CN104561551B

CN104561551B - 一种硼镁铁共生矿有价组元分离提取的方法

Info

Publication number: CN104561551B
Application number: CN201510031547.2A
Authority: CN
Inventors: 储满生; 付小佼; 柳政根; 赵嘉琦; 陈双印
Original assignee: Northeastern University China
Current assignee: Northeastern University China
Priority date: 2015-01-21
Filing date: 2015-01-21
Publication date: 2017-03-29
Anticipated expiration: 2035-01-21
Also published as: CN104561551A

Abstract

本发明公开了一种硼镁铁共生矿有价组元分离提取的方法，所述方法包括将破碎后的硼镁铁共生矿和还原用煤粉充分混匀、选择性还原、磨矿分选，得到直接还原铁和磁选尾矿；将磁选尾矿浮选除去多余的碳，经硫酸浸出、洗涤碱浸沉淀、低温结晶析出、高温结晶析出等步骤，分别得到白炭黑、硼酸、一水硫酸镁。本发明全工艺过程剩余煤粉及酸液碱液均可循环利用，本发明具有铁、硼、镁、硅高效分离、回收率高和资源综合利用的特点，对开发利用我国储量丰富的铁硼镁硅复合共生矿产资源具有重要意义。

Description

一种硼镁铁共生矿有价组元分离提取的方法

技术领域

本发明属于冶金资源综合利用技术领域，具体涉及一种基于碳热还原法和湿法浸出分离提取法从硼镁铁共生矿中分离提取有价组元从而实现硼镁铁共生矿综合利用的方法。

背景技术

近年来，经济的快速发展推动了我国钢铁工业的持续高速增长，使得铁矿石资源供求矛盾日益突出。而我国铁矿石富矿少，贫矿多，高品质和易选的铁矿资源逐渐减少，国内钢铁工业不得不更多地依赖进口铁矿以满足生产需求。自2003年以来，我国对进口铁矿石的依赖度已达50％左右，再加上铁矿石价格连年持续上涨，这给我国钢铁工业乃至整个国民经济的发展带来重大隐患。因此，迫切需要依靠技术进步最大限度地开发利用低品位复杂难选含铁矿石资源，以保障钢铁工业的持续稳定发展。

此外，硼作为一种重要的化工原料，在高科技领域具有重要的地位。我国硼矿总储量占世界第五位，但分布稀散，可供开发利用的主要是白硼矿，然而该类矿只占全国总储量的8.98％。根据目前的产量，预计在不久的将来很快全部采完。随着国民经济的发展，硼的需求量在快速增长，可利用的硼矿资源不能完全满足化工行业的需求(据统计，2010年硼矿缺口已达74.5万t)，因此，现阶段开发和利用复杂的硼矿资源已成为当务之急。

硼镁铁共生矿也叫黑硼矿，占我国硼矿资源的57.88％，仅辽东地区硼镁铁共生矿储量就达2.8亿t，其中B₂O₃储量为2184万t，属于大型硼矿。该矿石类型主要是硼镁石-磁铁矿-蛇纹石型和含铀硼镁铁矿化硼镁石-磁铁矿型两种，其中，硼镁石、蛇纹石的密度都小于3g/cm³，硼镁石较脆，易碎。我国硼矿资源特点总结如下：(1)硼镁铁共生矿中硼、铁、镁多种元素共生，B₂O₃含量约7.5％，TFe约30％，有用成分品位较低，且不同矿区的矿物含量差异较大，是典型的复合贫矿；(2)矿物细粒嵌布不均匀，矿物中磁铁矿、硼镁石、硼镁铁矿等粒度差异较大，嵌布粒度极细，小粒度的矿物嵌布在较大粒度的矿物中；(3)矿物连晶复杂、共生关系密切。硼铁矿、硼镁石、硼镁铁矿紧密共生，与蛇纹石、斜硅镁石、云母、绿泥石等密切共生，多呈犬牙交错状或不规则接触，用机械方法难以回收；(4)矿物物理化学性质有所差异，硼镁铁矿密度为3.98g/cm³～4.11g/cm³，比磁化系数为(2.56～11.3)×10^-6cm³/g，属弱磁性矿物。

