一种控制返渣组成氧化焙烧提铬的方法与流程

本发明属无机盐生产技术领域，涉及一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法，尤其涉及一种控制返渣组成氧化焙烧提铬的方法。

背景技术：

现国内外以铬铁矿为原料的含铬矿物火法提铬的技术主要以无钙焙烧工艺为主。cn101045559a公开了一种由铬铁矿经无钙焙烧生产铬酸钠的方法，将铬铁矿、碳酸钠和返渣混合后进行氧化焙烧，然后进行湿式分选或干式分选，得到铬酸钠碱性液、粗渣和细渣，粗渣用作填料(返渣)循环配料，细渣作为尾渣进处理。该方法中得到的粗渣成分特别是cr和fe差异较大，直接与铬矿粉、纯碱配料导致生料成分不稳性，影响焙烧效果，最终导致生产不稳定、后工序除杂工艺复杂、产品成本提高。同时，粗渣和细渣中的铬含量都比较高：焙烧产物经过湿式分选后得到的粗渣含总铬6-7.5％，六价铬0.1-0.3％(均按cr2o3计，下同)，干燥后作为返渣循环配料，细渣含总铬5-6％，六价铬0.1-0.2％；焙烧产物经过干式分选后得到的粗渣含总铬10-14％，六价铬0.3-0.5％(均按cr2o3计，下同)，干燥后作为返渣循环配料，细渣含总铬5-8％，六价铬0.3％。细渣中铬含量较高，直接作为尾渣处理，造成资源利率用率低。

技术实现要素：

针对现有技术存在的不足，本发明的目的在于提供一种控制返渣组成氧化焙烧提铬的方法，所述方法不仅能够加快含铬物料中铬的反应速率，提高铬的转化率，而且还能够降低氧化焙烧条件，同时使生产工艺稳定。

为达此目的，本发明采用以下技术方案：

本发明提供了一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法，所述方法包括以下步骤：

(1)将含铬物料、碱、第一返渣和第二返渣进行氧化焙烧，得到焙烧熟料；

(2)将焙烧熟料进行浸出，固液分离，得到浸出液和浸出渣；

(3)将浸出渣进行分选，得到cr2o3含量不低于2wt.％的第一返渣和cr2o3含量小于2wt.％的剩余渣，所述第一返渣全部返回步骤(1)；

(4)将剩余渣进行分选，得到第二返渣和尾渣，第二返渣的粒度不小于45μm，所述第二返渣返回步骤(1)。

所述第一返渣的中cr2o3含量不低于2wt.％，如2.0wt.％、2.3wt.％、2.5wt.％、3.1wt.％、3.6wt.％、3.8wt.％、4.5wt.％、5.8wt.％、7.9wt.％、8.6wt.％、10.3wt.％、12.0wt.％、14.6wt.％、15.8wt.％、16.7wt.％、18.5wt.％或19.4wt.％等。第一返渣中氧化铬含量低时可达到2wt.％，高时可达到20wt.％以上。第一返渣氧化铬含量不低于2wt.％，其能够稀释液相量，减少物料结块等作用。

第一返渣的加入量由铬的转化率和分选方式决定：铬的转化率高时，第一返渣的量相对较少；分选方式不同，选出的第二返渣夹带剩余渣的量会有差别，因此，返回步骤(1)中的第一返渣的量会有不同。

所述第二返渣的粒度不小于45μm，如45μm、48μm、49μm、50μm、52μm、58μm、60μm、65μm、70μm、75μm、80μm、88μm、92μm或97μm等。第二返渣粒度不小于45μm，具有较大的铁铬比，铁的活性也较高，对反应具有一定的催化作用。

所述第二返渣中铬含量以cr2o3计低于2wt.％，如0.1wt.％、0.3wt.％、0.5wt.％、0.8wt.％、1.0wt.％、1.2wt.％、1.5wt.％或1.8wt.％等。

本发明所述方法开工时不加入第一返渣和第二返渣，得到的浸出液还不能达到标准，待整个线路稳定时，有稳定的第一返渣和第二返渣返回步骤(1)，且能够得到满足要求的浸出液。

在含铬物料与碱中加入第一返渣和第二返渣不仅能够加快含铬物料中铬的反应速率，提高铬的转化率，而且还能够降低氧化焙烧条件，同时使生产工艺稳定。

步骤(1)所述氧化焙烧的原料还包括添加剂，所述添加剂包括过渡金属的化合物。

在反应过程中，所述添加剂可以与杂质元素结合，降低杂质元素的耗碱量，提高铬离子活度，从而降低其反应活化能；所述添加剂还可以破坏矿物结构，提高反应过程中铬离子的扩散速度，从而提高铬的反应速率；另外，所述添加剂还可以提高反应过程中氧气的溶解度和活度，进而提高铬的转化率。

