CN110935557A - 一种低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种低品位红土镍矿粗细分级‑重磁联合除铬工艺，其步骤依次包括：粗细分级、粗粒螺旋溜槽、中细粒螺旋溜槽、一段粗粒摇床、一段中细粒摇床、二段粗粒摇床、二段中细粒摇床以及磁选除铁；所述粗细分级步骤具体包括：将碎粉后粒度为‑1.5mm的原矿依次进行0.074mm筛分和0.019mm筛分，筛分后分为粗颗粒矿、中颗粒矿和细颗粒矿，所述细颗粒矿汇入冶炼尾矿中。本发明通过粗细分级‑螺旋溜槽‑摇床‑磁选的联合工艺，使送入冶炼的尾矿中Cr₂O₃品位大大降低，同时显著提升了所得铬精矿中的Cr₂O₃品位。

Description

一种低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺

技术领域

本发明涉及选矿技术领域，特别是一种低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺。

背景技术

镍是一种重要的战略有色金属，具有良好的延展性、韧性、耐腐蚀性和可塑性，能够被高度抛光，广泛应用于不锈钢、电池材料、电镀、颜料、陶瓷、催化剂和磁敏材料等诸多领域。目前，以中国、印度、巴西为代表的新兴经济体对不锈钢材料需求的扩大以及富镍正极材料在三元锂离子动力电池中的大规模使用，使得全球镍市场需求走势强劲。镍元素在地壳中的平均丰度为0.008％，位居24位，全球范围内镍矿资源并不少见，但自然富集程度远低于铁、铝等元素，因此镍的人工富集对镍的开发利用具有十分重要的意义。目前，能够用于提取镍金属的矿石资源主要是两大类：硫化镍矿和红土镍矿，其中硫化镍矿资源约占镍资源的28％，红土镍矿约占镍资源的55％。硫化镍具有较好的疏水性能，采用浮选法能够有效地将硫化镍进行富集，从而降低冶炼的成本，硫化镍矿资源为全球提供了约59％的镍及镍化学品，是目前人们获取镍的最主要途径。遗憾的是，自从加拿大Voisey bay硫化镍矿床发现后到现在的近20年，全球范围内再无大型硫化镍矿床勘探发现的报道；更为严峻的是，原有的大型硫化镍矿山资源保有量不断下降，开采深度日益加大，开采难度、成本不断提高。在硫化镍矿资源面临枯竭危机的今天，人们不得不将目光投向镍资源储量丰富的红土镍矿。

红土镍矿是热带或亚热带地区含镍橄榄石基岩经长期风化、淋滤、浸染、蚀变等地质作用形成的疏松黏土状含镍、铁、镁、钴、硅、铝等元素氧化物的聚合体。其中的铁元素因氧化严重呈+3价态致其外观整体呈现红褐色，故得名为红土镍矿。与硫化镍矿不同的是，红土镍矿属难选类型的氧化矿，无法通过选矿的方法有效进行镍的富集。目前，红土镍矿的开发主要有两种冶炼路线，分别为火法路线(主要为RKEF镍铁工艺)和湿法路线(主要为高压酸浸工艺)。红土镍矿的火法冶炼，在不锈钢制备过程中的获得了广泛的应用，并取得了良好的经济效益；而在三元锂离子动力电池富镍正极材料的制备过程中，湿法冶炼特别是高压酸浸呈现出独特的魅力，其主要原因有两点：1)湿法路线能够将红土镍矿中价值比镍更高的钴一并浸出，而钴恰是三元锂离子动力电池富镍正极材料中镍之外的又一重要“元”；2)湿法冶炼能够对红土镍矿中镍品位更低褐铁矿层具有更好的适应性，而这部分红土镍矿在火法工艺中不能利用而被当做围岩抛弃在采矿场。因此，红土镍矿的湿法冶炼在新能源行业具有十分广阔的应用前景。然而，湿法冶炼特别是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，这不仅会增加红土镍矿湿法冶炼的设备成本，而且会带来不可预知的安全风险。因此，红土镍矿中铬铁矿的选矿除杂处理是降低湿法冶炼成本、提高安全保障能力的关键步骤；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，对我国铬资源的匮乏提供补充。

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，故需要探究一种更有效的红土镍矿综合回收铬精矿的方案，为我国新能源战略镍资源的保障提供有益探索，为红土镍矿湿法冶炼原料供应段提供解决方案。

