CN114314603B - 一种改进的高炉富硼渣钠化提取硼砂的方法 - Google Patents
一种改进的高炉富硼渣钠化提取硼砂的方法 Download PDFInfo
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Abstract
本发明公开一种改进的高炉富硼渣钠化提取硼砂的方法,包括如下步骤:1)高温预处理:将高炉富硼渣粉碎后与TiO2助剂混匀,熔融焙烧,冷却至室温;2)钠化:将步骤1)所得物与复合钠化剂混合,升温至600‑800℃,保温1‑4h,自然冷却至室温得到钠化渣,所述复合钠化剂由无机钠盐和有机钠盐组成;3)水浸:钠化渣水浸回流,固液分离得到水浸渣和浸出液;4)结晶:浸出液蒸发浓缩、陈化、结晶分离得到硼砂。本发明采用高炉富硼渣为原料,采用适宜的钠化剂和成核助剂制备硼砂,硼浸出率高,硼砂品质符合国家标准,实现变废为宝,循环利用,可工业化推广。
Description
技术领域
本发明涉及一种富硼渣利用方法,特别涉及一种改进的高炉富硼渣钠化提取硼砂的方法。
背景技术
中国是硼资源较为丰富的国家之一,但硼工业起步较晚,1955年后才建立自己的硼工业.经历60年的发展,已建立起开采硼矿、遴选硼矿、加工硼矿、硼精细化工及新型的含硼材料生产等一系列工业体系.到目前为止,中国的硼砂和硼酸生产能力分别约为60万t/a,和30万t/a。但随着硼用途的不断扩展,我国对硼的需求量持续增长,从而使供需矛盾日益突出,对外依存度越来越大,目前我国硼砂及硼酸的进口超过了国产量,因此,开展从硼矿石中高效提取硼的基础理论和关键技术研究,对解决我国硼资源的短缺问题及推动硼工业发展有着重大意义。
近几年我国对高炉富硼渣的研究取得了很大的进展,但也存在许多问题。如硫酸法制取硼酸的生产过程中硫酸耗量大,酸解后的矿渣难以过滤,且对设备损坏严重;以高炉富硼渣为原料碳碱法制取硼砂,因富硼渣活性不高,导致制备硼砂时硼的浸出率不高;在熔态钠化-加压水浸制取硼砂工艺中高炉富硼渣在熔融状态反应,温度太高、操作困难,而且钙含量高时硼的浸出率较低。
CN108069434A公开硼矿与钙的化合物的混合物在650~900℃经过多级逆流焙烧反应,然后与活性炭混合碳解提取硼的技术方案,虽然降低了焙烧温度,但是该方案需要多级逆流反应,工序复杂,同时增加活性炭材料利用自身多孔吸附性能,降低了钙化物与矿物的接触,玻璃化程度较高,容易形成的不溶性物质,增加水浸难度,生产成本较高。
CN106431023A公开先将矿物熔融,然后经慢速冷却、快速淬冷提高矿物活性,但是缓慢冷却过程会形成遂安石结构,不利于硼浸出。
发明人在前的专利CN202111523817.3公开了采用无机钠和有机钠复配后进一步提高硼的浸出率,但是富硼渣活性较低(85%左右),仍然制约硼砂的浸出率,而且需要分段控制钠源的加入时机和温度,工艺略复杂,控制过程要求较高。
发明内容
为了克服现有技术中硼的浸出率不高的缺陷,本发明提供一种改进的高炉富硼渣钠化提取硼砂的方法:
1)高温预处理:将高炉富硼渣粉碎后与TiO2助剂混匀,熔融焙烧,冷却至室温;
2)低温钠化:将步骤1)所得物与复合钠化剂混合,升温至600-800℃,保温1-4h,自然冷却至室温得到钠化渣,所述复合钠化剂由无机钠盐和有机钠盐组成;
3)水浸:钠化渣水浸回流,固液分离得到水浸渣和浸出液;
4)结晶:浸出液蒸发浓缩、陈化、结晶分离得到硼砂。
高炉富硼渣钠化的原理是将矿物和钠化剂,在一定条件下是矿物中的硼转化为可溶性的钠盐,再用水浸方式回收可溶性钠盐,达到硼元素的浸出和回收利用。
