超重力分离硼渣中硼资源的设备、方法及系统的制作方法
【专利摘要】本发明提出一种超重力分离硼渣中硼资源的设备、方法及系统，该方法包括以下步骤：步骤一、将熔融硼渣在1300-1200℃温度区间以小于2℃/min的冷却速率冷却，获取热处理硼渣；步骤二、对所述热处理硼渣进行离心超重力分离。通过离心超重力分离后可以得到遂安石品位在70-80%的精硼渣，硼渣中硼的回收率可以达到80-90%。本发明的优点在于利用超重力实现了硼渣中细小、分散的富硼相定向富集，提高了产品硼酸、硼砂的收得率与质量。通过超重力分离出的精硼渣可以通过酸解法制取硼酸，或者通过碳碱法制取硼砂。尾矿中主要物相为镁橄榄石，可以通过硫酸法得到一水硫酸镁，从而解决了硼渣的环境负荷问题，也实现了硼渣资源的综合利用。
【专利说明】超重力分离硼渣中硼资源的设备、方法及系统
【技术领域】
[0001]本发明涉及冶金领域中的共生资源高效分离利用，特别涉及一种在超重力条件下分离硼渣中硼资源的设备、方法及系统。
【背景技术】
[0002]我国辽宁丹东地区蕴藏着丰富的硼镁铁矿资源，约占我国硼资源的58%。硼镁铁精矿经高炉冶炼后，原矿中85%-90%的硼富集到渣中形成含B2O3的质量分数12%以上富硼渣与含硼铁水。随着我国对硼镁资源的开采，高品位的硼镁矿越来越少，低品位硼镁矿含硼低，含镁高，不利于用来加工。为扩大可用硼资源，发展我国硼工业，考虑到富硼渣与焙烧后的硼镁矿相似，可代替硼镁矿作为提取硼和镁的来源。
[0003]富硼渣的主要矿相为遂安石2Mg0.B2O3和镁橄榄石2Mg0.SiO2以及玻璃等，由于硼在富硼渣中主要以2Mg0 -B2O3雏晶的形式存在，硼提取率高；另一部分则存于玻璃体中，高温冷却下的富硼渣活性很低，硼提取率低，不宜作化工提硼原料。
[0004]显然，改善硼提取率的关键是抑制硼形成玻璃相，促进硼以晶相析出。
[0005]目前，富硼渣的利用主要是通过酸解法生产硼酸与一水硫酸镁，或者通过碳碱法生产硼砂。
[0006]富硼渣酸解法是用硫酸或盐酸与富硼渣发生化学反应，渣中遂安石相和镁橄榄石相(2Mg0*Si02)与酸反应生成硼酸和相应的镁盐，渣中的有价硼、镁资源转移到溶液中，再对溶液进行高温结晶的方法回收母液中的一水硫酸镁，然后低温结晶硼酸。然而该方法得到的浸出液中杂质元素含量比较高，降低了硼酸及一水硫酸镁的质量与一次性回收率，造成资源的浪费。同时硫酸法要求矿石品位较高，溶液腐蚀性强。
[0007]富硼渣碳碱法是仿照硼镁矿碳碱法提出的。富硼渣中的硼主要以遂安石相(2Mg0.B2O3)存在，在有碳酸钠溶液存在并通入窑气的条件下，可对其进行碳解，生成硼砂和不溶性碱式碳酸镁和碳酸镁。浸出的混合液经固液分离、蒸发浓缩、结晶、分离、干燥，最终可制得硼砂产品。碳碱法碳解时间长，如若用碳酸氢钠碳解，原材料(NaHCO3)成本增加，二氧化碳利用率低，要求原料具有相当细的粒度，对富硼渣活性要求严格，如果不经过缓冷处理，碳解率很低，只有30%左右。硼泥碱性强，在堆积的地方，寸草不生，附近农田也因淋溶入碱和硼而受害，有的地方因长期渗溶污染了地下水。
【发明内容】
[0008]本发明旨在至少解决上述技术缺陷之一，提供了一种能够高效连续从硼渣中富集分离富硼相遂安石，减少了硼渣中非含硼物相对提硼生产效率的影响，提高了产品硼酸、一水硫酸镁及硼砂的收得率与质量的处理方案。
[0009]本发明第一目的在于提出一种超重力分离硼渣中硼资源的离心分离设备，离心分离设备包括给料管(7)、转鼓(9)、调速电动机(12)，其特征在于，给料管(7)方向倾斜向下，探入转鼓(9)内部，调速电动机(12)与转鼓(9)相连，转鼓(9)转轴为水平方向，转鼓的侧壁上均勻分布着孔径小于100微米的微孔,转鼓内部安装有一个可沿转鼓径向移动的刮板
[9]，刮板下部设置有一个输渣槽(14)，用来输送从转鼓内壁刮下来的固体颗粒。