发明内容

本发明的目的在于，提供一种低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺，用于解决现有技术中单一重选或磁选方法会损失较多铬，且所得的铬精矿品位较低的问题。

为解决上述技术问题，本发明提供了一种低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺，其步骤依次包括：粗细分级、粗粒螺旋溜槽、中细粒螺旋溜槽、一段粗粒摇床、一段中细粒摇床、二段粗粒摇床、二段中细粒摇床以及磁选除铁；粗细分级步骤具体包括：将碎粉后粒度为-1.5mm的原矿依次进行0.074mm筛分和0.019mm筛分，筛分后分为粗颗粒矿、中颗粒矿和细颗粒矿，细颗粒矿汇入冶炼尾矿中；磁选除铁步骤具体包括：将磁选矿经过磁选后分为铬精矿和铬中矿，其中磁选的磁场强度为160kA/m。

其中，粗粒螺旋溜槽步骤具体包括：将粗颗粒矿导入螺旋溜槽中进行水流冲洗，冲洗后分为粗粒溜槽精矿和粗粒溜槽尾矿，粗粒溜槽尾矿汇入冶炼尾矿中，其中水流流速为9L/min。

其中，中细粒螺旋溜槽步骤具体包括：将中颗粒矿导入螺旋溜槽中进行水流冲洗，冲洗后分为中细粒溜槽精矿和中细粒溜槽尾矿，中细粒溜槽尾矿汇入冶炼尾矿中，其中水流流速为9L/min。

其中，一段粗粒摇床步骤具体包括：将粗粒溜槽精矿导入摇床中进行水流冲洗，冲洗后分为一段粗粒精矿和一段粗粒尾矿，其中水流流速为5L/min。

其中，一段粗粒尾矿经球磨处理后进行二段粗粒摇床步骤，磨矿细度为-0.074mm。

其中，二段粗粒摇床步骤具体包括：将经过球磨处理后的一段尾矿导入摇床中进行水流冲洗，冲洗后分为二段粗粒精矿和二段粗粒尾矿，其中水流流速为2.5L/min；一段粗粒精矿与二段粗粒精矿汇入磁选矿中，二段粗粒尾矿汇入冶炼尾矿中。

其中，一段中细粒摇床步骤具体包括：将中细粒溜槽精矿导入摇床中进行水流冲洗，冲洗后分为一段中细粒精矿和一段中细粒尾矿，其中水流流速为5L/min。

其中，二段中细粒摇床步骤具体包括：将二段中细粒尾矿导入摇床中进行水流冲洗，冲洗后分为二段中细粒精矿和二段中细粒尾矿，其中水流流速为2.5L/min；一段中细粒精矿与二段中细粒精矿汇入磁选矿中，二段中细粒尾矿汇入冶炼尾矿中。

本发明的有益效果是：区别于现有技术的情况，本发明提供一种低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺，解决了传统单一重选或磁选方法对铬铁矿和褐铁矿的分离只能除部分铬，而褐铁矿中的铬难以去除，并导致所得铬精矿品位较低的问题；通过粗细分级-螺旋溜槽-摇床-磁选的联合工艺，使送入冶炼的尾矿中Cr₂O₃品位大大降低，同时显著提升了所得铬精矿中的Cr₂O₃品位。

附图说明

图1是本发明中低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺一实施方式的工艺流程图；

图2是本发明中低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺一实施方式中原矿XRD分析图谱；

图3是本发明中低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺一实施方式的原矿中褐铁矿与其他矿物的嵌布特征关系图；

图4是本发明中低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺一实施方式的原矿中铬铁矿与其他矿物的嵌布特征关系图；

图5是本发明中低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺一实施方式中不同冲洗水流流速下螺旋溜槽分选结果图；

图6是本发明中低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺一实施方式中不同冲洗水流流速下一段摇床分选结果图；

图7是本发明中低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺一实施方式中不同冲洗水流流速下二段摇床分选结果图；

图8是本发明中低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺一实施方式中磁选结果表征图：a为Cr₂O₃品位与磁场强度之间的变化关系图，b为铬铁比与磁场强度之间的变化关系图。

具体实施方式

下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，均属于本发明保护的范围。

请参阅图1，图1是本发明中低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺一实施方式的工艺流程图。本发明提供了一种低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺，其步骤依次包括：粗细分级、粗粒螺旋溜槽、中细粒螺旋溜槽、一段粗粒摇床、一段中细粒摇床、二段粗粒摇床、二段中细粒摇床以及磁选除铁，下面对各个步骤分别进行详述。

