CN103316756B - 使用流化溢流法生产富硼—10硼精矿的方法 - Google Patents

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本发明的使用流化溢流法生产富硼—10硼精矿的方法,涉及矿产资源开发技术领域,旨在解决现有硼矿选矿提纯工艺存在脱杂率低且不可控、产品纯度偏低、质量不稳定、高耗能、高成本等技术问题。本发明的使用流化溢流法生产富硼—10硼精矿的方法,包括如下步骤:粗碎━细碎━一级搅拌浸出━二级搅拌浸出━三级搅拌浸出━一级螺旋分级溢流━二级螺旋分级溢流━三级螺旋分级溢流━尾液沉淀再处理━硼富集物初级产品回收━干燥━硼富集物最终产品。

Description

使用流化溢流法生产富硼—10硼精矿的方法
技术领域
本发明涉及矿产资源开发技术领域,特别是适用于盐湖沉积型硼矿同生期矿床较低品位硼矿石选矿提纯的流化溢流法生产富硼—10硼精矿的方法。
背景技术
自然界天然硼矿中,含有两种稳定同位素:同位素硼—10和硼—11。其中在硼矿石中,天然存在的硼—10丰值≥19.6%时,按照核工业行业标准,即称为核用硼矿;天然存在的硼—10丰值≥19.9%时,可称为富硼—10硼矿,精选后的产品称为“富硼—10硼精矿”。本发明所使用的原料是我国首次发现的本土核用硼矿。该核用硼矿中天然存在的硼—10丰值达到19.93—20.03%(自然界硼元素中天然存在的硼—10丰值理论最高值为20.3%)是生产“富硼—10硼精矿”的优质原料。以“富硼—10硼精矿”为原料,可以生产“核级高纯硼酸”。“富硼—10硼精矿”是产业链源头产品,核级高纯硼酸是产业链中间深加工产品。“核级高纯硼酸”不但可以直接用于二代核电站,确保核临界安全,防止和缓解核反应堆超临界事故。而且“核级高纯硼酸”又是所有核用精深加工产品、核用深加工产品、高端深加工产品等产业链终端产品的基础原料,大量用于二代、三代、四代核电站,国防军工部门和其它高科技产业等高端市场。因此解决核用硼矿精选技术问题,生产纯度高,质量稳定的“富硼—10硼精矿”,在支援国家核电新能源产业发展方面,和在促进符合核用要求的硼矿资源开发从低端市场向高端市场转型升级方面,具有重要战略意义和重要经济意义。
目前在硼矿资源开发技术领域中,主要采用如下工艺:
(一)筛选—水洗工艺:
1、藏西北扎仓茶卡硼矿区,露天矿较低品位硼矿石选矿,普遍采用筛选或筛选—水洗工艺,如采用圆筒筛筛选;采用多层振动筛筛选或采用筛选—水洗工艺,生产硼精矿,但选别效果大多不理想,若以国家规定的B2O3边界品位1.5%为基数计算选矿回收率多数矿段在50—70%左右。致使大量中低品位矿石难以有效利用。该类工艺存在的主要问题,在于对矿石物质组份,赋存状态研究深度不够,工艺流程趋于简单,脱杂率低,且不可控。总的产品纯度偏低,质量不稳定,难以销往高端市场。
2、藏西北聂尔错硼矿区,根据室内试验提出采用筛分、淘洗、干燥等简单的选矿步骤拟定选矿流程:原矿→卤水粗筛→集液池除卤→清水淘洗→矿浆浓缩→干燥精矿→收集提纯该矿区库水硼镁石精矿(见2005年中国地质科学院李文智:“西藏重点盐湖中低品位镁硼矿提纯工艺研究[D]”)。该工艺不足之处,在于工艺环节趋于简单,脱杂率低,且不可控,难以有效解决盐湖沉积型硼矿从低端市场向高端市场转型升级过程中的脱杂降耗问题。
(二)浮选工艺:
1、辽宁凤城硼铁型硼镁矿采用浮选工艺,回收硼精矿,回收率79.54%,精矿B2O3品位达13.93%。
2、青海大柴旦采用浮选工艺回收柱硼镁石硼精矿,回收率72%,精矿B2O3品位达13.78%。
(三)反浮选工艺
湖南常宁硼矿采用反浮选工艺,硼精矿回收率76.78%,精矿B203品位12.13%。
