本發明涉及一種高鐵鋁土礦綜合利用的方法，特別是涉及一種高鐵三水鋁石型鋁土礦資源高效利用的方法。
技術背景
鋁工業和鋼鐵工業是我國國民經濟的重要基礎產業，目前我國已成為世界上最大的鋼鐵和氧化鋁的生產國和消費國。我國鐵礦石、鋁礦石資源稟賦差、難選難冶，資源供需矛盾日益突出，這已逐漸成為制約我國鋼鐵工業與氧化鋁工業發展的瓶頸；與此同時，由于缺乏經濟有效的處理技術，致使許多大型特色鐵礦、鋁土礦資源仍未開發利用，成為“呆滯”礦產資源。
廣西中部的貴港、賓陽和橫縣等地廣泛分布著高鐵鋁土礦，已探明儲量超過2億噸，是我國目前已知規模最大的三水鋁石型鋁土礦礦床。該礦石中al2o3平均含量為28%，鋁主要賦存于三水鋁石中，占總al2o3的44%～70%；另外，在針鐵礦內存在al3+與fe3+的類質同象取代現象，這部分al2o3約占總al2o3的20%，其余al2o3賦存于高嶺土和一水硬鋁石中。該類礦石鐵品位變化范圍為24%～37%，平均含量達33.05%，含量明顯高于普通的鋁土礦，礦石中鐵基本以針鐵礦、赤鐵礦等礦物存在，其中針鐵礦約占80%，赤鐵礦約占18%～20%。礦石中的二氧化硅含量較高，且主要以高嶺土等硅酸鹽形式存在，sio2的含量在4%～12%范圍內變化，平均為8%，礦石鋁硅比(a/s)較低(2.6～5.4)，平均a/s為3.26。
礦石中鋁、鐵含量相對較低，sio2含量高，a/s低，無論是作為單一鋁礦還是單一鐵礦均難以達到工業應用的基本要求，加之鐵礦物與鋁礦物嵌布粒度極細，大部分礦物結晶較差，部分呈膠態、相互膠結，類質同象取代現象明顯，嵌布關系極為復雜。因此，鋁、鐵的高效分離是實現該類礦石綜合利用的第一步。
針對廣西高鐵鋁土礦鋁鐵分離的研究自該資源發現之日起就一直沒有停止，已取得一定的進展，形成了“先選后冶”、“先鋁后鐵”和“先鐵后鋁”三種綜合利用的基本方案。
“先選后冶”工藝是采用選礦方法（包括磁選、浮選、電選等）選出高品位的鋁精礦和鐵精礦后，再從鋁精礦和鐵精礦中分別提取鋁和鐵。高鐵三水鋁石型鋁土礦中鐵礦物與鋁礦物嵌布粒度極細、相互膠結，類質同象現象明顯，采用各種常規選礦方法均無法使鋁鐵礦物有效分離，因此“先選后冶”方案無法實現該類礦石的綜合利用。
“先鋁后鐵”工藝是從三水鋁石型鋁土礦的基本特性出發，充分利用了礦石中三水鋁石易溶出的特點，應用成熟的拜耳法氧化鋁生產技術，從原礦中提取氧化鋁。但由于廣西三水鋁石型鋁土礦a/s低，拜耳法生產過程中會使大量的氧化鋁和氧化鈉與氧化硅反應，以鈉硅渣的形式進入赤泥，造成氧化鋁和苛性鈉的損失，再加上以類質同象形式存在于針鐵礦、赤鐵礦中的鋁無法通過拜耳法溶出，導致赤泥中氧化鋁的殘留量較高，赤泥的利用依然存在鋁鐵分離難的問題。
“先鐵后鋁”工藝是先將高鐵鋁土礦在高爐（或電爐）內冶煉提鐵，然后對爐渣進行浸出提取氧化鋁。從整個工藝來看，雖然該法在回收鐵及氧化鋁兩個指標上達到了要求，但高爐冶煉難度大、爐渣冷卻要求高，同時該工藝存在流程長、能耗高、成本高等問題，使得其工業應用難度較大。
廣西高鐵三水鋁石型鋁土礦的礦物組成中存在著較多的高嶺土，屬于典型的鋁硅酸鹽礦物。二氧化硅含量高一方面使氧化鋁生產工藝復雜，能耗增加，生產成本增加；另一方面在拜耳法生產氧化鋁工藝中會生成鈉硅渣，造成氧化鈉和氧化鋁的損失，影響產品質量。因此在解決鋁鐵分離問題的基礎上，必須實現鋁硅的高效分離。
