一种硼镁铁共生矿有价组元分离提取的方法
【技术领域】
[0001] 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】
[0002] 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。
[0003] 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。
[0004] 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/cm 3,硼镁石较脆，易碎。我国硼矿资源特点总结如下：⑴硼镁铁共生矿中硼、铁、镁 多种元素共生，B2O 3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. llg/cm3,比磁化系数为（2. 56?11. 3) X HT6Cm3/ g，属弱磁性矿物。
[0005] 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7.〇被％?8.5?1:%;]\%0含量为25￥1:%?42￥1:%，3;[02含量￥1:18%?30￥1:%，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。
[0006] 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。
[0007] 如公布号为CNl374150A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B 2O3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。
[0008] 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. lwt%的珠铁和B2O3含量为12wt%?20wt%的富硼澄。
[0009] 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 12被％?15被％的硼精粉和铁品位在60%?90%的铁精粉。
[0010] 如公布号为CN102168172A的中国专利申请所述，将硼镁铁共生矿在700 °C? 800°C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MgSO 4 · 7H20,滤液经正三价铁粉或铁肩还原浓缩后，加入一元醇再经过滤、冷却 结晶及烘干得到固态FeSO 4 · 7H20,结晶液中含硼酸。
[0011] 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MgSO 4 · H2O分离，各自过滤得硼酸和MgSO4 · H20。
[0012] 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。
[0013] 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°C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。
[0014] 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。
[0015] 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 研宄。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】
[0016] 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。
[0017] 本发明的方法包括以下步骤：
[0018] (1)将硼镁铁共生矿破碎至粒度至10. Omm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%，B2O 3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% ;
[0019] (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 ;
[0020] (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°c?1300°C，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20 μπι? 500 μ m ；
[0021] (4)将还原后的物料取出进行快速冷却至80°C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；
[0022] (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 ；
[0023] (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 娃的磁选尾矿；其中，磁场强度为50mT ;
[0024] (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°C?100°C，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°C?KKTC ;浸出后，可利用洗液将滤渣清洗干净；
[0025] (8)向第一滤渣加入NaOH进行浸出反应，之后加入