一种富钾板岩无废高效利用方法
阅读说明：本技术 一种富钾板岩无废高效利用方法 (waste-free efficient utilization method of potassium-rich slate ) 是由 姬俊梅 刘凤国 李满年 谢育林 彭艳荣 侯玮 江峰 吕晓艳 白娟 于 2019-08-14 设计创作，主要内容包括：本发明提供一种富钾板岩无废高效利用方法,属于固废综合利用领域。本发明提供的方法包括选矿、焙烧、浸出、结晶、离子交换、固体产物综合利用等步骤,从而达到无废排放,是无废绿色高效利用非水溶性钾资源的方法。其获得的工艺产品为碳酸钾和碳酸钠,并获得了聚合氯化铝铁水处理剂、聚硅酸氯化铝和W型分子筛等副产品,大大提高了固体废弃物的综合利用产值,实现了资源的综合利用。(the invention provides a waste-free efficient utilization method of potassium-rich slate, and belongs to the field of comprehensive utilization of solid waste. The method provided by the invention comprises the steps of ore dressing, roasting, leaching, crystallization, ion exchange, comprehensive utilization of solid products and the like, so that no waste discharge is achieved, and the method is a waste-free green method for efficiently utilizing the water-insoluble potassium resource. The obtained process products are potassium carbonate and sodium carbonate, byproducts such as polyaluminum chloride molten iron treatment agent, polyaluminum silicate chloride, W-type molecular sieve and the like are obtained, the comprehensive utilization value of solid waste is greatly improved, and the comprehensive utilization of resources is realized.)
技术领域
本发明属于固废综合利用领域。具体涉及一种富钾板岩无废高效利用方法，尤其针对钾长石可以实现无废利用，实现绿色高效开发非水溶性钾资源。
背景技术
水溶性钾盐主要产于加拿大、俄罗斯、白俄罗斯和德国等国家。我国水溶性钾盐资源很少，仅占世界储量的2.2％，对外依存度较高。我国非水溶性钾矿资源丰富，且种类繁多，如钾长石、明矾石、霞石、绿豆岩等，预计其资源总量超过200亿吨。钾长石是其中最重要的一种，是许多含钾硅铝盐岩石的主要组分。如果此类非水溶性钾矿资源得以高效利用，可有效解决我国水溶性钾盐资源的不足。
内蒙古含有丰富的钾矿资源，白云鄂博矿主、东矿上盘开采境界内已探明的富钾板岩储量为3.4亿吨，其中富钾板岩矿石1.56亿吨，属于特大型钾矿资源。富钾板岩的主要成分为钾长石，是一种非水溶性的钾、铝、硅资源，K2O平均品位为10.58％。为了弥补我国水溶性钾盐的不足，开发白云鄂博非水溶性钾矿资源具有重要的意义。