经矿石化学成分分析表明，硼镁铁共生矿原矿中TFe含量为26wt％～32wt％，B₂O₃含量为7.0wt％～8.5wt％；MgO含量为25wt％～42wt％，SiO₂含量wt18％～30wt％，均是有利用价值的资源。其中铁、硼、镁、硅的含量均达不到各自的工业品位要求。因此，不能单纯地用传统方法来生产相应产品。

目前，关于硼镁铁共生矿综合利用的方法有很多种。例如，如公布号为CN102228864A的中国专利申请所述，通过将硼镁铁共生矿细磨分级后得到的合格原矿进行阳离子正浮选硼镁石，采用差步浮选法，以十二胺为捕收剂，六偏硫酸钠作为调整剂，以三步浮选尾矿为给矿进行磁选，将三步浮选尾矿加入磁选机中进行磁选，得到硼精矿和铁精矿，以磁选精矿为给矿进入脱硫浮选继续选别，最终得到高品位铁精矿。

如公布号为CN1374150A的中国专利申请所述，采用阶段磨矿、阶段磁选、磁选-重选联合选矿对硼镁铁共生矿中硼和铁进行分离，从硼镁铁共生矿中生产硼精矿和含硼铁精矿，所得硼精矿通过活化焙烧后，其中的B₂O₃直接用于碳碱法生产硼砂，所得含硼铁精矿可采用直接还原-熔化分离生产钢铁产品和高活性富硼渣，也可以作为含硼添加剂用于炼铁原料，还可以经过造块入高炉生产低硼含硼生铁。

如公布号为CN102162017A的中国专利申请所述，利用硼镁铁共生矿矿粉、碳质还原剂、粘结剂和添加剂为原料，经过配料、混匀、造块、转底炉还原熔分、破碎、磁选等工序制得硼元素含量为0.05wt％～0.1wt％的珠铁和B₂O₃含量为12wt％～20wt％的富硼渣。

如公布号为CN100500887A的中国专利申请所述，将低品位硼镁铁共生矿经过煅烧、粉碎、磨矿、配加固体还原剂，采用烧结工艺(包括散料和球团)，磁选制得含硼12wt％～15wt％的硼精粉和铁品位在60％～90％的铁精粉。

如公布号为CN102168172A的中国专利申请所述，将硼镁铁共生矿在700℃～800℃温度下焙烧，之后用浓硫酸浸出硼铁矿，固液分离之后，在酸浸液中加入一元醇静置，过滤得固态MgSO₄·7H₂O，滤液经正三价铁粉或铁屑还原浓缩后，加入一元醇再经过滤、冷却结晶及烘干得到固态FeSO₄·7H₂O，结晶液中含硼酸。

如公布号为CN100362115A的中国专利申请所述，将硼镁铁矿粉(100目或更细)，在搅拌下使矿粉在无机酸中反应，反应完毕后将反应物堆放降温，然后置于硼镁饱和液中，铁和酸不溶物沉降则与硼酸和硫酸镁首先分离出来，通过磁选得到铁精矿粉，利用硼酸易于在饱和溶液中漂浮的特性，与MgSO₄·H₂O分离，各自过滤得硼酸和MgSO₄·H₂O。

如公布号为CN102899434A的中国专利申请所述，硼镁铁共生矿粉与碳酸钠、硫酸钠、胡敏酸钠、黄腐酸钠、草酸钠混合组成的添加剂充分混匀、造块，将干燥后的硼铁矿团块以煤为还原剂进行还原焙烧，焙烧团块冷却后置于球磨机内同步进行磨矿-水浸，矿浆经固液分离得含偏硼酸钠盐的滤液和含金属铁粉的滤渣，滤液经蒸发、结晶可得偏硼酸钠晶体，滤渣采用湿式弱磁选分离可得到铁品位大于90％的直接还原金属铁粉。

如公布号为CN102605170A的中国专利申请所述，将硼镁铁共生矿破碎至粒度在80目以下，加入松解助剂混合均匀制成散料或压制成型料，在低于700℃条件下焙烧，熟料通过一步湿磁选得到铁精矿，湿选后的料浆过滤后得到含硅滤渣和硼镁混合液，混合液采用分级结晶法得到硼酸和镁盐，滤渣为含硅矿渣是良好的制造建筑材料的原料。