目前的鋁硅分離研究一方面是以提高礦石a/s為目的，主要針對高硅鋁土礦（一水硬鋁石型）高硅、低鋁硅比的典型特點，對鋁土礦進行預脫硅，簡稱鋁土礦脫硅。
另一方面是氧化鋁生產中的鋁硅分離研究。由于高鐵鋁土礦礦物嵌布關系復雜，粒度微細，單體解離難度大，采用預脫硅工藝無法對鋁土礦進行有效的脫硅處理。
同時，基于鋁土礦特性及工藝技術條件的不完善，氧化鋁生產中的各種鋁硅分離方法也不同程度地存在不足，因此針對高鐵鋁土礦中的鋁硅分離有待于從理論與工藝方面進一步研究。
綜上所述，高鐵鋁土礦綜合利用的關鍵在于鐵鋁硅的高效分離，使得鋁、鐵可以同時回收利用。
技術實現要素：
本發明所要解決的技術問題是提供一種能實現高鐵鋁土礦中鋁、鐵、硅高效分離與增值加工的方法。
為了解決上述技術問題，提供一種高鐵鋁土礦綜合利用的方法，包括如下步驟：
s1、高鐵鋁土礦經過破碎、磨礦至細度為-200目，加入由碳酸鈉、硫酸鈉和硼砂組成的添加劑，高鐵鋁土礦、碳酸鈉、硫酸鈉和硼砂的重量份數比為100：（20-30）：（10~20）：（1.5~2.5）；
經混勻、造塊和干燥，以煤為還原劑在1000℃～1150℃下反應60min～90min，每焙燒50g干燥團塊，配入的還原劑量是200g～300g；
冷卻后的還原團塊經破碎、磨礦至細度為-0.074mm粒級所占的質量百分含量不小于95%，在100mt～150mt的磁場強度下磁選，所得磁性產品為直接還原金屬鐵粉，所得非磁性產品為富鋁渣；
s2、以質量百分濃度為15%～30%的硫酸溶液為浸出劑，在20℃～45℃、攪拌速度為300r/min~500r/min，質量液固比為8:1～10:1的條件下對磁選所得富鋁渣進行攪拌浸出15min～60min，過濾、洗滌得到酸溶出液和浸出渣；
s3、在溫度為30℃～90℃，時間為20min～60min的條件下，靜置陳化所得酸溶出液，溶液轉變成溶膠，加水、攪碎、過濾、洗滌得到硅膠和酸液，硅膠經煅燒處理后制成白炭黑；
s4、脫硅后的酸液，采用濃度為0.1mol/l~0.3mol/l的naoh溶液進行中和，過濾、洗滌得到氫氧化鋁沉淀和濾液；
s5、中和所得的濾液，經濃縮結晶得到硫酸鈉。
一種用于高鐵鋁土礦處理的添加劑，以重量份數計，碳酸鈉、硫酸鈉和硼砂的比例為（20-30）：（10~20）：（1.5~2.5）。
在本發明中，鈉鹽添加劑的作用在于：鈉鹽與鋁、硅礦物發生化學反應生成鋁硅酸鈉，破壞高鐵鋁土礦中鐵、鋁、硅之間復雜的嵌布結構為鐵與鋁、硅的分離創造有利條件。
與現有高鐵鋁土礦處理工藝相比，采用本發明可使礦石中的鐵、鋁、硅在高效分離的同時被制備成產品，實現高鐵鋁土礦資源綜合利用與增值加工。本發明具有流程短、能耗低、環境污染小等優點，具有良好的應用前景。
附圖說明
圖1是本發明的工藝流程示意圖。
具體實施方式
下面結合附圖和具體實施方式對本發明作進一步詳細說明。
本發明的主要處理過程如下：高鐵鋁土礦經過破碎、磨礦至細度為-200目，按一定質量比例添加碳酸鈉（20%~30%），經過混勻、造塊、干燥，以煤為還原劑在1000℃～1150℃下還原60min～90min，每焙燒50g干燥團塊，配入的還原劑的添加量是200g～300g，冷卻后的還原團塊經破碎、磨礦至細度為-0.074mm粒級所占質量百分含量不小于95%，在100mt～150mt的磁場強度下磁選，所得磁性產品為tfe品位90%～95%、金屬化率88%～94%，al2o3質量含