权利要求
1.一种红土
镍矿联合选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1.原矿依次经洗矿工序和一段旋流分离，得一段旋流溢流和一段旋流底流;将所述一段旋流底流依次进行
螺旋溜槽分级、多段摇床分级，再进行弱磁选及螺旋分级，得第一铬精矿、第一铬中矿、第二弱磁选中矿及混合轻矿料;
S2.所述混合轻矿料经球磨搅拌处理后，进行二段旋流分离，得二段旋流底流及二段旋流溢流;将所述二段旋流底流进行弱磁选，得弱磁选磁性物及弱磁选非磁性物，所述弱磁选磁性物经摇床分级、螺旋分级得第二铬精矿，所述弱磁选非磁性物经强磁选后得强磁选非磁性物及强磁选磁性物;
S3.将所述强磁选磁性物与所述第二弱磁选中矿混合球磨后回用至步骤S2所述的球磨搅拌工序，将所述一段旋流溢流、二段旋流溢流及强磁选非磁性物混合并用于制备高压浸出原液。
2.根据权利要求1所述的红土
镍矿联合选矿方法，其特征在于，步骤S1中，所述一段旋流分离的具体步骤为：将原矿经洗矿工序后导入一段旋流器进行一段旋流分离，得到一段旋流溢流及一段旋流底流，所述一段旋流溢流按照步骤S3进行处理。
3.根据权利要求1所述的红土镍矿联合选矿方法，其特征在于，步骤S1中，所述螺旋溜槽分级的具体操作为：将所述一段旋流底流汇入螺旋溜槽，得到溜槽轻矿料及溜槽重矿料;所述溜槽轻矿料作为步骤S1中所述的混合轻矿料的组分进行后处理。
4.根据权利要求3所述的红土镍矿联合选矿方法，其特征在于，步骤S1中，所述多段摇床分级依次包括第一摇床分级、第二摇床分级;
所述第一摇床分级的步骤为：将溜槽重矿料汇入至第一摇床中进行第一摇床分级，得到第一摇床轻矿料及第一摇床重矿料;
所述第二摇床分级的步骤为：将第一摇床重矿料汇入至第二摇床中进行第二摇床分级，得到第二摇床轻矿料、第二摇床中矿料、第二摇床重矿料;
将所述第一摇床轻矿料、第二摇床轻矿料均作为步骤S1中所述混合轻矿料的组分进行后处理。
5.根据权利要求4所述的红土镍矿联合选矿方法，其特征在于，步骤S1中，所述弱磁选及螺旋分级的步骤为：将所述第二摇床重矿料汇入至第一弱磁选机进行第一弱磁选，得到第一弱磁选精矿及第一弱磁选中矿，将第一弱磁选精矿汇入至第一螺旋分级机进行第一螺旋分级，得到第一铬精矿;将第二摇床中矿料汇入至第二弱磁选机进行第二弱磁选，得到第二弱磁选精矿及第二弱磁选中矿，将所述第一弱磁选中矿及第二弱磁选精矿共同汇入至第二螺旋分级机中进行第二螺旋分级处理，得第一铬中矿;将所述第二弱磁选中矿按照步骤S3进行处理。
6.根据权利要求1所述的红土镍矿联合选矿方法，其特征在于，步骤S2的具体操作为：将所述混合轻矿料汇入球磨搅拌罐进行球磨搅拌处理后，再汇入至二段旋流器中进行二段旋流分离，得二段旋流底流及二段旋流溢流;将所述二段旋流底流汇入至第三弱磁选机中进行第三弱磁选，得弱磁选磁性物及弱磁选非磁性物，所述弱磁选磁性物经摇床分级、螺旋分级得第二铬精矿，将所述弱磁选非磁性物汇入强磁选机中进行强磁选，得强磁选非磁性物及强磁选磁性物;所述二段旋流溢流及强磁选非磁性物按照步骤S3进行处理。
7.根据权利要求6所述的红土镍矿联合选矿方法，其特征在于，所述弱磁选磁性物经摇床分级、螺旋分级得第二铬精矿的具体操作为：利用弱磁选泵机将所述弱磁选磁性物依次输送至第三摇床和第三螺旋分级机中分别进行摇床分级和螺旋分级，得第二铬精矿。