虽然现有技术中已经存在钾长石综合利用的报道，但仍然存在较多缺陷。例如刘佳囡等，“钾长石综合利用工艺研究”，矿产综合利用，2015.10，P：25-28，公开了采用Na2CO3中温焙烧，在较低温度下破坏钾长石的结构。碱溶焙烧熟料得到Na2SiO3溶液和K、Na和Al的富集渣。碳分Na2SiO3溶液制取白炭黑。酸化K、Na和Al的富集渣，经水浸、过滤得到白炭黑和含K、Na和Al的溶液。Na2CO3沉铝得到AI(OH)3与K、Na分离。Na2SO4、K2SO4循环至一定浓度后分步结晶得到Na2SO4和K2SO4晶体。可采用CO还原Na2SO4制得Na2S。整个工艺流程实现了Si、K、Na和Al的综合利用无废弃物排放。但是仍存在以下缺陷：碳酸钠价格较高，焙烧成本高，副产物白炭黑和氧化铝制取费用较高。
李刚等在“低品位钾盐助剂焙烧与水浸及结晶制备钾盐”，过程工程学报，2016.08，P：684-691中公开了采用助剂焙烧水洗浸出钾盐结晶分离工艺从低品位钾长石中提取钾盐，在钾长石:氯化钙:碳酸钠＝1:0.5:0.1(ω)、800℃焙烧4h及液固比1mL/g、80℃水洗2h的条件下，钾提取率可达91.88％，使用CaCl2-Na2CO3复合助剂能降低矿石分解温度，水洗浸出阶段主要受内扩散控制。但仍存在以下缺陷：CaCl2-Na2CO3复合助剂价格较高，焙烧时间较长，总成本较高。
CN102557050A则公开一种钾长石综合利用新工艺，其是在钾长石中配入碳酸钾或碳酸钠进行一段烧结，烧结熟料于氢氧化钾和碳酸钾混合液中浸出后过滤，所得滤渣为二段烧结的原料，所得滤液碳分后过滤，滤渣回收部分二氧化硅生产白碳黑，滤液部分生产钾盐，部分返回一段浸出工序。二段烧结是在一段烧结熟料浸出渣中配入石灰石及碳酸钾进行烧结，烧结熟料于氢氧化钾和碳酸钾混合液中浸出后过滤，滤渣作为水泥生产原料，滤液加入氧化钙进行加压脱硅处理，脱硅后溶液碳分后过滤，滤渣回收氢氧化铝，生产多品种氧化铝。一段烧结和二段烧结过程中，碳分后过滤所得滤液经脱硅、浓缩等工艺可回收碳酸钾。但是该工艺焙烧助剂采用碳酸钠或碳酸钾价格较高，总成本较高，并且未实现无废排放。
CN105800650A公开一种钙基四元焙烧处理钾长石提钾的方法，包括以下步骤:1)混合物料的焙烧:采用50～100目的钾长石颗粒，以1:1～1:3比例添加石灰石，再以1:2～1:4比例添加硫酸钙，硫酸钠作为添加剂，添加量为3％～7％。将混合物料混合均匀研磨至100～200目，在800～1200℃下焙烧，控制反应时间1～3h，得到烧渣。2)硫酸钾溶液的结晶:在40～100℃下用纯水溶解并搅拌所述烧渣1～3h，过滤，得到溶钾滤液。依次对所述滤液进行结晶、过滤、干燥处理得到硫酸钾。但是该方法仍存在以下缺陷：焙烧温度较高，对设备要求较高。添加剂量较大，影响产量。
发明内容
针对现有技术存在问题中的一个或多个，本发明提供一种富钾板岩无废高效利用方法，包括以下步骤：
S1：将富钾板岩粉碎至一定粒度，获得第一试样；
S2：将步骤S1获得的第一试样经磁选-反浮选工艺，获得第二试样；
S3：将步骤S2获得的第二试样与焙烧助剂混合，随后进行焙烧、浸出、过滤，获得第一滤液和第一滤渣；
S4：步骤S3获得的第一滤液经过碳分，调节pH后过滤获得第二滤液和第二滤渣；
S5：对步骤S4获得的第二滤液进行多级蒸发结晶获得碳酸钠和碳酸钾产品；
S6：对步骤S4获得的第二滤渣进行处理，获得W型分子筛；
S7：采用盐酸对步骤S3获得的第一滤渣进行酸化，过滤获得第三滤液和第三滤渣；
S8：对步骤S7获得的第三滤液进行处理，获得聚合氯化铝铁水处理剂；和
S9：对步骤S7获得的第三滤渣进行处理，获得聚硅酸氯化铝。
上述步骤S1的具体操作方法为：将富钾板岩经一段颚式破碎机粗破破碎至粒度为-50mm，混匀后再经二段颚式破碎机破碎，破碎至粒度为-10mm，混匀后再经辊式破碎机细破至粒度为-3mm，然后将破碎产品进行多次混匀、缩分，再经过磨矿至粒度为-200目占81％及以上，得到所述第一试样。
