>[0044] (7)向第一滤液中加入质量分数为30%的双氧水，充分搅拌lOmin，之后边搅拌边 加入氧化镁调节第一滤液pH至5,继续搅拌5min使沉淀物完全沉淀，固液分离后得到第二 滤液。
[0045] (8)第二滤液中加入无水乙醇，经结晶析出、固液分离和洗涤分离得到七水硫酸镁 晶体和第三滤液，七水硫酸镁晶体经洗涤干燥得到七水硫酸镁产品，无水乙醇加入量为第 二滤液体积的35 %，结晶温度为25°C，结晶时间为6h。
[0046] (9)第三滤液经蒸馏回收乙醇，之后低温结晶、固液分离、洗涤分离得到硼酸晶 体和结晶母液，硼酸晶体经洗涤干燥得到硼酸，低温析出的结晶温度为15°C，结晶时间为 10h〇
[0047] (10)收集结晶母液，浓缩后进入步骤⑶重复利用。
[0048]获得的直接还原铁品位为92. 74%，金属化率为97. 41 %，铁的收得率为88. 77%， 硼酸纯度为99. 12%，B203的最终收得率为82. 33%，七水硫酸镁的纯度为99. 10%，MgO的 最终收得率为84. 51%。
[0049] 实施例2
[0050] 采用实施例1中的硼铁矿、还原煤、膨润土、氧化钙、浓硫酸、乙醇和氧化镁等原 料。
[0051] 综合利用步骤如下：
[0052] (1)将硼铁矿采用颚式破碎机破碎成其最大粒度为0. 1mm的硼铁矿粉，同时采用 破碎机将还原煤破碎成其最大粒度为〇. 2_的还原煤粉。
[0053] (2)将硼铁矿粉、还原煤粉、粘结剂膨润土以及添加剂氧化钙按质量比 100:20:2:2混匀、造块。
[0054] (3)将物料烘干后放入转底炉进行选择性还原，选择性还原温度为1250°C，时间 为 40min〇
[0055] (4)将还原料取出，冷却后磨矿，并控制磨矿后产品粒度不大于0?15mm。
[0056] (5)将磨好的矿在250mT的磁场强度下进行一段磁选分离，从而获得第一直接还 原铁和第一磁选尾矿，然后将第一直接还原铁在50mT的磁场强度下进行二段磁选分离，获 得第二直接还原铁和第二磁选尾矿。
[0057] (6)将第一磁选尾矿和第二磁选尾矿混合，浮选，得到过剩煤粉和第三磁选尾矿， 过剩煤粉可以返回步骤（2)中作为还原煤粉继续重复利用。合格的第三磁选尾矿用硫酸浸 出，硫酸浓度为80wt%，浸出温度为85°C，浸出时间为15min，液固比（质量比）为6,浸出 后使固液分离，得到第一滤液。
[0058] (7)向第一滤液中加入质量分数为30%的双氧水，充分搅拌10min，之后边搅拌边 加入氧化镁调节第一滤液pH至5,继续搅拌5min使沉淀完全，固液分离后得到第二滤液。
[0059] (8)第二滤液中加入无水乙醇，经结晶析出、固液分离和洗涤分离得到七水硫酸镁 晶体和第三滤液，七水硫酸镁晶体经洗涤干燥得到七水硫酸镁产品，无水乙醇加入量为第 二滤液体积的30 %，结晶温度为30 °C，结晶时间为6h。
[0060] (9)第三滤液经蒸馏回收乙醇，之后低温结晶、固液分离、洗涤分离得到硼酸晶 体和结晶母液，硼酸晶体经洗涤干燥得到硼酸，低温析出的结晶温度为1(TC，结晶时间为 10h〇
[0061] (10)收集结晶母液，浓缩后进入步骤⑶重复利用。
[0062] 获得的直接还原铁品位为93. 64%，金属化率为98. 11%，铁的收得率为87. 69%， 硼酸纯度为99. 08%，B203的最终收得率为81. 17%，七水硫酸镁的纯度为98. 43%，MgO的 最终收得率为81. 66%。
[0063] 实施例3
[0064] 采用实施例1中的硼铁矿、还原煤、硫酸、乙醇和氧化镁等原料。
[0065] 综合利用步骤如下：
[0066] (1)将硼铁矿采用颚式破碎机破碎成其最大粒度为0. 1mm，同时采用破碎机将还 原煤破碎成其最大粒度为〇. 2mm。
[0067] (2)将硼铁矿粉、还原煤、粘结剂以及添加剂按质量比100:15:2:2混勾、造块。
[0068] (3)将物料烘干后放入转底炉进行选择性还原，选择性还原温度为1225°C，时间 为 50min〇
[0069] (4)将还原料取出，冷却后磨矿，并控制磨矿后产品粒度不大于0. 15_。
[0070] (5)将磨好的矿在250mT的磁场强度下进行一段磁选分离，从而获得第一直接还 原铁和第一磁选尾矿，然后将第一直接还原铁在50mT的磁场强度下进行二段磁选分离，获 得第二直接还原铁和第二磁选尾矿，之后将第一磁选尾矿和第二磁选尾矿混合，浮选，得到 过剩煤粉和第三磁选尾矿，过剩煤粉可以返回步骤（2)中作为还原煤粉继续重复利用。
[0071] (6)合格的第三磁选尾矿用硫酸浸出，硫酸浓度为90wt%，浸出温度为80°C，浸出 时间为15min，液固比（质量比）为8,浸出后使固液分离，得到第一滤液。
[0072] (7)向第一滤液中加入双氧水，充分搅拌lOmin，之后边搅拌边加入氧化镁调节第 一滤液pH至5,继续搅拌5min使沉淀完全，固液分离后得到第二滤液。
