一种石煤提钒的浸取方法与流程

本发明公开了一种石煤提钒的浸取方法，属于化学、冶金中的“用湿法从矿石或精矿中提取金属化合物”，具体涉及了一种石煤中钒的浸取方法。

背景技术：

钒是一种耐高温性能良好的金属，广泛应用于冶金、航空、化工、新能源电池等行业，是一种涉及国计民生的战略性矿产资源。通常来说，我国的钒资源主要由两部分组成，其一是钒钛磁铁矿，另一部分为石煤。石煤在我国分布广泛，根据目前相关资料显示探明的钒储量为1.18亿吨(以v2o5计)，占国内总储量的87％。云母型含钒石煤是一种难处理的原生石煤钒矿，钒多以v(iii)为主，赋存于云母类矿物的晶格结构中，v(iv)和v(v)含量较低。为确保高的钒浸取率，传统的常压直接酸浸所需的酸用量大，浸出时间长，导致浸出效率低且不利于后续ph值的调整。因此，开发高效、环保的创新型浸取方法对石煤提钒行业的发展十分必要。

近年来，石煤氧化酸浸提钒得到许多技术人员的关注，提出了一些氧压酸浸新工艺。如压力场的引入，提高了浸出反应温度，虽在一定程度上加快了反应速率和有利于提高钒的浸取率，但仍然存在酸用量高和浸出时间长等问题。“在压力场下从石煤中氧化转化浸出钒的方法”(cn1904092a)专利技术，在氧压酸浸过程中加入氧化剂。该氧化剂在工程中容易获得，环境友好度较高，但钒的直接转化率低，浸取效果并不显著。“一种石煤的联合浸取钒的方法”(cn200710066424.8)专利技术，采用预中和一常压预浸一氧压浸出联合浸取钒的方法，提钒效果较好，但工艺复杂，浸取的作业周期长，浸取的效率较低。“一种含钒石煤加压浸出用催化剂”(cn200710066335.3)专利技术，采用了硫酸亚铁作为工艺的催化剂，在氧化作用下二价铁离子被氧化成三价铁离子，通过三价铁离子的强氧化性将三价钒氧化成高价钒而溶解出来，该工艺拥有较高的浸取的效率，但由于石煤中云母类矿物晶格结构稳定，只通过三价铁离子的氧化作用，难以使得三价钒获得有效的浸取。“一种用于石煤提钒的浸出方法”(cn106756007a)通过预先采用盐酸溶液脱除石煤原矿中黄铁矿和在高温条件下添加了激发剂和钙基载体，从而导致石煤原矿中的颗粒出现了结构缺陷，进而提高了钒浸取的效率，但是该方法需要外加剂与预先酸浸溶液的运用，环境友好度与成本效益上存在一定的缺陷。

技术实现要素：

本发明的目的在于提供一种石煤提钒的浸取方法，主要针对石煤提钒过程中钒的赋存形态复杂、浸取困难，传统浸取方法成本高、流程复杂、浸取率低、污染物排放量大等问题。

一种石煤提钒的浸取方法，包括如下步骤：

(1)磨制矿浆：

将石煤破碎，将破碎后的石煤加水磨粉，得矿浆；

(2)一段浸出：

将步骤(1)的矿浆用盐酸进行常温搅拌浸出，再进行固液分离，获得一段精矿和一段浸液；

浸出过程中，将矿浆的ph控制在2～6.8之间；

(3)浮选脱碳：

将步骤(2)的一段精矿加水调浆，再用浮选药剂进行浮选，得到的浮选精矿为燃料炭，底流尾矿为钒精矿；

(4)干燥磨粉：

将步骤(3)的钒精矿进行脱水、烘干后，再制成精矿干粉；

(5)成型熟化：

以硫酸为黏合剂，将精矿干粉成型并置于空气中熟化；

(6)球团盐化：

将熟化后的球团在200～330℃下盐化，得到盐化球团；

(7)二段浸出：

将盐化球团用水进行浸出，固液分离，富集有钒的二段浸液。

本发明的技术方案：首先将石煤通过破碎-加水磨矿的前处理工序制得石煤矿浆；再在所述的低酸条件下，用浸出剂优先浸出其中的钾、钙、镁、铝等杂质，获得一段精矿和一段浸液；接着将一段精矿用进行浮选，得到燃料炭和钒精矿；继而将钒精矿脱水、烘干、磨粉，制成精矿干粉；再以硫酸为黏合剂，将精矿干粉成型并空气熟化；然后将熟化的球团在加热条件下进行盐化，将其中的钒转变为可溶性钒硫酸盐，得到盐化球团；最后将盐化球团用水进行浸出，获得提钒的二段浸液和浸出渣。

