权利要求
1.一种循环选铬工艺，其特征在于，包括：
S1.原矿依次经洗矿工序和一段旋流分离后，得到一段旋流溢流和一段旋流底流，所述一段旋流底流经弱磁选处理后得到第一铬中矿，所述一段旋流底流依次经弱磁选和强磁选处理后得到强磁选非磁性物和强磁选磁性物;
S2.将强磁选磁性物依次进行
螺旋溜槽分级、多段摇床分级，再进行弱磁选及螺旋分级，得铬精矿、第二铬中矿、第二弱磁选中矿及混合轻矿料;
S3.将所述混合轻矿料与强磁选非磁性物混合球磨搅拌后，进行二段旋流分离，将得到的二段旋流溢流与所述一段旋流溢流混合并用于制备高压浸出原液，将得到的二段旋流底流及所述第二弱磁选中矿经混合球磨后回用至S1步骤中所述强磁选工序。
2. 根据权利要求1的所述循环选铬工艺，其特征在于，步骤S1中，所述弱磁选的磁场强度为1000~2000 GS;所述强磁选的磁场强度为10000~20000 GS。
3.根据权利要求1的所述循环选铬工艺，其特征在于，步骤S1中，所述一段旋流分离的具体步骤包括：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。
4.根据权利要求3的所述循环选铬工艺，其特征在于，步骤S1中，弱磁选的具体步骤为：将一段旋流底流汇入至第一弱磁选机进行第一弱磁选，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中矿螺旋分级机分级，得到第一铬中矿。
5.根据权利要求4的所述循环选铬工艺，其特征在于，步骤S1中，强磁选的具体步骤为：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，将所述强磁选非磁性物按照步骤S3进行处理。
6.根据权利要求1的所述循环选铬工艺，其特征在于，步骤S2中，所述螺旋溜槽分级的具体步骤为：将强磁选磁性物汇入螺旋溜槽，得到溜槽轻矿料、溜槽重矿料，将所述溜槽轻矿料作为步骤S3中所述混合轻矿料的组分进行后处理。
7.根据权利要求6的所述循环选铬工艺，其特征在于，步骤S2中，多段摇床分级依次包括一段摇床分级、二段摇床分级;
所述一段摇床分级的步骤为：将溜槽重矿料汇入至一段摇床中进行一段摇床分级，得到一段摇床轻矿料及一段摇床重矿料;
所述二段摇床分级的步骤为：将一段摇床重矿料汇入至二段摇床中进行二段摇床分级，得到二段摇床轻矿料、二段摇床中矿料、二段摇床重矿料;
将一段摇床轻矿料、二段摇床轻矿料均作为步骤S3中所述混合轻矿料的组分进行后处理。
8.根据权利要求7的所述循环选铬工艺，其特征在于，步骤S2中，弱磁选及螺旋分级的步骤为：将二段摇床重矿料汇入至第二弱磁选机进行第二弱磁选，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，得到铬精矿;将二段摇床中矿料汇入至第三弱磁选机进行第三弱磁选，得到第二弱磁选精矿及第二弱磁选中矿，将所述第二弱磁选中矿按照步骤S3进行处理;将所述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，得到第二铬中矿。
9.根据权利要求1的所述循环选铬工艺，其特征在于，步骤S3具体包括：将所述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，将二段旋流底流与所述第二弱磁选中矿汇入至球磨机进行球磨后回用至强磁选机中继续进行强磁选工序。
10.根据权利要求9的所述循环选铬工艺，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]本发明涉及选矿技术领域，尤其涉及一种循环选铬工艺。
背景技术
[0002]目前，红土
镍矿通过高压酸浸工艺进行湿法冶炼在新能源行业具有十分广阔的前景。但高压酸浸需要采用昂贵的耐腐蚀设备，红土
镍矿中伴生尖晶石类型的铬铁矿对湿法设备的防腐层有强烈的磨蚀作用，不仅会增加红土镍矿湿法冶炼的设备成本而且具有安全风险，同时，在高压酸浸后也需要进行除铁、
铝、铬等杂质操作以保证红土镍矿湿法冶炼后产品的品位。
[0003]为了减少铬铁矿在红土镍矿湿法冶炼中的负面影响，需要对红土镍矿中铬铁矿进行选矿除杂;同时，在选矿除铬的步骤中还可以获得部分合格铬精矿，实现资源综合利用。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，且得到的铬精矿品位也较低。
[0004]因此，需要提供一种提高铬精矿品位及回收率的循环选铬工艺。
发明内容
[0005]有鉴于此，本申请提供一种循环选铬工艺，用于解决如何提高红土镍矿选矿过程中铬精矿品位及回收率的问题。
[0006]为达到上述技术目的，本申请采用以下技术方案：
本申请提供一种循环选铬工艺，包括：
S1.原矿依次经洗矿工序和一段旋流分离后，得到一段旋流溢流和一段旋流底流，一段旋流底流经弱磁选处理后得到第一铬中矿，一段旋流底流依次经弱磁选和强磁选处理后得到强磁选非磁性物和强磁选磁性物;
