CN111545341A - 红土镍矿除铬工艺 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种红土镍矿除铬工艺，包括S1、洗矿工序和S2、选铬工序，红土镍矿经洗矿分离出粒径为‑1.5mm的原矿浆，然后进行粗细分级形成粒径为+0.058mm至‑1.5mm的粗原矿浆，粗原矿浆进入螺旋溜槽得到尾矿和精矿，精矿进入一段摇床进行筛选得到一段摇床尾矿和一段摇床精矿，一段摇床精矿进入二段摇床进行再选得到二段摇床尾矿、二段摇床中矿和二段摇床精矿；二段摇床中矿进行磨矿后返回二段摇床再选，一段摇床尾矿和二段摇床尾矿进行磨矿后进行磁选。利用本发明的红土镍矿除铬工艺降低红土镍矿原矿中铬铁矿的含量，铬精矿的回收率高，既减轻了铬精矿对红土镍矿湿法冶炼设备的磨蚀，同时获取了部分品质合格的铬精矿。

Description

红土镍矿除铬工艺

技术领域

本发明涉及选矿技术领域，尤其是涉及一种红土镍矿除铬工艺。

背景技术

红土镍矿是含镍橄榄石基岩经长期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，含有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。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)。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。因此，为了降低湿法冶炼成本、提高安全保障能力，红土镍矿一般需要进行除铬，即通过除铬工艺从红土镍矿中除去铬铁矿。同时，在选矿除铬的过程中还可以获得合格铬精矿，实现资源综合利用，同时对铬资源提供补充。

发明内容

本发明旨在至少解决现有技术中存在的技术问题之一。为此，本发明提出一种红土镍矿除铬工艺，能够对红土镍矿中的铬铁矿进行富集分离，降低红土镍矿原矿中铬铁矿的含量，既减轻了铬精矿对红土镍矿湿法冶炼设备的磨蚀，同时获取了部分品质合格的铬精矿。

本发明所采取的技术方案是：

本发明的第一方面，提供一种红土镍矿除铬工艺，包括以下步骤：

S1、洗矿工序：取红土镍矿进行洗矿，分离出粒径为-1.5mm的原矿浆和矿石；

S2、选铬工序：

粗细分级：取所述原矿浆进行粗细分级获得粒径为+0.058mm至-1.5mm的粗原矿浆和粒径为-0.058mm的细原矿浆，所述细原矿浆进入红土镍矿成品罐；

螺旋溜槽-一段摇床-二段摇床：将所述粗原矿浆进入螺旋溜槽得到尾矿和精矿，所述尾矿进入所述红土镍矿成品罐，所述精矿进入一段摇床进行筛选得到一段摇床尾矿和一段摇床精矿，所述一段摇床精矿进入二段摇床进行再选得到二段摇床尾矿、二段摇床中矿和二段摇床精矿；

二段中矿再磨-返回摇床：将所述二段摇床中矿进行磨矿，控制磨矿粒度为-0.074mm占80％以上，后返回二段摇床进行再选；

一段摇床尾矿和二段摇床尾矿再磨-磁选：取所述一段摇床尾矿和所述二段摇床尾矿进行磨矿，控制磨矿粒度为-0.074mm占90％以上，然后进行磁选。一段摇床尾矿及二段摇床尾矿经过球磨机磨矿之后，不可避免的产生铬铁矿“过磨现象”，导致少量的铬铁矿因粒度太细超过摇床的选别下限而进入到尾矿中，故对一段、二段摇床尾矿进行强磁选铬铁矿回收作业，强磁选精矿经弱磁除杂后即为铬精矿，同时产生强磁性废渣，提高了铬精矿的回收率。

本申请中“以上”包含本数。

根据本发明的一些实施例，所述磁选的过程为依次进行强磁选和弱磁选，所述强磁选的磁场强度为9000-10000奥斯特，所述弱磁选的磁场强度为1000-1200奥斯特。

根据本发明的一些实施例，进入所述一段摇床时，一段摇床的水流流速为5～7L/min；进入所述二段摇床时，二段摇床的水流流速为3～4L/min。

根据本发明的一些实施例，所述洗矿工序中采用圆筒洗矿机、槽式洗矿机和直线振动筛进行联合洗矿。

根据本发明的一些实施例，所述洗矿工序中，采用圆筒洗矿机分离出粒径为+35mm的矿石，采用槽式洗矿机分离出粒径为+2mm的矿石，采用直线振动筛分离出粒径为+1.5mm的矿石。

根据本发明的一些实施例，还包括对所述矿石进行碎磨工序的步骤，控制碎磨粒度为-200目占90％以上。碎磨工序的主要目的是将其破碎到合适粒度，以利于后续的洗矿、分选及磨矿分级作业。