8. 根据权利要求1所述的红土镍矿联合选矿方法，其特征在于，步骤S2中，弱磁选的磁场强度为1000~2000 GS，强磁选的磁场强度为10000~20000 GS。
9.根据权利要求6所述的红土镍矿联合选矿方法，其特征在于，步骤S3中，将所述强磁选磁性物与所述第二弱磁选中矿混合汇入至球磨机球磨后，再回用至步骤S2所述的球磨搅拌罐中继续进行球磨搅拌处理。
10.根据权利要求1所述的红土镍矿联合选矿方法，其特征在于，步骤S3中，制备高压浸出原液的具体步骤为：将一段旋流溢流经一段除杂筛一段除杂后输送至成品罐后再输送至原矿浆储罐，将二段旋流溢流与所述强磁选非磁性物混合后经二段除杂筛二段除杂后输送至原矿浆储罐;将原矿浆储罐中的混合物汇入至含有絮凝剂的
浓密机中进行固液分离，即得高压浸出原液。
说明书
技术领域
[0001]本申请涉及选矿技术领域，尤其涉及一种红土镍矿联合选矿方法。
背景技术
[0002]红土镍矿中常含有镍和
钴，工业上常采用
湿法冶金工艺开发红土镍矿，由于红土镍矿常含有2%左右的铬，这些铬在镍、钴浸出过程中会被转化为Cr6+，含有Cr6+的废液若直接排出，会产生严重的环境问题。因此，在镍、钴浸出后还需要再增加除铬作业，这增加了生产成本。
[0003]对于红土镍矿中镍品位更低的褐铁矿层，其在火法工艺中不能被利用，只能通过湿法冶炼进行处理。湿法冶炼尤其是高压酸浸会对使用的设备造成腐蚀，此外红土镍矿中伴生尖晶石类型的铬铁矿也对设备具有强烈的磨蚀作用，因而红土镍矿采用湿法冶炼时需要采用昂贵的耐腐蚀设备，增加了设备成本，而且会带来不可预知的安全风险。对于红土镍矿中铬的分选，现有技术中一般采取单一重选或磁选方式，而单一的分选方式往往会损失掉很大一部分铬。
[0004]因此，需要提供一种提高铬回收率的红土镍矿联合选矿方法。
发明内容
[0005]有鉴于此，本申请提供一种红土镍矿联合选矿方法，用于解决如何提高红土镍矿选矿过程中铬回收率的问题。
[0006]为达到上述技术目的，本申请采用以下技术方案：
第一方面， 本申请提供一种红土镍矿联合选矿方法，包括以下步骤：
S1.原矿依次经洗矿工序和一段旋流分离，得一段旋流溢流和一段旋流底流;将一段旋流底流依次进行螺旋溜槽分级、多段摇床分级，再进行弱磁选及螺旋分级，得第一铬精矿、第一铬中矿、第二弱磁选中矿及混合轻矿料;
S2.混合轻矿料经球磨搅拌处理后，进行二段旋流分离，得二段旋流底流及二段旋流溢流;将二段旋流底流进行弱磁选，得弱磁选磁性物及弱磁选非磁性物，弱磁选磁性物经摇床分级、螺旋分级得第二铬精矿，弱磁选非磁性物经强磁选后得强磁选非磁性物及强磁选磁性物;
S3.将强磁选磁性物与第二弱磁选中矿混合球磨后回用至步骤S2的球磨搅拌工序，将一段旋流溢流、二段旋流溢流及强磁选非磁性物混合并用于制备高压浸出原液。
[0007]优选的，步骤S1中，一段旋流分离的具体步骤为：将原矿经洗矿工序后导入一段旋流器进行一段旋流分离，得到一段旋流溢流及一段旋流底流，一段旋流溢流按照步骤S3进行处理。
[0008]优选的，步骤S1中，螺旋溜槽分级的具体操作为：将一段旋流底流汇入螺旋溜槽，得到溜槽轻矿料及溜槽重矿料;溜槽轻矿料作为步骤S1中的混合轻矿料的组分进行后处理。
[0009]优选的，步骤S1中，多段摇床分级依次包括第一摇床分级、第二摇床分级;
第一摇床分级的步骤为：将溜槽重矿料汇入至第一摇床中进行第一摇床分级，得到第一摇床轻矿料及第一摇床重矿料;