S2.将强磁选磁性物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，得铬精矿、第二铬中矿、第二弱磁选中矿及混合轻矿料;
S3.将混合轻矿料与强磁选非磁性物混合球磨搅拌后，进行二段旋流分离，将得到的二段旋流溢流与一段旋流溢流混合并用于制备高压浸出原液，将得到的二段旋流底流及第二弱磁选中矿经混合球磨回用至S1步骤中强磁选工序。
[0007]优选地，步骤S1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。
[0008]优选地，步骤S1中，一段旋流分离的具体步骤包括：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。
[0009]优选地，步骤S1中，弱磁选的具体步骤为：将一段旋流底流汇入至第一弱磁选机进行第一弱磁选，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中矿螺旋分级机分级，得到第一铬中矿。
[0010]优选地，步骤S1中，强磁选的具体步骤为：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，将强磁选非磁性物按照步骤S3进行处理。
[0011]优选地，步骤S2中，螺旋溜槽分级的具体步骤为：将强磁选磁性物汇入螺旋溜槽，得到溜槽轻矿料、溜槽重矿料，将溜槽轻矿料作为步骤S3中混合轻矿料的组分进行后处理。
[0012]优选地，步骤S2中，多段摇床分级依次包括一段摇床分级、二段摇床分级;一段摇床分级的步骤为：将溜槽重矿料汇入至一段摇床中进行一段摇床分级，得到一段摇床轻矿料及一段摇床重矿料;二段摇床分级的步骤为：将一段摇床重矿料汇入至二段摇床中进行二段摇床分级，得到二段摇床轻矿料、二段摇床中矿料、二段摇床重矿料;将一段摇床轻矿料、二段摇床轻矿料均作为步骤S3中混合轻矿料的组分进行后处理。
[0013]优选地，步骤S2中，弱磁选及螺旋分级的步骤为：将二段摇床重矿料汇入至第二弱磁选机进行第二弱磁选，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，得到铬精矿;将二段摇床中矿料汇入至第三弱磁选机进行第三弱磁选，得到第二弱磁选精矿及第二弱磁选中矿，将第二弱磁选中矿按照步骤S3进行处理，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，得到第二铬中矿。
[0014]优选地，步骤S3中，将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，将二段旋流底流与第二弱磁选中矿汇入至球磨机进行球磨后回用至强磁选机中继续进行强磁选工序。
[0015]优选地，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(大于等于36%)，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]为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合实施例，对本发明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发明，并不用于限定本发明。
[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且提高铬精矿的品位，以此来提升红土镍矿的综合利用率。
[0020]基于此，创立了本发明。
[0021]本申请提供一种循环选铬工艺，包括：
S1.原矿依次经洗矿工序和一段旋流分离后，得到一段旋流溢流和一段旋流底流，一段旋流底流经弱磁选处理后得到第一铬中矿，一段旋流底流依次经弱磁选和强磁选处理后得到强磁选非磁性物和强磁选磁性物;
S2.将强磁选磁性物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，得铬精矿、第二铬中矿、第二弱磁选中矿及混合轻矿料;
S3.将混合轻矿料与强磁选非磁性物混合球磨搅拌后，进行二段旋流分离，将得到的二段旋流溢流与一段旋流溢流混合并用于制备高压浸出原液，将得到的二段旋流底流及第二弱磁选中矿经混合球磨后回用至S1步骤中强磁选工序。
[0022]本申请的原理在于，本申请在步骤S2之前对一段旋流底流依次进行弱磁选和强磁选，先使用弱磁选来回收第一铬中矿，然后再用强磁选来进一步提高铬铁矿的品位，这种组合工艺不仅可以提升铬精矿的回收率，还能筛选出更多的铬中矿，使后续高压浸出原液中铬含量显著降低，减少高压浸出原液除铬的压力。另外，发明人发现铬矿的回收率和品位低的原因之一在于，混合轻矿料与强磁选非磁性物仍含有被包埋在铬铁矿中的铬矿，因此本申请将得到的二段旋流底流与第二弱磁选中矿经球磨后回用至S1步骤中强磁选工序，通过球磨处理，提高了包裹于褐铁矿中铬铁矿的单体解离度，使被包裹的铬铁矿分离后再次进行强磁选，有利于后续对铬的分离回收，进一步提升铬精矿的回收率。