量0.5%～2.3%、sio2質量含量0.2%～3.2%的直接還原金屬鐵粉，滿足電爐煉鋼的原料要求，磁選過程中鐵回收率為86%～95%；所得非磁性產品為al2o3質量含量35%～42%、sio2質量含量10%～16%、na2o質量含量18%～25%的富鋁渣；以質量百分濃度為15%～35%的硫酸溶液為浸出劑，在室溫（25℃）～45℃、攪拌速度為300r/min~500r/min、質量液固比為8:1～10:1的條件下攪拌浸出富鋁渣20min～60min，na2o、al2o3和sio2的浸出率分別為71%～92%、70%～94%、69%～98%，過濾得到酸溶出液和浸出渣；在溫度為60℃～90℃，時間為15min～60min的條件下，靜置陳化酸溶出液，溶液轉變成溶膠，加水、攪碎、過濾、洗滌，得到硅膠和酸液，酸液的脫硅率達到90%~99%，硅膠中sio2的質量百分含量為50%~60%，雜質的質量百分含量為0.5%~1.5%；硅膠經煅燒處理后可制成白炭黑；采用濃度為0.1mol/l~0.3mol/lnaoh稀溶液，在ph為4.0~5.5的范圍內，對脫硅后的酸液進行中和，過濾、洗滌得到氫氧化鋁沉淀和濾液，al2o3的提取率達到80%～98%，得到氫氧化鋁沉淀中al2o3的質量百分含量為28%~36%，雜質的質量百分含量為0.8%~2.0%；中和所得濾液，經蒸發得到硫酸鈉晶體，na2so4的質量百分含量達到95%~99%，雜質的質量百分含量為1.0%~5.0%。
以下結合實施例說明本發明的相關技術細節。
高鐵鋁土礦的主要化學成分：tfe31.22％、al2o326.35％、sio28.32%。
實施例1：高鐵鋁土礦經預先破碎、磨礦至-200目，添加質量百分含量為15%的碳酸鈉，混勻、造塊、干燥，以煤為還原劑，在1000℃的溫度下焙燒90min，焙燒產物破碎、磨礦至細度為-0.074mm粒級所占質量百分含量為95%，在100mt的磁場強度下磁選，所得磁性產品金屬鐵粉中tfe含量為90.08%，al2o3含量1.89％，sio2含量為1.72%，鐵的磁選回收率為89.23%。富鋁渣的tfe含量5.64%、al2o3含量37.72%、sio2含量11.62%。采用質量百分濃度為15%的硫酸溶液浸出富鋁渣，在攪拌速度為300r/min、質量液固比為8:1條件下室溫浸出30min，na2o、al2o3和sio2的浸出率分別為71%、70%、69%。在溫度為60℃，時間為15min的條件下，靜置陳化酸溶出液，溶液轉變成溶膠，酸液的脫硅率達到92%，硅膠中sio2的質量百分含量為53%，雜質的質量百分含量為0.5%；采用濃度為0.1mol/l的naoh稀溶液，在ph為4.0的條件下，對脫硅后的酸液進行中和，al2o3的提取率為82%，氫氧化鋁沉淀中al2o3的質量百分含量為29%，雜質的質量百分含量為1.5%；中和所得濾液，經蒸發得到硫酸鈉晶體，na2so4的質量百分含量達到95%，雜質的質量百分含量為5.0%。