步骤1)中,所述高炉富硼渣所述富硼渣按质量百分比含B2O3 10~22%,MgO 25~55%,Al2O3 1~10%,SiO2 15~30%,CaO 1~20%,S 0.1-3%,TFe 0.1-3%。
高炉富硼渣经粉碎筛分,所述粉碎的方式优选为球磨,所述球磨的时间为0.5~2h,如0.5h、0.8h、1h、1.5h、2.0h。
高炉富硼渣细度为~74μm筛网通过率为大于85%,如86%,88%,90%,92%,94%,96%等。当高炉富硼渣颗粒度较大时,由于氧化硼与钠化剂反应接触面较小,导致反应不完全,进而影响到硼的浸出率。随着高炉富硼渣颗粒度减小,表面积越大,硼浸出率逐渐增加。
步骤1)所述熔融焙烧温度为1400-1550℃,如1400℃,1450℃,1500℃,1550℃;所述熔融焙烧时间为1-4h,如1h,2h,3h,4h等。
所述TiO2助剂的加入量为富硼渣质量的0.5-2wt%,如0.5%,1%,1.5%,2%等。
本发明加入TiO2助剂,1400-1550℃下焙烧达到熔融状态,Ti4+在玻璃结构中属于中间体阳离子,随着温度升高Ti4+可以四配位参加硅氧网络而与熔体混熔。当温度降低时,钛氧四配位〔TiO4〕将转变为低温的稳定状态钛氧六配位,此时,TiO2与其他氧化物可以从硅氧网络中分离出来,促使玻璃化过程。
所述冷却可以为自然冷却或分阶段冷却。更进一步地,所述分阶段冷却为先快速冷却至600-800℃,然后自然冷却至室温;所述快速冷却是指冷却速率为15-25℃/min,如15℃,20℃,25℃等。
本发明优选采用先快速冷却,然后自然冷却的冷却方式,使得温度迅速降低过程中,钛氧四配位〔TiO4〕可以快速转变为钛氧六配位,并达到稳定状态,使其来不及析晶,提高玻璃化程度,从而对玻璃晶化、成核具有促进作用。
发明人通过前期试验证实,渣中硼组分若以遂安石(Mg2B2O5)形式存在,硼的水浸率较低,渣中硼组分以非晶态存在,硼的水浸率大大提高。本发明将富硼渣与助剂TiO2先高温熔融后急速冷却工艺,使渣中硼组分以非晶玻璃态存在,有利于后续的低温钠化。同时,高温熔融过程TiO2作为晶核剂,在富硼渣低温钠化过程中到促进硼酸钠盐析晶的作用。
步骤2)中,所述复合钠化剂由无机钠盐和有机钠盐组成;所述无机钠源选自碳酸钠、硫酸钠、氢氧化钠、氯化钠的一种或多种;所述有机钠盐优选有机羧酸钠,选自甲酸钠、乙酸钠、草酸钠的一种或多种;优选地,无机钠盐和有机钠盐的质量比为4:1至7:3。
所述复合钠化剂的加入量,使得钠与富硼渣中硼的摩尔比为1-5:1,如1:1,2:1,3:1,4:1,5:1等,优选3-4:1。
发明人发现,有机羧酸钠盐和无机钠盐形成复合钠化剂,可以大幅度提高硼浸出率,可能的原因是有机羧酸钠盐的加入对高炉富硼渣有一定的助溶作用,还可以减少不溶物Na4Mg2Si3O10的形成,使硼酸钠盐更容易被浸出,提高硼浸出效率。
发明人推测加入有机钠盐的钠化剂能够提高硼的浸出率,可能有以下原因:1、有机钠盐,特别是有机羧酸的钠盐对矿物有助溶作用,利于矿物表面形成粗糙或者裂纹,增大矿物和钠化剂的接触面积,同时增加浸出反应的比表面积,实现硼精矿中含硼组分的高效浸出;2、低温钠化过程中加入有机钠盐,可以减少硅酸盐与无机钠源的高温副反应产生的不溶物,比如Na4Mg2Si3O10,阻碍硼浸出。
步骤3)中,所述水浸是将步骤2)所得的钠化渣加入去离子水,加热回流水浸;过滤,滤饼洗涤,烘干得到水浸渣,计算硼浸出率。
