权利要求
1.一种联合选矿工艺分步实现超
低品位铬铁矿综合利用的方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1.将原矿中的铬铁矿进行破碎、磨矿，再通过重选作业，得到重选精矿和重选
尾矿;
S2.将所述重选精矿经过分级作业，得到分级精矿和分级尾矿，所述分级精矿为铬精矿;
S3.将所述分级尾矿与所述重选尾矿混合，添加还原剂和添加剂，再进行还原焙烧，得到焙烧产品;
S4.将所述焙烧产品再磨矿后进行弱磁选，得到弱磁精矿和弱磁尾矿，所述弱磁精矿为铁精矿。
2.根据权利要求1所述的方法，所述铬铁矿包括Cr2O3品位2.4%～3%，TFe品位28%~34%的超低品位铬铁矿。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在S1中，所述磨矿至铬铁矿粒度满足小于0.075 mm粒级的质量百分比大于60.3%。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在S2中，所述分级精矿的粒度为小于0.075mm。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在S2中，所述铬精矿中Cr2O3品位为20%~25%。
6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在S3中，所述还原焙烧所使用的所述还原剂包括炭，所述添加剂包括碳酸钠或油酸钠;
所述还原剂的添加量为所述分级尾矿与所述重选尾矿总重量的5%~20%;
所述添加剂的添加量为所述分级尾矿与所述重选尾矿总重量的1%~10%。
7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在S3中，所述还原焙烧温度包括1200℃，所述还原焙烧时间为30-50 min。
8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在S4中，所述再磨矿至粒度满足-0.075 mm粒级的质量百分比大于70%。
9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在S4中，所述弱磁选的磁场强度为1500~3000 Gs。
10.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在S4中，所述弱磁精矿TFe品位为59%~65%。
说明书
技术领域
[0001]本发明涉及选矿技术领域，具体是一种联合选矿工艺分步实现超低品位铬铁矿综合利用的方法。
背景技术
[0002]铬是稀缺的战略资源，铬铁矿是提炼铬的主要矿石，其广泛应用于冶金工业、耐火材料和化学工业等领域，属不可再生资源。我国铬铁矿资源禀赋较差，储量小、产量低、品位低，可大规模开采的矿区较少，同时随着钢铁工业的快速增长，对铬铁矿的需求也日渐增长，进而导致铬铁矿对外依存度提高，因此高效利用低品位铬铁矿是保障铬资源供应的必然途径。
[0003]某铬铁矿常与脉石矿物(如绿泥石、
菱镁矿、硼镁石、少量针
镍矿和磁黄铁矿等)紧密共生，且嵌布粒度较细，需要细磨才能实现单体解离，但细磨会导致泥化现象严重，增加分选难度。其与脉石矿物的密度相近、磁性相似导致常见的选矿工艺重选、磁选难以分离铬铁矿中的铬、铁。因此研究如何经济高效地分离超低铬铁矿中铬、铁，同时富集超低品位铬铁矿中的铬、铁，对超低品位铬铁矿的综合利用具有极其重要的意义。
[0004]目前研究，鲜有关于超低品位铬铁矿资源的分离，专利CN103589859A公开了一种通过磁化焙烧使铬铁砂矿中铬与铁分离的方法：将铬铁砂重选获得重选精矿，再经磁化还原焙烧，将弱磁性铁矿物转化为强磁性矿物，而铬铁矿性质未发生改变，还原焙烧产品再通过细磨弱磁选别可实现铬铁分离该工艺针对中品位铬铁矿有效地实现了铬铁分离，并且成本低、处理量大、能够实现工业化规模，使海滨铬铁矿资源得到有效利用，但对我国广大低品位铬铁矿资源的分离效果不明;专利CN120115283A公开了一种低品位铬矿的阶段磨矿、阶段抛尾的精细选矿方法，最终获得铬精矿，但该申请针对的是中低品位的铬矿，并不涉及超低品位铬铁矿的回收;专利CN113941433A公开了一种低品位铬铁矿的梯级回收、分段抛尾的选矿方法，但该方法只能筛选出铬精矿，无法同时筛选出铬精矿和铁精矿，存在资源回收不充分等缺点。
