CN116943856B - 有效回收铬铁矿的方法 - Google Patents
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Abstract
本申请提供一种有效回收铬铁矿的方法，涉及选矿领域。该方法包括：将铬铁矿原矿粉碎、筛分得到块状、粒状和粉状原矿；块状原矿进行光电拣选得到块状铬精矿和光电拣选尾矿，光电拣选尾矿进行粉碎、筛分得到筛下物，筛下物经筛分得到粒状和粉状光电拣选尾矿；合并得到粒状和粉状混合矿；对粒状混合矿进行重介质预抛，得到粒状铬精矿和终尾矿；粉状混合矿和粒状铬精矿磨矿、分级、高梯度强磁处理，得到粉状铬精矿和高梯度强磁尾矿，将高梯度强磁尾矿进行重选得到粉状铬精矿和终尾矿。本申请提供的有效回收铬铁矿的方法，可通过较短的选矿工艺流程，对铬铁矿进行铬铁矿逐级回收、最大程度获得价格较高的块矿铬铁矿精矿。
Description
技术领域
本申请涉及选矿领域，尤其涉及一种有效回收铬铁矿的方法。
背景技术
在自然界中，铬主要呈铬尖晶石类矿物形式产出，这类具有工业价值的矿物集合体被称为铬铁矿。铬铁矿用途广泛，按照用途的不同分为冶金、化工、耐火和铸石四个等级，最重要的是用于生产不锈钢，在国民经济建设中，铬铁矿占有极其重要的战略地位。
作为地壳岩石的构成元素之一，铬在地壳含量相对较为丰富，其丰度为0.035%，超过了铜、锌和镍等金属。但根据世界探明数据而言，全世界的铬资源储量并不多，仍属于稀缺元素。在基性或超基性的岩浆岩中，如纯橄揽、辉石和斜辉橄，常发现铬铁矿，自然界已发现含铬矿物超过30种，主要为铬酸盐、氧化物和硅酸盐形式存在。大部分类似铬铁矿的矿物并不具有工业价值，具有工业价值的三类铬矿物分别是铬铁矿、富铬尖晶石和硬铬尖晶石，后两者具备与铬铁矿类似的物理性质、形状和用途。
冶金级的铬矿石要求Cr2O3含量下限为30%，若电炉用碳素铬铁的Cr2O3含量需大于40%。但由矿山采出的铬铁原矿石很难达到这个品级，往往通过选矿进行预富集，根据铬铁矿具有弱磁性、比重大的特点，可通过重选、磁选、浮选及联合选别等工艺进行富集。综合国内外选别铬铁矿工艺，其选别工艺流程主要为单一磁选、重选、重-磁联合、磁-浮联合和电选工艺，仅有较为少数的矿山使用单一浮选流程回收细粒嵌布的铬铁矿物。以上工艺流程对于呈块状、条状及粗粒浸染的矿石很难有效回收，一是皆需要将矿石破碎至1mm以下，很难对价格较高的块矿进行提前回收，二是选别工艺的给矿粒度过宽，使回收铬铁矿工艺很难达到预期效果。
伴随科技的进步，矿物加工领域的分选设备也在加速更新。近年预选抛废技术有着较大发展，一是光电拣选，二是重介质旋流器，两者分别通过干式、湿式分选系统实现预先抛废，在矿石入选之前实现预先富集，提高原矿入选品位，降低选矿成本。而将预选技术应用到铬铁矿直接回收块状精矿和依据不同粒度特性进行不同选别方法相结合的工艺还未有研究。
如何对铬铁矿使逐粒级有效回收成为本领域研究的重点和难点。
发明内容
本申请的目的在于提供一种有效回收铬铁矿的方法，以解决上述问题。
为实现以上目的，本申请采用以下技术方案：
一种有效回收铬铁矿的方法，包括：
将铬铁矿原矿进行第一粉碎，经第一筛分得到第一筛上物和第一筛下物，所述第一筛上物返回进行所述第一粉碎，所述第一筛下物进行第二筛分，得到块状原矿和第二筛下物，所述第二筛下物进行第三筛分得到粒状原矿和粉状原矿；
所述块状原矿进行窄粒级光电拣选得到块状铬精矿和光电拣选尾矿，所述光电拣选尾矿进行第二粉碎，经第四筛分得到第四筛上物和第四筛下物，所述第四筛上物返回进行所述第二粉碎，所述第四筛下物经第五筛分得到粒状光电拣选尾矿和粉状光电拣选尾矿；所述粒状光电拣选尾矿与所述粒状原矿合并得到粒状混合矿，所述粉状原矿与所述粉状光电拣选尾矿合并得到粉状混合矿；