(四)焙烧消化工艺
湖南硼矿试验采用焙烧消化脱泥工艺,稀盐酸洗涤富集路线,B2O310.59%矿石提纯至30—35%,B2O36.61%矿石可提纯至23%以上,硼收率88%以上。
上述现有硼矿选矿加工提纯工艺中,其中第(一)类工艺流程趋于简单,脱杂率低且不可控,产品纯度偏低,质量不稳定,很难进入高端市场,其中第(二)、(三)和(四)类工艺,包括浮选、反浮选、焙烧消化等,需要大量使用浮选药剂,高耗能、高成本,同时杂质脱除情况并不理想,不能应用于核用硼矿精选。
发明内容
本发明旨在解决现有硼矿选矿提纯工艺存在脱杂率低且不可控、产品纯度偏低、质量不稳定、高耗能、高成本等技术问题,以提供一种产率高、纯度高、工序简化、高效、低耗、节能、环保的使用流化溢流法生产富硼—10硼精矿的方法。
本发明的目的是通过以下技术方案实现的。
本发明的使用流化溢流法生产富硼—10硼精矿的方法,其特征在于包括如下步骤:
a)将硼矿原矿通过碎矿阶段粗碎、细碎,粉碎至2mm以下的硼矿粉,其中80目以上的硼矿粉为65-75%,150目以上的硼矿粉为80-90%左右;
 b)将硼矿粉按液固比1.5:1,加水搅拌混合,制成矿浆,再将矿浆通过蛇形输矿槽与三级搅拌装置构成的水冶区,对其搅拌水冶浸出累计一个小时左右,浸出温度为15℃;
 c)将搅拌水冶浸出的矿浆,通过输矿槽输入分级溢流阶段第一组螺旋分级装置,实现一级溢流脱杂,溢流液所含固体物粒度≤150目,固体物重量占比≤15%;
 d) 将经一级溢流脱杂后粒度>150目的硼矿粉分级提取后,输送至第二组螺旋分级装置,实现二级溢流脱杂,溢流液所含固体物粒度≤150目,固体物重量占比≤12%;
 e)将经二级溢流脱杂后粒度>150目的硼矿粉分级提取后,输送至第三组螺旋分级装置实现三级溢流脱杂,溢流液所含固体物粒度≤150目,固体物重量占比≤6%,此时分级提取后的硼矿粉即为硼富集物初级产品,将其输送至太阳能干燥区,干燥后制成硼富集物最终产品富硼—10硼精矿。
本发明的使用流化溢流法生产富硼—10硼精矿的方法,其中所述步骤c)的一级溢流、d)中的二级溢流和e)中的三级溢流均采取梯次排尾,其中步骤c)的一级溢流、d)中的二级溢流的尾液分别进入不同的尾液沉淀处理池进行沉淀处理,回收其中≤150目的全部固体硼矿粉后,实现尾液无渣排放,步骤e)中的三级溢流进入尾液沉淀处理池,回收其中≤150目全部固体硼矿粉后,尾水进入尾水回收池,回收再利用。
本发明的使用流化溢流法生产富硼—10硼精矿的方法,使用精炼流水线数字化远程自动控制系统对前述步骤进行控制,该精炼流水线数字化远程自动控制系统由监控中心服务器、服务器、DSP控制板和传感器模板、阀门控制器和速度控制器构成,其中服务器通过光纤连接监控中心服务器,通过串口连接DSP控制板,DSP控制板的八个串口分别连接速度传感器模块、流量传感器模块、重量传感器模块、液固比传感器模块、压力传感器模块、温度传感器模块、阀门控制器和速度控制器。
本发明的技术方案为“一流程四阶段”。“一流程”为“选冶联合流程”;“四阶段”是指该流程划分为以下四个阶段:一为碎矿阶段;二为由蛇形槽连接的水冶浸出阶段;三为螺旋分级溢流装置组成的分级溢流阶段;四为尾液沉淀再处理阶段。工艺原则流程为:粗碎━细碎━一级搅拌浸出━二级搅拌浸出━三级搅拌浸出━ 一级螺旋分级溢流━二级螺旋分级溢流━三级螺旋分级溢流━尾液沉淀再处理━硼富集物初级产品回收━干燥━硼富集物最终产品(富硼—10硼精矿)回收。