[0073] (8)第二滤液中加入无水乙醇，经结晶析出、固液分离和洗涤分离得到七水硫酸镁 晶体和第三滤液，七水硫酸镁晶体经洗涤干燥得到七水硫酸镁产品，无水乙醇加入量为第 二滤液体积的40 %，结晶温度为20 °C，结晶时间为6h。
[0074] (9)第三滤液经蒸馏回收乙醇，之后低温结晶、固液分离、洗涤分离得到硼酸晶 体和结晶母液，硼酸晶体经洗涤干燥得到硼酸，低温析出的结晶温度为15°C，结晶时间为 10h〇
[0075] (10)收集结晶母液，浓缩后进入步骤⑶重复利用。
[0076] 获得的直接还原铁品位为92. 13%，金属化率为95. 96%，铁的收得率为86. 66%， 硼酸纯度为99. 24%，B203的最终收得率为83. 62%，七水硫酸镁的纯度为99. 20%，MgO的 最终收得率为82. 45%。
【主权项】
1. 一种分离提取硼镁铁的硼铁矿综合利用方法，其特征在于所述方法包括以下步骤： (1) 将硼铁矿破碎至粒度至〇? Imm以下，将还原煤破碎到〇? 2mm以下，以获得硼铁矿粉 和还原煤粉，其中，要求硼铁矿中TFe含量不低于25wt %，B2O3含量不低于6wt %，还原煤固 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) 将破碎后的硼铁矿粉、还原煤粉、粘结剂以及添加剂混匀、造块，然后干燥，其中，硼 铁矿粉、还原煤粉、粘结剂和添加剂的质量比为100:10~30:1~5:0~4 ; (3) 将物料烘干后放入还原装置中，进行选择性还原，其中，选择性还原的控制条件： 还原温度为1150~1300°C，还原时间为20~50min，还原装置为车底炉或者转底炉； (4) 将还原料自还原装置取出后冷却、破碎，通过磨矿设备在室温下进行磨矿，磨矿至 粒度不大于〇. 15mm ; (5) 通过磁选设备进行两段磁选，对一段磁选选出的磁性物进行二段磁选，二段磁选得 到的磁性物为直接还原铁，二段磁选得到的非磁性物与一段磁选得到的非磁性物混合，作 为富含氧化硼、氧化镁的磁选尾矿，其中一段磁选的磁场强度为250mT，二段磁选的磁场强 度为50mT ; (6) 将磁选尾矿浮选除去过剩煤粉，过剩煤粉进入步骤（2)重复利用，去除过剩煤粉后 的磁选尾矿用浓硫酸浸出，浸出液过滤得到第一滤液； (7) 向第一滤液中加入质量分数为30%的双氧水，充分搅拌使Fe2+氧化为Fe 3+，之后加 入氧化镁调节pH至5以上，搅拌，Fe3+生成Fe (OH) 3沉淀，Al3+生成Al (OH) 3沉淀，过滤后得 到第二滤液，其中，以酸浸前磁选尾矿中的Fe2+计，双氧水加入量为将所有Fe 2+氧化为Fe 3+ 所需双氧水量的90% ; (8) 向第二滤液中加入无水乙醇，在常温下结晶，过滤得到七水硫酸镁晶体和第三滤 液，其中，无水乙醇加入量为第二滤液体积的30 %~50 %，结晶温度为20~30 °C，结晶时间 为6h ; (9) 对第三滤液蒸馏回收乙醇，之后低温结晶，过滤得到硼酸晶体和结晶母液其中，低 温结晶控制条件：结晶温度为〇~15°C，结晶时间为IOh ; (10) 收集结晶母液，浓缩后进入步骤（8)重复利用。2. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤（2)中，所述粘结剂是指膨润土，所 述添加剂是指氧化钙。3. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤（6)中，所述去除过剩煤粉后的磁 选尾矿用浓硫酸浸出是指利用质量分数为80%~98%的浓硫酸浸出，硫酸用量为理论硫 酸需求量的80~100%，浸出温度为60~100°C，浸出时间为10~30min，液固的质量比为 5~8,其中，所述理论硫酸需求量为浮选后的磁选尾矿中能够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。
【专利摘要】本发明提供了一种分离提取硼镁铁的硼铁矿综合利用方法。所述方法包括：将硼铁矿、还原煤破碎后与粘结剂和添加剂混匀、造块，之后经选择性还原、破碎磨矿、两段磁选，得到直接还原铁和磁选尾矿；将磁选尾矿浮选出去剩余煤粉，经酸浸、除杂、常温析出、低温结晶等步骤，分别得到七水硫酸镁和硼酸产品。本发明能够实现硼铁矿中铁、硼、镁的高效分离，具有有价元素回收率高、资源综合利用的特点，且工艺流程中剩余煤粉、乙醇及结晶母液均可循环利用。
【IPC分类】C21B13/00, C01F5/40, C01B35/10
【公开号】CN105036162
【申请号】CN201510520870
【发明人】储满生, 付小佼, 赵嘉琦, 柳政根, 唐珏, 王峥, 陈双印, 王宏涛, 赵伟, 冯聪
【申请人】东北大学
【公开日】2015年11月11日
【申请日】2015年8月21日