[0010]优选地，位于转鼓外部的离心分离设备外壳体上设置有导流槽，用于将从转鼓(9)的微孔过滤出的尾渣熔体(13)排出。
[0011]优选地，当转鼓内侧壁的固体颗粒达到预定厚度时，刮板(8)从转鼓中心向转鼓径向运动，接触到固体颗粒后转动刮料，否则停留在转鼓中心。
[0012]本发明的第二目的在于提出一种利用上述离心分离设备进行超重力分离硼渣中硼资源的方法，其特征在于该方法包括以下步骤:
步骤一、将熔融硼渣在1200-1100°C温度区间以小于2°C /min的冷却速率冷却，获取热处理硼渣；
步骤二、对所述热处理硼渣进行离心超重力分离。
[0013]优选地，步骤二中所述离心超重力分离过程中，离心超重力系数大于100g，温度范围为 1150-1050°Co
[0014]优选地，步骤二中所述离心超重力分离过程为恒温离心，离心时间为5_30min ;或者所述离心超重力分离过程是以1_5°C /min的速度冷却至1050°C后，结束离心。
[0015]优选地，步骤一中所述熔融硼渣中MgO与(B203+Si02)的质量比范围为1.8-2.2 ;所述CaF2的质量百分比含量为熔融硼渣的1_3%。
[0016]优选地，步骤一前还包括向所述熔融硼渣中加入添加剂，所述添加剂为MgO、B203、Si02、CaF2的一种或多种。
[0017]优选地，步骤一和步骤二之间还包括将所述热处理硼渣回温，回温温度范围为1160-1140°C ;步骤二是将回温后的热处理硼渣进行离心超重力分离。
[0018]本发明第三目的在于提出一种超重力分离硼渣中硼资源的分离系统，所述分离系统包括热处理设备和上述离心分离设备，所述热处理设备包括渣罐(3)、加热系统(4)、加料系统(5)，以及位于渣罐(3)底部的底吹系统(6)。
[0019]基于本发明的技术方案，在对硼渣处理后可以得到含遂安石品位70-80%精硼渣，硼渣中硼的回收率可以达到80-90%。本发明的优点在于利用超重力实现了硼渣中细小、分散的富硼相定向富集，提高了产品硼酸、硼砂的收得率与质量。通过超重力分离出的遂安石相可以通过酸解法制取硼酸，或者通过碳碱法制取硼砂。尾矿中主要物相为镁橄榄石，可以通过硫酸法得到一水硫酸镁，从而解决了硼渣的环境负荷问题，也实现了硼渣资源的综合利用。
【专利附图】
【附图说明】
[0020]图1为本发明中高温超重力分离硼渣中富硼相系统结构示意图。
[0021]图2为本发明高温超重力分离硼渣中硼富集相流程图。
[0022]1-电炉，2-钢包，3-渣罐，4-加热系统，5-加料系统，6_底吹系统，7_给料管，8_刮板，9-转鼓，10-轴承，11-联轴器，12-电动机，13-尾渣熔体，14-输渣槽，15-遂安石晶粒。
【具体实施方式】
[0023]如图1所示本发明中超重力分离硼渣中硼资源的分离系统主要包括热处理设备和离心分离设备。
[0024]其中，热处理设备包括用于盛放熔融硼渣的渣罐(3)、加热熔渣和控制熔渣缓冷速度加热系统(4)、用于添加MgO、SiO2或其他添加剂的加料系统(5)和位于渣罐(3)底部用于底吹气体进行搅拌的底吹系统(6 )。
[0025]离心分离设备包括给料管(7 )、转鼓(9 )、调速电动机(12 )，给料管(7 )方向倾斜向下，探入转鼓(9)内部，方便向转鼓(9)注入熔体；调速电动机(12)通过联轴器(11)和轴承
(10)与转鼓(9)相连，转鼓(9)在调速电机的驱动下高速旋转，转鼓(9)转轴为水平方向，转鼓侧壁上均匀分布着孔径小于100微米微孔，以便过滤出尾渣熔体(13);转鼓内部安装有一个可以沿转鼓径向线性移动的刮板(8 )，不工作时，刮板(8 )就停在转鼓中心，刮料时刮板(8)会从转鼓中心沿转鼓径向方向向转鼓内侧壁方向运动,直到接触到遂安石料层后转动刮料；刮板(8)下部设有一个输渣槽(14)，输渣槽(14)宽度稍大于管板宽度，用来将从转鼓内侧壁刮下来的固体遂安石颗粒输送出转鼓(9)，位于转鼓外部的离心分离设备外壳体上设置有导流槽，用于将从转鼓(8)过滤出的尾渣熔体(13)排出。