根据本发明的一些实施例，所述碎磨工序采用一段闭路磨矿流程。

本发明实施例的有益效果是：

本发明实施例提供了一种红土镍矿除铬工艺，对红土镍矿进行洗矿工序使粗细分离形成大块及粗粒的矿石和细粒级的原矿浆，其中细颗粒的原矿浆进入选铬工序，通过“粗细分级-螺旋溜槽-一段摇床-二段摇床-中矿再磨返回摇床/尾矿再磨磁选”的工艺进行处理，螺旋溜槽得到的精矿通过两段连续摇床进行重选，二段摇床处理得到的二段摇床精矿即为铬精矿，同时二段摇床处理得到的二段摇床中矿含有部分连生体，对其进行磨矿处理能够使得铬精矿单体解离，因此二段摇床中矿经磨矿之后返回摇床进行再选的过程能够提高铬精矿的回收率。在选铬工序中，由于经磨矿后不可避免的产生铬铁矿“过磨现象”，导致少量的铬铁矿因粒度太细超过摇床的选别下限而进入到尾矿中，为了提高铬铁矿回收率，本发明实施例采用将一段摇床和二段摇床处理得到的尾矿进行磨矿后磁选的方式，经磁选除杂后得到的铬精矿。利用本发明实施例的工艺回收了大量合格铬精矿，铬精矿的回收率高，降低了红土镍矿中铬元素含量，大大减轻了对于湿法冶炼设备的磨蚀。

附图说明

图1为本发明实施例的红土镍矿进行洗矿工序的流程图；

图2为本发明实施例的选铬工序的流程图；

图3为本发明实施例的洗矿工序得到的矿石进行碎磨工序的流程图。

具体实施方式

以下将结合实施例对本发明的构思及产生的技术效果进行清楚、完整地描述，以充分地理解本发明的目的、特征和效果。显然，所描述的实施例只是本发明的一部分实施例，而不是全部实施例，基于本发明的实施例，本领域的技术人员在不付出创造性劳动的前提下所获得的其他实施例，均属于本发明保护的范围。

步骤S1、洗矿工序：参见图1，图1为本发明实施例的红土镍矿进行洗矿工序的流程图，本实施例洗矿工序使用的设备有重型板式给矿机、胶带运输机、重型圆筒洗矿机、槽式洗矿机。

取红土镍矿作为原矿由给料仓进入重型板式给矿机，重型板式给矿机将原矿运送到重型圆筒洗矿机进行洗矿作业。圆筒洗矿机分离出+35mm矿石，经胶带运输机输送至大块堆场，溢流进入槽式洗矿机，槽式洗矿机分离出+2mm矿石，经胶带运输机输送至大块堆场，溢流进入直线振动筛分离出+1.5mm颗粒矿石，筛上产物经胶带运输机输送至大块堆场，而筛下产物即为粒径为-1.5mm的原矿浆，进入原矿浆储槽。

步骤S2、选铬工序：参见图2，图2为本发明实施例的选铬工序的流程图，本实施例选铬工序使用的设备有渣浆泵、水力旋流器、螺旋溜槽、摇床、溢流型球磨机、强磁机和弱磁选机。

粗细分级：洗矿工序作业产品(-1.5mm的原矿浆)进入原矿浆储槽，经渣浆泵泵送至水力旋流器，经水力旋流器对原矿浆进行分级，溢流细度控制在-0.058mm，其中-0.058mm粒级的细原矿浆作为成品进入红土镍矿成品罐。

螺旋溜槽-一段摇床-二段摇床：旋流器沉砂(即+0.058mm-1.5mm粒级的粗原矿浆)进入螺旋溜槽开始重选作业得到尾矿和精矿，螺旋溜槽尾矿为轻矿物直接进入红土镍矿成品罐，精矿进入一段摇床，控制一段摇床水流流速为5～7L/min，进行筛选得到一段摇床尾矿和一段摇床精矿，一段摇床尾矿为轻矿物，一段摇床精矿进入二段摇床，控制二段摇床的水流流速为3～4L/min，再选得到二段摇床尾矿、二段摇床中矿和二段摇床精矿，二段摇床尾矿为轻矿物，二段摇床精矿即为铬精矿。

二段中矿再磨-返回摇床：二段摇床中矿进入球磨机-旋流器闭路磨矿流程，旋流器溢流细度控制在-0.074mm占80％，返回二段摇床再选。

一段摇床尾矿和二段摇床尾矿再磨-磁选：将上述经过一段摇床处理得到的一段摇床尾矿和经过二段摇床处理得到的二段摇床尾矿合并，形成的两段摇床尾矿经球磨机磨矿，控制磨矿粒度为-0.074mm含量90％，之后进入强磁机磁选，强磁选磁场强度为9000奥斯特，强磁选得到的精矿再经过弱磁除杂得到铬精矿。此流程即为“螺旋溜槽-摇床-摇床-再磨再选-尾矿再磨强磁选”工艺流程，产出除铬之后的红土镍矿成品待后续的浸出作业，铬精矿的各元素的含量较为理想，其化学成分分析如表1所示，可以达到商品部直接出售。