第二摇床分级的步骤为：将第一摇床重矿料汇入至第二摇床中进行第二摇床分级，得到第二摇床轻矿料、第二摇床中矿料、第二摇床重矿料;
将第一摇床轻矿料、第二摇床轻矿料均作为步骤S1中混合轻矿料的组分进行后处理。
[0010]优选的，步骤S1中，弱磁选及螺旋分级的步骤为：将第二摇床重矿料汇入至第一弱磁选机进行第一弱磁选，得到第一弱磁选精矿及第一弱磁选中矿，将第一弱磁选精矿汇入至第一螺旋分级机进行第一螺旋分级，得到第一铬精矿;将第二摇床中矿料汇入至第二弱磁选机进行第二弱磁选，得到第二弱磁选精矿及第二弱磁选中矿，将第一弱磁选中矿及第二弱磁选精矿共同汇入至第二螺旋分级机中进行第二螺旋分级处理，得第一铬中矿;将第二弱磁选中矿按照步骤S3进行处理。
[0011]优选的，步骤S2的具体操作为：将混合轻矿料汇入球磨搅拌罐进行球磨搅拌处理后，再汇入至二段旋流器中进行二段旋流分离，得二段旋流底流及二段旋流溢流;将二段旋流底流汇入至第三弱磁选机中进行第三弱磁选，得弱磁选磁性物及弱磁选非磁性物，弱磁选磁性物经摇床分级、螺旋分级得第二铬精矿，将弱磁选非磁性物汇入强磁选机中进行强磁选，得强磁选非磁性物及强磁选磁性物;二段旋流溢流及强磁选非磁性物按照步骤S3进行处理。
[0012]优选的，弱磁选磁性物经摇床分级、螺旋分级得第二铬精矿的具体操作为：利用弱磁选泵机将弱磁选磁性物依次输送至第三摇床和第三螺旋分级机中分别进行摇床分级和螺旋分级，得第二铬精矿。
[0013]优选的，步骤S2中，弱磁选的磁场强度为1000~2000 GS，强磁选的磁场强度为10000~20000 GS。
[0014]优选的，步骤S3中，将强磁选磁性物与第二弱磁选中矿混合汇入至球磨机球磨后，再回用至步骤S2的球磨搅拌罐中继续进行球磨搅拌处理。
[0015]优选的，步骤S3中，制备高压浸出原液的具体步骤为：将一段旋流溢流经一段除杂筛一段除杂后输送至成品罐后再输送至原矿浆储罐，将二段旋流溢流与强磁选非磁性物混合后经二段除杂筛二段除杂后输送至原矿浆储罐;将原矿浆储罐中的混合物汇入至含有絮凝剂的浓密机中进行固液分离，即得高压浸出原液。
[0016]本申请的有益效果如下：本申请通过多级磁选、螺旋溜槽、多级摇床分级、多级旋流分离的联合工艺，将红土镍矿中的铬铁矿进行了分离，得到的铬精矿及铬中矿的回收率高，且铬精矿的品位高，有利于降低红土镍矿湿法冶炼过程中的除铬压力，且有利于铬元素的综合利用。
附图说明
[0017]图1为本申请的工艺流程图。
具体实施方式
[0018]为了使本申请的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合实施例，对本申请进行进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本申请，并不用于限定本申请。
[0019]本申请的实施例及对照例均采用印度尼西亚靠近赤道的某热带雨林气候海岛上的红土镍矿，该原矿主要有价金属元素为Ni、Fe和Co，同时也存在如Ca、Mg、Cr2O3和SiO2等杂质，这些杂质的存在会增加湿法冶炼的酸耗，并形成大量的酸浸尾渣;本申请的目的在于将铬从不同矿物相中进行分离来提高铬的回收率，以此来提升红土镍矿的综合利用率。
[0020]基于此，创立了本申请。
[0021]如图1所示，本申请提供一种红土镍矿联合选矿方法，包括以下步骤：