粗细分级步骤具体包括：将碎粉后粒度为-1.5mm的原矿依次进行0.074mm筛分和0.019mm筛分，筛分后分为粗颗粒矿、中颗粒矿和细颗粒矿，细颗粒矿汇入冶炼尾矿中。

粗粒螺旋溜槽步骤具体包括：将粗颗粒矿导入螺旋溜槽中进行水流冲洗，冲洗后分为粗粒溜槽精矿和粗粒溜槽尾矿，粗粒溜槽尾矿汇入冶炼尾矿中，其中优选的水流流速为9L/min。

中细粒螺旋溜槽步骤具体包括：将中颗粒矿导入螺旋溜槽中进行水流冲洗，冲洗后分为中细粒溜槽精矿和中细粒溜槽尾矿，中细粒溜槽尾矿汇入冶炼尾矿中，其中优选的水流流速为9L/min。

一段粗粒摇床步骤具体包括：将粗粒溜槽精矿导入摇床中进行水流冲洗，冲洗后分为一段粗粒精矿和一段粗粒尾矿，其中优选的水流流速为5L/min。此外，一段粗粒尾矿经球磨处理后进行二段粗粒摇床步骤，优选的磨矿细度为-0.074mm。

二段粗粒摇床步骤具体包括：将经过球磨处理后的一段尾矿导入摇床中进行水流冲洗，冲洗后分为二段粗粒精矿和二段粗粒尾矿，其中优选的水流流速为2.5L/min；一段粗粒精矿与二段粗粒精矿汇入磁选矿中，二段粗粒尾矿汇入冶炼尾矿中。

一段中细粒摇床步骤具体包括：将中细粒溜槽精矿导入摇床中进行水流冲洗，冲洗后分为一段中细粒精矿和一段中细粒尾矿，其中优选的水流流速为5L/min。

二段中细粒摇床步骤具体包括：将二段中细粒尾矿导入摇床中进行水流冲洗，冲洗后分为二段中细粒精矿和二段中细粒尾矿，其中优选的水流流速为2.5L/min；一段中细粒精矿与二段中细粒精矿汇入磁选矿中，二段中细粒尾矿汇入冶炼尾矿中。

磁选除铁步骤具体包括：将磁选矿经过磁选后分为铬精矿和铬中矿，其中优选的磁选磁场强度为160kA/m。

下面通过具体实施例和对照例，对本发明中低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺作进一步阐述。

以下具体实施例和对照例均采用取自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，该原矿的具体组分分析如表1和图2所示。

表1原矿多元素分析结果(质量分数/％)

TFe	Ni	SiO<sub>2</sub>	MgO	Cr<sub>2</sub>O<sub>3</sub>	Co	S	P	Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>	CaO	MnO	ZnO	CuO
													42.19	1.32	9.38	2.78	2.24	0.11	0.051	0.09	8.81	0.54	1.10	0.07	0.01

对该原矿的粒度组成以及目标金属在各个粒级的分布情况进行测定，对原矿进行筛分分级，分级后各个粒级的物料取样化验Ni、Cr₂O₃的品位，并计算金属量分布，具体结果如表2所示。由表2可知，随着粒度的下降，镍的品位上升，三氧化二铬的品位先上升后降低；Ni和Cr₂O₃品位随粒度的变化并不同步，表明镍和铬分离存在理论上的可能；其中铬主要富集在0.058-1.5mm粒度范围中，重选和磁选对于该粒度范围的颗粒具有良好的适应性。

表2原矿粒度分布-金属分布关系

将原矿样品磨制成光片以及压制薄片后采用MLA、SEM结合EDS能谱分析原矿矿物组成及物相，各矿物质量百分比统计如表3所示。表3结果表明，铬元素存在独立的矿物相，铬铁矿是选矿的目的矿物，褐铁矿是原矿中占比最大的矿物成分，因此本研究的核心关键科学问题是褐铁矿和铬铁矿的分离与富集，而褐铁矿和铬铁矿在密度、磁学性质上存在的差异为二者的分离富集提供了理论依据。