上述步骤S2中所述磁选-反浮选的具体操作方法为：在磁场强度为145KA/m～167KA/m时磁选，获得磁选尾矿和磁选中矿；将所述磁选尾矿与磁选中矿混合，经过反浮选获得浮选尾矿和浮选中矿，其中捕收剂为异丁基黄药和混合胺的混合物，用量为0.45kg/t～0.65kg/t，调整剂为草酸与硫酸铜的混合物，用量为1.3kg/t～1.5kg/t；将所述浮选尾矿与浮选中矿混合，获得所述第二试样；
优选地，所述磁选尾矿中K2O含量为10.50％～11.00％，TFe品位为3.8％～4.6％，硫的品位为1.10％～1.30％；所述浮选尾矿氧化钾品位≥12.02％，收率≥86.86％，硫的品位为0.15％～0.25％，铁的品位为3.5％～4.5％。
上述步骤S3中所述焙烧助剂为氢氧化钠，其中所述第二试样与氢氧化钠的质量比为1：0.8～1.2；和/或
步骤S3中所述焙烧的温度为350℃～450℃，焙烧的时间为30min～60min，然后将焙烧产物加入水，配成质量浓度20％～30％的混合物，在80℃～95℃下浸出2h～4h，过滤获得第一滤液和第一滤渣。
上述步骤S4中将步骤S3获得的第一滤液经过碳分，调节pH为8.5-9.2后过滤获得第二滤液和第二滤渣；优选地，将步骤S3获得的第一滤液在常温下通入110mL/min·L-130mL/min·L的二氧化碳气体，至pH为8.5-9.2后过滤获得第二滤液和第二滤渣。
上述步骤S5中所述多级蒸发结晶的具体操作方法包括：
a1：将所述第二滤液置于结晶器中，在50℃～70℃下进行第一级浓缩、结晶，过滤，得到一级结晶和一级滤液；
a2：将所述一级滤液在50℃～70℃下进行第二级浓缩、结晶，过滤，得到二级结晶和二级滤液；
a3：在50℃～70℃下将所述二级滤液依次进行第三级、第四级和第五级浓缩、结晶，过滤，分别得到三级结晶和三级滤液、四级结晶和四级滤液、五级结晶和五级滤液；
a4：将所述五级滤液在50℃～60℃下浓缩至饱和，然后加入离子交换剂进行两次离子交换，所述五级滤液与所述离子交换剂质量比为1:0.1～0.3，吸附时间为30min～120min，第二次吸附母液在真空下80℃干燥，得到碳酸钾产品；
优选地，所述碳酸钾产品的含量≥98.5％，所述离子交换剂为聚锑酸；
进一步优选地，所述多级蒸发结晶的具体操作方法还包括：
a5：收获所述一级结晶和二级结晶作为碳酸钠产品；优选地，所述一级结晶和二级结晶中碳酸钠含量≥98％；
a6：将所述三级结晶和四级结晶混合后进行重结晶，具体为将所述三级结晶和四级结晶混合后的结晶产物缓慢加水，加热至90℃～100℃，直到完全溶解，冷却，放置6h～10h，过滤，真空下80℃干燥，得到六级结晶和六级滤液；优选地，所述六级结晶为碳酸钠含量≥98％的碳酸钠产品；
a7：将所述五级结晶返回至所述三级滤液中继续进行浓缩、结晶，过滤过程；
a8：将所述六级滤液返回至所述二级滤液中继续进行浓缩、结晶，过滤过程。
上述步骤S6中对步骤S4获得的第二滤渣进行处理，获得W型分子筛的具体操作方法为：
以所述第二滤渣为原料，加入适量水，使得所述第二滤渣的质量浓度为10～20％，加入与第二滤渣质量比为0.4～0.6：1的氢氧化钾，在30℃～40℃下充分搅拌至溶液澄清，然后加入与第二滤渣质量比0.2～0.3：1的硫酸铝，老化6h～10h，在140℃～170℃下水热晶化17～22h，在110℃～120℃干燥得到所述W型高分子筛。
上述步骤S7中采用质量浓度15-25％的盐酸，对步骤S3获得的的第一滤渣进行酸化，其中所述第一滤渣与盐酸的质量比为1:1.5～2，在55℃～85℃反应1h～3h，过滤得到第三滤液和第三滤渣。
上述步骤S8中对步骤S7获得的第三滤液进行处理，获得聚合氯化铝铁水处理剂的具体操作方法为：
将所述第三滤液在45℃～60℃下进行浓缩、水解、聚合4h～6h，然后在55℃～60℃下干燥，得到所述聚合氯化铝铁水处理剂。
上述步骤S9中对步骤S7获得的第三滤渣进行处理，获得聚硅酸氯化铝的具体操作方法为：