然而，对于上述关于硼镁铁共生矿综合利用的方法主要存在以下问题：(1)有些方法对原料性能要求较高，如需要原料粒度极细，或需要以含硼铁精矿或硼精矿为原料，或者对原矿硼铁品位有较高要求，从而限制了原料范围；(2)有些方法需经过多步选别，多次磨矿或多次加入捕收剂和调整剂等原料，工艺过程较为复杂；(3)有些方法需要使用昂贵的粘结剂来保证球团入炉强度而使成本急剧增加，同时无机粘结剂含有Na、K、Cl等杂质元素，有机粘结剂不具有高温强度，而且复合粘结剂含Si元素高，灰分增加；(4)有些方法使用高浓度的无机酸或者较为昂贵的有机酸来保证浸出率而使生产成本显著增加，尤其是采用湿法直接处理硼镁铁共生矿原矿时，不仅因为大量铁的存在而使浸出效果不佳，同时对设备要求较高，限制了其应用推广；(5)目前已提出的方法并未实现硼镁铁共生矿原矿中硼、镁、铁、硅的综合利用，造成了极大的资源浪费。

因此，由于硼镁铁共生矿结构复杂，共生矿物多，使用上述的常规方法使得分离困难，所以至今也没有一个成熟的工艺能综合利用硼镁铁共生矿，对此有必要进行更深入的研究。基于上述分析，开发一种新的硼镁铁共生矿有价组元分离提取的工艺对于我国钢铁工业、硼工业、镁工业和硅工业都具有重要的战略意义。

发明内容

针对以上问题，本发明提供了一种硼镁铁共生矿有价组元分离提取的方法。

本发明的方法包括以下步骤：

(1)将硼镁铁共生矿破碎至粒度至10.0mm以下，同时将还原用煤破碎到3.15mm以下，从而获得硼镁铁共生矿粉和还原用煤粉，其中，硼镁铁共生矿中TFe含量不低于25wt％，B₂O₃含量不低于6wt％，SiO₂含量不高于20wt％，还原用煤中的固定碳含量不低于55wt％，灰分含量不高于15wt％，硫含量不高于0.3wt％；

(2)将破碎后的硼镁铁共生矿粉和还原用煤粉充分混合均匀，硼镁铁共生矿粉和还原用煤粉的质量比为100∶10～40；

(3)将混合料放入还原装置中，进行选择性还原，选择性还原的控制条件为：还原温度为1100℃～1300℃，还原时间为20min～90min；还原装置为隧道窑、车底炉或者转底炉；通过选择性还原，控制混合料中铁颗粒的聚合长大，铁颗粒的粒度范围控制在20μm～500μm；

(4)将还原后的物料取出进行快速冷却至80℃以下，冷却方式为埋煤空冷或者将还原物料在氩气流中冷却；

(5)通过磨矿设备对冷却后的物料在室温下进行磨矿，磨矿至粒度不大于0.15mm；

(6)通过磁选设备进行磁选，磁选后得到直接还原铁和富含氧化硼、氧化镁、氧化硅的磁选尾矿；其中，磁场强度为50mT；

(7)将磁选尾矿浮选以除去过剩煤粉，过剩煤粉进入步骤(2)重复利用，去除过剩煤粉后的磁选尾矿用硫酸浸出，硫酸用量为理论硫酸需求量的80％～100％，浸出温度为60℃～100℃，浸出时间为40min～120min，液固比为4～8，将浸出液过滤得到第一滤液和第一滤渣；其中，所述理论硫酸需求量为磁选尾矿中能与硫酸作用的金属阳离子完全转变为硫酸盐时所需的硫酸量，本发明中实际使用的硫酸用量为理论需求量的80％～100％，实际的硫酸用量、液固比和硫酸浓度三者是相关的，即确定硫酸的实际用量和液固比后相应的硫酸浓度即可通过计算得到，本发明所采用的参数即为实际的硫酸用量和液固比；反应温度即浸出温度为60℃～100℃；浸出后，可利用洗液将滤渣清洗干净；

(8)向第一滤渣加入NaOH进行浸出反应，之后加入硫酸进行中和沉淀反应并调节溶液的pH值至7，从而制得白炭黑；其中，浸出温度为70℃～100℃，NaOH的浓度为10wt％～40wt％，浸出时间为30min～90min，液固比为3～6，硫酸浓度为15wt％～30wt％，中和沉淀反应的温度为50℃～90℃，中和沉淀反应的时间为2h；其中，白炭黑是SiO₂的一种；

