高碳铬铁 铬铁按照含碳量分为高碳铬铁、中碳铬铁、低碳铬铁和微碳铬铁。 高碳铬铁： 1、 牌号及用途牌号 化学cr c si p s范围 ⅰ ⅱ  ⅰ ⅱ ⅰ ⅱ ⅰ ⅱ  ≥ ≤fecr67c6.0 62.0-72.0   6.0 3.0  0.03  0.04 0.06fecr55c600  60.0 52.0 6.0 3.0 5.0 0.04 0.06 0.04 0.06fecr67c9.5 62.0-72.0   9.5 3.0  0.03  0.04 0.06fecr55c1000  60.0 52.0 10.0 3.0 5.0 0.04 0.06 0.04 0.06              高碳铬铁(含再制铬铁)主要用途有： (1)用作含碳较高的滚珠钢、工具钢和高速钢的合金剂，提高钢的淬透性，增加钢的耐磨性和硬度； (2)用作铸铁的添加剂，改善铸铁的耐磨性和提高硬度，同时使铸铁具有良好的耐热性； (3)用作无渣法生产硅铬合金和中、低、微碳铬铁的含铬原料； (4)用作电解法生产金属铬的含铬原料； (5)用作吹氧法冶炼不锈钢的原料。 2、冶炼工艺 高碳铬铁的冶炼方法有高炉法、电炉法、等离子炉法等。使用高炉只能制得含铬在30％左右得特种生铁。目前，含铬高的高碳铬铁大都采用熔剂法在矿热炉内冶炼。 电炉法冶炼高碳铬铁的基本原理是用碳还原铬矿中铬和铁的氧化物。碳还原氧化铬生成cr2c2的开始温度为1373k，生成cr7c3的反应开始温度1403k，而还原生成铬的反应开始温度为1523k，因而在碳还原铬矿时得到的是铬的碳化物，而不是金属铬。铬铁中含碳量的高低取决于反应温度。生成含碳量高的碳化物比生成含碳量低的碳化物更容易。 3、 炼高碳铬铁的原料 冶炼高碳铬铁的原料有铬矿、焦炭和硅石。 铬矿中cr2o3≥40％，cr2o3/∑feo≥2.5，s<0.05％，p<0.07％，mgo和al2o3含量不能过高，粒度10～70mm，如是难熔矿，粒度应适当小些。 焦炭要求含固定碳不小于84％，灰分小于15％，s<0.6％，粒度3～20mm。 硅石要求含sio2≥97％，al2o3≤1.0％，热稳定性能好，不带泥土，粒度20～80mm。

一、前言 我国属于铬矿资源贫乏地区，大部分铬矿依靠国外进口。因此，研究供应充足、价格便宜的粉状铬矿生产高碳铬铁的工艺流程具有重要意义。 目前，粉状铬矿冶炼高碳铬铁的工艺流程主要有直接入炉冶炼和预处理－冶炼两种。前一种根据冶炼设备不同，有矿热炉冶炼和等离子扩冶炼两种不同工艺；后一种根据预处理方式不同，有烧结－冶炼、制球－冶炼和压块－冶炼三种不同工艺。 比较而言，烧结铬矿的热稳定性和还原性较好，烧结－冶炼流程的工艺成熟，矿耗和能耗低，经济效益好，各广家采用较多。对烧结工艺和烧结矿的物化性能进行了详细的论述；本文着重介绍不同配比方案的试验情况。并旦在此基础上。对烧结铬矿冶炼高碳铬铁的炉内状况作一分析。 二、矿热炉冶炼高碳铬铁炉内基本状况 （一）炉内物料特征区域 在正常的冶炼情况下，矿热炉冶炼高碳铬铁炉内有八大物料特征区域。从上至下分别是散料层、融熔层、残熊层、带焦渣层、炉渣层、残矿层、出炉金属层和积铁层。各区域的化学反应类型强度，炉料和炉气的组成、状态不同，并且在一个冶炼周期内其变化是时间的函数。 （二）炉内主要化学反应 矿热炉冶炼高碳铬铁所涉及的主要化学反应可概括为三种类型：它们是矿物氧化成份的还原反应、成渣反应和金属液的脱碳、脱硅反应。 1、还原反应2、成渣反应3、脱碳、脱硅反应（三）炉料和炉气运动规律 在矿热炉内炉料和炉气相向运动，互为阻力，彼此依存，互为消长。 1、炉料下降取决于如下力学关系     P＝P有效－△P     式中P为决定炉料下降的力；         P有效为有效重力，由下式决定：         P有教＝P料－（P摩＋P液）         P料为炉料拄本身重力；         P摩为炉衬对炉料和料块内部之间的磨擦阻力；     △P为炉气通过炉料的总压差，近似表示上升炉气对炉料的阻力或支撑力，其影响因素可概括为如下通式：f为阻力系数，在矿热炉条件下，其为无因次常数； w为一定温度和压力下，炉气通过炉料层的实际流速，m/s； ρ为气体实际密度，Kg／m3； H为炉料层的高度，m； D为散料颗粒间通道的当量直径，由下式决定： D＝4ε/s，(m) S为单位容积散料总表面积，即此表面积： ε为料层空隙率，即料层空隙体积与散料堆体积之比。 2、炉气上升是因为炉料柱存在着上下压差△P。由式(3)变形可知，炉气上升的影响因素有炉科的当量直径D和炉料层的高度H等。 三、试验 （一）试验条件  1、 设备主要参数 生产试验在3000KVA的矿热炉内进行 表1  电炉设备的主要参数变压器容量一次测电压二次电压电极直径极心圆直径炉膛直径炉膛高度3000KVA10KV105V600mm1400mm3070mm1552mm 2、原料化学成份和粒度 表2  试验所涉及的主要原料的化学成份和粒度原料化学成份（%）粒度（mm）名称Cr2OaFeOSiO2CaOMgOAl2O3固定碳水份矿151.1714.366.392.6311.6711.83-2.5≤50矿250.1712.366.442.8017.339.43-3.0≤30矿331.3720.8413.41.1215.649.18-3.2≤30矿451.6714.446.42.5411.5811.88-11.5粉状焦炭------83.8119.86～18 注：矿1、矿2、矿3和矿4分别为烧结铬矿、高品位块状铬矿、低品位块状铬矿和粉状铬矿。 （二）试验方案 表3  按因素转换法安排试验，方案方案精矿配比（kg）入炉铬矿综合成份（%）矿1矿2矿3矿4Cr2OaFeOSiO2MgOAl2O3CaO一3000200043.2516.959.1913.2610.772.03二3500150045.2516.308.4312.3611.042.18三300010010047.3114.067.7912.4511.312.31四010919020043.6413.199.0714.3812.652.06 注：铬矿配比以500kg为基准。 （三）试验过程参数 表4  试验过程的主要操作参数及炉渣平均成份方案平均有功功率kwh平均视在功率kwh焦矿比t/t功率因子%炉渣情况Cr2OaSiO2CaOMgO碱度一277639600.19190.146.8730.012.5327.801.01二275537870.17691.0410.3026.622.7526.101.08三264937190.19690.8213.0522.592.7323.871.16四272333810.10089.117.2524.672.1123.461.24 （四）试验结果 表5  各方案的合金平均成份和技术经济指标方案合金主要成份平均百分比技术经济指标CrSiC日产电耗回收率矿耗焦耗成本一59.943.067.8319.2863333.788.801.9090.36522582二61.262.517.8518.5203373.778.832.1010.36992282三62.861.858.2921.9242786.993.511.6530.32422282四61.761.878.2318.2533400.488.651.9020.37812362   注：1、成本指每吨铁的电耗、矿耗和焦耗的费用之和，即工艺成本。  2、日产、电耗、矿耗、焦耗和成本的单位分别为吨/天、kws/t、t/t、t/t和元/t。 四、讨论 （一）烧结铬矿冶炼高碳铬铁的特点 矿热炉冶炼高碳铬铁过程充满着矛盾。例如炉料下行与炉气上行的矛盾；炉温与反应速率的矛盾；焦矿比与电极有效工作端的矛盾；冶炼强化与顺行的矛盾等等。在一定的设备和原料条件下，这些矛盾制约着冶炼的强化、生产率和综合效益的提高。 烧结铬矿结构疏松多孔，表面积大，反应性能好，同时其具有一定的残焦含量（见表2）。因此，在烧结铬矿冶炼高碳铬铁时，焦炭的利用率高、配入量小，焦矿比低，有利于冶炼负荷的控制。 同时，烧结铬矿具有一定的高温强度且内部存在着大量的微孔隙，料层空隙率占大，由式(4)可知，其散料颗粒间通道的当量直径D大，料层透气性能好，在强化冶炼条件下，有利于炉况的稳定。 烧结铬矿的这些性能特征为提高入炉铬矿的综合品位进行强化冶炼提供了可能性。根据试验情况，由于烧结铬矿的加入冶炼，在保持较低的视在功率和较高的功率因素的情况下，与方案四比较，方案一、方案二和方案三入炉铬矿的平均综合品位和平均日产分别提高1.62%和9.08%．冶炼强化效果明显。 另外，烧结铬矿表面积大，根据传热方程： Dq＝a×F×△T×d 在一定的初始温度差△T的奈件下，炉气和炉料单位时间内交换的热量Q大，排出炉外的炉气的温度低，能量利用率高，冶炼的负荷要求和电耗低（见表4、5）。 （二）烧结铬矿的配入量问题 方案一和方案二试验结果表明，在铬矿配比中烧结铬矿的比例不能过大。烧结铬矿透气性能好，颗粒间通道的当量直径D大。由式(3)可知在矿热炉冶炼条件下，D增大，则炉气的流速w提高，炉气在炉内停留时间变短。这导致炉气和炉料热交换不充分，排出炉外的炉气的温度高炉气带走的热能总量多，电耗增加。 同样，由式(3)可知，烧结铬矿的用量增加。炉气的速率W提高，炉气的密度ρ减小。加上炉气与炉料热交换不充分，上部炉料的温度过低。主要在散料层和融熔层上部进行的反应，实际分下面二步进行： 3（FeO－Cr2O3)＋3CO＝3Fe＋3Cr2O3)＋3CO2 3CO2＋3C＝6CO 其在温度低、炉气(主要成份为CO)密度小的情况下，反应的速率和限度大大降低。此加重了残焦层等区域的反应负担，甚至大量残矿和残焦到达炉子下部反应区，使带焦渣层、炉渣层和残矿层成为一个混合渣层。 因为大量的呈固体颗粒状的残矿和残焦的存在，混合渣溶点高，流动性差，下部反应区的反应条件恶化，矿和焦大量流失，矿耗增加。 另外，由于烧结矿具有一定的C含量且表面积大反应性能好，其配入量过大，入炉的焦矿比降低，比较而言，负荷给不足，视在功率和有功功率都有所降低（见表4）。 （三）有关搭配铬矿的问题 方案三在：方案一的基础上，使用高品位的粉状铬矿代替50%的低品位块状铬矿，日产和回收率分别提高13.68%和4.71%，电耗下降16.40%，获得好的技术经济指标。这表明方案一的透气性能指标较其炉内反应强度过剩。 与方案一比较而言，方案三入炉铬矿的综合品位提高4.06%，这有利于提高炉内反应强度，增加单位时同内的炉气流量，从而使冶炼强化透气性能指标的过剩量减少，有利于炉况的活跃和稳定。同时，入炉铬矿的综合品位提高，层渣量减少，炉渣带走的铬元素总量和热量减少，矿耗和电耗下降（见表5）。 粉状铬矿代替块状铬矿，散料颗粒间通道的当量直径D减小，炉气速率下降，炉气和炉料热交换充分，有利降低电耗。另外，低价位的粉状铬矿的加入，在保证炉况正常的情况下，亦有利降低成本，提高综合效益。 五、结论 （一）烧结铬矿冶炼高碳铬铁是可行的。 （二）烧结铬矿冶炼高碳铬铁，搭配一定量的块矿、粉矿是获得好的经济效益所必需的。

出产中一般选用在高温条件下熔融酸化处理高碳铬铁试样，然后再进行分析。这样在别离对高碳铬铁中各元素进行测守时，很多的时刻糟蹋在试样的熔融酸化预处理进程中。为此，拟定用系统分析法测定高碳铬铁中铬、磷、锰含量。　　碱熔酸化试样后，硫酸亚铁铵滴定法测定铬量及硫酸肼复原钼蓝光度法测定磷量已有报道。本法在此基础上作了改善：　　(1)热水浸取后，省去加热煮沸分化H2O2程序，直接以硫酸中和后，在催化剂存鄙人，用过硫酸铵氧化或许被H2O2复原的少数三价铬为六价。　　(2)碱熔酸化后，直接加高氯酸和挥铬后，用钼酸铵硫酸肼显色，用钼蓝光度法测定磷量。以上两项改善使铬和磷的测定程序简洁、快速，成果精确，分析周期大为缩短,剩下试液还能够用过硫酸铵银盐氧化光度法测定锰量。     一、仪器和试剂　    　721型分光光度计。　　    ：固体；　　    硫酸：1+1；　    　磷酸：ρ约1.70g/mL；　　    硫酸锰溶液：4%；　　    溶液：1%；　　    过硫酸铵溶液：15%；　　    氯化钠溶液：5%；　　    N-代指示剂：0.2%；　　    硫酸亚铁铵标准溶液：0.08mol/L；　　    高氯酸：ρ约1.67g/mL；　　    ：ρ约1.19g/mL；　　    亚溶液：10%；　　钼酸铵溶液:称取钼酸铵20g溶解于200mL温水中,边拌和边参加700mL硫酸(1+1),再以水稀释至1000mL，摇匀；　　硫酸肼溶液：称取1.5g硫酸肼溶解于200mL水中，以水稀释至1000mL，摇匀；　　显色剂溶液：运用时取25mL钼酸铵溶液，10mL硫酸肼溶液及65mL水，混匀；　　EDTA溶液：5％。    二、实验部分    (一)试液的制备　　称取0.5000g试样置于预先盛有5g的铁坩埚中，拌和混匀，再掩盖1g，将坩埚置于低温电炉上加热烘烤至焦黄色。盖上坩埚盖，移入高温炉内升温至700℃时熔融5min，取出稍冷却，置于预先盛有100mL热水的400mL烧杯中，加热使坩埚内熔融物浸溶后，用水冲净坩埚及盖。加硫酸(1+1)至pH试纸呈酸性停止，并过量10mL硫酸(1+1),加热煮沸至残渣溶解，如不全溶，须再加硫酸直至溶液弄清(杯底不得留有任何残渣，如有残渣存在即系此熔融处理未曾彻底).冷却后移入250mL容量瓶中，用水稀释至刻度，摇匀为试液。    (二)过硫酸铵氧化容量法测定铬　　移取试液50mL于500mL锥形瓶中，参加12mL硫酸(1+1),8mL磷酸，用水稀释至试液体积约200mL。顺次加3滴硫酸锰溶液，10mL溶液，15mL过硫酸铵溶液，加热煮沸至铬彻底氧化为高价铬(试液呈高锰酸的紫红色时，标明铬现已被氧化为六价),持续煮沸4～6min，使过量的过硫酸铵彻底分化。加10mL氯化钠溶液，加热煮沸至紫红色消失，如有剩余紫色不用失时，需再加3～5mL氯化钠溶液，持续煮沸至氯化银沉积凝集下沉，溶液变清亮。取下稍冷却(避免俄然用流水冷却，锥形瓶破损),用流水冷却至室温，加20mL硫酸(1+1),用硫酸亚铁铵标准溶液滴定溶液变黄绿色时，加N-代指示剂3滴，持续滴定至溶液玫瑰色消失转为亮绿色为结尾。按下式核算铬的含量：　　                        Cr%=TCr×V    式中 TCr——每毫升硫酸亚铁铵标准溶液相当于铬的百分含量；     　　V——滴定试样时所耗费硫酸亚铁铵标准溶液的毫升数。[next]    (三)钼蓝光度法测定磷　　移取试液50mL于200mL高型烧杯中，加20mL高氯酸，加热蒸腾至冒白烟(杯底试液呈高价铬黄色时),滴加使铬蒸腾(棕色氯化铬酰气体),持续加热将被复原的铬氧化后，再滴加重复进行蒸腾除铬，直至不再呈现氯化铬酰棕色蒸气，持续加热冒白烟30s以除掉氯。　　取下稍冷却后，参加50mL热水溶解可溶性盐类(硅酸不溶悬浮在试液中)煮沸，取下，用脱脂棉过滤于250mL容量瓶中，用温水洗刷沉积(硅酸)及滤纸4～6次，弃去沉积，滤液用流水冷却至室温后，以水稀释至刻度，摇匀。　　移取滤液25mL于100mL容量瓶中，参加10mL亚溶液，在沸水浴中加热至溶液无色，取下，当即参加25mL显色剂溶液，再在沸水浴中加热10min，取下，稍冷却，流水冷却至室温，以水稀释至刻度，摇匀。移显色液于3cm比色皿中，以水为参比液，于分光光度计波长700nm处，丈量吸光度值。　　称取含磷量不同的高碳铬铁标样3～5个，用与试样相同的分析办法丈量吸光度值，并以磷含量为横坐标，吸光度值为纵坐标制作作业曲线。    (四)过硫酸铵银盐氧化光度法测定锰　　移取试液50mL于200mL高型烧杯中，加20mL高氯酸，加热蒸腾至冒白烟(杯底试液呈高价铬黄色时),滴加使铬蒸腾(棕色氯化铬酰气体),持续加热将被复原的铬氧化后，再滴加重复蒸腾除铬，直至不再呈现棕色气体停止，持续加热煮沸冒白烟以除掉氯。　　取下稍冷却，加30mL热水，加热近沸溶解可溶性盐类。用脱脂棉过滤于150mL锥形瓶中，用热水洗刷沉积(硅酸)及滤纸4～6次。于滤液中加5mL硫酸(1+1),3mL磷酸，此刻试液体积应为60mL左右(如试液体积过多应加热蒸腾之).加5mL溶液，10mL过硫酸铵溶液，加热煮沸1min，取下稍冷却后，用流水冷却至室温，移入100mL容量瓶中，以水稀释至刻度，摇匀。　　将部分显色液移入两个3cm比色皿中，其间一个加2滴EDTA溶液，待紫红色褪去后作为空白溶液。于分光光度计波长530nm处，测定吸光度值。从作业曲线上查得锰百分含量。　　称取含锰量不同的高碳铬铁标样3～5个，用与试样相同的分析办法丈量吸光度值，并以锰含量为横坐标，吸光度值为纵坐标，制作作业曲线。    三、成果与评论用高碳铬铁标样以本法别离对铬、磷、锰进行实验，测定成果比照别离见表1～3。表1  高碳铬铁标样铬丈量成果（n=6） %标样号标准值丈量平均值标准偏差RSDBH0310－358.3758.50.140.24BH0310－461.7461.750.350.57GBW142468.7568.760.320.46FeCr67C9.568.0868.070.370.55[next]表2  高碳铬铁标样磷丈量成果（n＝6） %标样号标准值丈量平均值标准偏差RSDFeCr55C10000.0220.02250.00073.14GBW014240.0250.02530.00124.75BH0310－40.0490.0490.00142..95BH0310－30.0730.0730.00283.87表3  高碳铬铁标样锰丈量成果（n＝6） %标样号标准值丈量平均值标准偏差RSDFeCr67C9.50.190.190.0073.72BH0310－31.31.290.0211.64BH0310－40.510.5080.0193.76FeCr55C10000.340.3420.0123.51 　　用铁坩埚以熔融试样时，应预先在低温电炉上加热烘烤至焦黄色后，再移入700℃的高温炉内熔融。不然，熔剂中的水分遇高温易溅起坩埚，使分析失利。用过硫酸铵氧化铬时，溶液酸度对分析成果影响较大，酸度大时，铬氧化缓慢；酸度小时，易分出MnO2沉积。一般以为酸度在100mL溶液中含4～8mL浓硫酸或磷酸最适合。　　