[0005]综上所述，目前亟需联合选矿工艺分步实现超低品位铬铁矿综合利用的方法，针对超低品位的铬铁矿，提高其资源利用率、回收率。
发明内容
[0006]针对当前我国铬铁矿资源禀赋不足，导致传统选矿工艺难以回收超低品位铬铁矿中的铬，难以分离超低品位铬铁矿中的铬、铁的问题，本发明的目的是在于提供一种能够实现超低品位铬铁矿中铬、铁分离并富集的方法。
[0007]本发明的目的是通过以下技术方案来实现的：
一种联合选矿工艺分步实现超低品位铬铁矿综合利用的方法，包括以下步骤：
S1.将原矿中的铬铁矿进行破碎、磨矿，再通过重选作业，得到重选精矿和重选尾矿;
S2.将所述重选精矿经过分级作业，得到分级精矿和分级尾矿，所述分级精矿为铬精矿;
S3.将所述分级尾矿与所述重选尾矿混合，添加还原剂和添加剂，再进行还原焙烧，得到焙烧产品;
S4.将所述焙烧产品再磨矿后进行弱磁选，得到弱磁精矿和弱磁尾矿，所述弱磁精矿为铁精矿。
[0008]具体地，所述铬铁矿包括Cr2O3品位2.4%～3%，TFe品位28%～34%的超低品位铬铁矿;
具体地，在S1中，所述磨矿至铬铁矿粒度满足小于0.075 mm粒级的质量百分比大于60.3%;
具体地，在S2中，所述分级精矿的粒度为小于0.075 mm;
具体地，所述铬精矿中Cr2O3品位为20%~25%;
具体地，在S3中，所述还原焙烧所使用的还原剂包括炭，添加剂包括碳酸钠或油酸钠;
具体地，所述还原剂的添加量为所述分级尾矿与所述重选尾矿总重量的5%~20%;
具体地，所述添加剂的添加量为所述分级尾矿与所述重选尾矿总重量的1%~10%。
[0009]具体地，所述还原焙烧温度包括1200℃，所述还原焙烧时间为30~50 min;
具体地，在S4中，所述再磨矿至粒度满足-0.075 mm粒级的质量百分比大于70%;
优选地，在S4中，所述弱磁选的磁场强度为1500~3000 Gs;
具体地，在S4中，所述弱磁精矿TFe品位为59%~65%。
[0010]本发明的有益效果是：
(1)本申请采用重选、分级联合工艺处理，实现了超低品位铬铁矿资源的高效综合利用，针对传统工艺难以经济处理的Cr2O3品位仅2.4%～3%的超低品位矿石，有效富集铬铁矿中嵌布粒度较细且密度较高的铬，得到铬精矿，再通过“还原焙烧弱磁选”从尾矿中回收铁，将铬、铁元素分别富集为合格精矿，极大提升了资源利用率和经济价值。
[0011](2)本申请创新性的还原焙烧实现了矿物的高效分离，将重选与分级的尾矿合并后进行还原焙烧，精准地将弱磁性铁矿物，如铬铁尖晶石中的铁转化为强磁性矿物，如磁铁矿，从而通过简单的弱磁选即可高效分离出高品位的铁精矿，解决了复杂共生矿物分选的难题。
[0012](3)本申请整体回收率高且成本可控，采用物理重选富集铬、尾矿化学改性、磁选回收铁的流程，步骤前后协同，优先以重选获得格精矿，再利用尾矿回收铁，避免了全程细磨和强磁选的高能耗，提高经济可行性。
附图说明
[0013]图1为本申请联合选矿工艺分步实现铬铁矿综合利用的方法流程示意图。
具体实施方式
[0014]下面结合附图进一步详细描述本发明的技术方案，但本发明的保护范围不局限于以下所述。
[0015]原矿为-3 mm铬铁矿1 kg原矿进行试验，经化验得原矿中Cr2O3品位为2.63%、TFe品位为29.79%。
[0016]实施例1
利用本工艺方法处理1 kg铬铁矿，经破碎磨矿后粒度满足-0.075 mm粒级的质量百分含量60.4%，随后采用摇床重选设备对铬进行富集，对富集后的精矿进行分级处理，筛出的-0.075 mm为铬精矿，+0.075 mm的为铬尾矿。
[0017]将铬尾矿送入还原焙烧炉，其中还原温度为1200℃，还原时间为30 min，还原剂为炭，添加剂为碳酸钠，还原后获得还原产品。