(9)对第一滤液进行除杂，然后进行低温结晶和过滤，并可以对过滤的固体进行洗涤干燥，从而得到硼酸晶体和第二滤液，低温结晶温度为0℃～60℃，低温结晶时间为10h以上；

(10)对第二滤液进行高温结晶，并可以对过滤的固体进行洗涤干燥，从而得到析出的一水硫酸镁晶体，高温结晶温度为150℃～200℃，高温结晶结晶时间为4h，其中，该工艺中酸液碱液及各步洗涤液均可循环利用。

上述所实现的发明方法依据的原理如下：

硼镁铁共生矿是铁、硼、镁、硅等多元素共生矿，主要由Fe₂O₃、Fe₃O₄、B₂O₃、MgO、SiO₂及少量的Al₂O₃、CaO等氧化物组成，碳还原过程中以上氧化物可能发生的反应如下。

3Fe₂O₃(s)+CO(g)＝2Fe₃O₄(s)+CO₂(g) (1)

1/4Fe₃O₄(s)+CO(g)＝3/4Fe(s)+CO₂(g) (2)

Fe₃O₄(s)+CO(g)＝3FeO(s)+CO₂(g) (3)

FeO(s)+CO(g)＝Fe(s)+CO₂(g) (4)

1/3B₂O₃(s)+CO(g)＝2/3B(s)+CO₂(g) (5)

MgO(s)+CO(g)＝Mg(s)+CO₂(g)(6)

1/2SiO₂(s)+CO(g)＝1/2Si(s)+CO₂(g) (7)

反应(1)～(4)的铁的各级氧化物还原反应中，由Fe₃O₄还原为FeO所需温度为607.8℃，其他铁氧化物还原所需温度均低于该温度。反应(5)和(6)分别需要在6000℃以上和3000℃以上才能发生，反应(7)在标准状态下不能自发进行。因此，B₂O₃、MgO、SiO₂较铁的各级氧化物都稳定，选定合适的温度范围，即可控制以上反应发生与否。依据上述原理，同时考虑到，理论上较低温度下，铁相虽然会还原彻底，但铁颗粒难以聚合长大，高温有利于铁颗粒的形核、聚集、长大。本发明将还原温度控制在1100℃～1300℃之间，从而保证铁的氧化物被还原为金属铁，而硼、镁、硅仍以氧化物的形态存在，并通过控制还原时间在20min～90min之间，硼镁铁共生矿质量和还原煤粉的质量比为100_∶10～40之间，以促进铁颗粒的形核、聚集、长大，并通过磨矿至适宜粒度和磁选工艺，实现硼镁铁共生矿中铁和硼、镁、硅等有价组元的分离。

硼镁铁共生矿基于上述的选择性还原法实现铁和其他有价组元的初步分离后，所得磁选尾矿去除多余煤粉后用硫酸溶解，该溶解过程中主要发生以下反应。

2MgO·B₂O₃+2H₂SO₄+H₂O＝2MgSO₄+2H₃BO₃ (8)

Mg₂SiO₄+H₂SO₄＝MgSO₄+SiO₂↓+H₂O (9)

FeO+H₂SO₄＝FeSO₄+H₂O (10)

Al₂O₃+3H₂SO₄＝Al₂(SO₄)₃+3H₂O (11)

CaO+H₂SO₄＝CaSO₄↓+H₂O (12)

因此，磁选尾矿中的硅将以沉淀的形式进入滤渣中，而滤液为主要含硼酸和硫酸镁的溶液。滤渣中的氧化硅与烧碱溶液反应生成水玻璃，之后根据中和沉淀法可制取白炭黑，反应如下。

mSiO₂+2Na(OH)＝Na₂O·mSiO₂+H₂O (13)

Na₂O·mSiO₂+H₂SO₄+nH₂O＝Na₂SO₄+mSiO₂·(n+1)H₂O (14)

对于浸出液中硼、镁的分离，可利用硼酸与硫酸镁溶解度的差异进行分离，硼酸在水中的溶解度随温度降低而减小，0℃时，硼酸在水中的溶解度仅为2.48％。硫酸镁在水中的溶解度随温度变化而急剧变化的特性分为两种情形：70℃以下，随温度升高溶解度增加；70℃以上，随温度升高，溶解度减小。因此可以通过控制结晶温度，实现溶液中硼、镁的分离。