本发明可以适用于任意品味的石煤的提钒，特别适用于现有技术难于高效提钒的高钙、低钒的石煤的处理。

优选地，所述的石煤中，钒的品味可低至0.7％，氧化钙的品味允许达到6.5％。

步骤(1)中，首先将石煤破碎至磨矿设备可以接受的规格以下，按水与矿重量比大于1加入磨矿机磨矿，制成石煤矿浆，其中颗粒度要求为-74μm不小于70％。

步骤(1)磨矿后，利用盐酸作为浸出剂并控制浸出过程的ph在所述的范围下，如此可以优先选择性地浸出钾、钙、镁、铝等矿物，可实现矿物的化学解离，使浮选脱碳更为彻底；还可解决在后续处理过程中新生硫酸钙对矿物颗粒的包覆问题，提高钒的浸出率。此外，基于本领域技术人员公知，磨矿颗粒度应与矿物相适应，细磨有助于矿物解离，但过磨可能造成矿物泥化而影响浮选分离。

作为优选，步骤(2)中，盐酸的浓度为2～10％；进一步优选为5～8％。

步骤(2)中，一段浸出工序中，通过不断添加所述的盐酸溶液，维持浸出过程中的矿浆的ph在所要求的范围内。

步骤(2)中，ph直接影响钒的回收率和生产效率。作为优选，步骤(2)中，浸出过程中，将矿浆的ph控制在2～6.5之间，进一步优选为3～6.5；更进一步优选为5.5～6.5。研究发现，ph越低，生产效率越高，但随一段浸液流失的钒也越多，反之亦然。

本发明中，在低酸浸出条件下，钒精矿中钒、铁、硅等的浸出量小于3％，碳酸钙和碳酸镁优先与浸出剂发生如下反应：

caco3+2hcl＝cacl2+h2o+co2(1)

mgco3+2hcl＝mgcl2+h2o+co2(2)

作为优选，步骤(2)中，将石煤矿浆以稀盐酸为浸出剂进行常温浸出，控制：初始液固比为3～6。

作为优选，步骤(2)中，搅拌速度为200～1000转/分。

作为优选，步骤(2)中，浸出时间不小于1小时；进一步优选为3～4小时。

浸出后进行固液分离，获得一段精矿和一段浸液。

步骤(2)中，固液分离的方法可以是沉淀、抽滤、压滤、离心脱水等任何方法。

步骤(3)中，将步骤(2)得到的一段精矿加入浮选机，进行浮选脱碳，控制：液固比为3～8。用氢氧化钠、碳酸钠为调整剂调整ph值为7～10。用硅酸钠、酸化水玻璃为抑制剂，用量优选为100～2000克/吨。用煤油、柴油或焦油提取物中的一种或其组合为捕收剂，用量优选为200～1500克/吨。起泡剂为松醇油、杂醇油、x油等的任何一种。

浮选过程中，在所述的药剂以及条件下，经1次粗选、1～5次扫选，得到的浮选精矿为燃料炭，底流尾矿为钒精矿。

浮选脱碳工序中，各浮选参数与药剂用量的控制应与石煤相适应，本领域技术人员可通过试验确定。

步骤(4)，干燥磨粉：将钒精矿进行脱水、烘干至水分小于2％后，用制粉设备(如球磨机、管磨机等)再磨成精矿干粉；脱水可采用上述步骤二的固液分离的办法；烘干可在50～300℃温度内进行；制粉应将精矿粉磨至-74μm≥70％。进一步优选为将精矿粉磨至-74μm≥85％。

步骤(5)：将步骤(4)所得精矿干粉以硫酸为黏合剂成型后，置于空气中熟化。

作为优选，硫酸浓度为85％及以上的浓硫酸；进一步为浓度不低于95％的浓硫酸。研究发现，熟化过程中，硫酸浓度低会造成液体量增加而难以成型。硫酸用量越高，则钒的浸出率越高，但成本也相应增加，且可能造成成型困难。