所述方法中引入的添加剂一方面可以进一步降低焙烧工序的温度，另一方面能够进一步加快含铬物料中铬的反应速率，保证含铬组分较高的氧化率，进而实现铬组分的高效提取。

优选地，所述过渡金属选自钛、铁、钴、镍或铜中的任意一种或至少两种的组合，典型但非限制性的组合如钛与铁，钛与钴，钛、镍与铜，钴、镍与铜。即钛源、铁源、钴源、镍源或铜源中的任意一种或至少两种的组合。

优选地，所述添加剂选自过渡金属的化合物、含有过渡金属化合物的废渣或含有过渡金属化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合。典型但非限制性的组合如过渡金属的化合物与含有过渡金属化合物的废渣，含有过渡金属化合物的废渣与含有过渡金属化合物的矿物，过渡金属的化合物、含有过渡金属化合物的废渣与含有过渡金属化合物的矿物。即所述钛源、铁源、钴源、镍源或铜源是指钛、铁、钴、镍或铜的化合物、含有钛、铁、钴、镍或铜的化合物的废渣和含有钛、铁、钴、镍或铜的化合物的矿物。

所述添加剂的组合例如：钛源与铁源，钛源与镍源，钛源与铜源，钴源、镍源与铜源，钛源、铁源与钴源。

所述钛源可为钛的化合物、含钛的化合物的废渣或含钛的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合。典型但非限制性的组合如，钛的化合物与含钛的化合物的废渣，钛的化合物与含钛的化合物的矿物，钛的化合物、含钛的化合物的废渣与含钛的化合物的矿物，具体地，如钛白粉、钛酸钡、钛酸钾、金红石、钛铁矿等。

所述铁源可为铁的化合物、含铁的化合物的废渣或含铁的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合。典型但非限制性的组合如，铁的化合物与含铁的化合物的废渣，铁的化合物与含铁的化合物的矿物，铁的化合物、含铁的化合物的废渣与含铁的化合物的矿物，具体地，如氢氧化铁、氧化铁、铁酸钠、磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿以及其他含铁的尾渣等。

所述钴源可为钴的化合物、含钴的化合物的废渣或含钴的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合。典型但非限制性的组合如，钴的化合物与含钴的化合物的废渣，钴的化合物与含钴的化合物的矿物，钴的化合物、含钴的化合物的废渣与含钴的化合物的矿物，具体地，如碳酸钴、氧化钴、氢氧化钴、草酸钴、纤维柱石、辉砷钴矿、砷钴矿等。

所述镍源可为镍的化合物、含镍的废渣或含镍的矿物中的任意一种或至少两种的组合。典型但非限制性的组合如，镍的化合物与含镍的化合物的废渣，镍的化合物与含镍的化合物的矿物，镍的化合物、含镍的化合物的废渣与含镍的化合物的矿物，具体地，氢氧化镍、氧化镍、红镍矿、辉砷镍矿、镍铁渣等。

所述铜源可为铜的化合物、含铜的化合物的废渣或含铜的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合。典型但非限制性的组合如，铜的化合物与含铜的化合物的废渣，铜的化合物与含铜的化合物的矿物，铜的化合物、含铜的化合物的废渣与含铜的化合物的矿物，具体地，如氧化铜、氢氧化铜、硫酸铜、赤铜矿、孔雀石、蓝铜矿等。

优选地，所述添加剂选自tio2、k2tio3、fe2o3、fe(oh)3、nafeo2、co2o3、co3o4、ni2o3、cuo、含铜镍的废催化剂、铜渣、铁渣、氧化镍矿、赤铁矿或黑铜矿中的任意一种或至少两种的组合。典型但非限制性的组合如tio2与k2tio3，fe2o3、fe(oh)3与nafeo2，co2o3与co3o4，ni2o3、cuo与含铜镍的废催化剂，铜渣、铁渣、氧化镍矿、赤铁矿与黑铜矿。

优选地，所述添加剂的添加量为含铬物料质量的1wt.％-100wt.％，如2wt.％、3wt.％、5wt.％、8wt.％、10wt.％、20.5wt.％、30.8wt.％、42.5wt.％、48.6wt.％、56.3wt.％、69.8wt.％、78.2wt.％、81.2wt.％或95wt.％等，优选为2wt.％-70wt.％，进一步优选为5wt.％-50wt.％。