本发明提出了硼镁铁共生矿原矿全流程有价组元的高效分离，实现了有价组元的综合利用，同时本发明中的过剩煤粉、酸液、碱液及各步洗涤液均实现了循环利用，达到了环境友好的特点。得到的直接还原铁中的铁品位在80％以上，金属化率大于90％，白炭黑中氧化硅的含量大于90wt％，硼酸纯度大于95％，一水硫酸镁纯度大于95％，同时保证铁的收得率在85％以上，硅的最终收得率在80％以上，硼、镁的最终收得率在75％以上。本发明具有铁、硼、镁、硅高效分离、回收率高、资源综合利用和环境友好的特点。对开发利用我国储量丰富的铁硼镁硅复合共生矿产资源具有重要意义。

附图说明

图1为示意性地示出了根据本发明的示例性实施例的一种硼镁铁共生矿有价组元分离提取的方法的工艺流程图。

具体实施方式

下面通过结合附图的具体实施例1～3的详细描述，本发明的优点和特点会在描述中更为清楚，但这些实施例仅是范例性质的，并不对本发明的范围构成任何限制。其中，图1为示意性地示出了根据本发明的示例性实施例的一种硼镁铁共生矿有价组元分离提取的方法的工艺流程图。

根据本发明，要求硼镁铁共生矿中TFe含量不低于25wt％，B₂O₃含量不低于6wt％，SiO₂含量不高于20wt％，还原用煤中固定碳的含量不低于55wt％。

实施例1

实施例1以丹东某地区硼镁铁共生矿为原料，还原用煤采用烟煤，该硼镁铁共生矿主要成分见表1，使用的烟煤化学成分见表2。

表1硼镁铁共生矿的主要成分

表2烟煤的工业分析

分离提取步骤如下：

(1)将硼镁铁共生矿采用颚式破碎机破碎成其最大粒度为3.15mm，同时采用粉碎机将煤粉粉碎成其最大粒度为3.15mm；

(2)将硼镁铁共生矿和煤粉按质量比100∶25混合均匀，制成混合料；

(3)在还原炉炉底上铺上一层3mm厚的焦粉，然后将混合料铺在焦粉上进行选择性还原，混合料的厚度为30mm，混合料料面上覆盖一层3mm的保护性煤粉，选择性还原的温度为1250℃，时间为60min；

(4)还原后，将还原料取出，在氩气流中冷却至常温；

(5)对冷却后的混合料进行磨矿，并控制磨矿后产品的粒度不大于0.15mm；

(6)对磨好的矿进行磁选分离，从而获得直接还原铁和第一磁选尾矿，然后对第一磁选尾矿进行浮选，得到过剩煤粉和第二磁选尾矿，过剩煤粉可以返回步骤(2)中作为还原用煤继续重复利用；

(7)合格的第二磁选尾矿用硫酸浸出，硫酸浓度为85wt％，浸出温度为70℃，浸出时间为60min，液固比为6，浸出后使固液分离，从而得到第一滤液和第一滤渣；

(8)洗涤干燥第一滤渣，然后向第一滤渣加入NaOH溶液浸出第一滤渣，之后加入硫酸进行中和沉淀反应，并将溶液的pH调节至7，从而制得白炭黑，其中，NaOH浸出温度为80℃，浸出时间为80min，NaOH浓度为30wt％，液固比为3，硫酸浓度为30wt％，中和沉淀反应的温度为60℃，时间为2h，剩余酸液或洗涤第一滤渣的洗涤液可以进入诸如图1中示出的硫酸浸出的步骤的其余步骤循环利用；

(9)第一滤液经低温结晶、固液分离和洗涤分离得到硼酸晶体和第二滤液硫酸镁母液，硼酸晶体经洗涤干燥得到硼酸，低温结晶的结晶温度为20℃，结晶时间为10h以上，洗涤液可以进入诸如图1中示出的硫酸浸出的步骤的其余步骤重复利用，其中，第一滤液可经过除杂过程以去除滤液中的杂质；