在铬未被彻底氧化为六价铬前，试液中避免HCl或Cl-存在，因CL-与AgNO3中的Ag+生成AgCl沉积，致使AgNO3失掉催化剂的作用，使分析失利。　　N-代指示剂自身具有复原性，加2～3滴即可，多加铬分析成果会偏低。试液中的铬、三价铁影响磷的测定，加高氯酸将铬氧化为高价铬，重复滴加使铬生成棕色氯化铬酰气体蒸腾消除铬的搅扰。三价铁的搅扰可加亚煮沸以消除。　　测定磷时，参加显色剂，在加热煮沸条件下，与钼酸铵生成磷钼黄，随即被硫酸肼复原为磷钼蓝络合物，以进步测定磷的灵敏度。　　测定锰时，试液中铬和三价铁及氯根对分析锰有搅扰，加高氯酸将铬氧化为高价铬，重复滴加使铬生成棕色氯化铬酰气体蒸腾去除搅扰,氯根在高氯酸冒白烟时也一起蒸腾除掉.参加磷酸可与Fe3+生成[Fe(PO4)2]3-无色络合物消除搅扰，磷酸的存在使锰的氧化规模扩展，能够避免MnO2的生成，并且还能够增加高锰酸的稳定性。　　本实验办法适用于中碳铬铁和氮化铬铁中Cr、P、Mn的联合测定，对莱钢进厂的氮化铬铁试样研细经过0.088mm筛孔，用本法测定的Cr、P、Mn精密度和精确度都很高。低碳、微碳铬铁改用饱满20mL溶解试样，加10mL高氯酸蒸腾至冒白烟，取下冷却，加水50mL，煮沸溶解盐类，用脱脂棉过滤于250mL容量瓶中，热水洗刷6～8次，冷至室温，以水稀释至刻度，摇匀。以下操作同高碳铬铁中Cr、P、Mn的联合测定。    四、结 论　　本研讨用碱熔酸化的办法处理高碳铬铁试样，作用较好。用同一母液对铬、磷、锰等元素进行测定，减少了试样的预处理进程，大大缩短了分析周期，用此办法对不同含量的高碳铬铁标样进行测定，实验成果标明，只需操控好各元素测定的酸度和条件，办法的精密度和精确度都很高，分析成果差错彻底在国标差错规模内，办法是可行的。

废铝熔剂的研究在我国目前还是在发展研发阶段，有许多发明和创新都在废铝熔剂上面进行的，主要也是因为废铝回收利用这个工业在我国的发展比较慢，废铝熔剂必定是废铝回收利用的过程中使用的产品之一。接下来让我们简单介绍一下废铝熔剂。从废铝熔渣中回收 金属 的废铝熔剂，特别适用于从铝渣中回收 金属 铝（铝合金），属于 金属 处理或回收技术领域。通常从废铝熔渣中回收铝，工艺过程复杂，条件差，回收率低，本废铝熔剂包括由NaNO3，Na2SiF6和NaCl，KCl的予熔混合物等组成，使用它，可以在各种不同情况下回收铝，方法简单，使用量少，回收率高。从废铝熔渣中回收 金属 铝的废铝熔剂，其中含有Ｎａ&darr;［２］ＳｉＦ&darr;［６］（或Ｎａ&darr;［３］ＡｌＦ&darr;［６］）、ＮａＣｌ和ＫＣｌ的予熔混合物，其特征在于：（１）主要发热剂是ＮａＮＯ&darr;［３］（或ＫＮＯ&darr;［３］）　　（２）熔剂中各成份的重量百分比为：ＮａＮＯ&darr;［３］（或ＫＮＯ&darr;［３］）＂３０～６０％　　Ｎａ&darr;［２］ＳｉＦ&darr;［６］（或Ｎａ&darr;［３］ＡｌＦ&darr;［６］＂１５～３０％　　ＮａＣｌ，ＫＣｌ予熔混合物＂１０～４０％。更多关于废铝熔剂的相关信息可以登陆上海 有色 网查询，更多合作伙伴也可以在商机平台中寻找到！&nbsp;

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金矿堆淋助浸剂 金博公司研制生产的金矿堆浸助浸剂(ZNJ-102)是一种具有增加溶液渗透性、防止粉矿结垢和加速金溶解浸出能力的无毒环保的化工助剂。 本产品具有如下优点: (1)使用方便，无毒无腐蚀，无刺激性气味，不会污染周围环境和损害人体健康; (2)使用生产过程顺利，喷淋供液均匀，提高了金的浸出率，充分利用矿产资源，多产黄金; (3)提高了活性炭的载金容量，降低了生产材料消耗和生产成本; (4)缩短了生产周期，相对提高了处理矿量，实用性强。 产品使用方法与用量: 堆淋生产中，在调碱度期间将本产品加入到喷淋液的储液池中，待溶解完毕后随喷淋液喷入矿堆，每一次喷淋循环都要连续加入一定量的本产品，直至全部用量加入完毕。 该产品的用量参照下列公式计算: Q=kγS 式中: S—矿堆中生石灰的加入量，单位为吨。 γ—生石灰纯度百分比(%)，一般为50～80%。 K—用量系数，取0.1 ～0.2 。 一般在石灰用量的0.5-1.0倍即可。 产品使用效果: 下面两个表是本产品在云南和陕西两个黄金堆淋厂使用时所获得的测试结果。根据多家堆淋厂使用黄金助浸剂后的经验，金的浸出率普遍提高3-8个百分点，浸出时间缩短5-10天。

铬铁是铬和铁组成的铁合金，是炼钢的重要合金添加剂。冶炼铬铁用的铬铁矿一般要求含Cr2O340～50%，铬与铁比值大于2.8。近年大量出产的含铬50%的“装料级铬铁”，用含Cr2O3和铬与铁比值较低的矿石。 铬铁按不同含碳量分为碳素铬铁(包含装料级铬铁)、中碳铬铁、低碳铬铁、微碳铬铁等。常用的还有硅铬合金、氮化铬铁等。铬铁首要用作炼钢的合金添加剂，曩昔都在炼钢的精粹后期参加。冶炼不锈钢等低碳钢种，有必要运用低、微碳铬铁，因此精粹铬铁出产一度得到较大规划的开展。因为炼钢工艺的改善，现在用AOD法(见炉外精粹)等出产不锈钢等钢种时，用碳素铬铁(首要是装料级铬铁)装炉，因此只需在后期加低、微碳铬铁调整成分，所以现在铬铁出产重点是炼制碳素铬铁。碳素铬铁用复原电炉冶炼，选用焦炭作复原剂，硅石或铝土矿作熔剂。炉渣成分一般为SiO227～33%，MgO30～34%，Al2O326～30%，Cr2O3 中、低、微碳铬铁一般以硅铬合金、铬铁矿和石灰为质料，用1500～6000千伏安电炉精粹脱硅，选用高碱度炉渣操作(CaO/SiO2为1.6～1.8)。低、微碳铬铁还大规划地选用热兑法进行出产。出产时用两台电炉，一炉冶炼硅铬合金，一炉熔化由铬矿和石灰组成的熔渣。精粹反响分两个阶段在两个盛桶内进行：①熔渣炉的熔渣注入榜首盛桶后，把另一盛桶中现已开始脱硅的硅铬合金兑入，因为熔渣氧化剂过剩量很大，脱硅充沛，可获得含硅低于0.8%、含碳低达0.02%的微碳铬铁。②榜首盛桶内反响后的熔渣(含Cr2O3约15%)移至第二个盛桶后，把硅铬电炉炼就的硅铬合金(含硅45%)热兑入渣内，反响后得到开始脱硅的硅铬合金(含硅约25%)，兑入榜首盛桶进一步脱硅，熔渣含Cr2O3低于2～3%可扔掉。 吹氧法精粹中、低碳铬铁，用液态碳素铬铁做质料，吹炼时向熔池中参加少数石灰、萤石造渣，出铁前加硅铬合金或硅铁以收回渣中的铬。微碳铬铁的吹炼则在必定真空度下才有或许。 真空固态脱碳法精粹，用磨细的高碳铬铁为质料，其间磨细的高碳铬铁的一部分经氧化焙烧作氧化剂，配加水玻璃或其他粘合剂，压成团块，经低温干燥后，在车底式真空炉内，于真空度0.5～10毫米柱、温度1300～1400℃下加热复原35～50小时，可得到含碳低于0.03%乃至低于0.01%的微碳铬铁。 铬经过中间介质:铬铁合金的熔合进入铁，钢材和许多超合金里。办法是用碳和/或硅在高温的电弧熔炉里经过火法冶金复原铬铁矿石。铬铁合金本质上是铁和铬的一种合金并人为地参加相当量的碳和硅。