所述粒状混合矿进行重介质预抛处理，得到粒状铬精矿和第一终尾矿；所述粉状混合矿和所述粒状铬精矿混合后进行磨矿、分级得到分级产品，将所述分级产品进行高梯度强磁处理，得到第一粉状铬精矿和高梯度强磁尾矿，将所述高梯度强磁尾矿进行重选得到第二粉状铬精矿和第二终尾矿。
优选地，所述块状原矿的粒度为10-100mm，所述粒状原矿的粒度为0.5-30mm，所述粉状原矿的粒度小于等于1mm。
优选地，所述窄粒级光电拣选的最佳给矿粒度范围中，粒度上限为粒度下限的2-4倍。
优选地，所述重介质预抛处理为两段重介质旋流器串联工艺。
优选地，所述两段重介质旋流器串联工艺中，一段重介质旋流器为二段重介质旋流器提供的分选密度为重介质旋流器系统的显示密度，该密度控制在2.4-2.8g/cm3，实际的重介质旋流器分选密度为3.0-3.5g/cm3。
优选地，所述分级产品细度为-0.074mm占30%-75%。
优选地，所述高梯度强磁包括1-2次粗选和0-2次精选，中矿顺序返回。
优选地，所述重选包括螺旋溜槽粗选和摇床精选。
优选地，所述螺旋溜槽粗选和所述摇床精选各执行一次。
优选地，所述铬铁矿原矿中Cr2O3品位大于等于15%，伴生元素铂＋钯含量不大于1g/t，且有价伴生元素与铬铁矿关系紧密。
与现有技术相比，本申请的有益效果包括：
本申请提供的有效回收铬铁矿的方法，通过对铬铁矿原矿进行破碎、筛分，获得块状、粒状和粉状三种不同粒级产品；通过对矿状铬铁矿进行窄粒级光电拣选工艺，获得块状铬铁矿精矿和光电拣选尾矿；通过对光电拣选尾矿进行破碎，获得粒状和粉状光电拣选尾矿，分别将其与原矿相同粒级进行合并；通过对粒状混合矿进行重介质预抛工艺，获得重介质精矿和第一终尾矿，将重介质精矿进行与原矿粉状产品进行合并，进入磨矿、分级系统；通过对粉状混合矿进行闭路磨矿，磨矿、分级产品进行高梯度强磁工艺，获得第一粉状铬铁矿精矿和高梯度强磁尾矿；通过对高梯度强磁尾矿进行重选工艺，获得第二粉状铬铁矿精矿和第二终尾矿。从而实现基于铬铁矿粒度特性的逐粒级有效分选，为回收块状铬铁矿精矿称为可能，同时降低了终尾矿中Cr2O3品位，有效提高了铬铁矿的回收率和资源的利用率。
附图说明
为了更清楚地说明本申请实施例的技术方案，下面将对实施例中所需要使用的附图作简单地介绍，应当理解，以下附图仅示出了本申请的某些实施例，因此不应被看作是对本申请范围的限定。
图1为本申请实施例提供的有效回收铬铁矿的方法的工艺流程示意图。
具体实施方式
首先对本申请提供的技术方案进行整体性说明，具体如下：
一种有效回收铬铁矿的方法，包括：
将铬铁矿原矿进行第一粉碎，经第一筛分得到第一筛上物和第一筛下物，所述第一筛上物返回进行所述第一粉碎，所述第一筛下物进行第二筛分，得到块状原矿和第二筛下物，所述第二筛下物进行第三筛分得到粒状原矿和粉状原矿；
所述块状原矿进行窄粒级光电拣选得到块状铬精矿和光电拣选尾矿，所述光电拣选尾矿进行第二粉碎，经第四筛分得到第四筛上物和第四筛下物，所述第四筛上物返回进行所述第二粉碎，所述第四筛下物经第五筛分得到粒状光电拣选尾矿和粉状光电拣选尾矿；所述粒状光电拣选尾矿与所述粒状原矿合并得到粒状混合矿，所述粉状原矿与所述粉状光电拣选尾矿合并得到粉状混合矿；
所述粒状混合矿进行重介质预抛处理，得到粒状铬精矿和第一终尾矿；所述粉状混合矿和所述粒状铬精矿混合后进行磨矿、分级得到分级产品，将所述分级产品进行高梯度强磁处理，得到第一粉状铬精矿和高梯度强磁尾矿，将所述高梯度强磁尾矿进行重选得到第二粉状铬精矿和第二终尾矿。