优选地，硫酸用量为精矿干粉的10％～20％。

优选地，成型可采用圆盘成球或滚动制粒方式；制粒制得的球团的直径优选为10-20mm。

本发明人研究发现，成型可以给含钒物料提供氧气通道，并以硫酸为载体，使物料中的低价钒氧化为可浸出的高价钒。

将球团用于空气中熟化。优选地，空气熟化时间应不小于1小时；进一步优选为4小时以上；更进一步优选为4～12h。

进一步优选，步骤(5)中，用95％以上工业硫酸，用量为精矿干粉重量的15％～18％，采用圆盘成球方式，制成直径为10-20mm球团后，置于空气中熟化4小时以上。

步骤(6)：将熟化后的球团加热至200～330℃并在该温度下保温盐化。

作为优选，盐化过程在含氧气氛下进行。

优选地，所述的含氧气氛的氧含量不低于3％。

实际盐化过程中，加热可用烟气直接加热，也可间接加热；直接加热时，应保持烟气中氧含量大于3％；间接加热时，应保持球团表面处于空气流通状态。

盐化过程中，将其中的钒转变为可溶性的钒硫酸盐，盐化反应如下：

v2o2(oh)4+2h2so4→v2o2(so4)2+4h2o

(v2o3)·x+2h2so4+1/2o2→v2o2(so4)2+2h2o+x

v2o4+h2so4→2voso4+2h2o

v2o5+h25o4→(vo2)2so4+h2o

本发明人试验发现，在150℃～260℃加热条件下，随着温度的升高，盐化球团中钒的浸出率随之提高；在260℃～300℃加热条件下，随着温度的升高，钒的浸出率维持不变；加热温度大于300℃，随着温度的升高，钒的浸出率随之下降。这与在沸点附近，硫酸的蒸发有关。

作为优选，盐化过程的温度为260～300℃。

作为优选，在所述的盐化温度下保温处理不少于2小时；优选为2～4小时。

步骤(7)中，对盐化的球团进行水浸出，获得富集有钒的浸出液(二段浸出液)。

作为优选，二段浸出过程中：将盐化球团趁热用水进行浸出，二段浸出为2～6级逆流浸出，每级浸出时间应不小于1小时，获得二段浸液和浸出渣。

进一步优选为4级逆流浸出，每级浸出3小时。可采用静态浸出方式，也可导入球团盐化工序所产生的尾气进行浸出。

本发明中，还包含从二段浸出液中回收得到钒的步骤。例如，将二段浸液用传统的成熟工序(如浸液净化、萃取、沉钒、灼烧等)产出五氧化二钒。

此外，本发明还包含对处理过程中的物料循环套用的步骤。

例如，在步骤(2)所得浸出液中加入再生剂，将其再生为浸出剂，浸出剂的成分为稀盐酸。再生剂包括：硫酸、生石灰等。再生过程中，应根据浸出液中钙、镁离子浓度确定再生剂的加入量，控制要求为：浸出剂中ca²⁺浓度不小于0.5g·l^-1，mg²⁺浓度不小于0.2g·l^-1。浸液再生过程发生如下反应：

cacl2+h2so4＝caso4↓+2hcl(4)

mgcl2+ca(oh)2＝mg(oh)2↓+cacl2(5)

再如、将步骤(3)浮选得到的燃料炭进行燃烧，为烘干和球团盐化提供热源，燃烧后的灰渣，可以与精矿干粉合并，以提高钒的回收率；尾气可经加压后，输入步骤七以实现除尘并增加浸出效果。

本发明一种优选的石煤提钒的浸取方法，其特征在于，包括如下步骤：

1.磨制矿浆：首先将石煤破碎至磨矿设备可以接受的规格，再将破碎后的石煤加水进入磨矿机(如球磨机)粉磨至-74μm≥70％，制成石煤矿浆；

2.一段浸出：将石煤矿浆以稀盐酸为浸出剂进行常温浸出，控制：初始液固比为3～6；ph值为5.5～6.5；搅拌速度为200～1000转/分；浸出时间不小于1小时；在浸出时间内，在保证ph为5.5～6.5的条件下，应连续均匀加入浸出剂；浸出后进行固液分离，获得一段精矿和一段浸液；固液分离的方法可以是沉淀、抽滤、压滤、离心脱水等任何方法；