一、熔剂     闪速炉熔剂为石英石，一般要求含二氧化硅在80%以上，含铁在3%以下。砷、氟等杂质应尽量低。若有条件，可运用含金、银、铜的石英石。各厂闪速炉用石英熔剂成分实例见表1。 表1  闪速炉用石英熔剂成分实例，%厂名SiO2其它补白贵冶＞85Fe＜2  As＜0.1  F＜0.1河砂哈里亚瓦尔塔86～89Fe2O3 2.8  Al2O32.7足尾50～55S 30～33小坂80矿东予89.1Fe 3  Al2O3 3佐贺关92全化尾砂及海砂玉野80萨姆松92Fe 3凯特里91韦尔瓦90伊达哥80温山90伊萨贝拉97.8奥林匹克坝93.4    直接取得含铜低的弃渣的玉野式闪速炉，为操控炉渣含CaO4%，增加少数石灰作熔剂。     二、燃料     闪速炉常用燃料有重油、焦粉、粉煤及天然气等。各种燃料可独自运用，也可混合运用。燃料品种的挑选主要由区域燃料直销条件及报价决议。     因为烟气用于制酸，因而对燃料含硫无要求。     各厂闪速炉用燃料的实例见表2，表3。 表2  闪速炉用重油实例工厂品种低发热值GJ/kg元素组成，%CHSONW贵冶200号渣油4185.411.20.50.50.50.5足尾厂日本C重油418612佐贺关厂船用重油4486.511.22东予厂日本C重油418612格沃古夫厂重油85.911.12.5    注：贵冶用200号渣油Q低为41.023MJ/kg；粘度为400～600mPa·s；重油密度为0.97g/cm3。 表3  闪速炉用焦粉及粉煤的实例厂名品种粒度分析低发热值MJ/kg元素组成，%CHONS灰分佐贺关厂焦粉＋1.0mm 6.0%28.586.50.5810.111.0～0.5mm  14.0%0.5～0.149mm 44.7%0.149～0.044mm 21.9%－0.044mm 13.4%东予厂粉煤＋88目＜10%27.264.75.34.40.82.622玉野厂粉煤－100目＞90%    有的冶炼厂闪速炉选用天然气为燃料，例如巴亚马雷厂用的天然气含CH498%，低发热值为35590kJ/m3，圣马纽尔厂用的天然气热值为34000 kJ/m3。

铬铁主要用作炼钢的重要合金添加剂，过去都在炼钢的精炼后期加入，现在铬铁生产重点是炼制碳素铬铁。铬铁按不同含碳量分为高碳铬铁(包括装料级铬铁)、低碳铬铁、微碳铬铁等。冶炼铬铁用的铬铁矿一般氧化铬含量在40%-50%。那么国家规定的铬铁标准是什么呢?本文就为您介绍铬铁国家标准。 1 技术要求 1.1 牌号和化学成分 1.1.1 铬铁按含碳量的不同，分为二十二个牌号，其化学成分应符合下表的规定类别牌号化学成分/%CrCSiPS范围ⅠⅡⅠⅡⅠⅡⅠⅡ≥≤微碳铬铁FeCr69C0.0363.0-75.0  0.031.0 0.03 0.25 FeCr55C3 60.052.00.031.52.00.030.040.03 FeCr69C0.0663.0-75.0  0.061.0 0.03 0.25 FeCr55C6 60.052.00.061.52.00.040.060.03 FeCr69C0.1063.0-75.0  0.101.0 0.03 0.25 FeCr55C10 60.052.00.101.52.00.040.060.03 FeCr69C0.1563.0-75.0  0.151.0 0.03 0.25 FeCr55C15 60.052.00.151.52.00.040.060.03 低碳铬铁FeCr69C0.2563.0-75.0  0.251.0 0.03 0.25 FeCr55C25 60.052.00.251.53.00.040.060.030.05FeCr69C0.5063.0-75.0

概述铬是重要的战略物资之一，因为它具有质硬、耐磨、耐高温、抗腐蚀等特性，在冶金工业、耐火材料和化学工业中得到了广泛的使用。    在冶金工业上，铬铁矿首要用来出产铬铁合金和金属铬。铬铁合金作为钢的添加料出产多种高强度、抗腐蚀、耐磨、耐高温、耐氧化的特种钢，如不锈钢、耐酸钢、耐热钢、滚珠轴承钢、弹簧钢、工具钢等。金属铬首要用于与钴、镍、钨等元素冶炼特种合金。这些特种钢和特种合金是航空、宇航、轿车、造船，以及国防工业出产炮、、火箭、舰艇等不行短少的材料。    在耐火材料上，铬铁矿用来制造铬砖、铬镁砖和其他特殊耐火材料。    铬铁矿在化学工业上首要用来出产，进而制取其他铬化合物，用于颜料、纺织、电镀、制革等工业，还可制造催化剂和触媒剂等。    铬铁矿是我国的缺少矿种，储量少，产值低，每年消费量的８０％以上依托进口。