[0018]将还原产品再次磨矿至粒度满足-0.075 mm粒级的质量百分比大于70%，然后进行弱磁分选，弱磁选的磁场强度为3000 Gs，获得铁精矿和弱磁尾矿。
[0019]最终获得的铬精矿中Cr2O3品位为21.99%、回收率为34.05%，TFe含量为23.17%;铁精矿中TFe品位为59.96%、回收率为51.85%，Cr2O3含量为1.78%。
[0020]对比例1
对照实例1用于和实施例1进行对照，保持其余试验流程一致，区别在于入矿后对磨矿粒度调整为-0.075 mm粒级的质量百分含量40.86%。采用摇床重选设备对铬进行富集，对富集后的精矿进行分级处理，筛出的-0.075 mm为铬精矿，+0.075 mm的为铬尾矿。
[0021]将铬尾矿送入还原焙烧炉，其中还原温度为800℃，还原时间为35 min，还原剂为炭，还原后获得还原产品。
[0022]将还原产品再次磨矿至粒度满足-0.075 mm粒级的质量百分比大于70%，然后进行弱磁分选，弱磁选的磁场强度为3000 Gs，获得铁精矿和弱磁尾矿。
[0023]最终获得的铬精矿中Cr2O3品位为11.26%、回收率为19.38%，TFe含量为33.57%;铁精矿中TFe品位为46.81%、回收率为34.73%，Cr2O3含量为2.68%。对比例1的结果表明，铬铁矿中铬的嵌布粒度较细，更细的粒度有利于其分选，铬铁矿中铁的还原焙烧需要控制在合适的温度下进行。
[0024]实施例2
利用本工艺方法处理1 kg铬铁矿，经破碎磨矿后粒度满足-0.075 mm粒级的质量百分含量62.3%，随后采用摇床重选设备对铬进行富集，对富集后的精矿进行分级处理，筛出的-0.075 mm为铬精矿，+0.075 mm的为铬尾矿。
[0025]将铬尾矿送入还原焙烧炉，其中还原温度为1400℃，还原时间为45 min，还原剂为炭，添加剂为油酸钠，还原后获得还原产品。
[0026]将还原产品再次磨矿至粒度满足-0.075mm粒级的质量百分比大于70%，然后进行弱磁分选，弱磁选的磁场强度为3000 Gs，获得铁精矿和弱磁尾矿
最终获得的铬精矿中Cr2O3品位为22.52%、回收率为32.08%，TFe含量为24.01%;铁精矿中TFe品位为60.61%、回收率为50.77%，Cr2O3含量为1.67%。
[0027]综上所述，本申请提供了一种针对超低品位铬铁矿的联合选矿工艺，成功实现了铬与铁元素的高效、协同回收。以实施例1处理Cr2O3品位约2.4%-3%的超低品位原矿，最终可获得Cr2O3品位达21.99%、回收率34.05%的铬精矿，以及TFe品位达59.96%、回收率51.85%的铁精矿，两项指标均达到工业利用标准，证明了工艺的整体有效性。对比例1则通过关键参数的偏离，印证了本工艺设计的科学性，当原矿磨矿细度不足-0.075mm仅占40.86%时，铬的解离不充分，导致其精矿品位和回收率大幅下降;同时，还原焙烧温度过低导致铁矿物转化不彻底，使得铁精矿品位和回收率下降。突显了 “充分细磨”与“高温还原” 是本工艺实现铬铁高效分离不可或缺的核心条件。实施例2在更高还原温度下，仍能获得优质铁精矿，且铬精矿指标稳定，表明工艺在较宽的高温区间内具有稳定性和可靠性。综上所述，本申请所提出的联合工艺，通过物理选矿与化学选矿技术的巧妙结合与顺序优化，为解决超低品位、细粒嵌布铬铁矿资源的经济利用难题提供了一条高效、可行的技术路径。以上所述仅是本发明的优选实施方式，应当理解本发明并非局限于本文所披露的形式，不应看作是对其他实施例的排除，而可用于各种其他组合、修改和环境，并能够在本文所述构想范围内，通过上述教导或相关领域的技术或知识进行改动。而本领域人员所进行的改动和变化不脱离本发明的精神和范围，则都应在本发明所附权利要求的保护范围内。
说明书附图(1)
声明：
“联合选矿工艺分步实现超低品位铬铁矿综合利用的方法” 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：中国地质科学院矿产综合利用研究所
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2026年08月06日 ~ 08日 