步骤(1)所述含铬物料选自铬铁矿、铬铁或铬渣中的任意一种或至少两种的组合，典型但非限制性的组合如铬铁矿与铬铁，铬铁矿与铬渣，铬铁矿、铬铁与铬渣。

优选地，所述碱选自氢氧化钠、碳酸钠、氢氧化钾或碳酸钾中的任意一种或至少两种的组合，典型但非限制性的组合如氢氧化钠与碳酸钠，氢氧化钾与碳酸钾，氢氧化钠与碳酸钾，氢氧化钠、碳酸钠与氢氧化钾等。步骤(1)中碱的加入量与现有技术中含铬物料氧化焙烧提铬时的加入量相同。

步骤(1)所述氧化焙烧的原料中粒度≤74μm的原料的质量占原料总质量的90wt.％以上，如92wt.％、93wt.％、94wt.％、95wt.％、96wt.％、98wt.％或100wt.％等。

步骤(1)所述氧化焙烧的温度为300-1200℃，如350℃、400℃、500℃、600℃、700℃、800℃、900℃、1000℃、1050℃、1150℃或1180℃等。

优选地，步骤(1)所述氧化焙烧的时间为30-300min，如40min、50min、60min、80min、100min、120min、150min、180min、200min、230min、250min、280min或290min等。

步骤(1)所述氧化焙烧的气氛选自空气气氛和/或富氧气氛。所述富氧气氛是指氧气的体积分数大于21％的气氛。

步骤(2)所述浸出为水浸。所述水浸的具体形式可采用现有技术中的工艺，在此不作赘述。步骤(2)所述固液分离方式为本领域中常规的操作，典型但非限制性的固液分离方式如过滤、离心等。

步骤(3)和步骤(4)所述分选选自重选、浮选或磁选中的任意一种或至少两种的组合，典型但非限制性的组合如重选与浮选，浮选预磁选，重选、浮选和磁选。所述分选方法具有操作简单，选择性好以及合理的经济性等特点，利于工业化应用和大规模生产。

步骤(4)收集的第二返渣的质量为含铬物料质量的1wt.％-50wt.％，如2wt.％、3wt.％、5wt.％、8wt.％、10wt.％、15wt.％、18wt.％、20wt.％、25wt.％、28wt.％、31wt.％、38wt.％、42wt.％或48wt.％等，优选收集的第二返渣的质量为含铬物料质量的3wt.％-30wt.％。收集的第二返渣全部返回步骤(1)进行氧化焙烧，剩余的渣均作为尾渣处理。第二返渣的加入量在此范围能够与添加剂配合较好，加入量过多，不利于反应进行。

作为优选的技术方案，所述含铬物料氧化焙烧提铬的方法包括如下步骤：

(1)将含铬物料、碱、第一返渣、第二返渣和添加剂的混合物在300-1200℃、含氧气氛中氧化焙烧30-300min，得到焙烧产物；其中，所述添加剂包括过渡金属的化合物；所述添加剂的添加量为含铬物料质量的1wt.％-100wt.％；所述混合物中粒度≤74μm的质量占混合物总质量的90wt.％以上；

(2)将所述焙烧产物进行水浸，固液分离，得到含铬浸出液和浸出渣；

(3)将浸出渣进行分选，得到cr2o3含量不低于2wt.％的第一返渣和cr2o3含量小于2wt.％的剩余渣，所述第一返渣全部返回步骤(1)；

(4)将剩余渣进行分选，得到第二返渣和尾渣，第二返渣的粒度不小于45μm，且其质量为含铬物料质量的1wt.％-50wt.％，所述第二返渣全部返回步骤(1)。

本发明所述的数值范围不仅包括上述例举的点值，还包括没有例举出的上述数值范围之间的任意的点值，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举所述范围包括的具体点值。

与现有技术相比，本发明的有益效果为：

本发明提供的含铬物料氧化焙烧的方法通过在原料中加入第一返渣和第二返渣能够：(1)加快含铬物料中铬的反应速率，例如，其他反应条件相同下，铬浸出率达到90％，反应时间可以至少缩短20min；(2)提高铬的转化率，例如在相同的反应条件下，此发明中的铬的浸出率可达到90％，明显高于现有技术下的80％；(3)可实现含铬物料中铬的高效回收，铬的回收率达到95％以上。

本发明提供的含铬物料氧化焙烧提铬的方法通过加入添加剂能够：(1)进一步提高了含铬物料中铬的反应速率，例如，其他反应条件相同下，铬浸出率达到90％，反应时间可以至少缩短30min；(2)保证含铬组分较高的氧化率，例如，在相同的反应条件下，此发明中的铬的浸出率可达到92％，明显高于现有技术下的80％；(3)实现铬组分的高效提取，并进一步降低了焙烧温度，例如，在其他反应条件相同下，铬浸出率达到90％，反应温度可降低200℃。