铬铁渣是冶炼铬铁合金时产生的固体废渣，多为干渣，硬度较大，由于受冶炼工艺的限制，铬铁渣中多含有一定量的铬铁合金颗粒，由于铬铁合金导磁率较低，采用磁选难以获得理想的分选效果，因此常用跳汰机重选的方法回收铬铁渣中的铬铁合金，这也就出现了铬铁渣跳汰机。 铬铁渣中的铬铁合金嵌布粒度粗细不均匀，最大的可达30mm左右,最小的则1mm以下，为了尽可能多的回收其中铬铁合金，常常需要对铬铁渣进行破碎，研磨，跳汰等工艺进行回收，由于粗粒的铬铁合金价格较高，而细粒铬铁合金价格较低，因此需要尽早回收粗粒铬铁合金，保证最大的收益。 铬铁渣的硬度较大，因此破碎过程多采用鄂式破碎机进行粗碎和细碎，之后经过振动筛筛分，粗粒进入大颗粒跳汰机分选，细粒则与大颗粒跳汰机的尾矿混合进入棒磨机磨矿，磨矿产品进入梯形跳汰机二次分选，最终获得不同粒级的铬铁合金颗粒，获取最大的经济效益。 经过众多的实践结果表明，铬铁渣中的铬铁回收最好的方法即跳汰机重选法，跳汰机重选对铬铁合金的回收率高于90%，同时设备投资小，运营成本低，非常适合中小型铬铁渣处理厂。 铬铁渣跳汰机主要是指大颗粒跳汰机和梯形跳汰机，这两种跳汰机设备联合使用可完成对0～30mm粒度铬铁渣的分选和回收，分选效果显著，目前已被众多客户所接受。

FeCr2O4 【化学组成】铬铁矿的成分比较复杂,广泛存在Cr2O3、Al2O3、Fe2O3、FeO、MgO五种基本组分间的类质同像置换。 【晶体结构】等轴晶系；a0=0.8393 nm。Z=8。晶体结构为正尖晶石型(即FeⅣ［Cr3+2］ⅣO4)。   【形态】通常呈粒状或块状集合体（图Y-26）。单晶呈八面体{111},但极少见。        图Y-26产于超基性岩浆岩中的铬铁矿 【物理性质】暗褐色至铁黑色；条痕褐色；半金属光泽；不透明。无解理。硬度5.5～6.5；相对密度4.3～4.8。性脆。具弱磁性,含铁量高者磁性较强。 【成因及产状】为岩浆作用的产物,常产于超基性岩中,与橄榄石共生,可作为指示超基性环境的标型矿物。也见于砂矿中。我国铬铁矿的主要产地分布在西藏和新疆。 【鉴定特征】以其暗棕色或黑色,条痕褐色,弱磁性，硬度大和产于超基性岩中为鉴定特征。 【主要用途】提炼铬的唯一矿物原料。富含铁的劣质矿石可供制高级耐火材料。

铬铁渣是冶炼铬铁合金时产生的固体废渣，这些固体废渣如果不及时得到科学有效的处理将会对环境和人类健康造成极大的危害。 铬铁渣中一般含有6%～10%的铬铁合金颗粒，这些铬铁合金颗粒呈大小不均匀嵌布在铬铁渣中，分离出这些铬铁合金渣即可获得较为客观的经济效益，分离出铬铁合金颗粒后的废渣还可以作为水泥，新型建材等的原料，整个过程基本实现铬铁渣的全部回收和利用，较少了资源的浪费，避免了这些固体废渣对环境和人类健康的危害。 那么怎么才能分离出铬铁渣中的铬铁合金颗粒呢?重所周知，铬铁合金颗粒具有很大的比重（密度），而固体废渣的比重较小，利用这两者的比重差可以有效分选出铬铁合金颗粒，分选方法为重选法，重选法即利用矿物间的比重差进行分选，比重差越大，分选效果越好，因此利用重选法处理铬铁渣即可获得很好的效果。铬铁渣的重选设备主要是跳汰机，跳汰机可以分离粗，中，细粒度的铬铁合金颗粒，效果绝佳，是目前回收铬铁合金最简单有效的设备。

微碳铬铁 1、牌号及用途 类别 牌号 化学成分/%Cr C Si P S范围 Ⅰ Ⅱ  Ⅰ Ⅱ Ⅰ Ⅱ Ⅰ Ⅱ≥ ≤微碳铬铁 FeCr69C0.03 63.0-75.0   0.03 1.0  0.03  0.025   FeCr55C3  60.0 52.0 0.03 1.5 2.0 0.03 0.04 0.03   FeCr69C0.06 63.0-75.0   0.06 1.0  0.03  0.025   FeCr55C6  60.0 52.0 0.06 1.5 2.0 0.04 0.06 0.03   FeCr69C0.10 63.0-75.0   0.10 1.0  0.03  0.025   FeCr55C10  60.0 52.0 0.10 1.5 2.0 0.04 0.06 0.03  FeCr69C0.15 63.0-75.0   0.15 1.0  0.03  0.025  FeCr55C15  60.0 52.0 0.15 1.5 2.0 0.04 0.06 0.03                  微碳铬铁主要用于生产不锈钢、耐酸钢和耐热钢。冶炼方法有电硅热法和热兑法等。2、电硅热法冶炼微碳铬铁 电硅热法冶炼微碳铬铁是将铬矿、硅铬合金和石灰加入电弧炉内，主要依靠电热使炉料熔化，硅铬合金中的硅还原铬矿中的Cr2O3而制得的。 电硅热法冶炼微碳铬铁所用的设备为电弧炉。它分为敞口和有盖两种，功率多在500kV.A以下，并带有有载调节电压的装置，以适应不同操作时期的需求。炉衬用镁砖砌筑，采用石墨电极。电硅热法冶炼微碳铬铁的主要原料有铬矿、硅铬合金和石灰。也有的配加萤石和铁鳞。铬矿应是干燥、洁净的块矿或精矿，块度小于50mm；含Cr2O3>40％，Cr2O3/∑FeO>2.0，含磷量不应大于0.03％。按所冶炼的微碳铬铁的牌号选择不同含碳量的硅铬合金。 3、热兑法冶炼微碳铬铁 热兑法冶炼微碳铬铁工艺是将预先熔化的铬矿—石灰熔体和硅铬合金载炉外铁水包中进行热兑操作，从而制得微碳铬铁。热兑工艺按对熔渣中Cr2O3的分阶段还原的次数可分为一步热兑法、二步热兑法、三步热兑法

波伦法冶炼微碳铬铁在国外已有五、六十年的历史，其优点是电硅热法所无法比拟的，具有产品含碳量低，硅利用率高，回收率高等特点。    由于波伦法具有上述优点,在西方国家已得到普遍应用,到了90年代,我国上海,横山铁合金厂才陆续引进此工艺,1997年，吉林厂504#炉开始了波伦法的试生产,两年来,吉林厂在总结波伦法工艺技术基础上所改进的特有的波伦法工艺,主要包括:原料、碱度、高铬产品、产品质量升级、包衬寿命、设备等，统称为“JL”法.    一、波伦法理化原理    波伦法生产微碳铬铁是将铬矿,石灰按一定比例加入化渣炉内,通过电弧高温熔化,然后将熔体倒入反应包内.向反应包中加入固态(或液态)硅质还原剂(常用硅铬合金),通过还原反应得到符合要求的微碳铬铁.    金相分析表明,铬矿、石灰熔体主要由高熔点相Ca2Cr2O5和Ca2Fe2O5相组成,根据相分析数据,波伦法还原反应方程式为               2/3(Ca2Cr2O5)+[Si]+2/3(CaO)→4/3[Cr]+( Ca2SiO4)                          ΔH1=-216.3kJ/mol(1)               2/3(Ca2Fe2O5)+[Si]+2/3(CaO)→4/3[Fe]+(Ca2Si2O4)                          ΔH2=-420kJ/mol(2)    反应(1)、(2)均为放热反应  通过反应热熔化加入到熔体中的硅铬合金  进而达到还原Cr2O3和FeO的目的佂    波伦法分为一步法和两步法:一步法是将熔体与硅铬一次直接混兑倒包  不产生中间合金和中间渣.