S1.原矿依次经洗矿工序和一段旋流分离，得一段旋流溢流和一段旋流底流;将一段旋流底流依次进行螺旋溜槽分级、多段摇床分级，再进行弱磁选及螺旋分级，得第一铬精矿、第一铬中矿、第二弱磁选中矿及混合轻矿料;
S2.混合轻矿料经球磨搅拌处理后，进行二段旋流分离，得二段旋流底流及二段旋流溢流;将二段旋流底流进行弱磁选，得弱磁选磁性物及弱磁选非磁性物，弱磁选磁性物经摇床分级、螺旋分级得第二铬精矿，弱磁选非磁性物经强磁选后得强磁选非磁性物及强磁选磁性物;
S3.将强磁选磁性物与第二弱磁选中矿混合球磨后回用至步骤S2的球磨搅拌工序，将一段旋流溢流、二段旋流溢流及强磁选非磁性物混合并用于制备高压浸出原液。
[0022]本申请中，步骤S1除了得到了第一铬精矿及第一铬中矿，还得到了第二弱磁选中矿及混合轻矿料，由于混合轻矿料、第二弱磁选中矿中含有褐铁矿及被包裹于褐铁矿中的铬铁矿，而褐铁矿与铬铁矿中均含有铬，本申请对混合轻矿料进行了球磨搅拌处理，提高包裹于褐铁矿中铬铁矿的单体解离度，使混合轻矿料中铬铁矿与褐铁矿分离，而后通过二段旋流分离及弱磁选得到第二铬精矿;而为进一步提高第二铬精矿的回收率及品位，对弱磁选后的弱磁选非磁性物进行了强磁选，并将强磁选得到的强磁选磁性物与第二弱磁选中矿混合球磨后回用至球磨搅拌工序，经多次球磨、二段旋流、弱磁选、强磁选的组合工艺配合将第二弱磁选中矿及强磁选磁性物中漏处理的褐铁矿、铬铁矿中的铬做进一步富集与分离，以筛选更多的第二铬精矿，有利于后续高压浸出原液中铬含量降低，减少了高压浸出原液除铬的压力。
[0023]在一些实施例中，步骤S1中，一段旋流分离的具体步骤为：将原矿经洗矿工序后导入一段旋流器进行一段旋流分离，得到一段旋流溢流及一段旋流底流，一段旋流溢流按照步骤S3进行处理。
[0024]在该实施例中，步骤S1中，洗矿的具体步骤包括：利用重型板式
给料机将红土镍矿原矿输送至圆筒洗矿机洗矿去除粒径大于5cm的砾石，再经双螺旋式擦洗机及直线
振动筛处理去除粒径为2-5 cm的砾石，得到除砾石矿料;对原矿先进行砾石除杂，以降低后续选矿时砾石的干扰。将洗矿后的矿料经过一段旋流分离后，分为一段旋流溢流及一段旋流底流，由于Ni和Cr2O3品位随粒度的变化并不同步，因此大部分含铬杂质被分离于一段旋流底流中。
[0025]在一些实施例中，步骤S1中，螺旋溜槽分级的具体操作为：将一段旋流底流汇入螺旋溜槽，得到溜槽轻矿料及溜槽重矿料;溜槽轻矿料作为步骤S1中的混合轻矿料的组分进行后处理。
[0026]在该实施例中，大部分含铬矿相分离于溜槽重矿料中，而溜槽轻矿料中仍含有少部分铬矿相。
[0027]在一些实施例中，步骤S1中，多段摇床分级依次包括第一摇床分级、第二摇床分级;第一摇床分级的步骤为：将溜槽重矿料汇入至第一摇床中进行第一摇床分级，得到第一摇床轻矿料及第一摇床重矿料;第二摇床分级的步骤为：将第一摇床重矿料汇入至第二摇床中进行第二摇床分级，得到第二摇床轻矿料、第二摇床中矿料、第二摇床重矿料;将第一摇床轻矿料、第二摇床轻矿料均作为步骤S1中混合轻矿料的组分进行后处理。
[0028]本申请的混合轻矿料包括溜槽轻矿料、第一摇床轻矿料、第二摇床轻矿料;溜槽轻矿料中仍含有少部分铬矿相;同时第一摇床轻矿料、第二摇床轻矿料同样含有少部分铬矿相。