本发明提供的含铬物料氧化焙烧的方法能够降低氧化焙烧条件，例如，缩短反应时间，时间可缩短20min；降低高温段反应温度，温度可降低200℃等。

本发明提供的含铬物料氧化焙烧的方法能够使生产工艺稳定。

附图说明

图1为本发明一种实施方式提供的控制返渣组成氧化焙烧提铬的工艺流程图。

具体实施方式

下面结合附图并通过具体实施方式来进一步说明本发明的技术方案。

本发明中wt.％是指质量百分含量。

一种控制返渣组成氧化焙烧提铬的方法，如图1所示，包括如下步骤：

(1)将含铬物料、碱、第一返渣(即图1中的渣1)、第二返渣(即图1中的渣2)和可选地添加剂的混合物在300-1200℃、含氧气氛中氧化焙烧30-300min，得到焙烧产物；其中，所述添加剂包括过渡金属的化合物；所述添加剂的添加量为含铬物料质量的1wt.％-100wt.％；第二返渣的加入量为含铬物料的1wt.％-50wt.％，所述混合物中粒度≤74μm的质量占混合物总质量的90wt.％以上；

(2)将所述焙烧产物进行水浸，固液分离，得到含铬浸出液和浸出渣；

(3)将浸出渣进行分选，得到cr2o3含量不低于2wt.％的第一返渣和cr2o3含量小于2wt.％的剩余渣，所述第一返渣全部返回步骤(1)；

(4)将剩余渣进行分选，得到第二返渣和尾渣，第二返渣的粒度不小于45μm，且其质量为含铬物料质量的1wt.％-50wt.％，所述第二返渣全部返回步骤(1)。

实施例1

一种控制返渣组成氧化焙烧提铬的方法，包括如下步骤：

(1)将生料铬矿粉(cr2o3含量43wt.％)、纯碱、第一返渣和第二返渣按100:80:200:50重量比进行配料、混合均匀，混料均匀度≥98％，d(50)为75μm；

(2)将混合后的物料进行氧化焙烧，进料温度500℃，高温段温度为1100℃，物料焙烧时间为240分钟，其中高温段停留时间为30分钟，氧化焙烧的铬氧化率为94％；

(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸，铬的浸出率大于99wt.％，浸出浆料进行液固分离，得到浸出液和浸出渣；

(4)将浸出渣进行重选，得到cr2o3含量不低于2wt.％的第一返渣和cr2o3含量小于2wt.％的剩余渣，所述第一返渣全部返回步骤(1)；

(5)将剩余渣进行浮选，得到第二返渣和尾渣，所述第二返渣的粒度不小于45μm，所述第二返渣返回步骤(1)，尾渣中cr2o3含量为1.7wt.％。

对比例1

根据cn101045559a文件中的实施例进行试验，含铬物料提铬的方法包括如下步骤：

(1)将生料铬矿粉(cr2o3含量43wt.％)、纯碱、返渣按100:80:200重量比进行配料、混合均匀，生料均匀度≥98％，d(50)为75μm；

(2)将混合后的物料进行氧化焙烧，进料温度500℃，高温段温度为1100℃，物料焙烧时间为240分钟，其中高温段停留时间为30分钟，氧化焙烧的铬氧化率为71％；

(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸，铬的浸出率大于99wt.％；浸出浆料进行液固分离，得到浸出液和浸出渣；

(4)浸出渣经过湿式分选后得到返渣和尾渣，返渣返回步骤(1)配料继续反应，尾渣中cr2o3含量为5.7wt.％；或，浸出渣经过干式分选后得到返渣和尾渣，返渣返回步骤(1)配料继续反应，尾渣中cr2o3含量为6.3wt.％。

对比例2

一种含铬物料提铬的方法，除步骤(1)中生料铬矿粉(cr2o3含量43wt.％)、纯碱、返渣按100:85:200重量比进行配料外，其余与对比例1相同。

测得：步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为78％。步骤(4)中尾渣的cr2o3含量为4.3wt.％。

对比例3

一种含铬物料提铬的方法，除将步骤(1)中返渣替换为相同重量的白云石外，其余与对比例1相同。

测得：步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为87％。步骤(4)中尾渣的cr2o3含量为3.2wt.％。

对比例4

一种含铬物料提铬的方法，除步骤(1)的原料中不含有第一返渣，其余与实施例1相同。

测得：步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为65％。步骤(4)中尾渣的cr2o3含量为6.2wt.％。

对比例5

一种含铬物料提铬的方法，除步骤(1)中生料铬矿粉(cr2o3含量43wt.％)、纯碱和第二返渣按100:80:250重量比配料外，其余与实施例1相同。

测得：步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为75％。步骤(4)中尾渣的cr2o3含量为4.6wt.％。