表3原矿矿物组成

矿物名称	褐铁矿	铬铁矿	磁铁矿	赤铁矿	水锰石	闪锌矿
							质量百分比/％	83.05	2.88	2.39	0.84	0.11	0.01
矿物名称	长石	磷灰石	角闪石	水铝氧石	高岭石	白云石
							质量百分比/％	0.37	0.05	0.02	0.01	0.01	0.01
矿物名称	橄榄石	辉石	石英	云母	蛇纹石	绿泥石
							质量百分比/％	2.84	2.42	1.51	0.01	1.58	1.81

进一步了解该原矿中铬元素的主要赋存状态，对铬赋存物相进行了化学滴定分析，其结果如表4所示。表4结果表明，铬元素有54.51％存在于铬铁矿及尖晶石中，这部分可以通过物理选矿的方法进行富集，褐铁矿及硅酸盐中的铬占比44.04％，需要进一步研究铬物相的形式，如果是微细粒铬铁矿的嵌布，则可能需要通过对该部分褐铁矿再磨再选的方法进行富集铬铁矿，形成含铬的中矿。

表4铬的物相分析结果

矿物名称	含铬量/％	占有率％
			铬铁矿与尖晶石	1.51	54.51
磁铁矿	0.04	1.45
			褐铁矿及硅酸盐	1.22	44.04
合计	2.77	100.00

进一步了解该原矿中镍元素主要赋存的状态，还对Ni赋存物相进行了化学滴定分析，其结果如表5所示。表5结果表明，镍元素有95.95％存在于褐铁矿中，仅有少量分布于橄榄石、蛇纹石及绿泥石中。通过和铬元素的物相比较可知，褐铁矿矿物作为载体产出了44.04％的铬，95.95％的镍，这给镍和铬的分离带来极大的困难。

表5镍的物相分析结果

矿物名称	含铬量/％	占有率％
			绿泥石	0.0009	0.08
蛇纹石	0.0062	0.58
			橄榄石	0.0360	3.39
褐铁矿	1.0200	95.95
			合计	1.0631	100.00

借助MLA的电子显微镜，并结合现代图像分析技术自动统计与分析系统，进一步统计分析铬铁矿、褐铁矿在原矿中的共伴生关系。其中，原矿中褐铁矿的共伴生及嵌布特征统计结果如表6所示，其典型的共伴生及嵌布特征显微结构如图3所示；原矿铬铁矿的共伴生及嵌布特征统计结果如表7所示，其典型的共伴生及嵌布特征显微结构如图3所示。

由表6及图3可知，原矿样品中褐铁矿以连生体形式和其他矿物共存的约有27.09％，主要是与绿泥石和铬铁矿、磁铁矿等发生共生关系；以包裹形式和其他矿物共存的仅有4.59％；剩余的68.32％则以单体解离的形式存在。

表6褐铁矿与其他矿物的嵌布特征关系

矿物名称	铬铁矿	磁铁矿	石英	绿泥石	褐铁矿	高岭石	橄榄石
								共生关系	4.72	3.78	2.80	11.58	2.05	1.37	0.79
包裹关系	0.57	1.50	0.60	1.06	0.61	0.00	0.25

由表7及图4可知，原矿样品中铬铁矿以连生体形式和其他矿物共存的约有68.61％，主要是与褐铁矿等发生共生关系；以包裹形式和其他矿物共存的有21.31％，该部分铬铁矿主要被包裹于褐铁矿、磁铁矿和绿泥石等矿物中；仅有9.84％以单体解离的形式存在，因此要通过选矿的方法除铬，还需要通过一定时间的磨矿以提高铬铁矿的单体解离度。

表7褐铁矿与其他矿物的嵌布特征关系

矿物名称	褐铁矿	磁铁矿	橄榄石	石英	绿泥石	蛇纹石
							共生关系	67.15	0.49	0.10	0.51	0.60	0.00
包裹关系	14.35	2.95	0.49	1.24	2.01	0.27

根据以上对原矿组分及微观结构特点的分析，结合前述低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺，建立相应的实施例1，同时以现有技术中的单一重选或磁选方法建立相应的对比例，具体过程如下。

实施例1

1)粗细分级：将碎粉后粒度为-1.5mm的原矿依次进行0.074mm筛分和0.019mm筛分，筛分后分为粗颗粒矿、中颗粒矿和细颗粒矿，细颗粒矿汇入冶炼尾矿中，冶炼尾矿为低铬含量的矿料，用于直接进行后续冶炼。本实施方式中，经测定，粗颗粒矿的粒度为-1.5+0.074mm，产率为25.07％，Cr₂O₃品位为4.48％，回收率为50.14％；中颗粒矿的粒度为-0.074+0.019mm，产率为12.04％，Cr₂O₃品位为2.64％，回收率为14.20％；低颗粒矿的粒度为-0.019mm，产率为62.89％，Cr₂O₃品位为1.27％，回收率为35.66％。