[0026]离心分离设备进行的离心超重力分离可以是连续性处理，即在持续性从给料管
(7)向转鼓(9)注入熔体的同时进行离心超重力分离，不停机地从出料口(包括输出固体遂安石颗粒的输渣槽(14)以及输出尾渣熔体的导流槽)分别获取分离物。也可以是间歇性批处理操作，即熔体一次性从给料管(7)注入转鼓(9)，然后启动离心分离设备旋转5-30min或旋转至熔体达到预定的温度后，停机自然冷却。
[0027]本发明中超重力分离硼渣中硼资源的方法包括分别在热处理设备和离心分离设备中执行的步骤一和步骤二:
步骤一、硼渣中富硼相的选择性析出与长大:将熔融硼渣在1200-1100°C温度区间以小于2V /min的冷却速率冷却，获取热处理硼渣。
[0028]为了保证含硼渣的有效分离首先需要对硼渣进行预处理。硼渣出炉时，通过熔融炉渣成分实时检测，迅速得知炉渣中MgO、B203、SiO2等含量；并利用在线红外测温仪检测炉渣实时温度。
[0029]若炉渣中MgO与(B203+Si02)的质量比小于1.8时，出渣完毕后立即向炉渣中添加MgO调整MgO/ (8203+5叫)至1.8-2.2之间；反之，若炉渣中MgO/ (B203+Si02)大于2.2，贝丨J出渣完毕后立即向炉渣中添加SiO2调整MgO/ (B203+Si02)至1.8-2.2之间。同时为保证熔渣的流动性，需要将熔渣粘度控制在一定的范围，因此可以向渣中添加CaF2，使熔渣中CaF2的质量百分比含量达到2%左右，如1%-3%。
[0030]预处理后立即将炉渣进行热处理。热处理设备相当于一个精炼炉，采用底吹气体搅伴均匀炉内熔渣温度，并用加热系统(4)的石墨电极加热调整和控制熔渣缓冷速度，以确保炉渣在1200-1100°C之间以小于2°C /min速度缓慢冷却。最后再将熔渣进行回温，使其温度调整为1150°C左右，例如1160-1140°C，然后立即进行步骤二的离心超重力分离。
[0031]步骤二、硼渣中遂安石相离心超重力分离。
[0032]将回温后的熔渣缓慢的加入到离心分离机，通过电动机(12)带动转鼓(9)高速旋转产生超重力，离心超重力系数大于100g，含有析出遂安石悬浮颗粒的熔渣从给料管(7)进入离心分离机内，在离心力的作用下，熔体中固相遂安石晶体不断沉积在转鼓内侧壁，当转鼓内侧壁的遂安石晶粒达到一定厚度(大于IOmm)(可采用可视煤岩层厚度探测仪等设备对转鼓内壁上的遂安石晶粒厚度进行探测)时，用刮板(8)将转鼓内壁的遂安石晶粒刮到输渣槽(14)，最终由输渣口排出，尾渣熔体(13)，即脉石熔体，则穿过转鼓上的小孔经转鼓外壁的溢流口排出。
[0033]离心超重力分离可以为恒温离心，保持离心分离机内熔渣在预定的温度，持续离心预定的时间；离心超重力分离也可以是条件性离心，在离心过程中，控制离心分离机内熔渣的冷却速度，当熔渣的温度降低到预定范围时，结束离心。
[0034]结合图2所示对本发明的高温超重力分离硼渣中富硼相系统结构示意图予以说明。 [0035]含硼的熔渣出炉装入渣罐(3 )以后，从加料系统(5 )向熔渣中加入MgO或者SiO2将Mg0/(B203+Si02)调整至1.8-2.2之间，随后加入CaF2，使其质量百分比含量为熔渣的1_3%，以提高熔渣的流动性；同时打开底吹系统(6)底吹气体进行搅拌，促进添加剂的熔化和熔渣温度均匀；当熔渣温度降到1200°C温度左右时，控制冷却速度，以小于2°C /min的冷却速率缓冷至110(TC，促使硼渣中的硼元素向遂安石相富集；再利用加热系统(4)将熔渣加热到1150°C左右，以保证熔渣具有较好的流动性；将热处理后的熔渣缓慢加入到离心机给料管(7)，通过电动机带动转鼓(9)高速旋转产生离心超重力，离心超重力系数大于100g，含有析出遂安石悬浮颗粒的熔渣从给料管(7)进入离心分离机内，在离心力的作用下，熔体中固相遂安石晶体不断沉积在转鼓内侧壁，当转鼓内侧壁的遂安石晶粒达到一定厚度(大于IOmm)时，用刮板(8)将转鼓内侧壁的遂安石晶粒刮到输渣槽(14)，最终由输渣口排出，脉石熔体则穿过转鼓上的小孔经转鼓外侧的导流槽排出。