对比例6

一种含铬物料提铬的方法，除步骤(1)的原料中不含有第二返渣，其余与实施例1相同。

测得：步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为89％。步骤(4)中尾渣的cr2o3含量为2.9wt.％。

对比例7

一种含铬物料提铬的方法，除步骤(1)中生料铬矿粉(cr2o3含量43wt.％)、纯碱和第一返渣按100:80:250重量比配料外，其余与实施例1相同。

测得：步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为91％。步骤(4)中尾渣的cr2o3含量为2.5wt.％。

实施例2

一种控制返渣组成氧化焙烧提铬的方法，包括如下步骤：

(1)将生料铬矿粉(cr2o3含量43wt.％)、纯碱、第一返渣和第二返渣按100:80:200:1重量比进行配料、混合均匀，混料均匀度≥98％，d(50)为75μm；

(2)将混合后的物料进行氧化焙烧，进料温度500℃，高温段温度为1100℃，物料焙烧时间为240分钟，其中高温段停留时间为30分钟，氧化焙烧的铬氧化率为82％；

(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸，铬的浸出率大于99wt.％；浸出浆料进行液固分离，得到浸出液和浸出渣；

(4)将浸出渣进行重选，得到cr2o3含量不低于2wt.％的第一返渣和cr2o3含量小于2wt.％的剩余渣，所述第一返渣全部返回步骤(1)；

(5)将剩余渣进行浮选，得到第二返渣和尾渣，所述第二返渣的粒度不小于50μm，所述第二返渣返回步骤(1)，尾渣中cr2o3含量为1.9wt.％。

实施例3

一种控制返渣组成氧化焙烧提铬的方法，包括如下步骤：

(1)将生料铬矿粉(cr2o3含量43wt.％)、纯碱、第一返渣和第二返渣按100:80:200:15重量比进行配料、混合均匀，混料均匀度≥98％，d(50)为75μm；

(2)将混合后的物料进行氧化焙烧，进料温度500℃，高温段温度为950℃，物料焙烧时间为240分钟，其中高温段停留时间为50分钟，氧化焙烧的铬氧化率为93％；

(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸，铬的浸出率大于99wt.％；浸出浆料进行液固分离，得到浸出液和浸出渣；

(4)将浸出渣进行重选，得到cr2o3含量不低于2wt.％的第一返渣和cr2o3含量小于2wt.％的剩余渣，所述第一返渣全部返回步骤(1)；

(5)将剩余渣进行浮选，得到第二返渣和尾渣，所述第二返渣的粒度不小于48μm，所述第二返渣返回步骤(1)，尾渣中cr2o3含量为1.5wt.％。

实施例4

一种控制返渣组成氧化焙烧提铬的方法，包括如下步骤：

(1)将生料铬矿粉(cr2o3含量43wt.％)、纯碱、第一返渣和第二返渣按100:80:200:20重量比进行配料、混合均匀，混料均匀度≥98％，d(50)为75μm；

(2)将混合后的物料进行氧化焙烧，进料温度500℃，高温段温度为950℃，物料焙烧时间为240分钟，其中高温段停留时间为50分钟，氧化焙烧的铬氧化率为96％；

(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸，铬的浸出率大于99wt.％；浸出浆料进行液固分离，得到浸出液和浸出渣；

(4)将浸出渣进行重选，得到cr2o3含量不低于2wt.％的第一返渣和cr2o3含量小于2wt.％的剩余渣，所述第一返渣全部返回步骤(1)；

(5)将剩余渣进行浮选，得到第二返渣和尾渣，所述第二返渣的粒度不小于60μm，所述第二返渣返回步骤(1)，尾渣中cr2o3含量为1.3wt.％。

实施例5

一种控制返渣组成氧化焙烧提铬的方法，包括如下步骤：

(1)将生料铬矿粉(cr2o3含量43wt.％)、纯碱、第一返渣和第二返渣按100:80:200:30重量比进行配料、混合均匀，混料均匀度≥98％，d(50)为75μm；

(2)将混合后的物料进行氧化焙烧，进料温度500℃，高温段温度为900℃，物料焙烧时间为220分钟，其中高温段停留时间为50分钟，氧化焙烧的铬氧化率为96％；

(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸，铬的浸出率大于99wt.％；浸出浆料进行液固分离，得到浸出液和浸出渣；

(4)将浸出渣进行重选，得到cr2o3含量不低于2wt.％的第一返渣和cr2o3含量小于2wt.％的剩余渣，所述第一返渣全部返回步骤(1)；

(5)将剩余渣进行浮选，得到第二返渣和尾渣，所述第二返渣的粒度不小于55μm，所述第二返渣返回步骤(1)，尾渣中cr2o3含量为1.3wt.％。

实施例6

一种控制返渣组成氧化焙烧提铬的方法，包括如下步骤：

(1)将生料铬矿粉(cr2o3含量43wt.％)、纯碱、第一返渣和第二返渣按100:80:200:25重量比进行配料、混合均匀，混料均匀度≥98％，d(50)为75μm；