表1铬精矿化学成分分析

发明人在原试验方案中将螺旋溜槽尾矿、一段摇床尾矿和二段摇床尾矿直接进入红土镍矿成品罐，即未对一段摇床尾矿和二段摇床尾矿进行处理，后根据化验数据发现一、二段摇床尾矿中Cr₂O₃品位5.6％，具有较高的Cr₂O₃品位，仅经过一段摇床和二段摇床处理得到的铬精矿品位36.58％，回收率74.24％，产率37.81％。

为尽最大可能回收铬精矿，发明人增加了将二段摇床中矿进行磨矿后返回摇床再选的方式以及将一段摇床尾矿和二段摇床尾矿进行磨矿后磁选的方式，一段摇床尾矿和二段摇床尾矿磨矿时磨矿粒度控制在-0.074mm含量在90％以上，目的在于通过磨矿提高红土镍矿中铬铁矿的单体解离度，有利于后续对铬的分离回收。磨矿之后采用强磁-弱磁再选，而没有采用摇床重选，原因是磨矿之后有过磨的现象，重选效果不好，首先用强磁选最大程度回收铬铁矿，之后再用弱磁选去除铬铁矿中的强磁性Fe₃O₄(强磁废渣)，优选的强磁选磁场强度为9000-10000奥斯特，弱磁选磁场强度1000-1200奥斯特，经过磨矿再磁选之后，回收率提高至81.13％，产率提高至46.97％，利用本发明改进的方案，在保证铬精矿品位的同时，提升了回收率和产率。

根据本发明的实施例，参见图3，图3为洗矿工序得到的矿石进行碎磨工序的流程图，碎磨工序设备主要包括：胶带运输机、皮带给矿机、圆锥破碎机(中碎)、圆锥破碎机(细碎)、圆振动筛、溢流型球磨机、旋流器。

洗矿工序作业分离出的大块矿石经皮带给矿机给入圆锥破碎机(中碎)进行破碎，破碎产品进入圆振动筛进行筛分，筛下产品(＜8mm)进入球磨机分级闭路磨矿作业，筛上产品进入圆锥破碎机(细碎)，细碎产品经胶带运输机返回圆振动筛进行检查筛分作业。-8mm的筛下产品经皮带给矿机给入溢流型球磨机进行磨矿作业，磨矿溢流进入旋流器矿浆池，矿浆经渣浆泵泵送至水力旋流器进行分级，旋流器沉砂返回磨矿，旋流器溢流细度控制在-0.074mm(即200目)占90％以上，进入红土镍矿成品罐。

Claims (7)

1.一种红土镍矿除铬工艺，其特征在于，包括以下步骤：

S1、洗矿工序：取红土镍矿进行洗矿，分离出粒径为-1.5mm的原矿浆和矿石；

S2、选铬工序：

粗细分级：取所述原矿浆进行粗细分级获得粒径为+0.058mm至-1.5mm的粗原矿浆和粒径为-0.058mm的细原矿浆，所述细原矿浆进入红土镍矿成品罐；

螺旋溜槽-一段摇床-二段摇床：将所述粗原矿浆进入螺旋溜槽得到尾矿和精矿，所述尾矿进入所述红土镍矿成品罐，所述精矿进入一段摇床进行筛选得到一段摇床尾矿和一段摇床精矿，所述一段摇床精矿进入二段摇床进行再选得到二段摇床尾矿、二段摇床中矿和二段摇床精矿；

二段中矿再磨-返回摇床：将所述二段摇床中矿进行磨矿，控制磨矿粒度为-0.074mm占80％以上，后返回二段摇床进行再选；

一段摇床尾矿和二段摇床尾矿再磨-磁选：取所述一段摇床尾矿和所述二段摇床尾矿进行磨矿，控制磨矿粒度为-0.074mm占90％以上，然后进行磁选。

2.根据权利要求1所述的红土镍矿除铬工艺，其特征在于，所述磁选的过程为依次进行强磁选和弱磁选，所述强磁选的磁场强度为9000-10000奥斯特，所述弱磁选的磁场强度为1000-1200奥斯特。

3.根据权利要求1所述的红土镍矿除铬工艺，其特征在于，进入所述一段摇床时，一段摇床的水流流速为5～7L/min；进入所述二段摇床时，二段摇床的水流流速为3～4L/min。

4.根据权利要求1所述的红土镍矿除铬工艺，其特征在于，所述洗矿工序中采用圆筒洗矿机、槽式洗矿机和直线振动筛进行联合洗矿。

5.根据权利要求4所述的红土镍矿除铬工艺，其特征在于，所述洗矿工序中，采用圆筒洗矿机分离出粒径为+35mm的矿石，采用槽式洗矿机分离出粒径为+2mm的矿石，采用直线振动筛分离出粒径为+1.5mm的矿石。

6.根据权利要求1至5任一项所述的红土镍矿除铬工艺，其特征在于，还包括对所述矿石进行碎磨工序的步骤，控制碎磨粒度为-200目占90％以上。

7.根据权利要求6所述的红土镍矿除铬工艺，其特征在于，所述碎磨工序采用一段闭路磨矿流程。

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