[0036]以下结合实例予以阐述:
实施例1:
取IOkg电炉富硼渣(宽甸原矿)，将其研磨至200目以下，经检测，电炉富硼渣中MgO与(B203+Si02)的质量比为1.74，因此向渣中配加0.6kgMg0，使MgO与(B203+Si02)的质量比调整为2.0，充分混匀后加热至1450°C保温30min，确保成分混合均匀，随后迅速冷却至1200°C，然后以0.50C /min的冷却速率在温度区间1200-1100°C促使硼渣中的硼元素向遂安石相富集，最终以遂安石晶体的形式析出并长大。炉渣热处理完毕后，调整炉渣温度至1150°C后立即开启离心机，调整离心机转速使重力系数为400g，恒温离心分离20min后，关闭离心机。将输渣槽(14)固体出口端试样磨成粉末后采用甘露醇-碱滴定法测定硼的总浓度，最终换算成遂安石相的质量分数。不同实验条件下所得输渣槽(14)固体出口端富硼料成分和硼的回收率如下表所示:
蓮餅微...萬—靈力..................................回藁^^ 安^..........................................................................mm(%)
mig}(?Λ!度(T)cs)
201?30115)Tl.S83.56
40020119)?6,5?85.03
6001011?73.218T.14 实施例2:
取IOkg电炉富硼渣(宽甸原矿)，将其研磨至200目以下，经检测，电炉富硼渣中MgO与(B203+Si02)的质量比为1.74，因此向渣中配加0.6kgMg0，使MgO与(B203+Si02)的质量比调整为2.0，充分混匀后加热至1450°C保温30min，确保成分混合均匀，随后迅速冷却至1200°C，然后以0.50C /min的冷却速率在温度区间1200-1100°C促使硼渣中的硼元素向遂安石相富集，最终以遂安石晶体的形式析出并长大。炉渣热处理完毕后，调整炉渣温度至1150°C后立即开启离心机，调整离心机转速使重力系数为400g，控制冷却速率在1-5°C /min左右，待温度降低到1050°C后，关闭离心机，自然冷却。将输渣槽固体出口端试样磨成粉末后采用甘露醇-碱滴定法测定硼的总浓度，最终换算成遂安石相的质量分数。测试结果表明离心机离心过程中，冷却速率为1°C /min的硼渣中硼资源回收率为86.61%，冷却速率为2.50C /min的硼渣中硼资源回收率为88.47%，冷却速率为5°C /min的硼渣中硼资源回收率为81.24%ο
[0037]实施例3
取IOkg电炉富硼渣(宽甸原矿)，将其研磨至200目以下，经检测，电炉富硼渣中MgO与(B203+Si02)的质量比为1.74，因此向渣中配加0.6kgMg0，使MgO与(B203+Si02)的质量比调整为2.0，充分混匀后加热至1450°C保温30min，确保成分混合均匀，随后迅速冷却至1200°C，然后以0.50C /min的冷却速率在温度区间1200-1100°C促使硼渣中的硼元素向遂安石相富集，最终以遂安石晶体的形式析出并长大。炉渣热处理完毕后，调整炉渣温度至1150°C后立即开启离心机，调整离心机转速使重力系数为600g，并控制离心机内冷却速度
2.50C /min,待温度降低到1050°C后，关闭离心机，自然冷却。将输渣槽固体出口端试样磨成粉末后采用甘露醇-碱滴定法测定硼的总浓度，最终换算成遂安石相的质量分数。测试结果表明，输渣槽(14)固体出口端试样中遂安石品位高达80.11%，而导流槽出口处试样中遂安石品位仅为19.89%。经计算硼渣中硼的回收率可达到75.01%。
[0038]实施例4:
取IOkg高炉富硼渣(凤城含硼铁精矿)，将其研磨至200目以下，经检测，电炉富硼渣中MgO与(B203+Si02)的质量比为1.21，因此向渣中配加2kgMg0，使MgO与(B203+Si02)的质量比调整为1.8，充分混匀后加热至1450°C保温30min，确保成分混合均匀，随后迅速冷却至1200°C，然后以0.50C /min的冷却速率在温度区间1200-1100°C促使硼渣中的硼元素向遂安石相富集，最终以遂安石晶体的形式析出并长大。炉渣热处理完毕后，调整炉渣温度至1150°C后立即开启离心机，调整离心机转速使重力系数为600g，并控制离心机内温降速度5°C /min,待温度降低到1050°C后，关闭离心机，自然冷却。将输渣槽固体出口端试样磨成粉末后采用甘露醇-碱滴定法测定硼的总浓度，最终换算成遂安石相的质量分数。测试结果表明，输渣槽(14)固体出口端试样中遂安石品位高达75.53%，而导流槽出口处试样中遂安石品位仅为24.47%。经计算硼渣中硼的回收率可达到84.88%。
【权利要求】
1.一种超重力分离硼渣中硼资源的离心分离设备，离心分离设备包括给料管(7)、转鼓(9)、调速电动机(12)，其特征在于，给料管(7)方向倾斜向下，探入转鼓(9)内部，调速电动机(12)与转鼓(9)相连,转鼓(9)转轴为水平方向，转鼓的侧壁上均勻分布着孔径小于100微米的微孔,转鼓内部安装有一个可沿转鼓径向移动的刮板(8),刮板下部设置有一个输渣槽(14 )，用来输送从转鼓内壁刮下来的固体颗粒。
2.如权利要求1所述的超重力分离硼渣中硼资源的离心分离设备，其特征在于，位于转鼓外部的离心分离设备外壳体上设置有导流槽，用于将从转鼓(9)的微孔过滤出的尾渣熔体(13)排出。
3.如权利要求1所述的超重力分离硼渣中硼资源的离心分离设备，其特征在于，当转鼓内侧壁的固体颗粒达到预定厚度时，刮板(9)从转鼓中心向转鼓径向运动，接触到固体颗粒后转动刮料，否则停留在转鼓中心。
4.一种利用如权利要求1-3任一项中所述离心分离设备进行超重力分离硼渣中硼资源的方法，其特征在于该方法包括以下步骤: 步骤一、将熔融硼渣在1200-1100°C温度区间以小于2V /min的冷却速率冷却，获取热处理硼渣； 步骤二、对所述热处理硼渣进行离心超重力分离。
5.如权利要求4所述的超重力分离硼渣中硼资源的方法，其特征在于，步骤二中所述离心超重力分离过程中，离心超重力系数大于100g，温度范围为1150-1050°c。
6.如权利要求4所述的超重力分离硼渣中硼资源的方法，其特征在于，步骤二中所述离心超重力分离过程为恒温离心，离心时间为5-30min ;或者所述离心超重力分离过程是以1-5°C /min的速度冷却至1050°C后，结束离心。
7.如权利要求4所述的超重力分离硼渣中硼资源的方法，其特征在于，步骤一中所述熔融硼渣中MgO与(B203+Si02)的质量比范围为1.8-2.2 ;所述CaF2的质量百分比含量为熔融硼渣的1_3%。
8.如权利要求4所述的超重力分离硼渣中硼资源的方法，其特征在于，步骤一前还包括向所述熔融硼渣中加入添加剂，所述添加剂为MgO、B2O3> SiO2, CaF2的一种或多种。
9.如权利要求3所述的超重力分离硼渣中硼资源的方法，其特征在于，步骤一和步骤二之间还包括将所述热处理硼渣回温，回温温度范围为1160-1140°C ;步骤二是将回温后的热处理硼渣进行离心超重力分离。
10.一种超重力分离硼渣中硼资源的分离系统，所述分离系统包括热处理设备和如权利要求1-3任一项所述的离心分离设备，所述热处理设备包括渣罐(3)、加热系统(4)、加料系统(5)，以及位于渣罐(3)底部的底吹系统(6)。
【文档编号】B04B3/00GK103639069SQ201310627886
【公开日】2014年3月19日 申请日期:2013年11月29日 优先权日:2013年11月29日
【发明者】郭占成, 李军成, 高金涛 申请人:北京科技大学