在一个可选的实施方式中，所述块状原矿的粒度为10-100mm，所述粒状原矿的粒度为0.5-30mm，所述粉状原矿的粒度小于等于1mm。
三种选别工艺的给矿粒度有要求，一是光电拣选设备受制于射线穿透能力限制等因素，合适的给矿粒度上限不超过100mm，个别厂家可做到120mm，另外，限于光电拣选分离装置（喷嘴的数量和间距）的设计，给矿粒度下限不小于10mm，个别厂家做到8mm；重介质工艺的给矿下限是综合考虑目前筛分设备和筛分效率等因素的结果；粉状的处理工艺为高梯度强磁，该工艺是直接获得品位合格的精矿，若粒度大于1mm，对于大部分矿是很难充分解离的。
可选的，所述块状原矿的粒度可以为10mm、20mm、30mm、40mm、50mm、60mm、70mm、80mm、90mm、100mm或者10-100mm之间的任一值，所述粒状原矿的粒度可以为0.5mm、1mm、5mm、10mm、15mm、20mm、25mm、30mm或者0.5-30mm之间的任一值，所述粉状原矿的粒度小于等于1mm。
在一个可选的实施方式中，所述窄粒级光电拣选的最佳给矿粒度范围中，粒度上限为粒度下限的2-4倍。
给矿粒度越窄，分选参数越聚焦，分选效果越好，超过4倍以上，通过调整分选参数很难兼顾大矿块和小颗粒的分选效果。
可选的，所述窄粒级光电拣选的最佳给矿粒度范围中，粒度上限可以为粒度下限的2倍、3倍、4倍或者2-4倍之间的任一值。
在一个可选的实施方式中，所述重介质预抛处理为两段重介质旋流器串联工艺。
两段重介质旋流器的串联主要是考虑铬铁矿的密度较大，第一段旋流器主要是起浓缩作用，为第二段的分选提供合适的浓度。
在一个可选的实施方式中，所述两段重介质旋流器串联工艺中，一段重介质旋流器为二段重介质旋流器提供的分选密度为重介质旋流器系统的显示密度，该密度控制在2.4-2.8g/cm3，实际的重介质旋流器分选密度为3.0-3.5g/cm3。
在一个可选的实施方式中，所述分级产品细度为-0.074mm占30%-75%。
可选的，所述分级产品细度为-0.074mm占30%、35%、40%、45%、50%、55%、60%、65%、70%、75%或者40%-75%之间的任意值。
在一个可选的实施方式中，所述高梯度强磁包括1-2次粗选和0-2次精选，中矿顺序返回。
高梯度精选次数主要取决于精矿中目标元素的品位。
在一个可选的实施方式中，所述重选包括螺旋溜槽粗选和摇床精选。
在一个可选的实施方式中，所述螺旋溜槽粗选和所述摇床精选各执行一次。
在一个可选的实施方式中，所述铬铁矿原矿中Cr2O3品位大于等于15%，伴生元素铂＋钯含量不大于1g/t，且有价伴生元素与铬铁矿关系紧密。
下面将结合具体实施例对本申请的实施方案进行详细描述，但是本领域技术人员将会理解，下列实施例仅用于说明本申请，而不应视为限制本申请的范围。实施例中未注明具体条件者，按照常规条件或制造商建议的条件进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者，均为可以通过市售购买获得的常规产品。
实施例1
如图1所示，本实施例提供一种有效回收铬铁矿的方法，具体包括如下步骤：
原料：南非某铬矿选矿厂。
1）试验样为地下采矿，样品中Cr2O3品位为31.62%，Pt和Pd品位分别为0.35g/t和0.16g/t，样品首先经过开路粗碎，粗碎产品进行闭路中碎，与中碎组成的闭路格筛的筛孔尺寸为90mm，格筛筛下产品进入10mm和1mm的振动筛，格筛筛上产品返回中碎，由振动筛获得-90+10mm、-10+1mm和-1mm三种产品。