(10)第二滤液硫酸镁母液经高温结晶、固液分离和洗涤分离，从而得到一水硫酸镁晶体，其中，高温结晶的结晶温度为160℃，结晶时间为4h，剩余滤液及洗涤液可以进入诸如图1中示出的硫酸浸出的步骤的其他步骤循环利用。

获得直接还原铁品位为89.11％，金属化率为98.81％，铁的回收率为89.10％，白炭黑中SiO₂的含量为90.73％，SiO₂的最终回收率为86.32％，硼酸纯度为95.23％，B₂O₃的最终收得率为75.13％，一水硫酸镁的纯度为95.46％，MgO的最终收得率为76.54％。

实施例2

采用实施例1中的硼镁铁共生矿、还原用煤、硫酸和烧碱等原料。

分离提取步骤如下：

(1)将硼镁铁共生矿采用颚式破碎机破碎成其最大粒度为10mm，同时采用粉碎机将煤粉粉碎成其最大粒度为2mm；

(2)将硼镁铁共生矿粉和煤粉按质量比为100∶15混合均匀，制成混合料；

(3)在还原炉炉底上铺上一层3mm厚的焦粉，然后将混合料铺在焦粉上进行选择性还原，混合料的厚度为30mm，混合料料面上覆盖一层3mm的保护性煤粉，选择性还原的温度为1225℃，时间为75min；

(4)还原后，将还原料取出，在氩气流中冷却至常温；

(5)将冷却后混合料细磨，控制磨矿后产品的粒度不大于0.074mm；

(6)将磨好的矿进行磁选分离，从而获得直接还原铁和第一磁选尾矿，将第一磁选尾矿再进行浮选，得到过剩煤粉和第二磁选尾矿，过剩煤粉可以返回步骤(2)中作为还原用煤继续重复利用；

(7)合格的第二磁选尾矿用硫酸浸出，硫酸浓度为90wt％，浸出温度为80℃，浸出时间为90min，液固比为7，浸出后使固液分离，从而得到第一滤液和第一滤渣；

(8)洗涤干燥第一滤渣，然后向第一滤渣加入NaOH进行浸出，之后加入硫酸进行酸碱中和的中和沉淀反应，并将溶液的pH调节至7，从而制得白炭黑，其中，浸出温度为90℃，浸出时间为90min，NaOH的浓度为30wt％，液固比为4，硫酸浓度为30wt％，中和沉淀反应的温度为60℃，时间为2h，剩余酸液或洗涤第一滤渣的洗涤液可以进入诸如图1中示出的硫酸浸出的步骤的其余步骤循环利用；

(9)第一滤液经低温结晶、固液分离和洗涤分离得到硼酸晶体和第二滤液硫酸镁母液，硼酸晶体经洗涤干燥得到硼酸，低温结晶的结晶温度为15℃，结晶时间为10h以上，洗涤液可以进入诸如图1中示出的硫酸浸出的步骤的其余步骤重复利用，其中，第一滤液可经过除杂过程以去除滤液中的杂质；

(10)第二滤液硫酸镁母液经高温结晶、固液分离和洗涤分离，从而得到一水硫酸镁晶体，其中，高温结晶的结晶温度为180℃，结晶时间为4h，剩余滤液及洗涤液可以进入诸如图1中示出的硫酸浸出的步骤的其他步骤循环利用。

获得直接还原铁品位为86.38％，金属化率为93.72％，铁的回收率为88.27％，白炭黑中SiO₂的含量为92.14wt％，SiO₂的最终回收率为86.53％，硼酸纯度为97.17％，B₂O₃的最终收得率为79.04％，一水硫酸镁的纯度为98.32％，MgO的最终收得率为79.21％。

实施例3

实验步骤如下：

(1)将硼镁铁共生矿采用颚式破碎机破碎成其最大粒度为1mm，同时采用粉碎机将煤粉粉碎成其最大粒度为1mm；

(2)将硼镁铁共生矿粉和煤粉按质量比100∶10混合均匀，制成混合料。

(3)在还原炉炉底上铺上一层3mm厚的焦粉，然后将混合料铺在焦粉上进行还原，混合料的厚度为30mm，混合料料面上覆盖一层3mm的保护性煤粉。还原温度为1200℃，还原时间为50min；