2)螺旋溜槽重选具体包括粗粒螺旋溜槽和中细粒螺旋溜槽两个步骤，分别针对粗颗粒矿和中颗粒矿进行再次重选。

粗粒螺旋溜槽：将粗颗粒矿导入螺旋溜槽中进行水流冲洗，冲洗后分为粗粒溜槽精矿和粗粒溜槽尾矿，粗粒溜槽尾矿汇入冶炼尾矿中，其中优选的水流流速为9L/min。本实施方式中，经测定，粗粒溜槽精矿的产率为7.79％，Cr₂O₃品位为12.11％，回收率为42.11％；粗粒溜槽尾矿的产率为17.28％，Cr₂O₃品位为1.04％，回收率为8.02％。

中细粒螺旋溜槽：将中颗粒矿导入螺旋溜槽中进行水流冲洗，冲洗后分为中细粒溜槽精矿和中细粒溜槽尾矿，中细粒溜槽尾矿汇入冶炼尾矿中，其中优选的水流流速为9L/min。本实施方式中，经测定，中细粒溜槽精矿的产率为2.66％，Cr₂O₃品位为7.95％，回收率为9.44％；中细粒溜槽尾矿的产率为9.38％，Cr₂O₃品位为1.14％，回收率为4.76％。

请参阅图5，由于在实际实验过程中，随着冲洗水流流速的增加，Cr₂O₃回收率呈现出先增后减的趋势，并于水流流速9L/min时Cr₂O₃回收率最大，故选择9L/min为优选的螺旋溜槽冲洗水流流速。其原因在于，当冲洗水水流速度较小时，矿浆无法松散以获得稳定有效的分选效果，部分铬铁矿随泥浆进入了尾矿使得回收率不高；当冲洗水水流速度过大时，部分较细粒铬铁矿被冲洗水带入了尾矿导致回收率下降。

3)对上述粗粒螺旋溜槽重选出的粗粒溜槽精矿进行两段摇床处理。

一段粗粒摇床：将粗粒溜槽精矿导入摇床中进行水流冲洗，冲洗后分为一段粗粒精矿和一段粗粒尾矿，其中优选的水流流速为5L/min。此外，一段粗粒尾矿经球磨处理后进行二段粗粒摇床步骤，优选的磨矿细度为-0.074mm，其目的在于，通过磨矿提高包裹于褐铁矿中铬铁矿的单体解离度，有利于后续对铬的分离回收。本实施方式中，经测定，一段粗粒精矿的产率为1.18％，Cr₂O₃品位为31.60％，回收率为16.61％；一段粗粒尾矿的产率为6.61％，Cr₂O₃品位为8.65％，回收率为25.50％。

二段粗粒摇床：将经过球磨处理后的一段尾矿导入摇床中进行水流冲洗，冲洗后分为二段粗粒精矿和二段粗粒尾矿，其中优选的水流流速为2.5L/min；一段粗粒精矿与二段粗粒精矿汇入磁选矿中，二段粗粒尾矿汇入冶炼尾矿中。实施方式中，经测定，二段粗粒精矿的产率为1.27％，Cr₂O₃品位为36.64％，回收率为20.77％；二段粗粒尾矿的产率为5.34％，Cr₂O₃品位为1.95％，回收率为4.73％。

请参阅图6和图7，以粗粒摇床为例，由于二段摇床的给料粒度比一段摇床要细，二段摇床的冲洗水流速度在一段摇床的基础上减半以探讨一段摇床尾矿在不同磨矿细度条件下二段摇床的精选试验效果，由图6可看出随着冲洗水流速度增加，一段摇床Cr₂O₃精矿品位提高，回收率下降，考虑到一段摇床主要目的是提精，因此将摇床优选的冲洗水水流速度定为5L/min；而由图7可看出随着一段摇床尾矿磨矿细度的提高，二段摇床精矿品位不断提高，段作业回收率先增加后降低，并在-0.074mm占比85％的细度上Cr₂O₃段作业回收率达到最大值81.45％，故此处磨矿细度不宜过高也宜过低，优选的将磨矿细度定为-0.074mm占比85％。