2）对-90+10mm矿块进行-90+30mm和-30+10mm两个窄粒级光电拣选工艺，光电拣选使用的是KRS分选机，由此获得块状铬铁矿精矿和光电拣选尾矿；
3）对光电拣选尾矿进行细碎、筛分，细碎产品进入10mm振动筛，筛上产品返回细碎机，筛下产品给入原矿工艺流程中的1mm振动筛，由此获得-10+1mm粒状和-1mm粉状光电拣选尾矿，分别将其与原矿相同粒级进行合并；
4）对-10+1mm粒状混合矿进行两段重介质预抛工艺，获得粒状铬铁矿精矿和终尾矿1，重介质旋流器有效的分选密度为3.3g/cm3;
5）对-1mm光电尾矿与原矿-1mm合并后，进入磨矿、分级系统，球磨机为Φ2.7×3.6格子型球磨机，水力旋流器规格为Φ250mm，分级溢流产品细度为-0.074mm占35%~38%，溢流产品进行一次强磁粗选、一次强磁扫选、一次强磁精选、一次强磁精扫选，中矿顺序返回的高梯度强磁工艺，获得粉状铬铁矿精矿1和高梯度强磁尾矿；
6）对高梯度强磁尾矿进行螺旋溜槽一次粗选、摇床一次精选的重选工艺，获得粉状铬铁矿精矿2和终尾矿2。
实施例2
本实施例提供一种有效回收铬铁矿的方法，具体包括如下步骤：
原料：津巴布韦某铬矿选矿厂。
1）试验样为地下采矿，样品中Cr2O3品位为31.55%，Pt和Pd品位分别为0.31g/t和0.18g/t，样品首先经过开路粗碎，粗碎产品进行闭路中碎，与中碎组成的闭路格筛的筛孔尺寸为100mm，格筛筛下产品进入15mm和1mm的振动筛，格筛筛上产品返回中碎，由振动筛获得-100+15mm、-15+1mm和-1mm三种产品。
2）对-100+15mm矿块进行-100+40mm和-40+15mm两个窄粒级光电拣选工艺，光电拣选使用的是KRS分选机，由此获得块状铬铁矿精矿和光电拣选尾矿；
3）对光电拣选尾矿进行细碎、筛分，细碎产品进入15mm振动筛，筛上产品返回细碎机，筛下产品给入原矿工艺流程中的1mm振动筛，由此获得-15+1mm粒状和-1mm粉状光电拣选尾矿，分别将其与原矿相同粒级进行合并；
4）对-15+1mm粒状混合矿进行两段重介质预抛工艺，获得粒状铬铁矿精矿和终尾矿1，重介质旋流器有效的分选密度为3.2g/cm3;
5）对-1mm光电尾矿与原矿-1mm合并后，进入磨矿、分级系统，球磨机为Φ3.2×3.6格子型球磨机，水力旋流器规格为Φ250mm，分级溢流产品细度为-0.074mm占32%~36%，溢流产品进行一次强磁粗选、一次强磁扫选、一次强磁精选、一次强磁精扫选，中矿顺序返回的高梯度强磁工艺，获得粉状铬铁矿精矿1和高梯度强磁尾矿；
6）对高梯度强磁尾矿进行螺旋溜槽一次粗选、摇床一次精选的重选工艺，获得粉状铬铁矿精矿2和终尾矿2。
实施例3
本实施例提供一种有效回收铬铁矿的方法，具体包括如下步骤：
原料：南非某铬矿选矿厂。
1）试验样为地下采矿，样品中Cr2O3品位为33.16%，Pt和Pd品位分别为0.41g/t和0.22g/t，样品首先经过开路粗碎，粗碎产品进行闭路中碎，与中碎组成的闭路格筛的筛孔尺寸为100mm，格筛筛下产品进入10mm和1mm的振动筛，格筛筛上产品返回中碎，由振动筛获得-100+10mm、-10+1mm和-1mm三种产品。
2）对-100+10mm矿块进行-100+40mm和-40+10mm两个窄粒级光电拣选工艺，由此获得块状铬铁矿精矿和光电拣选尾矿；
3）对光电拣选尾矿进行细碎、筛分，细碎产品进入10mm振动筛，筛上产品返回细碎机，筛下产品给入原矿工艺流程中的1mm振动筛，由此获得-10+1mm粒状和-1mm粉状光电拣选尾矿，分别将其与原矿相同粒级进行合并；