3.浮选脱碳：将一段精矿加水调浆至液固比为3～8；用氢氧化钠、碳酸钠调整ph值为7～10；用硅酸钠、酸化水玻璃为抑制剂，用量为100～2000克/吨；用煤油、柴油或焦油提取物中的一种或其组合为捕收剂，用量为200～2000克/吨；用松醇油、杂醇油、x油、仲辛醇等为起泡剂；经1次粗选、1～5次扫选，得到的浮选精矿为燃料炭，底流尾矿为钒精矿；

4.干燥磨粉：将钒精矿进行脱水、烘干至水分小于2％后，用制粉设备(如球磨机、管磨机等)再磨成精矿干粉；脱水可采用上述步骤2固液分离的办法；烘干可在50～300℃温度下进行；制粉应将精矿粉磨至-74μm≥70％；

5.成型熟化：精矿干粉再以硫酸为黏合剂，将精矿干粉成型并置于中空气中熟化；硫酸应采用浓度为85％以上浓硫酸，成型可采用圆盘成球或滚动制粒方式，空气熟化时间应达到4小时以上；

6.球团盐化：将熟化后的球团加热至200～330℃，并保持该温度2小时以上，将其中的钒转变为可溶性的钒硫酸盐，得到盐化球团；加热可用烟气直接加热，也可间接加热；直接加热时，应保持烟气中氧含量大于3％；间接加热时，应保持球团表面处于空气流通状态；

7.二段浸出：将盐化球团趁热用水进行浸出，获得二段浸液和浸出渣；二段浸出为2～6级逆流浸出，每级浸出时间应不小于1小时；

最后将二段浸液用传统的工序(如浸液净化、萃取、沉钒、灼烧等)产出五氧化二钒。

与现有技术相比，本发明的有益效果是：

1、与钠化焙烧+水浸工艺相比，无氯化氢气体排放。

2、与无添加剂焙烧+酸浸工艺相比，无二氧化硫排放。

3、与直接酸浸工艺相比，本发明的步骤二解决了新生硫酸钙对矿物颗粒的包覆问题，提高浸出率30％以上。

4、本发明的核心是在低浓度盐酸浸出条件下，优先浸出了钾、钙、镁、铝等矿物，可实现矿物的化学解离，使浮选脱碳更为彻底；还可解决在盐化和硫酸浸出过程中新生硫酸钙对矿物颗粒的包覆问题，提高钒的浸出率。

5、本发明独创的球团盐化工序，盐化温度接近硫酸沸点，既能充分利用硫酸，又能在熟化、盐化过程中，利用空气中氧的作用，将难以浸出的低价价钒转变为可浸出的钒硫酸盐。

6、本发明以浮选石煤中的固定碳为燃料，且烘干和球团盐化均在330℃以下的低温下进行，不会造成硫铁矿和硫酸盐矿物分解；产出的尾气可输送进入二段浸出，排放量少。

7、与目前所有石煤浸出的工业技术相比，本发明方法生产安全、不需要外部热源、不使用加压设备、且对设备的防腐要求低，本发明在浸出石煤中的钒的同时，还将钙、镁作为副产品分步回收，是一种资源节约新技术。

8、利用本发明所述的一种石煤提钒的浸取方法，钒的浸出率可达到90％～96％，本发明方法浸出率高、污染物排放少、不需要外部燃料，不使用压力设备、对设备的防腐要求低、安全风险易控，产业化应用前景好。

附图说明

图1是本发明的工艺流程图。

具体实施方式

下面结合具体实施方式对本发明做进一步的描述，并非对其保护范围的限制。

实施例1：一种石煤提钒的浸取方法，具体操作如下：

湖南怀化某石煤钒矿，其化学成分的质量百分比为：

表1原矿多元素分析结果/％

将矿石进行破碎后，加水进行磨矿，获得粒度-74μm占85％以上，液固比为2的石煤矿浆。

将上述石煤矿浆加入浸出槽中，在300r.min^-1搅拌下，均匀加入质量浓度为5％hcl的浸出剂，保持矿浆ph值在3.5-4.0范围内，浸出3小时，将浸出料浆沉淀1小时，放出上部浸出液，底部为一段精矿；检测本步骤钒的浸出率为1.2％，铁的浸出率为2.1％。

将一段精矿加水制成液固比为4的浮选矿浆，用碳酸钠水溶液调整ph值为8，再按每吨精矿加入：0.5kg硅酸钠为抑制剂，0.6kg煤油为捕收剂，70g杂醇油为起泡剂，经过1次粗选2次扫选，得到浮选精矿，分析浮选精矿含碳54.6％，计算浮选碳回收率为85.1％。