[0023]在一些实施例中，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桶洗矿机洗矿去除粒径为5-10 cm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。
[0024]在该实施例中，对原矿先进行砾石除杂，以降低后续选矿时砾石的干扰。
[0025]在一些实施例中，步骤S1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。
[0026]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，对一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。
[0027]在一些实施例中，步骤S1中，一段旋流分离的具体步骤包括：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。
[0028]在该实施例中，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。
[0029]在一些实施例中，步骤S1中，弱磁选的具体步骤为：将一段旋流底流汇入至第一弱磁选机进行第一弱磁选，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中矿螺旋分级机分级，得到第一铬中矿。
[0030]在一些实施例中，步骤S1中，强磁选的具体步骤为：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，将强磁选非磁性物按照步骤S3进行处理。
[0031]在该实施例中，先使用弱磁选来回收第一铬中矿，然后再用强磁选来进一步提高铬铁矿的品位，这种组合工艺不仅可以提升铬精矿的回收率，还能筛选出更多的铬中矿，使后续高压浸出原液中铬含量显著降低，减少高压浸出原液的压力。
[0032]在一些实施例中，步骤S2中，螺旋溜槽分级的具体步骤为：将强磁选磁性物汇入螺旋溜槽，得到溜槽轻矿料、溜槽重矿料，将溜槽轻矿料作为步骤S3中混合轻矿料的组分进行后处理。
[0033]在该实施例中，将得到的溜槽轻矿料汇入至球磨搅拌罐后再进行二段旋流分离;得到的溜槽重矿料中即含有有价金属，还有含铬矿相。
[0034]在一些实施例中，步骤S2中，多段摇床分级依次包括一段摇床分级、二段摇床分级;一段摇床分级的步骤为：将溜槽重矿料汇入至一段摇床中进行一段摇床分级，得到一段摇床轻矿料及一段摇床重矿料;二段摇床分级的步骤为：将一段摇床重矿料汇入至二段摇床中进行二段摇床分级，得到二段摇床轻矿料、二段摇床中矿料、二段摇床重矿料;将一段摇床轻矿料、二段摇床轻矿料均作为步骤S3中混合轻矿料的组分进行后处理。
[0035]在一些实施例中，步骤S2中，弱磁选及螺旋分级的步骤为：将二段摇床重矿料汇入至第二弱磁选机进行第二弱磁选，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，得到铬精矿;将二段摇床中矿料汇入至第三弱磁选机进行第三弱磁选，得到第二弱磁选精矿及第二弱磁选中矿，将第二弱磁选中矿经球磨后回用至强磁选工艺继续进行强磁选，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，得到第二铬中矿。
[0036]在一些实施例中，步骤S3中，将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，将二段旋流底流与第二弱磁选中矿汇入至球磨机进行球磨后回用至强磁选机中继续进行强磁选工序。
[0037]在一些实施例中，混合轻矿料包括溜槽轻矿料、一段摇床轻矿料及二段摇床轻矿料。
[0038]优选地，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。
[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