4）对-10+1mm粒状混合矿进行两段重介质预抛工艺，获得粒状铬铁矿精矿和终尾矿1，重介质旋流器有效的分选密度为3.3g/cm3;
5）对-1mm光电尾矿与原矿-1mm合并后，进入磨矿、分级系统，球磨机为Φ3.2×4.5格子型球磨机，水力旋流器规格为Φ300mm，分级溢流产品细度为-0.074mm占33%~36%，溢流产品进行一次强磁粗选、一次强磁扫选、一次强磁精选、一次强磁精扫选，中矿顺序返回的高梯度强磁工艺，获得粉状铬铁矿精矿1和高梯度强磁尾矿；
6）对高梯度强磁尾矿进行螺旋溜槽一次粗选、摇床一次精选的重选工艺，获得粉状铬铁矿精矿2和终尾矿2。
对比例1
为充分比较综合回收铬铁矿工艺的优劣，使用现场回收铬铁矿的工艺进行对比试验，研究两个不同回收铬选矿工艺的产品指标的差异。现场回收铬铁矿的工艺为一次粗选、一次精选的高梯度强磁工艺。
实施例1和对比例1在给矿性质相同的情况下进行。
两个不同回收铬铁矿的选矿工艺的产品指标列于表1。
表1对比结果
回收铬铁矿的选矿工艺优化后，铬铁矿的指标获得明显提升，其中块状铬铁矿精矿产率为43.22%、Cr2O3的品位为40.07%、回收率为53.98%，粉状铁矿精矿1产率为28.02%、Cr2O3的品位为41.66%、回收率为36.38%，粉状铁矿精矿2产率为3.67%、Cr2O3的品位为40.15%、回收率为3.67%，
总铬铁矿精矿产率为74.17%、Cr2O3的品位为40.67%、回收率为94.03%。
按照本申请提供的方法可获得价值更高的块状铬铁矿精矿，同时总铬铁矿精矿回收率比现场工艺提高24.78个百分点。
对比例2
为充分比较综合回收铬铁矿工艺的优劣，使用现场回收铬铁矿的工艺进行对比试验，研究两个不同回收铬选矿工艺的产品指标的差异。现场回收铬铁矿的工艺与实施例2的区别在于一是各工艺的给矿粒度存在差异，现场的光电拣选给矿为-130+8mm,重介质给矿粒度为-8+0.5mm，二是针对粉矿仅进行了高梯度强磁工艺。
实施例2和对比例2在给矿性质相同的情况下进行。
两个不同回收铬铁矿的选矿工艺的产品指标列于表2。
表2 对比结果
回收铬铁矿的选矿工艺优化后，铬铁矿的指标获得明显提升，其中块状铬铁矿精矿产率为40.72%、Cr2O3的品位为40.66%、回收率为51.78%，粉状铁矿精矿1产率为29.33%、Cr2O3的品位为41.51%、回收率为38.08%，粉状铁矿精矿2产率为3.10%、Cr2O3的品位为40.39%、回收率为3.92%，
总铬铁矿精矿产率为73.15%、Cr2O3的品位为40.99%、回收率为93.78%。
按照本申请提供的方法可获得价值更高的块状铬铁矿精矿，同时总铬铁矿精矿回收率比现场工艺提高6.21个百分点。
对比例3
为充分比较综合回收铬铁矿工艺的优劣，使用现场回收铬铁矿的工艺进行对比试验，研究两个不同回收铬选矿工艺的产品指标的差异。现场回收铬铁矿的工艺与实施例3的区别在于无重介质预抛和重选工艺。
实施例3和对比例3在给矿性质相同的情况下进行。
两个不同回收铬铁矿的选矿工艺的产品指标列于表3。
表3对比结果
回收铬铁矿的选矿工艺优化后，铬铁矿的指标获得明显提升，其中块状铬铁矿精矿产率为42.12%、Cr2O3的品位为40.73%、回收率为52.25%，粉状铁矿精矿1产率为29.19%、Cr2O3的品位为42.27%、回收率为37.63%，粉状铁矿精矿2产率为3.10%、Cr2O3的品位为40.16%、回收率为3.80%，
总铬铁矿精矿产率为74.41%、Cr2O3的品位为41.31%、回收率为93.75%。
按照本申请提供的方法可获得价值更高的块状铬铁矿精矿，同时总铬铁矿精矿回收率比现场工艺提高10.10个百分点。