4)对上述中细粒螺旋溜槽重选出的中细粒溜槽精矿进行两段摇床处理，其中水流流速的选取与前述原理相同，在此不做赘述。

一段中细粒摇床步骤具体包括：将中细粒溜槽精矿导入摇床中进行水流冲洗，冲洗后分为一段中细粒精矿和一段中细粒尾矿，其中优选的水流流速为5L/min。本实施方式中，经测定，一段中细粒精矿的产率为0.19％，Cr₂O₃品位为35.47％，回收率为2.95％；一段中细粒尾矿的产率为2.47％，Cr₂O₃品位为5.88％，回收率为6.48％。

二段中细粒摇床步骤具体包括：将二段中细粒尾矿导入摇床中进行水流冲洗，冲洗后分为二段中细粒精矿和二段中细粒尾矿，其中优选的水流流速为2.5L/min；一段中细粒精矿与二段中细粒精矿汇入磁选矿中，二段中细粒尾矿汇入冶炼尾矿中。本实施方式中，经测定，二段中细粒精矿的产率为0.36％，Cr₂O₃品位为28.46％，回收率为4.53％；二段中细粒尾矿的产率为2.11％，Cr₂O₃品位为2.07％，回收率为1.95％。

5)磁选除铁：将磁选矿经过磁选后分为铬精矿和铬中矿。本实施方式中，磁选矿包括一段粗粒精矿、二段粗粒精矿、一段中细粒精矿以及二段中细粒精矿，经计算，磁选矿的产率为3.00％，Cr₂O₃品位为33.50％，回收率为44.86％；对应的，冶炼尾矿包括细颗粒矿、粗粒溜槽尾矿、中细粒溜槽尾矿、二段粗粒尾矿以及二段中细粒尾矿，经计算，冶炼尾矿的产率为97.00％，Cr₂O₃品位为1.27％，回收率为55.12％。

请参阅图8，图8中a图表征的是Cr₂O₃品位与磁场强度之间的变化关系，图8中b图表征的是铬铁比与磁场强度之间的变化关系，可以看出随着磁场强度的提高，铬精矿中铁品位不断下降，而Cr₂O₃品位则不断提高，对应的铬铁比也不断提高；根据冶炼标准，铬铁比应高于2.5，故优选的磁选磁场强度定为160kA/m。本实施方式中，经测定，铬精矿的产率为1.98％，Cr₂O₃品位为36.19％，回收率为32.07％；铬中矿的产率为1.02％，Cr₂O₃品位为28.23％，回收率为12.79％。

本实施方式中，在进行完上述低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺后，送入冶炼的冶炼尾矿Cr₂O₃品位由原矿的2.24％下降至1.27％，铬去除率为43.30％；同时，该工艺还获得Cr₂O₃品位为36.19％，铬铁比为2.51的铬精矿，完全满足铬的冶炼标准，显著提高了铬精矿中Cr₂O₃品位，实现了资源的综合利用。

对照例1

本对照例1仅采用螺旋溜槽对前述原矿样品进行重选，且冲洗水流流速为9L/min，与实施例1中螺旋溜槽的冲洗水流流速保持一致，此时精矿Cr₂O₃的品位为4.06％，回收率为75.27％，产率为51.35％；而尾矿Cr₂O₃的品位为1.14％，回收率为24.73％，产率为48.65％。与实施例1相比，从精矿和尾矿品位及金属回收率来看，原矿-1.5mm全粒级仅进行螺旋溜槽重选的试验结果并不理想，铬金属损失过多。

对照例2

本对照例2采用粗细分级与螺旋溜槽相结合的方式对前述原矿样品进行重选，具体地，先对原矿样品依次进行粒度0.074mm筛分和0.019mm筛分，将原矿分为粗颗粒部分、中颗粒部分和细颗粒部分，然后对各个部分分别进行螺旋溜槽重选，且冲洗水流流速为9L/min，获得综合精矿的Cr₂O₃品位为9.52％，回收率为52.96％，产率为12.46％；同时综合尾矿的品位为1.20％，Cr₂O₃回收率为47.04％，产率为87.54％。本对照例2与对照例1试验结果相比，尽管Cr₂O₃回收率有一定程度的降低，但重选抛废率提高38.89％，相较于实施例1的结果仍有较大损失。