将所述第三滤渣与盐酸质量比为1:1.5～1.8的混合物在温度150℃～200℃的反应釜中反应1～2h，反应结束后，在45℃～55℃下加入与第三滤渣质量比为0.5～1.5：1的氯化铝，搅拌30min～60min，然后在50℃～55℃下聚合3h～4h后在55℃下干燥，得到所述聚硅酸氯化铝；优选地，其中所述盐酸的质量浓度为20％～30％。
基于以上技术方案提供的富钾板岩无废高效利用方法包括选矿、焙烧、浸出、结晶、离子交换、固体产物综合利用等步骤，从而达到无废排放，是无废绿色高效利用非水溶性钾资源的方法。与现有技术相比，具有以下有益效果：
1)本发明方法获得的工艺产品为碳酸钾和碳酸钠，解决现有技术中钾和钠分离困难的问题；
2)本发明方法采用磁选-反浮选工艺，获得了硫精矿产品，并且采用生产过程中的浸出渣获得了聚合氯化铝铁水处理剂和聚硅酸氯化铝，酸化渣获得了W型分子筛，大大提高了固体废弃物的综合利用产值；
3)本发明方法采用选矿方法降低了焙烧样量，提高了氧化钾的含量，进一步降低成本；
4)本发明方法降低了给料中硫的含量，降低了焙烧的污染；
5)本发明方法采用中温焙烧，温度较低节约成本，并且采用的助剂来源广泛且成本低，大大降低了富钾板岩利用工艺成本，实现了资源的综合利用。
具体实施方式
针对现有技术中富钾板岩无废高效利用成本较高，副产物产值较低，开发利用技术存在各种缺陷，本发明提供一种富钾板岩无废高效利用方法，通过选矿、焙烧、浸出、结晶、离子交换、固体产物综合利用等步骤，最终获得高产率和高纯度高品位的碳酸钾和碳酸钠产品以及聚合氯化铝铁水处理剂、聚硅酸氯化铝、W型分子筛等副产品。
在下文中，仅简单地描述了某些示例性实施例。正如本领域技术人员可认识到的那样，在不脱离本发明的精神或范围的情况下，可通过各种不同方式修改所描述的实施例。因此，以下描述被认为本质上是示例性的而非限制性的。
在以下的所有实施例中，使用的原料为内蒙古白云鄂博的钾长石，其主要成分有：氧化钾10.26％，氧化钠1.46％，氧化铝13.11％，硫2.34％，氧化硅55.57％，TFe含量63.0％。
以下结合具体实施方式详细说明本发明。
以钾长石为例，本发明提供的一种富钾板岩无废高效利用方法包括以下步骤：
S1：将钾长石粉碎至一定粒度，获得第一试样；具体操作方法为：将钾长石经一段颚式破碎机粗破破碎至粒度为-50mm，混匀后再经二段颚式破碎机破碎，破碎至粒度为-10mm，混匀后再经辊式破碎机细破至粒度为-3mm，然后将破碎产品进行多次混匀、缩分，再经过磨矿至粒度为-200目占81％及以上，得到所述第一试样。
步骤S2中所述磁选-反浮选的具体操作方法为：在磁场强度为145KA/m～167KA/m时磁选，可获得磁选中矿和磁选尾矿，其中磁选尾矿中K2O含量为10.50％～11.00％，TFe品位为3.8％～4.6％，硫的品位为1.10％～1.30％，氧化钾的回收率可达到93.72％。磁选尾矿与磁选中矿(即磁选一精尾矿)混合作为浮选给矿，经过反浮选，其中捕收剂为异丁基黄药和混合胺的混合物，用量为0.45kg/t～0.65kg/t、调整剂为草酸与硫酸铜的混合物，用量为1.3kg/t～1.5kg/t，可获得氧化钾品位≥12.02％，收率≥86.86％，硫的品位为0.15％～0.25％，铁的品位为3.5％～4.5％的浮选尾矿。浮选尾矿与浮选中矿(即浮选一精尾矿)混合作为焙烧给料(即第二试样)。
S3：将步骤S2获得的第二试样与焙烧助剂混合，随后进行焙烧、浸出、过滤，获得第一滤液和第一滤渣；其中所述焙烧助剂为氢氧化钠，其中所述第二试样与氢氧化钠的质量比为1：0.8～1.2；和/或所述焙烧的温度为350℃～450℃，焙烧的时间为30min～60min，然后将焙烧产物加入水，配成质量浓度20％～30％的混合物，在80℃～95℃下浸出2h～4h，过滤获得第一滤液和第一滤渣。
S4：对步骤S3获得的第一滤液进行碳分，调节pH为8.5-9.2后过滤获得第二滤液和第二滤渣；其中第一滤液中的硅和铝沉淀率为99.9％以上。具体操作方法为：将步骤S3获得的第一滤液在常温下通入110mL/min·L-130mL/min·L的二氧化碳气体，至pH为8.5-9.2后过滤获得第二滤液和第二滤渣。