(2)将混合后的物料进行氧化焙烧，进料温度500℃，高温段温度为1000℃，物料焙烧时间为240分钟，其中高温段停留时间为60分钟，氧化焙烧的铬氧化率为98％；

(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸，铬的浸出率大于99wt.％；浸出浆料进行液固分离，得到浸出液和浸出渣；

(4)将浸出渣进行重选，得到cr2o3含量不低于2wt.％的第一返渣和cr2o3含量小于2wt.％的剩余渣，所述第一返渣全部返回步骤(1)；

(5)将剩余渣进行浮选，得到第二返渣和尾渣，所述第二返渣的粒度不小于65μm，所述第二返渣返回步骤(1)，尾渣中cr2o3含量为1.1wt.％。

实施例7

一种控制返渣组成氧化焙烧提铬的方法，包括如下步骤：

(1)将生料铬矿粉(cr2o3含量50wt.％)、纯碱、第一返渣和第二返渣按100:85:200:8重量比进行配料、混合均匀，混料均匀度≥98％，d(50)为75μm；

(2)将混合后的物料进行氧化焙烧，进料温度500℃，高温段温度为1050℃，物料焙烧时间为240分钟，其中高温段停留时间为40分钟，氧化焙烧的铬氧化率为90％；

(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸，铬的浸出率大于99wt.％；浸出浆料进行液固分离，得到浸出液和浸出渣；

(4)将浸出渣进行重选，得到cr2o3含量不低于2wt.％的第一返渣和cr2o3含量小于2wt.％的剩余渣，所述第一返渣全部返回步骤(1)；

(5)将剩余渣进行浮选，得到第二返渣和尾渣，所述第二返渣的粒度不小于45μm，所述第二返渣返回步骤(1)，尾渣中cr2o3含量为1.7wt.％。

实施例8

一种控制返渣组成氧化焙烧提铬的方法，包括如下步骤：

(1)将生料铬矿粉(cr2o3含量37wt.％)、纯碱、第一返渣和第二返渣按100:75:200:40重量比进行配料、混合均匀，混料均匀度≥98％，d(50)为75μm；

(2)将混合后的物料进行氧化焙烧，进料温度500℃，高温段温度为1050℃，物料焙烧时间为240分钟，其中高温段停留时间为40分钟，氧化焙烧的铬氧化率为95％；

(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸，铬的浸出率大于99wt.％；浸出浆料进行液固分离，得到浸出液和浸出渣；

(4)将浸出渣进行重选，得到cr2o3含量不低于2wt.％的第一返渣和cr2o3含量小于2wt.％的剩余渣，所述第一返渣全部返回步骤(1)；

(5)将剩余渣进行浮选，得到第二返渣和尾渣，所述第二返渣的粒度不小于50μm，所述第二返渣返回步骤(1)，尾渣中cr2o3含量为1.4wt.％。

实施例9

一种控制返渣组成氧化焙烧提铬的方法，包括如下步骤：

(1)将铬渣(cr2o3含量10wt.％)、纯碱、第一返渣和第二返渣按100:35:100:25重量比进行配料、混合均匀，混料均匀度≥98％，d(50)为75μm；

(2)将混合后的物料进行氧化焙烧，进料温度500℃，高温段温度为900℃，物料焙烧时间为240分钟，其中高温段停留时间为60分钟，氧化焙烧的铬氧化率为95％；

(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸，铬的浸出率大于99wt.％；浸出浆料进行液固分离，得到浸出液和浸出渣；

(4)将浸出渣进行重选，得到cr2o3含量不低于2wt.％的第一返渣和cr2o3含量小于2wt.％的剩余渣，所述第一返渣全部返回步骤(1)；

(5)将剩余渣进行浮选，得到第二返渣和尾渣，所述第二返渣的粒度不小于48μm，所述第二返渣返回步骤(1)，尾渣中cr2o3含量为1.5wt.％。

实施例10

一种控制返渣组成氧化焙烧提铬的方法，包括如下步骤：

(1)将铬渣(cr2o3含量14wt.％)、纯碱、第一返渣和第二返渣按100:40:100:30重量比进行配料、混合均匀，混料均匀度≥98％，d(50)为75μm；

(2)将混合后的物料进行氧化焙烧，进料温度500℃，高温段温度为950℃，物料焙烧时间为240分钟，其中高温段停留时间为60分钟，氧化焙烧的铬氧化率为96％；

(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸，铬的浸出率大于99wt.％；浸出浆料进行液固分离，得到浸出液和浸出渣；