对照例3

本对照例3仅采用强磁机对前述原矿样品进行磁选，磁场强度为160kA/m，与实施例1中一致，而实际所得铬精矿的Cr₂O₃品位却远低于为30.13％，与实施例1中的铬精矿品位相差较多，其原因在于，原矿样品未进行预先筛分，并对其中的粗颗粒进行磨矿处理，这使得原矿中的铬铁矿仍处于被褐铁矿所包覆的状态，导致磁选时随褐铁矿一同进入尾矿中，从而导致所得铬精矿中Cr₂O₃品位较低，使较多铬无法被提取回收。

区别于现有技术的情况，本发明提供一种低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺，解决了传统单一重选或磁选方法对铬铁矿和褐铁矿的分离只能除部分铬，而褐铁矿中的铬难以去除，并导致所得铬精矿品位较低的问题；通过粗细分级-螺旋溜槽-摇床-磁选的联合工艺，使送入冶炼的尾矿中Cr₂O₃品位大大降低，同时显著提升了所得铬精矿中的Cr₂O₃品位。

以上所述实施例仅表达了本发明的实施方式，其描述较为具体和详细，但并不能因此而理解为对发明专利范围的限制。应当指出的是，对于本领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明构思的前提下，还可以做出若干变形和改进，这些都属于本发明的保护范围。因此，本发明专利的保护范围应以所附权利要求为准。

Claims (8)

1.一种低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺，其特征在于，其步骤依次包括：粗细分级、粗粒螺旋溜槽、中细粒螺旋溜槽、一段粗粒摇床、一段中细粒摇床、二段粗粒摇床、二段中细粒摇床以及磁选除铁；

所述粗细分级步骤具体包括：将碎粉后粒度为-1.5mm的原矿依次进行0.074mm筛分和0.019mm筛分，筛分后分为粗颗粒矿、中颗粒矿和细颗粒矿，所述细颗粒矿汇入冶炼尾矿中；

所述磁选除铁步骤具体包括：将磁选矿经过磁选后分为铬精矿和铬中矿，其中磁选的磁场强度为160kA/m。

2.根据权利要求1中所述的低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺，其特征在于，所述粗粒螺旋溜槽步骤具体包括：将所述粗颗粒矿导入螺旋溜槽中进行水流冲洗，冲洗后分为粗粒溜槽精矿和粗粒溜槽尾矿，所述粗粒溜槽尾矿汇入冶炼尾矿中，其中水流流速为9L/min。

3.根据权利要求1中所述的低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺，其特征在于，所述中细粒螺旋溜槽步骤具体包括：将所述中颗粒矿导入螺旋溜槽中进行水流冲洗，冲洗后分为中细粒溜槽精矿和中细粒溜槽尾矿，所述中细粒溜槽尾矿汇入冶炼尾矿中，其中水流流速为9L/min。

4.根据权利要求2中所述的低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺，其特征在于，所述一段粗粒摇床步骤具体包括：将所述粗粒溜槽精矿导入摇床中进行水流冲洗，冲洗后分为一段粗粒精矿和一段粗粒尾矿，其中水流流速为5L/min。

5.根据权利要求4中所述的低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺，其特征在于，所述一段粗粒尾矿经球磨处理后进行二段粗粒摇床步骤，磨矿细度为-0.074mm。

6.根据权利要求5中所述的低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺，其特征在于，所述二段粗粒摇床步骤具体包括：将经过球磨处理后的所述一段尾矿导入摇床中进行水流冲洗，冲洗后分为二段粗粒精矿和二段粗粒尾矿，其中水流流速为2.5L/min；

所述一段粗粒精矿与二段粗粒精矿汇入所述磁选矿中，所述二段粗粒尾矿汇入冶炼尾矿中。

7.根据权利要求3中所述的低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺，其特征在于，所述一段中细粒摇床步骤具体包括：将所述中细粒溜槽精矿导入摇床中进行水流冲洗，冲洗后分为一段中细粒精矿和一段中细粒尾矿，其中水流流速为5L/min。

8.根据权利要求7中所述的低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺，其特征在于，所述二段中细粒摇床步骤具体包括：将所述二段中细粒尾矿导入摇床中进行水流冲洗，冲洗后分为二段中细粒精矿和二段中细粒尾矿，其中水流流速为2.5L/min；

所述一段中细粒精矿与二段中细粒精矿汇入所述磁选矿中，所述二段中细粒尾矿汇入冶炼尾矿中。

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