S5：对步骤S4获得的第二滤液进行多级蒸发结晶获得碳酸钠和碳酸钾产品；其中所述多级蒸发结晶的具体操作方法包括：
a1：将所述第二滤液置于结晶器中，在50℃～70℃下进行第一级浓缩、结晶，过滤，得到一级结晶和一级滤液；
a2：将所述一级滤液在50℃～70℃下进行第二级浓缩、结晶，过滤，得到二级结晶和二级滤液；
a3：在50℃～70℃下将所述二级滤液依次进行第三级、第四级和第五级浓缩、结晶，过滤，分别得到三级结晶和三级滤液、四级结晶和四级滤液、五级结晶和五级滤液；
a4：将所述五级滤液在50℃～60℃下浓缩至饱和，然后加入离子交换剂进行两次离子交换，所述五级滤液与所述离子交换剂质量比为1:0.1～0.3，吸附时间为30min～120min，第二次吸附母液在真空下80℃干燥，得到碳酸钾产品；
优选地，所述碳酸钾产品的含量≥98.5％，所述离子交换剂为聚锑酸；
进一步优选地，所述多级蒸发结晶的具体操作方法还包括：
a5：收获所述一级结晶和二级结晶作为碳酸钠产品；优选地，所述一级结晶和二级结晶中碳酸钠含量≥98％；
a6：将所述三级结晶和四级结晶混合后进行重结晶，具体为将所述三级结晶和四级结晶混合后的结晶产物缓慢加水，加热至90℃～100℃，直到完全溶解，冷却，放置6h～10h，过滤，真空下80℃干燥，得到六级结晶和六级滤液；优选地，所述六级结晶为碳酸钠含量≥98％的碳酸钠产品；
a7：将所述五级结晶返回至所述三级滤液中继续进行浓缩、结晶，过滤过程；
a8：将所述六级滤液返回至所述二级滤液中继续进行浓缩、结晶，过滤过程。
S6：对步骤S4获得的第二滤渣进行处理，获得W型分子筛；具体操作方法为：以所述第二滤渣为原料，加入适量水，使得所述第二滤渣的质量浓度为10～20％，加入与第二滤渣质量比为0.4～0.6：1的氢氧化钾，在30℃～40℃下充分搅拌至溶液澄清，然后加入与第二滤渣质量比0.2～0.3：1的硫酸铝，老化6h～10h，在140℃～170℃下水热晶化17～22h，在110℃～120℃干燥得到所述W型高分子筛。
S7：采用质量浓度15-25％的盐酸，对步骤S3获得的的第一滤渣进行酸化，其中所述第一滤渣与盐酸的质量比为1:1.5～2，在55℃～85℃反应1h～3h，过滤得到第三滤液和第三滤渣。
S8：对步骤S7获得的第三滤液进行处理，获得聚合氯化铝铁水处理剂；具体操作方法为：将所述第三滤液在45℃～60℃下进行浓缩、水解、聚合4h～6h，然后在55℃～60℃下干燥，得到所述聚合氯化铝铁水处理剂。
S9：对步骤S7获得的第三滤渣进行处理，获得聚硅酸氯化铝；具体操作方法为：将所述第三滤渣与盐酸质量比为1:1.5～1.8的混合物在温度150℃～200℃的反应釜中反应1～2h，反应结束后，在45℃～55℃下加入与第三滤渣质量比为0.5～1.5：1的氯化铝，搅拌30min～60min，然后在50℃～55℃下聚合3h～4h后在55℃下干燥，得到所述聚硅酸氯化铝；优选地，其中所述盐酸的质量浓度为20％～30％。
实施例1：
S1：将钾长石粉碎至一定粒度，获得第一试样；具体操作方法为：将钾长石经一段颚式破碎机粗破破碎至粒度为-50mm，混匀后再经二段颚式破碎机破碎，破碎至粒度为-10mm，混匀后再经辊式破碎机细破至粒度为-3mm，然后将破碎产品进行多次混匀、缩分，再经过磨矿至粒度为-200目占81％及以上，得到所述第一试样。
S2：将上述步骤S1获得的第一试样经磁选-反浮选工艺，获得第二试样；具体操作方法为：在磁场强度为145KA/m时磁选，可获得磁选中矿和磁选尾矿，其中磁选尾矿中K2O含量为10.79％，TFe品位为4.2％，硫的品位为1.21％，氧化钾的回收率可达到93.72％。磁选尾矿与磁选中矿(即磁选一精尾矿)混合作为浮选给矿，经过反浮选，其中捕收剂为异丁基黄药和混合胺的混合物，用量为0.45kg/t、调整剂为草酸与硫酸铜的混合物，用量为1.3kg/t，可获得氧化钾品位大于12.02％，收率大于86.86％，硫的品位为0.2％，铁的品位为4.1％的浮选尾矿。浮选尾矿与浮选中矿(即浮选一精尾矿)混合作为焙烧给料(即第二试样)。