鉴于以上矿石精选流水线,对入矿量、矿石入选粒度、注水量、矿浆浓度、浸出时间、浸出温度、溢流液溢出量、液固比值、出矿量、尾液排放等,均有具体的指标值,任何环节出现指标值的显著波动,都将直接影响精矿质量,生产量和生产成本。使用精炼流水线数字化远程自动控制系统对前述步骤进行控制,可自动测量适时监控所要求的指标值,若不符合要求,可自动报警显示,以便调整设备运行参数,保障生产过程中各技术指标值的实现,并稳定运行。其工作原理是,将精选流水线服务器与控制室主控服务器连接,操作人员可以远程浏览各个传感器的值,控制入矿量、出矿粒度、注水量、矿浆浓度、溢流浓度、出矿量、尾液排放量等,并可通过视频查看整个流程的状况。
  精炼流水线数字化远程自动控制系统,监控中心服务器通过光纤连接服务器,服务器用串口连接自动化控制系统DSP主控板。自动控制部分主要由速度传感器模块,流量传感器模块,重量传感器模块,液固比传感器模块,压力传感器模块,温度传感器模块,阀门控制器,速度控制器构成。其中DSP主控板共有32个GPIO口。具体连接方式是:速度传感器模块通过串口(TTL电平)连接DSP主板的GPIO口;流量传感器模块通过串口(TTL电平)连接DSP主板的GPIO口;重量传感器模块通过串口(TTL电平)连接DSP主板的GPIO口;液固比传感器模块通过串口(TTL电平)连接DSP主板的GPIO口;压力传感器模块通过串口(TTL电平)连接DSP主板的GPIO口;温度传感器模块通过串口(TTL电平)连接DSP主板的GPIO口;阀门控制器通过串口(232电平)(TTL电平)连接DSP主板的GPIO口;速度控制器通过串口(232电平)(TTL电平)连接DSP主板的GPIO口; DSP主板通过串口(232电平)连接服务器;服务器通过光纤链接到监控中心服务器。
以上矿石精选流水线的碎矿阶段、水冶浸出阶段、螺旋分级溢流阶段、        尾液沉淀再处理阶段,以及水介质加注、精矿初级产品回收输送和尾液排        放可使用的仪器有重量传感器、压力传感器、阀门传感器、流量传感器、        液固比传感器、速度传感器和速度控制器:
(1)重量传感器:对进入的矿石和输出精矿初级产品的重量进行测量,将测量值显示于监控中心;
(2)压力传感器、温度传感器:对设备进行适时温度和压力监控并将测量           值显示于监控中心,超过或低于设计值,将产生告警;
(3)阀门控制器:当产生告警后立即关闭阀门或人员手动控制阀门的开闭。
(4)流量传感器:对水介质、细碎后的矿石、矿浆、尾液流量进行适时监控并将测量值显示于监控中心,超过或低于设计值,将产生告警;
(5)液固比传感器:对矿浆浓度及尾液液固比值进行适时监控并将测量值显         示于监控中心,超过或低于设计值,将产生告警;
(6)速度传感器和速度控制器:对精矿初级产品传输速度进行适时监控和控制。
监控:使用视频监控每一环节。
告警:使用红灯和声音进行告警。
本发明的使用流化溢流法生产富硼—10硼精矿的方法的有益效果:
  (一)无渣排放;
 (二)不加入任何有害添加物;
 (三)主元素B2O3回收率高达98.92%;
 (四)硼富集物含B2O3可达34%,较原料提高14%;
 (五)杂质脱除率92.47%。
附图说明
图1 本发明的流程示意图
图2 本发明使用的精炼流水线数字化远程自动控制系统模块示意图
图3 本发明使用的精炼流水线数字化远程自动控制系统结构示意图
图中标号说明