两步法是在整个过程中分两次加入含硅量不同的硅铬合金,并产生高硅或低硅的中间合金和含一定数量Cr2O3的中间渣,较典型的是瑞典的特罗米赫坦厂的两步法,其回收率达到88%.    “JL”法采用的是冷硅铬与熔体混兑的一步波伦法工艺佂该工艺自从1997年投产以来，各项技术经济指标稳定，平均回收率81.66%。最高达到85.34%，除单位电耗外，其它指标均好于电硅热法。     二、原 料    “JL”法所用原料主要指铬矿、硅铬合金、石灰。    国外波伦法生产一般都进行原料预处理，其处理工艺是将铬矿、石灰石(或石灰)一起在长为69~70m的回转窑内用煤气或重油焙烧.铬矿、石灰化学成分见表1、表2。表1           铬矿化学成分%Cr2O3FeOMgOSiO2Al2O3H2O47~509~1212~203~85~85~7表2            石灰化学成分表%CaOMgOSiO2P89~950.7~1.50.3~20.003~0.006     铬矿粒度小于20mm,石灰小于5mm的粉末要筛除,焙烧混合温度一般为1000~1150℃,窑衬温度为1100~1200℃焙烧时间2~2.5h.在1100~1200℃温度下 铬矿与石灰相互作用充分 入炉后  每吨熔体耗电约800~900kWh.[next]    “JL”法所需铬矿、石灰成分见表3、表4。表3           吉林厂铬矿化学成分%Cr2O3SiO2MgOAl2O3CaOFeOH2O521.6812~1311.410.416.387表4              吉林厂石灰化学成分%CaOSiO2P生烧石灰粉88.731.50.003555     铬矿、石灰入炉无预处理工艺，全部入炉原料采用全封闭连续式集中加料，每批料入炉时间约15min,全部原料约需50min,随着原料加入  部分原料得到预热――烘干,飞扬损失部分由强力抽风机集中回收,经过摇床水洗之后得到纯净铬矿 再次利用.    作为还原剂的硅铬合金,两步热兑法一般采用液态硅铬,一步法多采用固态硅铬,因操作起来比较方便  终点易于控制,两步法操作工艺较一步法要复杂,终点也难控制.    通过对比,吉林厂所用硅铬热焓值低于瑞典厂,但原料粒度范围要宽于瑞典厂. 表5。表5    瑞典厂和吉林厂自用硅铬化学成分及粒度厂名Cr/%Si/%粒度/m＜5mm瑞典厂40455~250吉林厂33400~3030     三、碱度控制    电硅热法炉渣碱度为1.8~2.0，而热兑法炉渣碱度为1.2~2.7，二者差距甚大。在电硅热法中，采用高碱度渣是必要的，这是因为炉渣是传热的载体，电极属脱弧式操作，电弧产生的热能只有通过炉渣才能传给金属，而微碳铬铁熔化温度为1650~1700℃，炉渣必须具备较高的熔点 才能提高炉温，使合金过热，炉渣温度需控制在1750~1800℃。若炉渣碱度低，炉渣过热度大，流动性好，会加剧对炉墙的冲刷和碱性炉衬的损毁。且由于炉渣熔点低，给分渣带来一定困难，易造成渣铁不分。    在“JL”法中,硅还原熔渣中Cr2O3是放热反应.其反应是在渣  金属界面发生的.热量由渣-金属界面分别传给炉渣和金属,使反应温度提高 炉渣和金属温差不会太大,这样炉渣过热不致过大。通过实践，在“JL”法采用灰矿比为1.0的情况下，碱度控制在1.7~1.8时，用锭模浇铸，不会出现夹渣，合金质量有保证，同时对反应包的使用寿命和耐火材料消耗均有好处。[next]    四、高铬铬铁生产    根据有关文章提供的热力学资料给出的有关反应自由能与温度的关系见图1。    在热兑过程中，Cr2O3和FeO与金属中的CrFe存在下列化学平衡                      2[Cr]+3(FeO)→(Cr2O3)+3[Fe]    在T=1900K时ΔG=-728.6kJ/mol     由于铁优先于铬还原,因此,熔渣中Cr2O3/FeO 的比例将随着反应进行而发生变化.    图2为硅铬分两个阶段加入时，FeO与Cr2O3的含量变化曲线.从曲线中看出  在硅铬加入量为30%时，熔体中的FeO几乎已全部被还原出来. 然后将已还原出来的高铁合金(含Fe约为52%)从熔体中分离出来 继续向熔体中加入剩余70%的硅铬合金，此时得到合金为高铬合金。表6为高铬合金平均成分，其中铬最高为74.28%，最低72.92%。[next]表6           高铬合金平均成分%CrSiCPS73.590.370.30.0250.005表7      Fe-Cr二元系液相温度与含铬量关系Cr%506070809092T/℃158016201650172017801800     表7列出了不同含铬量的铬铁熔化温度，这一温度随着合金含铬量的增加而提高。为了顺利得到高铬合金，必须提高熔体出炉温度，以增加反应热量。    五、提高反应包使用寿命    波伦法生产微碳铬铁  其反应包内衬采用镁质耐火材料，一般为镁砖佂整个热兑反应操作过程对反应包衬产生如下化学物理侵蚀破坏作用。    (一)SiO2的侵蚀    尽管熔体中含有较高CaO,但在Si对(Cr、Fe)2O3进行还原过程中,先生成SiO2因而存在SiO2对碱性耐火材料的化学侵蚀作用,特别是对反应包下部渣-铁界面区域更为严重.    (二)高温侵蚀    整个反应是在1850~2000℃高温范围内进行，熔体同时产生强烈的回流作用。对包衬产生熔软和冲刷侵蚀，使整个包衬变薄。    (三)包衬的热裂    热兑工艺采用定期出渣操作，因而反应包一般是在冷热交替环境下连续工作，使包衬产生热裂现象而发生自然剥落损坏，甚至发生漏包现象裂现象而发生自然剥落损坏，甚至发生漏包现象。    