本发明一个实施例中,称取钠化渣放入烧瓶中,加入一定量的去离子水,将烧瓶置于恒温水浴锅中在设定的温度下进行加热水浸,一定时间后,浸出液趁热过滤,用热去离子水充分的冲洗烧瓶,滤饼放入烘干箱内充分烘干后取出称重并磨细待用,所得残渣即为水浸渣。
优选的,所述水浸时间为1-5h,如1h,2h,4h等。
水浸的液固比为5-10∶1如5:1,8:1,10:1等。
水浸温度为60-100℃,如60℃,80℃,90℃,95℃,100℃等。
所述烘干温度为80-120℃,如80℃,100℃,120℃等;所述烘干时间为2-6h,如2h,3h,4h,5h,6h等。优选地,所述烘干在惰性气氛保护下进行。
步骤4)中浸出液(即滤液)经浓缩、调节pH为8-11,室温下放置30-50h,结晶、分离得到硼砂。
本发明硼的浸出率计算方法为:采用过氧化钠碱熔-甘露醇强化-氢氧化钠标准溶液滴定法测定硼的质量分数。
本发明的有益效果:
1.本发明采用适宜的钠化剂,大幅度提升了硼的浸出效率。
2.本发明通过调节富硼渣钠化过程加入成核助剂二氧化钛,在富硼渣低温钠化过程中到促进硼酸钠盐析晶的作用,并利用不同温度下钛氧配位体的转变和稳定性调节,促进玻璃微晶化,从而提高钠化效果,提高富硼渣的活性。
3.本发明将富硼渣与助剂TiO2先高温熔融后急速冷却工艺,使渣中硼组分以非晶玻璃态存在,有利于后续的低温钠化,降低钠化温度(如600℃),节约能耗。
4.本发明的钠化工艺,硼浸出率较高,浸出液经蒸发、浓缩后获得了结晶良好的硼砂制品,杂质较少,硼砂品质符合国家标准,实现变废为宝,循环利用,可工业化推广。
附图说明
图1是本发明高炉富硼渣的扫描电镜图(SEM)。
具体实施方式
下面结合具体实施例对本发明作进一步的说明,但并不局限于说明书上的内容。
本发明实施例实验所需的设备主要有:电阻炉(SX2-2.2-12,上海意丰电炉有限公司),电子天平(YP2002,上海越平科学仪器有限公司),罐磨机(GQM,长沙天创粉末技术有限公司)。
本发明采用辽宁省翁泉沟地区硼铁矿的高炉富硼渣,具体组成为:B2O3 11.38%,MgO32.73%,SiO2 28.95%,CaO 17.28%,Al2O3 7.14,S0.53%,TFe(Total Fe)0.91%,FeO0.59%。
本发明各实施例和对比例的渣中硼含量测定以及硼浸出率的计算方法如下:
1.渣中硼含量的测定:
(1)铁坩埚中加入6gNa2O2,将准确称取的上述水浸渣0.500g加入其中,搅拌均匀,然后在上面覆盖2gNa2O2。
(2)将铁坩埚放于730℃马弗炉中,在温度到达730℃时开始计时保温约15min,让后取出铁坩埚冷却至室温。
(3)将冷却后的铁坩埚放入500mL聚四氟乙烯烧杯中,将100mL的沸腾的去离子水倒入其中,加入2mL无水乙醇(用于还原过剩的氧化剂),将其全部(固体+液体)转移至250mL容量瓶中并定容,用快速定量滤纸过滤。
(4)取滤液50.00mL于另一烧杯中加1滴甲基红指示剂后溶液颜色变为黄色,此时向黄色溶液中滴加体积比为1:4盐酸溶液,直至使溶液刚好变为红色;如过量滴加10%NaOH溶液进行调整。
(5)取碳酸钡约1g左右加入烧杯中并摇匀,溶液呈乳黄色,加热烧杯使溶液持续微沸10分钟,趁热过滤并用热去离子水多次清洗烧杯经滤液收于250mL锥形瓶。
(6)滴加1到2滴盐酸(1体积HCl和4体积H2O)调节溶液呈浅粉色并加热微沸,赶尽二氧化碳,冷却到室温。
(7)溶液中滴加NaOH标准溶液,滴定标准是溶液粉红色褪去尽呈亮黄色,此时再加入1g甘露醇以及8滴酚酞指示剂,混匀后用NaOH标准溶液滴定至红色不褪去。做相应的空白试验。