将上述浮选底流抽滤脱水，再将滤饼在150℃下烘干1小时，检测烘干后滤饼的水分为0.1％；再用球磨机将干滤饼磨成精矿干粉，检测干粉粒度为-74μm，86％。

开动圆盘成球机，加入上述精矿干粉，滴入96％的工业硫酸，制成10-20mm球团，再将球团在空气气氛下晾晒熟化4小时；

将熟化后的球团置入回转窑，用烟气(空气)直接加热至280±20℃，并保持该温度2.5小时，检测烟气中氧含量为6.5％，得到温度为125℃热球团。

将热球团直接加入清水，进行3级逆流浸出，每级浸出时间6小时，得到二段浸液和浸出渣。经检测浸出渣，v2o5含量为0.085％，计算浸出率为91.8％。

实施例2：一种石煤提钒的浸取方法，具体操作如下：

对湖北通山某高钙石煤钒矿进行浸出试验。该矿物中v2o5含量为0.86％，脉石矿物主要为云母、方解石、白云石和硫铁矿，成分如下：

表2石煤矿多元素分析结果/％

s1：将矿石进行破碎后，加水进行磨矿，获得粒度-74μm占86.5％、液固比为3的石煤矿浆。

s2：将上述石煤矿浆加入浸出槽中，在200r·min^-1搅拌下，均匀加入质量浓度为6.0％hcl的浸出剂，保持矿浆ph值在6-6.8范围内，浸出4小时，将浸出料浆进行压滤，得到一段浸液和一段精矿；检测本步骤钒的浸出率为0.9％，铁的浸出率为1.1％。钙的浸出率为91.0％。

s3：将一段精矿加水制成液固比为5的浮选矿浆，用氢氧化钠水溶液调整ph值为8.6，再按每吨精矿加入：0.8kg酸化水玻璃为抑制剂，0.5kg洗油为捕收剂，80g松醇油为起泡剂，经过1次粗选2次扫选，得到浮选精矿，分析浮选精矿含碳65.6％，计算浮选碳回收率为86.3％。

s4：将上述浮选底流抽滤脱水并在125℃下烘干2小时，检测烘干后滤饼水分为0.5％；再用球磨机将干滤饼磨成精矿干粉，检测干粉粒度为-74μm，85.6％。

s5：开动圆盘成球机，加入上述精矿干粉，滴入95％的工业硫酸，制成10-20mm球团，再将球团置于室内在空气气氛下熟化8小时。

s6：将熟化后的球团置入竖式干燥机，干燥机外筒用烟气(空气)间接加热至260±20℃下保温盐化3小时，干燥机内筒保持自然通风，得到出料温度为145℃热球团。

s7：将热球团直接加入萃余水中进行浸出，经4级逆流浸出，每级浸出时间4小时，得到二段浸液和浸出渣。经检测浸出渣，v2o5含量为0.056％，计算浸出率为95.8％。

实施例3：

和实施例2相比，区别仅在于，s2中，控制矿浆ph值在2.0-3.0范围内，浸出4小时，将浸出料浆进行压滤，得到一段浸液和一段精矿，检测本步骤钒的浸出率为3.1％，铁的浸出率为3.3％，钙的浸出率为98.7％。

实施例4：

和实施例2相比，区别仅在于，s2中，控制矿浆ph值在5.5-6.5范围内，浸出4小时，将浸出料浆进行压滤，得到一段浸液和一段精矿，检测本步骤钒的浸出率为0.6％，铁的浸出率为0.8％，钙的浸出率为85.2％。

实施例5：

和实施例2相比，区别仅在于，盐化的温度为220±20℃。也即是，实施例2中s5以后具体工序为：

s8：将熟化后的球团置入竖式干燥机，干燥机外筒用烟气间接加热至220±20℃，并保持该温度3小时，干燥机内筒保持自然通风，得到出料温度为115℃热球团。

s9：将热球团直接加入萃余水中进行浸出，经4级逆流浸出，每级浸出时间4小时，得到二段浸液和浸出渣。经检测浸出渣，v2o5含量为0.085％，计算浸出率为90.1％。