(4)还原后，将还原料取出，在氩气流中冷却至常温；

(5)对冷却后的混合料进行磨矿，并控制磨矿后产品的粒度不大于0.074mm；

(7)合格的第二磁选尾矿用硫酸浸出，硫酸浓度为80wt％，浸出温度为60℃，浸出时间为90min，液固比为4，浸出后使固液分离，从而得到第一滤液和第一滤渣；

(8)洗涤干燥第一滤渣，然后向第一滤渣加入NaOH浸出第一滤渣，之后加入硫酸进行中和沉淀反应，并将溶液的pH调节至7，从而制得白炭黑，其中，NaOH浸出温度为90℃，浸出时间为70min，NaOH的浓度为15wt％，液固比为4，硫酸浓度为20wt％，中和沉淀反应的温度为70℃，中和沉淀反应的时间为2h，剩余酸液或洗涤第一滤渣的洗涤液可以进入诸如图1中示出的硫酸浸出的步骤的其余步骤循环利用；

(9)第一滤液经低温结晶、固液分离和洗涤分离得到硼酸晶体和硫酸镁母液的第二滤液，硼酸晶体经洗涤干燥得到硼酸，低温结晶的结晶温度为5℃，结晶时间为10h以上，洗涤液可以进入诸如图1中示出的硫酸浸出的步骤的其余步骤重复利用，其中，第一滤液可经过除杂过程以去除滤液中的杂质；

(10)硫酸镁母液的第二滤液经高温结晶、固液分离和洗涤分离，从而得到一水硫酸镁晶体，其中，高温结晶的结晶温度为200℃，结晶时间为4h，剩余滤液及洗涤液可以进入诸如图1中示出的硫酸浸出的步骤的其他步骤循环利用。

获得直接还原铁品位为86.28％，金属化率为92.03％，铁的回收率为88.56％，白炭黑中SiO₂的含量为90.52wt％，SiO₂的最终回收率为82.32％，硼酸纯度为98.23％，B₂O₃的最终收得率为76.58％，一水硫酸镁的纯度为98.35％，MgO的最终收得率为77.61％。

Claims

1.一种硼镁铁共生矿有价组元分离提取的方法，其特征在于，所述方法包含如下步骤：

(1)将硼镁铁共生矿破碎至粒度为10.0mm以下，同时将还原用煤破碎到粒度为3.15mm以下，从而获得硼镁铁共生矿粉和还原用煤粉，其中，硼镁铁共生矿中TFe含量不低于25wt％，B₂O₃含量不低于6wt％，SiO₂含量不高于20wt％，还原用煤中固定碳的含量不低于55wt％，灰分含量不高于15wt％，硫含量不高于0.3wt％；

(2)将破碎后的硼镁铁共生矿粉和还原用煤粉充分混合均匀，使得硼镁铁共生矿粉和还原用煤粉的质量比为100∶10～40；

(6)通过磁选设备进行磁选，磁选后得到直接还原铁和含氧化硼、氧化镁、氧化硅的磁选尾矿；其中，磁场强度为50mT；

(7)浮选磁选尾矿以除去过剩煤粉，过剩煤粉进入步骤(2)重复利用，去除过剩煤粉后的磁选尾矿用硫酸浸出，硫酸用量为理论硫酸需求量的80％～100％，浸出温度为60℃～100℃，浸出时间为40min～120min，液固比为4～8，浸出后过滤得到第一滤液和第一滤渣；所述理论硫酸需求量为浮选后的磁选尾矿中能与硫酸作用的金属阳离子完全转变为硫酸盐时对硫酸的需求量；

(8)向第一滤渣加入NaOH进行浸出反应，之后加入硫酸进行中和沉淀反应并调节溶液的pH为7，从而制得白炭黑，其中，浸出温度为70℃～100℃，NaOH的浓度为10wt％～40wt％，浸出时间为30min～90min，液固比为3～6，硫酸浓度为15wt％～30wt％，中和沉淀反应的温度为50℃～90℃，中和沉淀反应的时间为2h；

(9)对第一滤液进行除杂，然后进行低温结晶和过滤，从而得到硼酸晶体和第二滤液，低温结晶的温度为0℃～60℃，低温结晶时间为10h以上；

(10)对第二滤液进行高温结晶，从而得到析出的一水硫酸镁晶体，高温结晶温度150℃～200℃，高温结晶时间为4h。