2.NaOH标准溶液的配置
(1)根据实验要求的氢氧化钠浓度先秤取0.8g氢氧化钠分析纯化学试剂,加去离子水溶解。
(2)将上述完全溶解后的氢氧化钠溶液倒入1000mL定量瓶中定容。
(3)通过精度为0.0001的分析天平精确秤0.0247g硼酸,放入250mL锥形烧杯中,称取三组硼酸样品取平均值确保实验的准确性。
(4)硼酸是一个弱酸,加入甘露醇来加强。
(5)用0.02mol/L氢氧化钠溶液进行标定。
(6)空白试验作对照组(5g甘露醇和50mL去离子水,0.02mol/L)。
m——表示硼酸质量;
3.硼浸出率的计算:
实验条件为低温钠化将高炉富硼渣中不溶性硼转化为可溶性硼酸钠盐,再经过水浸过程来回收硼,整个实验过程中以硼的浸出率大小来衡量水浸条件的优劣。硼酸与氢氧化钠反应方程式为:
H3BO3+NaOH=NaB(OH)4
用X1表示水浸渣中B2O3的质量分数,X1按如下式计算:
C——表示标准NaOH的浓度;
V——表示碱溶所需标准NaOH溶液体积;
V0——表示水溶时标准NaOH溶液体积;
未被水浸出的M剩余B2O3质量的测定,计算方法为:
m1——钠化渣质量;
m2——水浸渣质量;
m0——高炉富硼渣中的B2O3质量(g)
得出水浸率:
实施例1
1)高温预处理:将20g高炉富硼渣经球磨1h后,与2gTiO2助剂混匀,在1450℃熔融焙烧2h,自然冷却至室温;其中球磨后高炉富硼渣细度为~74μm筛网通过率为94%;
2)钠化:将所得产物与Na2CO3:甲酸钠按照质量比4:1的复合钠化剂一起放入罐磨机充分混匀,控制复合钠化剂的投加量使复合钠化剂中Na与富硼渣中B的摩尔比为4:1;将充分混匀的物料放入马弗炉中,升温至600℃,保温3h,结束后自然冷却至室温,得到钠化渣;
3)水浸:称取10g钠化渣,放入烧瓶中,加入去离子水,将烧瓶置于恒温水浴锅中在90℃温度下进行水浸,液固比为5:1,水浸2h后,浸出液趁热过滤,用热去离子水充分的冲洗烧瓶,滤饼放入烘干箱内充分烘干后取出称重并磨细待用,所得残渣称为水浸渣,计算硼浸出率;
4)结晶:将钠化渣浸出液蒸发浓缩,调节pH值为8.9,溶液室温下放置48h,析出晶体,液固分离,最终得到硼砂晶体。
实施例2
1)高温预处理:将20g高炉富硼渣经球磨1.5h后,与2gTiO2助剂混匀,在1500℃熔融焙烧2h,自然冷却至室温;其中球磨后高炉富硼渣细度为~74μm筛网通过率为96%;
2)钠化:将所得产物与Na2CO3与草酸钠按照质量比4:1的复合钠化剂一起放入罐磨机充分混匀,控制复合钠化剂的投加量使复合钠化剂中Na与富硼渣中B的摩尔比为4:1;将充分混匀的物料放入马弗炉中,升温至620℃保温2h,自然冷却至室温,得到钠化渣;
3)水浸:称取10g钠化渣,放入烧瓶中,加入去离子水,将烧瓶置于恒温水浴锅中在80℃温度下进行加热水浸,液固比为8:1,水浸2h后,浸出液趁热过滤,用热去离子水充分的冲洗烧瓶,滤饼放入烘干箱内充分烘干后取出称重并磨细待用,所得残渣称为水浸渣,计算硼浸出率;
4)结晶:将钠化渣浸出液蒸发浓缩,调节pH值为9.1,溶液室温下放置48h,析出晶体,液固分离,最终得到硼砂晶体。
实施例3
其余步骤与实施例1相同,区别仅在于:
步骤2)中Na2CO3与甲酸钠按照质量比为7:3形成复合钠化剂。
实施例4
其余步骤与实施例1相同,区别仅在于:
2)钠化:升温至在700℃保温2h,自然冷却至室温,得到钠化渣。
实施例5
其他步骤和条件与实施例1相同,区别仅在于:
3)水浸:称取10g钠化渣,放入烧瓶中,加入去离子水,将烧瓶置于恒温水浴锅中在80℃温度下进行加热水浸,液固比为10:1,水浸2h后,浸出液趁热过滤,用热去离子水充分的冲洗烧瓶,滤饼放入烘干箱内充分烘干后取出称重并磨细待用,所得残渣称为水浸渣,计算硼浸出率。
实施例6
其他步骤和条件与实施例1相同,区别是,步骤2)复合钠化剂的用量使得复合钠化剂中Na和富硼渣中B的摩尔比为3:1。
实施例7
其他步骤和条件与实施例1相同,区别是,步骤2)复合钠化剂的用量使得复合钠化剂中Na和富硼渣中B的摩尔比为2:1。
实施例8
其他步骤和条件与实施例1相同,区别是,步骤2)复合钠化剂的用量使得复合钠化剂中Na和富硼渣中B的摩尔比为5:1。
实施例9
其他步骤和条件与实施例5相同,区别是步骤1)高温预处理过程中,焙烧结束先以15℃/min快速冷却至600℃,然后自然冷却至室温。
实施例10
其他步骤和条件与实施例9相同,区别是步骤1)高温预处理过程中,焙烧结束先以25℃/min快速冷却至800℃,然后自然冷却至室温。
实施例11
其他步骤和条件与实施例1相同,区别是步骤1)TiO2加入量为1g。
实施例12
其他步骤和条件与实施例1相同,区别是步骤1)TiO2加入量为4g。
实施例13
其他步骤和条件与实施例1相同,区别是步骤1)高炉富硼渣球磨0.5h,细度为~74μm筛网通过率为86%。
对比例1
其余步骤与实施例1相同,区别仅在于,未加入成核助剂TiO2:
1)高温预处理:将20g高炉富硼渣经球磨1h后,在1450℃熔融焙烧2h,自然冷却至室温。
对比例2
其余步骤与实施例1相同,区别仅在于步骤1)的高炉富硼渣未经球磨处理,细度为~74μm筛网通过率为61%。
对比例3
其余步骤与实施例1相同,区别仅在于采用碳酸钠作为钠化剂:
步骤1)产物与碳酸钠混合,Na与富硼渣中B的摩尔比为4:1;将充分混匀的物料放入马弗炉中,升温至600℃,保温3h,结束后自然冷却至室温,得到钠化渣。
各实施例和对比例检测数据如表1所示。
表1
样品 | 硼浸出率(%) | 硼砂产品的纯度(%) |
实施例1 | 88.2 | 98.0 |
实施例2 | 87.7 | 98.3 |
实施例3 | 88.4 | 98.5 |
实施例4 | 88.9 | 98.0 |
实施例5 | 88.7 | 98.8 |
实施例6 | 87.6 | 98.1 |
实施例7 | 86.2 | 97.8 |
实施例8 | 86.8 | 98.4 |
实施例9 | 89.6 | 99.1 |
实施例10 | 89.5 | 99.0 |
实施例11 | 87.4 | 97.5 |
实施例12 | 88.0 | 97.8 |
实施例13 | 87.3 | 97.5 |
对比例1 | 79.9 | 96.4 |
对比例2 | 84.5 | 96.5 |
对比例3 | 82.7 | 96.1 |
通过表1可见,本发明加入有机羧酸钠盐和成核助剂明显提高硼的浸出率,同时富硼渣的活性高、硼砂产品的纯度明显高于工业硼砂国家标准(GB/T537-1997)中一等品硼砂的含量95.0%。本发明通过调节富硼渣钠化过程加入成核助剂二氧化钛,在富硼渣低温钠化过程中到促进硼酸钠盐析晶的作用,并利用不同温度下钛氧配位体的转变和稳定性调节,促进玻璃微晶化,从而提高钠化效果和富硼渣的活性,同时采用复合钠化剂,进一步大幅度提升了硼的浸出效率。对于工业化生产具有重要指导意义,可以大幅降低工业成本,提高浸出效率。
Claims (8)
1.一种改进的高炉富硼渣钠化提取硼砂的方法,其特征在于,包括如下步骤:
1)高温预处理:将高炉富硼渣粉碎后与TiO2助剂混匀,熔融焙烧,冷却至室温;所述TiO2助剂的加入量为富硼渣质量的0.5-2wt%;
2)钠化:将步骤1)所得物与复合钠化剂混合,升温至600-800℃,保温1-4h,自然冷却至室温得到钠化渣,所述复合钠化剂由无机钠盐和有机钠盐组成;所述无机钠源选自碳酸钠、硫酸钠、氢氧化钠、氯化钠的一种或多种;所述有机钠盐选自甲酸钠、乙酸钠、草酸钠的一种或多种;无机钠盐和有机钠盐的质量比为4:1至7:3;
3)水浸:钠化渣水浸回流,固液分离得到水浸渣和浸出液;
4)结晶:浸出液蒸发浓缩、陈化、结晶分离得到硼砂;
所述高炉富硼渣所述富硼渣按质量百分比含B2O3 10~22%,MgO 25~55%,Al2O3 1~10%,SiO2 15~30%,CaO 1~20%,S 0.1-3%,TFe 0.1-3%;
高炉富硼渣细度为74μm 筛网通过率大于85%。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述复合钠化剂的加入量使得钠与富硼渣中硼的摩尔比为1-5:1。
3.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述复合钠化剂的加入量使得钠与富硼渣中硼的摩尔比为3-4:1。
4.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤1)冷却为先快速冷却至600-800℃,然后自然冷却至室温;所述快速冷却是指冷却速率为15-25℃/min。
5.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤1)所述熔融焙烧温度为1400-1550℃,所述焙烧时间为1-4h。
6.根据权利要求1或2所述的方法,其特征在于,步骤3)所述水浸时间为1-5h,液固比为5-10∶1,水浸温度为60-100℃。
7.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤4)浓缩后调节pH为8-11,室温下放置15-30h陈化。
8.根据权利要求1或2所述的方法,其特征在于,步骤1)高炉富硼渣经粉碎筛分,所述粉碎的方式为球磨,所述球磨的时间为0 .5~2h。
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Citations (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
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Patent Citations (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102899434A (zh) * | 2012-08-07 | 2013-01-30 | 中南大学 | 一种从硼铁矿中同步提取硼和铁的方法 |
CN103864086A (zh) * | 2014-01-24 | 2014-06-18 | 北京工业大学 | 一种利用富硼渣制造硼砂的方法 |
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GR01 | Patent grant | ||
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