[0029]在一些实施例中，步骤S1中，弱磁选及螺旋分级的步骤为：将第二摇床重矿料汇入至第一弱磁选机进行第一弱磁选，得到第一弱磁选精矿及第一弱磁选中矿，将第一弱磁选精矿汇入至第一螺旋分级机进行第一螺旋分级，得到第一铬精矿;将第二摇床中矿料汇入至第二弱磁选机进行第二弱磁选，得到第二弱磁选精矿及第二弱磁选中矿，将第一弱磁选中矿及第二弱磁选精矿共同汇入至第二螺旋分级机中进行第二螺旋分级处理，得第一铬中矿;将第二弱磁选中矿按照步骤S3进行处理。
[0030]在一些实施例中，步骤S2的具体操作为：将混合轻矿料汇入球磨搅拌罐进行球磨搅拌处理后，再汇入至二段旋流器中进行二段旋流分离，得二段旋流底流及二段旋流溢流;将二段旋流底流汇入至第三弱磁选机中进行第三弱磁选，得弱磁选磁性物及弱磁选非磁性物，弱磁选磁性物经摇床分级、螺旋分级得第二铬精矿，将弱磁选非磁性物汇入强磁选机中进行强磁选，得强磁选非磁性物及强磁选磁性物;二段旋流溢流及强磁选非磁性物按照步骤S3进行处理。
[0031]在该实施例中，对弱磁选之后的弱磁选非磁性物进行强磁选的目的在于，降低强磁选非磁性物中的杂质对铬回收的干扰。
[0032]在一些实施例中，弱磁选磁性物经摇床分级、螺旋分级得第二铬精矿的具体操作为：利用弱磁选泵机将弱磁选磁性物依次输送至第三摇床和第三螺旋分级机中分别进行摇床分级和螺旋分级，得第二铬精矿。
[0033]在一些实施例中，步骤S2中，弱磁选的磁场强度为1000~2000 GS，强磁选的磁场强度为10000~20000 GS。
[0034]在该实施例中，利用铬铁矿与其他含铬矿相(例如褐铁矿、尖晶石、硅酸盐)在密度、磁学性质上存在的差异，对二段旋流底流进行了先弱磁选、后强磁选的处理;通过设定不同的磁场强度分别实现弱磁选和强磁选。
[0035]在一些实施例中，步骤S3中，将强磁选磁性物与第二弱磁选中矿混合汇入至球磨机球磨后，再回用至步骤S2的球磨搅拌罐中继续进行球磨搅拌处理。
[0036]在该实施例中，将含有铬强磁选磁性物与第二弱磁选中矿混合球磨后再回用至球磨搅拌罐，有利于铬的进一步富集与分离。
[0037]在一些实施例中，步骤S3中，制备高压浸出原液的具体步骤为：将一段旋流溢流经一段除杂筛一段除杂后输送至成品罐后再输送至原矿浆储罐，将二段旋流溢流与强磁选非磁性物混合后经二段除杂筛二段除杂后输送至原矿浆储罐;将原矿浆储罐中的混合物汇入至含有絮凝剂的浓密机中进行固液分离，即得高压浸出原液。
[0038]值得说明的是，本申请中的第一摇床为一段摇床，第二摇床和第三摇床均为二段摇床，而一段摇床和二段摇床均属于本领域摇床的常规设置方式，其可分别采用对应的本领域常规摇床参数，以能够达到本申请的分选目的即可。
[0039]以下通过具体实施例对本方案进行进一步说明。
[0040]实施例1
一种红土镍矿联合选矿方法，包括以下步骤：
S1. 利用重型板式给料机将红土镍矿原矿输送至圆筒洗矿机洗矿去除粒径为≥35mm的砾石，再经双螺旋式擦洗机及直线振动筛处理去除粒径为≥2mm的砾石，然后依次输入至搅拌罐、
渣浆泵中，得到除砾石矿料(经洗矿的矿料)，经测定，除砾石矿料中Cr2O3品位为3.39%，回收率为97.4%;将经除砾石的原矿导入一段旋流器进行一段旋流分离，得到一段旋流溢流及一段旋流底流;将一段旋流底流汇入螺旋溜槽，得到溜槽轻矿料及溜槽重矿料，将溜槽重矿料汇入至第一摇床中进行第一摇床分级，得到第一摇床轻矿料及第一摇床重矿料，将第一摇床重矿料汇入至第二摇床中进行第二摇床分级，得到第二摇床轻矿料、第二摇床中矿料、第二摇床重矿料;将第二摇床重矿料汇入至第一弱磁选机进行第一弱磁选，得到第一弱磁选精矿及第一弱磁选中矿，将第一弱磁选精矿汇入至第一螺旋分级机进行第一螺旋分级，得到第一铬精矿，第一铬精矿Cr2O3品位为40.48%，回收率为10.67%;将第二摇床中矿料汇入至第二弱磁选机进行第二弱磁选，得到第二弱磁选精矿及第二弱磁选中矿;将第一弱磁选中矿及第二弱磁选精矿共同汇入至第二螺旋分级机中进行第二螺旋分级处理，得第一铬中矿，第一铬中矿Cr2O3品位为24.72%，回收率为10.36%;将溜槽轻矿料、第一摇床轻矿料、第二摇床轻矿料混合得到混合轻矿料。