实施例6：

和实施例2相比，区别仅在于，盐化的温度为280±20℃。也即是，实施例2中s5以后具体工序为：

s10：将熟化后的球团置入竖式干燥机，干燥机外筒用烟气(空气)间接加热至280±20℃，并保持该温度3小时，干燥机内筒保持自然通风，得到出料温度为150℃热球团。

s11：将热球团直接加入萃余水中进行浸出，经4级逆流浸出，每级浸出时间4小时，得到二段浸液和浸出渣。经检测浸出渣，v2o5含量为0.072％，计算浸出率为91.6％。

对比例1：

对该高钙低品位含钒石(同实施例2)煤进行了nacl、na2so4的复配焙烧及水浸-稀酸浸试验。按某文献([1]韩诗华，张一敏，包申旭，胡杨甲.湖北某高钙低品位含钒石煤钠化焙烧研究[j]金属矿山，2012(09)：83-86.)提供的最佳工艺条件，nacl和na2so4添加量分别为7％和16％，焙烧温度为850℃，焙烧时间为3h，总浸率为79.8％。

实施例7：

对江西修水某石煤钒矿进行浸出试验。该矿物中v2o5含量为0.78％，脉石矿物主要为石英、高岭石、炭质、白云母、方解石和菱铁矿等，成分如下：

表3石煤矿多元素分析结果/％

s12：将矿石进行破碎后，加水进行磨矿，获得粒度-74μm占81.0％、液固比为3的石煤矿浆。

s13：将上述石煤矿浆加入浸出槽中，在400r·min^-1搅拌下，均匀加入质量浓度为8.0％hcl的浸出剂，保持矿浆ph值在4.0-5.0范围内，浸出4小时，将浸出料浆进行压滤，得到一段浸液和一段精矿，检测本步骤钒的浸出率为0.9％，铁的浸出率为1.1％，钙的浸出率为91.0％。

s14：将一段精矿加水制成液固比为5的浮选矿浆，用碳酸钠水溶液调整ph值为8.5，再按每吨精矿加入：1000g酸化水玻璃为抑制剂，500g煤油为捕收剂，200g杂醇油为起泡剂，经过1次粗选3次扫选，得到浮选精矿，分析浮选精矿含碳71.8％，计算浮选碳回收率为88.0％。

s15：将上述浮选底流抽滤脱水并在120℃-140℃下烘干2小时，检测烘干后滤饼水分为0.4％；再用球磨机将干滤饼磨成精矿干粉，检测干粉粒度为-74μm，87.6％。

s16：将s15精矿干粉加入圆盘成球机中，在转动正常后，滴入95％的工业硫酸，制成10-20mm球团，再将球团于室内(空气气氛下)存放12小时，得到熟化球团。

s17：将s16的球团置入竖式干燥机，干燥机外筒用烟气(空气)间接加热至260±20℃，并保持该温度2.5小时，干燥机内筒保持自然通风，得到出料温度为141℃热球团。

s18：将热球团直接加入清水中进行浸出，经2级逆流浸出，每级浸出时间4小时，得到二段浸液和浸出渣。经检测浸出渣，v2o5含量为0.087％，计算浸出率为88.8％。

实施例8：

和实施例7相比，区别仅在于，将s17热球团直接加入清水中进行浸出，经3级逆流浸出，每级浸出时间4小时，得到二段浸液和浸出渣。经检测浸出渣，v2o5含量为0.066％，计算浸出率为91.5％。

实施例9：

和实施例7相比，区别仅在于，将s17热球团直接加入清水中进行浸出，经4级逆流浸出，每级浸出时间4小时，得到二段浸液和浸出渣。经检测浸出渣，v2o5含量为0.060％，计算浸出率为92.3％。

实施例10：

一种石煤提钒的浸取方法，具体操作如下：

取实施例2中所得一段浸液1升，分析其离子浓度：ca²⁺为26.1g·l^-1，mg²⁺为7.2g·l^-1。

搅拌一段浸液，按每分钟0.5克的速度加入石灰粉10克，完成后，继续搅拌30分钟，得到沉镁液；

将沉镁液沉淀、澄清90分钟后，放出上部沉镁清液，底部沉淀物用清水洗涤2次，脱水即为氢氧化镁。

在搅拌条件下，向沉镁清液中均匀滴加质量浓度为50％硫酸120克，滴加完成后，继续搅拌30分钟，得到沉钙液；

将沉钙液沉淀、澄清60分钟后，放出上部沉钙清液，底部沉淀物用清水洗涤2次，脱水即为硫酸钙(生石膏)。

所得的沉钙清液即为再生的浸出剂。