最后应说明的是：以上各实施例仅用以说明本申请的技术方案，而非对其限制；尽管参照前述各实施例对本申请进行了详细的说明，本领域的普通技术人员应当理解：其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改，或者对其中部分或者全部技术特征进行等同替换；而这些修改或者替换，并不使相应技术方案的本质脱离本申请各实施例技术方案的范围。
此外，本领域的技术人员能够理解，尽管在此的一些实施例包括其它实施例中所包括的某些特征而不是其它特征，但是不同实施例的特征的组合意味着处于本申请的范围之内并且形成不同的实施例。例如，在上面的权利要求书中，所要求保护的实施例的任意之一都可以以任意的组合方式来使用。公开于该背景技术部分的信息仅仅旨在加深对本申请的总体背景技术的理解，而不应当被视为承认或以任何形式暗示该信息构成已为本领域技术人员所公知的现有技术。
Claims (10)
1.一种有效回收铬铁矿的方法，其特征在于，包括：
将铬铁矿原矿进行第一粉碎，经第一筛分得到第一筛上物和第一筛下物，所述第一筛上物返回进行所述第一粉碎，所述第一筛下物进行第二筛分，得到块状原矿和第二筛下物，所述第二筛下物进行第三筛分得到粒状原矿和粉状原矿；
所述块状原矿进行窄粒级光电拣选得到块状铬精矿和光电拣选尾矿，所述光电拣选尾矿进行第二粉碎，经第四筛分得到第四筛上物和第四筛下物，所述第四筛上物返回进行所述第二粉碎，所述第四筛下物经第五筛分得到粒状光电拣选尾矿和粉状光电拣选尾矿；所述粒状光电拣选尾矿与所述粒状原矿合并得到粒状混合矿，所述粉状原矿与所述粉状光电拣选尾矿合并得到粉状混合矿；
所述粒状混合矿进行重介质预抛处理，得到粒状铬精矿和第一终尾矿；所述粉状混合矿和所述粒状铬精矿混合后进行磨矿、分级得到分级产品，将所述分级产品进行高梯度强磁处理，得到第一粉状铬精矿和高梯度强磁尾矿，将所述高梯度强磁尾矿进行重选得到第二粉状铬精矿和第二终尾矿。
2.根据权利要求1所述的有效回收铬铁矿的方法，其特征在于，所述块状原矿的粒度为10-100mm，所述粒状原矿的粒度为0.5-30mm，所述粉状原矿的粒度小于等于1mm。
3.根据权利要求1所述的有效回收铬铁矿的方法，其特征在于，所述窄粒级光电拣选的最佳给矿粒度范围中，粒度上限为粒度下限的2-4倍。
4.根据权利要求1所述的有效回收铬铁矿的方法，其特征在于，所述重介质预抛处理为两段重介质旋流器串联工艺。
5.根据权利要求4所述的有效回收铬铁矿的方法，其特征在于，所述两段重介质旋流器串联工艺中，一段重介质旋流器为二段重介质旋流器提供的分选密度为重介质旋流器系统的显示密度，该密度控制在2.4-2.8g/cm3，实际的重介质旋流器分选密度为3.0-3.5g/cm3。
6.根据权利要求1所述的有效回收铬铁矿的方法，其特征在于，所述分级产品细度为-0.074mm占30%-75%。
7.根据权利要求1所述的有效回收铬铁矿的方法，其特征在于，所述高梯度强磁包括1-2次粗选和0-2次精选，中矿顺序返回。
8.根据权利要求1所述的有效回收铬铁矿的方法，其特征在于，所述重选包括螺旋溜槽粗选和摇床精选。
9.根据权利要求8所述的有效回收铬铁矿的方法，其特征在于，所述螺旋溜槽粗选和所述摇床精选各执行一次。
10.根据权利要求1-9任一项所述的有效回收铬铁矿的方法，其特征在于，所述铬铁矿原矿中Cr2O3品位大于等于15%，伴生元素铂＋钯含量不大于1g/t，且有价伴生元素与铬铁矿关系紧密。
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