[0041]S2. 将混合轻矿料汇入球磨搅拌罐进行球磨搅拌处理后，再汇入至二段旋流器中进行二段旋流分离，得二段旋流底流及二段旋流溢流;将二段旋流底流汇入至第三弱磁选机中进行第三弱磁选，得弱磁选磁性物及弱磁选非磁性物，利用弱磁选泵机将弱磁选磁性物分别输送至第三摇床和第三螺旋分级机中进行摇床分级和螺旋分级，得第二铬精矿，将弱磁选非磁性物汇入强磁选机中进行强磁选，得强磁选非磁性物及强磁选磁性物;其中，弱磁选的磁场强度为1500 GS，强磁选的磁场强度为10000 GS。
[0042]S3. 将强磁选磁性物与第二弱磁选中矿混合汇入至球磨机球磨后，再回用至球磨搅拌罐中继续进行球磨搅拌处理;将一段旋流溢流经一段除杂筛一段除杂后输送至成品罐后再输送至原矿浆储罐，将二段旋流溢流与强磁选非磁性物混合后经二段除杂筛二段除杂后输送至原矿浆储罐;将原矿浆储罐中的混合物汇入至含有絮凝剂的浓密机中进行固液分离，即得高压浸出原液。
[0043]待第二铬精矿中的Cr2O3品位及回收率稳定不变，则完成本实施例的红土镍矿联合选矿工艺;本实施例得到的第二铬精矿Cr2O3品位为37.23%，回收率为15.36%。高压浸出原液的铬含量为0.01%。
[0044]对比例1
一种红土镍矿联合选矿方法，其他内容与实施例1相同，所不同的是，步骤S3中不包括将强磁选磁性物与第二弱磁选中矿混合球磨及回用至球磨搅拌罐，即步骤S3中的强磁选磁性物和第二弱磁选中矿作为矿渣而未球磨回用。
[0045]待第二铬精矿中的Cr2O3品位及回收率稳定不变，则完成本对比例的红土镍矿联合选矿工艺;本对比例得到的第二铬精矿Cr2O3品位为32.62%，回收率为4.93%。高压浸出原液的铬含量为0.05%。
[0046]对比例2
一种红土镍矿联合选矿方法，其他内容与实施例1相同，所不同的是，步骤S2、步骤S3的具体步骤为：
S2. 将混合轻矿料汇入球磨搅拌罐进行球磨搅拌处理后，再汇入至二段旋流器中进行二段旋流分离，得二段旋流底流及二段旋流溢流;将二段旋流底流汇入至第三弱磁选机中进行第三弱磁选，得弱磁选磁性物及弱磁选非磁性物，利用弱磁选泵机将弱磁选磁性物依次输送至第三摇床和第三螺旋分级机中分别进行摇床分级和螺旋分级，得第二铬精矿;将一段旋流溢流经一段除杂筛一段除杂后输送至成品罐后再输送至原矿浆储罐，将二段旋流溢流与弱磁选非磁性物混合后经二段除杂筛二段除杂后输送至原矿浆储罐;将原矿浆储罐中的混合物汇入至含有絮凝剂的浓密机中进行固液分离，即得高压浸出原液。
[0047]本对比例得到的第二铬精矿Cr2O3品位为33.98%，回收率为8.83%。高压浸出原液的铬含量为0.04%。
[0048]对比例3
一种红土镍矿联合选矿方法，其他内容与实施例1相同，所不同的是，将二段旋流之后的弱磁选、强磁选工序调整至一段旋流分离之后，其具体步骤为：
