品位较高的光卤石。实验结果表明:兑卤蒸发的析盐顺序为氯化钠、硫酸镁—氯化钠、光卤石,蒸发过程中钾收率达79.26%。