S3：将步骤S2获得的第二试样与焙烧助剂混合，随后进行焙烧、浸出、过滤，获得第一滤液和第一滤渣；其中焙烧助剂为氢氧化钠，第二试样与氢氧化钠按照1：1混合，在450℃下焙烧1h，在85℃下浸出3.5小时，浸出浓度为25％(即将焙烧产物加入水，配成质量浓度25％的混合物或液固质量比1:4)，浸出液中的钾、铝、硅浸出率分别为：91.45％，7.69％，18.3％。
S4：对步骤S3获得的第一滤液进行碳分，调节pH为8.5-9.2后过滤获得第二滤液和第二滤渣；其中第一滤液中的硅和铝沉淀率为99.9％以上。具体为将第一滤液在常温下通入120mL/min·L二氧化碳气体，至pH为8.8。
S5：对步骤S4获得的第二滤液进行多级蒸发结晶获得碳酸钠和碳酸钾产品；其中所述蒸发结晶具体操作方法为：第二滤液经过五级蒸发结晶，获得碳酸钠含量产品中的Na2O品位大于98.0％，所述碳酸钾产品中的K2O品位大于90％；还可对上述碳酸钾产品采用离子交换法进行提纯，得到含量98.6％的碳酸钾产品。具体为：将第二滤液置于结晶器中，在65℃下进行第一级浓缩、结晶，过滤，得到一级结晶和一级滤液；一级滤液在65℃下进行第二级浓缩、结晶，过滤，得到二级结晶和二级滤液，依次进行三级、四级和五级浓缩、结晶，过滤，分别得到三级结晶和三级滤液、四级结晶和四级滤液、五级结晶和五级滤液，获得碳酸钠含量98.5％的碳酸钠产品和碳酸钾含量大于90.3％的碳酸钾产品；对上述碳酸钾产品采用离子交换剂聚锑酸进行两次离子交换，碳酸钾产品：聚锑酸质量比为1:0.2，吸附时间为60min，第二次吸附母液真空下80℃干燥，得到含量98.6％的碳酸钾产品。
将三级和四级结晶产物(碳酸钠含量分别为85.2％和92.9％)混合后进行重结晶。具体为：将三级和四级结晶产物缓慢加水，加热至95℃，直到完全溶解，冷却，放置7h。过滤，真空下80℃干燥，得到碳酸钠含量98.5％的碳酸钠产品，与碳酸钠含量分别99.1％和98.2％的一级结晶和二级结晶合并作为碳酸钠产品。五级结晶产物返回到三级滤液继续进行多级蒸发结晶过程。重结晶过程获得的重结晶滤液则返回到二级滤液中继续进行多级蒸发结晶过程。
S6：对步骤S4获得的第二滤渣进行处理，获得W型分子筛；第二滤渣作为W型分子筛的原料，具体为：以第二滤渣为原料，加入适量水，质量浓度为20％，加入第二滤渣与氢氧化钾质量比为1:0.5的氢氧化钾，在35℃下充分搅拌至溶液澄清，然后加入第二滤渣与硫酸铝质量比1：0.2的硫酸铝，老化8h，在150℃下水热晶化20h，在120℃干燥得到W型高分子筛。
S7：采用质量浓度15％的盐酸，对步骤S3获得的的第一滤渣进行酸化，第一滤渣：盐酸质量比为1:1.7，在65℃反应2h，过滤得到获得第三滤液和第三滤渣。
S8：采用步骤S7获得的第三滤液获得聚合氯化铝铁水处理剂；其中获得聚合氯化铝铁水处理剂的具体操作方法为：将第三滤液在55℃下进行浓缩、水解、聚合5h，然后在60℃下干燥，得到聚合氯化铝铁水处理剂。
S9：采用步骤S7获得的第三滤渣获得聚硅酸氯化铝；第三滤渣作为聚硅酸氯化铝的原料，具体为：将第三滤渣：盐酸(质量浓度20％)质量比1:1.6的混合物在温度170℃的反应釜中1h，反应结束后，在55℃加入第三滤渣：氯化铝质量比1:0.6的氯化铝，搅拌60min，然后再55℃聚合3h后在55℃下干燥，得到聚硅酸氯化铝。
最后应说明的是：以上所述仅为本发明的优选实施例而已，并不用于限制本发明，尽管参照前述实施例对本发明进行了详细的说明，对于本领域的技术人员来说，其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改，或者对其中部分技术特征进行等同替换。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。