實施例2：高鐵鋁土礦經預先破碎、磨礦至細度為-0.074mm粒級所占的質量百分數為85%，外配質量百分含量（與高鐵鋁土礦相比）為20%的碳酸鈉，15%的硫酸鈉，2%的硼砂，混勻、造塊、干燥，以煤為還原劑，在1050℃的溫度下焙燒60min，焙燒產物破碎、磨礦至細度為-0.074mm粒級所占質量百分含量為90%，在100mt的磁場強度下磁選，所得磁性產品金屬鐵粉中tfe含量為92.96％，al2o3含量為1.28％，sio2含量1.17%,鐵的磁選回收率為92.77%。富鋁渣的tfe含量3.61%、al2o3含量40.92%、sio2含量11.65%。采用質量百分濃度為20%的硫酸溶液浸出富鋁渣，在攪拌速度為300r/min、質量液固比為10:1條件下室溫浸出60min，na2o、al2o3和sio2的浸出率分別為71%、70%、69%。在溫度為60℃，時間為30min的條件下，靜置陳化酸溶出液，溶液轉變成溶膠，酸液的脫硅率達到94%，硅膠中sio2的質量百分含量為53%，雜質的質量百分含量為0.5%；采用濃度為0.2mol/l的naoh稀溶液，在ph為4.5的條件下，對脫硅后的酸液進行中和，al2o3的提取率為88%，氫氧化鋁沉淀中al2o3的質量百分含量為32%，雜質的質量百分含量為1.2%；中和所得濾液，經蒸發得到硫酸鈉晶體，na2so4的質量百分含量達到97%，雜質的質量百分含量為3.0%。
實施例3：高鐵鋁土礦經預先破碎、磨礦至細度為-0.074mm粒級所占的質量百分數為85%，外配質量百分含量為25%的碳酸鈉（即質量為高鐵鋁土礦的25%，下同），20%的硫酸鈉，2.5%的硼砂，混勻、造塊、干燥，以煤為還原劑，在1100℃的溫度下焙燒60min，焙燒產物破碎、磨礦至細度為-0.074mm粒級所占質量百分含量為95%，在100mt的磁場強度下磁選，所得磁性產品金屬鐵粉中tfe含量92.23%、al2o3含量1.49％、sio2含量1.27%，鐵的磁選回收率為92.66%。富鋁渣的tfe含量4.02%、al2o3含量35.28%、sio2含量7.19%。采用質量百分濃度為30%的硫酸溶液浸出富鋁渣，在攪拌速度為300r/min、質量液固比為8:1條件下室溫浸出60min，na2o、al2o3和sio2的浸出率分別為71%、70%、69%。在溫度為75℃，時間為30min的條件下，靜置陳化酸溶出液，溶液轉變成溶膠，酸液的脫硅率達到97%，硅膠中sio2的質量百分含量為56%，雜質的質量百分含量為0.5%；采用濃度為0.2mol/l的naoh稀溶液，在ph為5.0的條件下，對脫硅后的酸液進行中和，al2o3的提取率為94%，氫氧化鋁沉淀中al2o3的質量百分含量為34%，雜質的質量百分含量為0.8%；中和所得濾液，經蒸發得到硫酸鈉晶體，na2so4的質量百分含量達到98%，雜質的質量百分含量為2.0%。
實施例4：高鐵鋁土礦經預先破碎、磨礦至細度為-0.074mm粒級所占的質量百分數為85%，外配質量百分含量為25%的碳酸鈉，20%的硫酸鈉，2.5%的硼砂，混勻、造塊、干燥，以煤為還原劑，在1150℃的溫度下焙燒60min，焙燒產物破碎、磨礦至細度為-0.074mm粒級所占的質量百分數為95%，在125mt的磁場強度下磁選，所得磁性產品金屬鐵粉中tfe含量91.46%、al2o3含量1.73％、sio2含量1.65%，鐵的磁選回收率為90.29%。富鋁渣的tfe含量5.48%、al2o3含量39.78%、sio2含量12.70%。采用質量百分濃度為30%的硫酸溶液浸出富鋁渣，在攪拌速度為300r/min、質量液固比為8:1，溫度為60℃的條件下浸出60min，na2o、al2o3和sio2的浸出率分別為71%、70%、69%。