一种循环选铬工艺，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桶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3.21%，回收率为59.73%;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一弱磁选机进行第一弱磁选，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中矿螺旋分级机分级，得到第一铬中矿，经测定第一铬中矿Cr2O3品位为17.6%，回收率为30.2%;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一段摇床中进行一段摇床分级，得到一段摇床轻矿料及一段摇床重矿料;将一段摇床重矿料汇入至二段摇床中进行二段摇床分级，得到二段摇床轻矿料、二段摇床中矿料、二段摇床重矿料;将二段摇床重矿料汇入至第二弱磁选机进行第二弱磁选，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，得到铬精矿，经测定铬精矿Cr2O3品位为38.06%，回收率为19.86%;将二段摇床中矿料汇入至第三弱磁选机进行第三弱磁选，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，得到第二铬中矿，经测定第二铬中矿Cr2O3品位为26.1%，回收率为8.3%;其中，第二弱磁选的磁场强度为1300 GS，第三弱磁选的磁场强度为1200 GS。
[0041]S3.将溜槽轻矿料、一段摇床轻矿料及二段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，将二段旋流底流与第二弱磁选中矿汇入至球磨机进行球磨后回用至强磁选机中继续进行强磁选工序;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0.02%。
[0042]对比例1
一种循环选铬工艺，其他内容与实施例1相同，所不同的是，不包括步骤S1的弱磁选、强磁选;且步骤S3不包括将得到的二段旋流底流及第二弱磁选中矿经球磨后回用至二段旋流分离工序。
[0043]经测定，除砾石矿料中Cr2O3品位为3.21%，回收率为59.73%;铬精矿Cr2O3品位为35.32%，回收率为7.51%;第二铬中矿Cr2O3品位为17.4%，回收率为10.54%;高压浸出原液的铬含量为1.9%。
[0044]对比例2
一种循环选铬工艺，其他内容与实施例1相同，所不同的是，不包括步骤S1的弱磁选、强磁选。
[0045]经测定，除砾石矿料中Cr2O3品位为3.21%，回收率为59.73%;铬精矿Cr2O3品位为35.43%，回收率为7.35%;第二铬中矿Cr2O3品位为17.1%，回收率为10.33%;高压浸出原液的铬含量为0.7%。
[0046]对比例3
一种循环选铬工艺，其他内容与实施例1相同，所不同的是，不包括步骤S1的弱磁选。
[0047]经测定，除砾石矿料中Cr2O3品位为3.21%，回收率为59.73%;铬精矿Cr2O3品位为36.05%，回收率为8.64%;第二铬中矿Cr2O3品位为19.4%，回收率为12.54%;高压浸出原液的铬含量为0.38%。
[0048]对比例4
一种循环选铬工艺，其他内容与实施例1相同，所不同的是，不包括步骤S1的强磁选。
[0049]经测定，除砾石矿料中Cr2O3品位为3.21%，回收率为59.73%;第一铬中矿Cr2O3品位为17.5%，回收率为30.5%;铬精矿Cr2O3品位为36.44%，回收率为8.09%;第二铬中矿Cr2O3品位为21.34%，回收率为13.31%;高压浸出原液的铬含量为0.41%。
[0050]对比例5
一种循环选铬工艺，其他内容与实施例1相同，所不同的是，步骤S3不包括将得到的二段旋流底流及第二弱磁选中矿经球磨后回用至二段旋流分离工序。
[0051]经测定，除砾石矿料中Cr2O3品位为3.21%，回收率为59.73%;第一铬中矿Cr2O3品位为17.5%，回收率为30.4%;铬精矿Cr2O3品位为38.22%，回收率为19.14%;第二铬中矿Cr2O3品位为26.8%，回收率为7.9%;高压浸出原液的铬含量为1.4%。
[0052]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，铬精矿回收率达14-20%，且铬精矿的品位高(大于等于36%)，本方案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。
[0053]以上，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明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发明揭露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。
说明书附图(1)
声明：
“循环选铬工艺” 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)
505
编辑：北方有色网
来源：格林爱科镍金属有限公司, ESG新能源材料有限公司, 青美邦新能源材料有限公司, 格林美股份有限公司
咨询细节