I 碎矿阶段、Ⅱ 水冶浸出阶段、Ⅲ 螺旋分级溢流脱杂阶段、Ⅳ 尾液沉淀再处理阶段、I-1 粗碎出矿粒度一、I-2 细碎出矿粒度二、Ⅱ-1 液固比一/浸出温度一、Ⅱ-2液固比二/浸出温度二、Ⅱ-3 液固比三/浸出温度三、Ⅲ-1 溢流液中固体物最大粒度一/固体物重量占比一、Ⅲ-2 溢流液中固体物最大粒度二/固体物重量占比二、Ⅲ-3 溢流液中固体物最大粒度三/固体物重量占比三、Ⅳ-1 固体排放物重量一、Ⅳ-2 固体排放物重量二、Ⅳ-3 固体排放物重量三、Ⅰ1重量传感器一、Ⅰ2重量传感器二、Ⅰ3重量传感器三、Ⅰ4重量传传感器四、Ⅱ1压力传感器一、Ⅱ2压力传感器二、Ⅱ3压力传感器三、Ⅱ4压力传感器四、Ⅱ5压力传感器五、Ⅱ6压力传感器六、Ⅱ7压力传感器七、Ⅱ8压力传感器八、Ⅲ1温度传感器一、Ⅲ2温度传感器二、Ⅲ3温度传感器三、Ⅲ4温度传感器四、Ⅲ5温度传感器五、Ⅲ6温度传感器六、Ⅲ7温度传感器七、Ⅲ8温度传感器八、Ⅳ1阀门控制器一、Ⅳ2阀门控制器二、Ⅳ3阀门控制器三、Ⅳ4阀门控制器四、Ⅳ5阀门控制器五、Ⅳ6阀门控制器六、Ⅳ7阀门控制器七、Ⅳ8阀门控制器八、Ⅳ9阀门控制器九、Ⅳ10阀门控制器十、Ⅳ11阀门控制器十一、Ⅳ12阀门控制器十二、Ⅳ13阀门控制器十三、Ⅴ1流量传感器一、Ⅴ2流量传感器二、Ⅴ3流量传感器三、Ⅴ4流量传感器四、Ⅴ5流量传感器五、Ⅴ6流量传感器六、Ⅴ7流量传感器七、Ⅴ8流量传感器八、Ⅴ9流量传感器九、Ⅴ10流量传感器十、Ⅴ11流量传感器十一、Ⅴ12流量传感器十二、Ⅴ13流量传感器十三、 Ⅴ14流量传感器十四、Ⅴ15流量传感器十五、Ⅵ1液固比传感器一、Ⅵ2液固比传感器二、Ⅵ3液固比传感器三、Ⅵ4液固比传感器四、Ⅵ5液固比传感器五、Ⅵ6液固比传感器六、Ⅵ7液固比传感器七、Ⅵ8液固比传感器八、Ⅵ9液固比传感器九、Ⅶ1速度传感器一、Ⅷ1速度控制器一
具体实施方式
本发明的使用流化溢流法生产富硼—10硼精矿的方法,通过如下实施方式予以进一步说明。
以下通过具体实施例对本发明作进一步说明。
原料:柱硼镁石硼镁矿。柱硼镁石分子式:Mgo·B2O3·3H2O。由于本批原料B2O3品位为29.83%,而且其中天然存在的同位素硼—10检测值达到10B19.955—19.962%。按照核工业行业标准,本批原料工业类型为:优质核用硼矿。但本批原料的最大问题是Na2O 5.36%,SO4 2-4.74%,Cl 1.65%等有害杂质显著偏高。
原料使用量:原料采自于现场6个采样点,原始试样12箱共600kg,通过严格的试样加工工艺流程,破碎至2mm以下混匀缩分提取试验使用量。
工艺原理是,将选择水冶技术对硼矿粉进行预处理,使其在硼矿中公认危害较大的钠、硫酸根、氯等有害杂质,在一定的粒度、温度、时间和液固比条件下,充分溶解高效溢流脱除。使B2O3进一步富集,获得硼富集物产品,并实现无渣排放。该工艺的突出优点是,不需要添加任何化学药品和有害物质,高效、低耗、节能、环保。
其试验流程为粗碎→中碎→混匀→缩分→筛分→混匀→缩分→试样提取→磨矿分级→搅拌浸出→脱杂质粒度试验→脱杂质温度试验→液固比试验→脱杂质时间试验→综合条件试验。除破碎设备外,试验主要设备为:
XZM—100振动磨矿机,恒温磁力搅拌器等。
试验验证结果:
 1、矿粉粒度对脱杂质试验的影响,每次称取150g硼矿粉,加入振动磨矿机中,在浸出温度15℃,液固比4,转速710r/min的条件下磨制不同时间,获得以下试验结果:
(1)矿粉粒度分布情况:磨矿时间0(即保持试样粒度不变:矿粉粒度2毫米以下,80目以上70.50%,150目以上85.93),磨矿时间30分钟,80目以上降至0.75%;150目以上降至2.64%。属易碎易磨矿石。
(2)杂质脱除情况:磨矿时间0,杂质脱除率92.05%;磨矿时间30分钟,杂质脱除率94.14%。
为减少能耗,推荐矿粉粒度为试样粒度,即:2毫米以下,80目以上70.50%,150目以上85.93%,杂质脱除率92.05%。
2、脱杂质温度试验:搅拌浸出时间1.5h,选择液固比4,每次使用矿样60g,进行脱杂质温度试验,试验结果常温(15℃)时,杂质脱除率94.14%。为了节能选择脱杂质温度为常温。