(4)将浸出渣进行重选，得到cr2o3含量不低于2wt.％的第一返渣和cr2o3含量小于2wt.％的剩余渣，所述第一返渣全部返回步骤(1)；

(5)将剩余渣进行浮选，得到第二返渣和尾渣，所述第二返渣的粒度不小于55μm，所述第二返渣返回步骤(1)，尾渣中cr2o3含量为1.4wt.％。

实施例11

一种控制返渣组成氧化焙烧提铬的方法，包括如下步骤：

(1)将生料铬矿粉(cr2o3含量45wt.％)、烧碱、第一返渣和第二返渣按100:55:50:5重量比进行配料、混合均匀，混料均匀度≥98％，d(50)为75μm；

(2)将混合后的物料进行氧化焙烧，焙烧温度350℃，物料焙烧时间为240分钟，氧化焙烧的铬氧化率为95％；

(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸，铬的浸出率大于99wt.％；浸出浆料进行液固分离，得到浸出液和浸出渣；

(4)将浸出渣进行重选，得到cr2o3含量不低于2wt.％的第一返渣和cr2o3含量小于2wt.％的剩余渣，所述第一返渣全部返回步骤(1)；

(5)将剩余渣进行浮选，得到第二返渣和尾渣，所述第二返渣的粒度不小于45μm，所述第二返渣返回步骤(1)，尾渣中cr2o3含量为1.5wt.％。

实施例12

一种控制返渣组成氧化焙烧提铬的方法，包括如下步骤：

(1)将生料铬矿粉(cr2o3含量45wt.％)、烧碱、第一返渣和第二返渣按100:52:30:12重量比进行配料、混合均匀，混料均匀度≥98％，d(50)为75μm；

(2)将混合后的物料进行氧化焙烧，焙烧温度350℃，物料焙烧时间为200分钟，氧化焙烧的铬氧化率为93％；

(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸，铬的浸出率大于99wt.％；浸出浆料进行液固分离，得到浸出液和浸出渣；

(4)将浸出渣进行重选，得到cr2o3含量不低于2wt.％的第一返渣和cr2o3含量小于2wt.％的剩余渣，所述第一返渣全部返回步骤(1)；

(5)将剩余渣进行浮选，得到第二返渣和尾渣，所述第二返渣的粒度不小于48μm，所述第二返渣返回步骤(1)，尾渣中cr2o3含量为1.7wt.％。

实施例13

一种控制返渣组成氧化焙烧提铬的方法，包括如下步骤：

(1)将生料铬矿粉(cr2o3含量45wt.％)、烧碱、第一返渣和第二返渣按100:50:50:50重量比进行配料、混合均匀，混料均匀度≥98％，d(50)为75μm；

(2)将混合后的物料进行氧化焙烧，焙烧温度400℃，物料焙烧时间为150分钟，氧化焙烧的铬氧化率为93％；

(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸，铬的浸出率大于99wt.％；浸出浆料进行液固分离，得到浸出液和浸出渣；

(4)将浸出渣进行重选，得到cr2o3含量不低于2wt.％的第一返渣和cr2o3含量小于2wt.％的剩余渣，所述第一返渣全部返回步骤(1)；

(5)将剩余渣进行浮选，得到第二返渣和尾渣，所述第二返渣的粒度不小于50μm，所述第二返渣返回步骤(1)，尾渣中cr2o3含量为1.8wt.％。

实施例14

一种控制返渣组成氧化焙烧提铬的方法，包括如下步骤：

(1)将生料铬矿粉(cr2o3含量45wt.％)、纯碱、第一返渣和第二返渣按100:78:45:30重量比进行配料、混合均匀，混料均匀度≥98％，d(50)为75μm；

(2)进料温度500℃，高温段温度为1200℃，物料焙烧时间为30分钟，其中高温段停留时间为20分钟，氧化焙烧的铬氧化率为97％；

(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸，铬的浸出率大于99wt.％；浸出浆料进行液固分离，得到浸出液和浸出渣；

(4)将浸出渣进行重选，得到cr2o3含量不低于2wt.％的第一返渣和cr2o3含量小于2wt.％的剩余渣，所述第一返渣全部返回步骤(1)；

(5)将剩余渣进行浮选，得到第二返渣和尾渣，所述第二返渣的粒度不小于55μm，所述第二返渣返回步骤(1)，尾渣中cr2o3含量为1.1wt.％。

实施例15

一种控制返渣组成氧化焙烧提铬的方法，包括如下步骤：

(1)将生料铬矿粉(cr2o3含量43wt.％)、纯碱、第一返渣、第二返渣和添加剂(镍化合物)按100:80:200:50:10重量比进行配料、混合均匀，混料均匀度≥98％，d(50)为75μm；