S1.利用重型板式给料机将红土镍矿原矿输送至圆筒洗矿机洗矿去除粒径为≥35mm的砾石，再经双螺旋式擦洗机及直线振动筛处理去除粒径为≥2mm的砾石，然后依次输入至搅拌罐、渣浆泵中，得到除砾石矿料(经洗矿的矿料)，经测定，除砾石矿料中Cr2O3品位为3.39%，回收率为97.4%;将经除砾石的原矿导入一段旋流器进行一段旋流分离，得到一段旋流溢流及一段旋流底流;将一段旋流底流汇入至第三弱磁选机进行弱磁选，得到弱磁选磁性物及弱磁选非磁性物，将弱磁选磁性物汇入至弱磁机泵池后经第三螺旋分级机分级，得到第二铬中矿;将弱磁选非磁性物汇入至强磁选机进行强磁选，得到强磁选非磁性物及强磁选磁性物;其中，第一弱磁选的磁场强度为1500 GS;强磁选的磁场强度为10000 GS;
S2. 将强磁选磁性物汇入至螺旋溜槽，得到溜槽轻矿料、溜槽重矿料;将溜槽重矿料汇入至第一摇床中进行第一摇床分级，得到第一摇床轻矿料及第一摇床重矿料;将第一摇床重矿料汇入至第二摇床中进行第二摇床分级，得到第二摇床轻矿料、第二摇床中矿料、第二摇床重矿料;将第二摇床重矿料汇入至第一弱磁选机进行第一弱磁选，得到第一弱磁选精矿及第一弱磁选中矿，将第一弱磁选精矿汇入至第一螺旋分级机进行第一螺旋分级，得到第一铬精矿，经测定第一铬精矿Cr2O3品位为37.38%，回收率为15.44%;将第二摇床中矿料汇入至第二弱磁选机进行第二弱磁选，得到第二弱磁选精矿及第二弱磁选中矿，将第二弱磁选精矿与第一弱磁选中矿共同汇入至第二螺旋分级机中进行第二螺旋分级处理，得到第一铬中矿，经测定第一铬中矿Cr2O3品位为21.01%，回收率为8.93%;将溜槽轻矿料、第一摇床轻矿料、第二摇床轻矿料混合得到混合轻矿料;
S3.将溜槽轻矿料、第一摇床轻矿料及第二摇床轻矿料作为混合轻矿料与强磁选非磁性物混合后汇入至球磨搅拌罐中进行球磨搅拌，再汇入至二段旋流分离器进行二段旋流分离，得到二段旋流底流、二段旋流溢流;将一段旋流溢流经一段除杂筛一段除杂后输送至成品罐后再输送至原矿浆储罐，将二段旋流溢流经二段除杂筛二段除杂后输送至原矿浆储罐，将原矿浆储罐中的混合物汇入至含有絮凝剂的浓密机中进行固液分离，即得高压浸出原液，经测定高压浸出原液的铬含量为0.03%。
[0049]以上实施例及对比例说明本申请通过多级磁选、螺旋溜槽、多级摇床分级、多级旋流分离的联合工艺，将红土镍矿中的铬铁矿进行了分离，得到的铬精矿、铬中矿的回收率高，铬精矿的回收率达20-30%，铬精矿的品位达37-42%;本申请有利于降低红土镍矿湿法冶炼过程中的除铬压力，且有利于铬元素的综合利用。
[0050]以上，仅为本申请较佳的具体实施方式，但本申请的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本申请揭露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本申请的保护范围之内。
说明书附图(1)
声明：
“红土镍矿联合选矿方法” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
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编辑：北方有色网
来源：ESG新能源材料有限公司, 格林爱科镍金属有限公司, 青美邦新能源材料有限公司, 格林美股份有限公司
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