3、液固比试验:搅拌浸出时间1.5小时,浸出温度30℃,每次使用矿粉60g,进行脱杂质液固比试验。试验结果理想值为:液固比1,杂质脱除率91.21%;液固比2,杂质脱除率92.47%。推荐选择液固比1.5。
4、脱杂质时间试验:液固比1.5,试验温度30℃,每次使用矿粉60g,进行脱杂质时间试验。试验结果,矿样对脱杂质反应速度较快,反应30分钟杂质脱除率即达91.60%,推荐脱杂质反应时间为40分钟,搅拌浸出时间可调整到1小时左右。
5、综合条件试验:矿粉粒度2毫米以下,80目以上70.5%,150目以上85.93%,反应时间40分钟,反应温度常温(15℃),液固比1.5,进行综合条件试验。试验结论如下:
1)不加入任何化学药剂和有害物质,无渣排放、节能、节水;
2)B2O3含量平均提高14.28%,达到33.72~34.46%。平均34.08%;
3)B2O3回收率较高,平均达到98.92%;
4)脱杂率92.05%,其中Na2O降至0.37%;SO4 2-降至0.35%;Cl降至0.13%;Fe2O0.16%;
5)10B检测值:19.955—19.962%。
综上所述,本发明的使用流化溢流法生产富硼—10硼精矿的方法,不但低耗、高效、节能、环保,而且可以同步大量回收中低品位硼矿石,实现硼资源的高效利用。

Claims (3)

1.使用流化溢流法生产富硼—10硼精矿的方法,其特征在于包括如下步骤:
a)将硼矿原矿通过碎矿阶段粗碎、细碎,粉碎至2mm以下的硼矿粉,其中80目以上的硼矿粉为65-75%,150目以上的硼矿粉为80-90%;
 b)将硼矿粉按液固比1.5:1,加水搅拌混合,制成矿浆,再将矿浆通过蛇形输矿槽与三级搅拌装置构成的水冶区,对其搅拌水冶浸出累计一个小时左右,浸出温度为15℃;
 c)将搅拌水冶浸出的矿浆,通过输矿槽输入分级溢流阶段第一组螺旋分级装置,实现一级溢流脱杂,溢流液所含固体物粒度≤150目,固体物重量占比≤15%;
 d) 将经一级溢流脱杂后粒度>150目的硼矿粉分级提取后,输送至第二组螺旋分级装置,实现二级溢流脱杂,溢流液所含固体物粒度≤150目,固体物重量占比≤12%;
 e)将经二级溢流脱杂后粒度>150目的硼矿粉分级提取后,输送至第三组螺旋分级装置实现三级溢流脱杂,溢流液所含固体物粒度≤150目,固体物重量占比≤6%,此时分级提取后的硼矿粉即为硼富集物初级产品,将其输送至太阳能干燥区,干燥后制成硼富集物最终产品富硼—10硼精矿。
2.根据权利要求1所述的使用流化溢流法生产富硼—10硼精矿的方法,其特征在于:所述步骤c)的一级溢流、d)中的二级溢流和e)中的三级溢流均采取梯次排尾,其中步骤c)的一级溢流、d)中的二级溢流的尾液分别进入不同的尾液沉淀处理池进行沉淀处理,回收其中≤150目全部的固体硼矿粉后,实现尾液无渣排放,步骤e)中的三级溢流进入尾液沉淀处理池,回收其中≤150目全部固体硼矿粉后,尾水进入尾水回收池,回收再利用。
3.根据权利要求1所述的使用流化溢流法生产富硼—10硼精矿的方法,其特征在于:使用精炼流水线数字化远程自动控制系统对前述步骤进行控制,该精炼流水线数字化远程自动控制系统由监控中心服务器、服务器、DSP控制板和传感器模板、阀门控制器和速度控制器构成,其中服务器通过光纤连接监控中心服务器,通过串口连接DSP控制板,DSP控制板的八个串口分别连接速度传感器模块、流量传感器模块、重量传感器模块、液固比传感器模块、压力传感器模块、温度传感器模块、阀门控制器和速度控制器。
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