(2)将混合后的物料进行氧化焙烧，进料温度500℃，高温段温度为900℃，物料焙烧时间为220分钟，其中高温段停留时间为30分钟，氧化焙烧的铬氧化率为97％；

(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸，铬的浸出率大于99wt.％；浸出浆料进行液固分离，得到浸出液和浸出渣；

(4)将浸出渣进行重选，得到cr2o3含量不低于2wt.％的第一返渣和cr2o3含量小于2wt.％的剩余渣，所述第一返渣全部返回步骤(1)；

(5)将剩余渣进行浮选，得到第二返渣和尾渣，所述第二返渣的粒度不小于50μm，所述第二返渣返回步骤(1)，尾渣中cr2o3含量为1.2wt.％。

实施例16

一种控制返渣组成氧化焙烧提铬的方法，包括如下步骤：

(1)将生料铬矿粉(cr2o3含量43wt.％)、纯碱、第一返渣、第二返渣和添加剂(镍化合物)按100:80:200:50:1重量比进行配料、混合均匀，混料均匀度≥98％，d(50)为75μm；

(2)将混合后的物料进行氧化焙烧，进料温度500℃，高温段温度为1100℃，物料焙烧时间为300分钟，其中高温段停留时间为60分钟，氧化焙烧的铬氧化率为98％；

(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸，铬的浸出率大于99wt.％；浸出浆料进行液固分离，得到浸出液和浸出渣；

(4)将浸出渣进行重选，得到cr2o3含量不低于2wt.％的第一返渣和cr2o3含量小于2wt.％的剩余渣，所述第一返渣全部返回步骤(1)；

(5)将剩余渣进行浮选，得到第二返渣和尾渣，所述第二返渣的粒度不小于50μm，所述第二返渣返回步骤(1)，尾渣中cr2o3含量为1.1wt.％。

实施例17

一种控制返渣组成氧化焙烧提铬的方法，包括如下步骤：

(1)将生料铬矿粉(cr2o3含量43wt.％)、纯碱、第一返渣、第二返渣和添加剂(镍化合物)按100:85:200:50:100重量比进行配料、混合均匀，混料均匀度≥98％，d(50)为75μm；

(2)将混合后的物料进行氧化焙烧，进料温度500℃，高温段温度为1000℃，物料焙烧时间为300分钟，其中高温段停留时间为60分钟，氧化焙烧的铬氧化率为94％；

(3)焙烧产物经冷却、磨细后进行水浸，铬的浸出率大于99wt.％；浸出浆料进行液固分离，得到浸出液和浸出渣；

(4)将浸出渣进行重选，得到cr2o3含量不低于2wt.％的第一返渣和cr2o3含量小于2wt.％的剩余渣，所述第一返渣全部返回步骤(1)；

(5)将剩余渣进行浮选，得到第二返渣和尾渣，所述第二返渣的粒度不小于50μm，所述第二返渣返回步骤(1)，尾渣中cr2o3含量为1.4wt.％。

将实施例15-17中的添加剂替换为其它的钛源、铁源、钴源、镍源或铜源(钛、铁、钴、镍或铜的化合物、含有钛、铁、钴、镍或铜的废渣和含有钛、铁、钴、镍或铜的矿物)，其步骤(2)中氧化焙烧的铬氧化率为93％-98％；得到的尾渣中cr2o3含量为1.0wt％-1.4wt.％。相比于不加入添加剂，其尾渣中cr2o3含量有所减少。

所述钛源可为钛的化合物、含钛的化合物的废渣或含钛的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合，如钛白粉、钛酸钡、钛酸钾、金红石、钛铁矿等；所述铁源可为铁的化合物、含铁的化合物的废渣或含铁的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合，如氢氧化铁、氧化铁、铁酸钠、磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿以及其他含铁的尾渣等；所述钴源可为钴的化合物、含钴的化合物的废渣或含钴的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合，如碳酸钴、氧化钴、氢氧化钴、草酸钴、纤维柱石、辉砷钴矿、砷钴矿等；所述镍源可为镍的化合物、含镍的化合物的废渣或含镍的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合，如氢氧化镍、氧化镍、红镍矿、辉砷镍矿、镍铁渣等；所述铜源可为铜的化合物、含铜的化合物的废渣或含铜的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合，如氧化铜、氢氧化铜、硫酸铜、赤铜矿、孔雀石、蓝铜矿等。

申请人声明，以上所述仅为本发明的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，所属技术领域的技术人员应该明了，任何属于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，均落在本发明的保护范围和公开范围之内。