在溫度為90℃，時間為30min的條件下，靜置陳化酸溶出液，溶液轉變成溶膠，酸液的脫硅率達到99%，硅膠中sio2的質量百分含量為58%，雜質的質量百分含量為0.4%；采用濃度為0.2mol/l的naoh稀溶液，在ph為5.5的條件下，對脫硅后的酸液進行中和，al2o3的提取率為98%，氫氧化鋁沉淀中al2o3的質量百分含量為35%，雜質的質量百分含量為0.6%；中和所得濾液，經蒸發得到硫酸鈉晶體，na2so4的質量百分含量達到99%，雜質的質量百分含量為1.0%。
實施例5：高鐵鋁土礦經預先破碎、磨礦至細度為-0.074mm粒級所占的質量百分數為85%，外配質量百分含量為25%的碳酸鈉，20%的硫酸鈉，2.5%的硼砂，混勻、造塊、干燥，以煤為還原劑，在1150℃的溫度下焙燒60min，焙燒產物破碎、磨礦至細度為-0.074mm粒級所占的質量百分數為95%，在150mt的磁場強度下磁選，所得磁性產品金屬鐵粉中tfe含量93.3%、al2o3含量0.78％、sio2含量0.23%，鐵的磁選回收率為93.6%。富鋁渣的tfe含量5.61%，al2o3含量36.23%，sio2含量11.58%。采用質量百分濃度為30%的硫酸溶液浸出富鋁渣，在攪拌速度為300r/min、質量液固比為8:1，溫度為60℃的條件下浸出60min，na2o、al2o3和sio2的浸出率分別為71%、70%、69%。在溫度為90℃，時間為30min的條件下，靜置陳化酸溶出液，溶液轉變成溶膠，酸液的脫硅率達到99%，硅膠中sio2的質量百分含量為58%，雜質的質量百分含量為0.4%；采用濃度為0.2mol/l的naoh稀溶液，在ph為5.5的條件下，對脫硅后的酸液進行中和，al2o3的提取率為98%，氫氧化鋁沉淀中al2o3的質量百分含量為35%，雜質的質量百分含量為0.6%；中和所得濾液，經蒸發得到硫酸鈉晶體，na2so4的質量百分含量達到99%，雜質的質量百分含量為1.0%。
實施例6：高鐵鋁土礦經預先破碎、磨礦至細度為-0.074mm粒級所占的質量百分數為100%，外配質量百分含量為25%的碳酸鈉，20%的硫酸鈉，2.5%的硼砂，混勻、造塊、干燥，以煤為還原劑，在1050℃的溫度下焙燒60min，焙燒產物破碎、磨礦至細度為-0.074mm粒級所占質量百分含量為100%，在100mt的磁場強度下磁選，所得磁性產品金屬鐵粉中tfe含量90.27%、al2o3含量1.36％、sio2含量0.53%，鐵的磁選回收率為90.33%。富鋁渣的tfe含量3.91%、al2o3含量35.56%、sio2含量10.65%。采用質量百分濃度為30%的硫酸溶液浸出富鋁渣，在攪拌速度為300r/min、質量液固比為8:1，溫度為60℃的條件下浸出60min，na2o、al2o3和sio2的浸出率分別為71%、70%、69%。在溫度為90℃，時間為30min的條件下，靜置陳化酸溶出液，溶液轉變成溶膠，酸液的脫硅率達到99%，硅膠中sio2的質量百分含量為58%，雜質的質量百分含量為0.4%；采用濃度為0.2mol/l的naoh稀溶液，在ph為5.5的條件下，對脫硅后的酸液進行中和，al2o3的提取率為98%，氫氧化鋁沉淀中al2o3的質量百分含量為35%，雜質的質量百分含量為0.6%；中和所得濾液，經蒸發得到硫酸鈉晶體，na2so4的質量百分含量達到99%，雜質的質量百分含量為1.0%。