鉴于以上反应包使用特点，使用镁砖砌筑反应包，已不适应热兑工艺的操作要求。“JL”法通过试验并与耐火材料厂家合作,实施了反应包内衬由镁砖与镁钙铁捣打料混合砌筑工艺.其方法是在包底及反应区内使用捣打料  操作时无需添加剂及运行搅拌.直接倒入包内用风锤打实即可,捣打过程,要求尽量捣平、捣实。其它部位采用正常镁砖砌筑后，烘干镁砖砌体粘结剂水分，即可将反应包用于正常生产。    实际使用过程中，通过1900℃左右的熔体反应温度传递，完全能使镁钙铁捣打料层达到自身熔结效果，目前该包使用炉次已达100炉。较正常镁砖砌筑工艺的50炉次，提高一倍以上佂与国外相对比 未增加额外设备，如挂渣机等 仅采用新材料，有效地提高了反应包使用寿命。    六、产品质量    “JL”法冶炼微碳铬铁，不仅能够生产出C≤0.03%的微碳铬铁,它还可以根据市场需要生产其它牌号的精炼铬铁.此外，“JL”法还有一重要特点,即它能够使产品质量升级.    目前,用户对铁合金产品质量要求越来越高 大多数用户要求小粒度产品,在产品小粒度加工过程中,便产生约15%的筛下物产品，这些筛下物一方面积压资金，占用大量空间；另一方面每吨筛下物需要一定的包装费用。在采用“JL”法后,经简单回包重熔处理后,即可活化资金减少场地占用,又可使低牌号筛下物产品转化成高牌号产品 提高了产品附加值.    七、设备条件    “JL”法微碳铬铁生产是在原6.3MVA的倾动式带盖“电硅热法”精炼电炉的基础上，自行设计、自行改造安装的，它有如下特点：     (一)通过变压器连接方式的星角变换，可以自由实现“电硅热法”与“波伦法”之间的互换。     (二)倾动式电炉可以控制每炉出熔体量，保证正常反应的需要。     (三)带盖全封闭电炉降低了噪音，减少了炉料飞扬，同时便于操作人员接放电极。     (四)石墨碳头代替铜头，提高了碳头使用寿命，附加通水活动套，有效制止了电极下滑。     (五)管式组合水冷炉盖保证了炉盖长年使用不漏水，稳定了生产。    八、结 论    (一)“JL”法是在原“电硅热法”电炉基础上改进而成，具有投资少，周期短、见效快等特点。    (二)“JL”法在原料条件、设备条件等不十分完善的前提下，能够取得较好的技术经济指标。    (三)“JL”法生产微碳铬铁，具有工艺方法转换灵活，能够生产高附加值产品及包衬寿命长等优点。    (四)下一步工作，改善目前的原料条件，争取热料入炉，采用盖渣浇注，实现两步法工艺，将是“JL”法的进一步完善和发展。

某铬铁矿选矿厂现处理铬品位(Cr2O3) 32%以上的富矿，采用全摇床分级选别工艺，可以得到Cr2O343%以上的铬精矿。随着资源的日益减少，贫矿的回收利用也提到了议事日程。该矿附近还有不同品位(Cr2O35～30%) 的贫铬铁矿，为了为以后充分利用资源提供依据，我们对该矿贫铬铁矿进行了选矿工艺及设备的选择研究，对铬品位为8%左右的贫铬铁矿进行了四种流程、三种设备的选择。在不同的选矿流程及工艺下均取得了比较理想的选别指标。其中强磁选抛尾—摇床全粒级分选流程指标相对较好，在-200目60%的磨矿粒度下，可得到精矿品位39.98%、产率13.28%、铬回收率64.74%的较好指标，精矿中SiO2 含量为4.07%。   1 原矿多元素化学分析 原矿多元素化学分析结果见表1。从上表化学分析结果看，矿石中目的元素铬的含量较低，只有8.19%，属贫铬矿石，需经选矿富集后才能入炉冶炼。其它金属元素Mg 含量也相对较高，为36.10%，若成单独矿物存在，应考虑综合回收利用。主要脉石成分为SiO2，含量高达30.55%，其它成分含量均较低，Al2O3 含量仅为1.78%，但是如果Al3+与Cr3+呈类质同象存在，则在选矿过程中富集铬的同时,铝也将在铬精矿中得到富集。对本研究来说，目的元素为Cr，而Mg 和Si 是选矿中需要剔除的主要对象。 2 矿石可磨性分析 以酒钢铁矿作为标准矿样进行可磨性对比。结果表面，贫铬铁矿相对酒钢铁矿难磨，当新生-200 目含量达到40%时，其相对可磨度为0.56。 3 选矿试验 根据铬铁矿高比重( 4.3～4.6) 、弱磁性( 比磁化系数286×10- 6C.G.S.M厘米3/克) 的性质，确定采用重选和磁选法进行选矿试验。 3.1 摇床选矿试验 摇床是目前选别铬铁矿比较普遍使用的设备，由于其分选精度高，往往有许多矿山愿意使用。为此，我们首先进行了摇床对该贫铬铁矿的选别试验。 3.1.1 全粒级选别 磨矿至要求的细度后，直接进入摇床选别。本试验对影响选别指标的磨矿粒度、冲洗水量、冲程、冲次及坡度均进行了选择。根据选择的条件，进行流程试验，选别流程为: 摇床粗选- 中矿再选两段选别。选别流程及结果见图1。从以上选别结果可见，在- 200 目60%的磨矿粒度下采用摇床一段选别，可得到品位39.85%、产率11.82%、回收率56.83%的铬精矿，SiO2含量4.32%。将中矿进行再选,可获得产率2.68%、品位32.69%的铬精矿，硅含量升高至8.14%，与粗选精矿合并作为最终精矿，指标为产率14.50%、铬品位38.53%、铬回收率67.40%，硅含量5.03%，选矿比6.9 倍。 3.1.2 摇床分级选矿试验 对于摇床来说，一般情况下粒度的级别范围越窄，选别指标越稳定，分选效率更高。为此将磨矿产品采用干式筛分的办法筛分为+0.15mm、- 0.15 +0.10mm、-0.1+0.074mm、- 0.074+0.038mm 和- 0.038mm 五个级别，分别在其适宜的条件下进行摇床选别，每个级别的选别流程同图1，各粒级选别产品合起来为总选别产品。试验结果见表2。从表筛分结果看，铬铁矿矿物主要存在于38～100 微米粒级中，这几个粒级中的铬品位相对较高，铬分布率合计达79.56%。粗粒级和微细粒级的铬品位均较低，+0.15mm 粒级铬品位为6.22%，-38mm粒级中铬品位仅为5.93%，均低于原矿，表明脉石成分在这两个粒级中有所富集。从各粒级单独选别结果看，中间粒级( 0.038～0.010mm) 的选别效率均较高，精矿铬品位和回收率都比较理想，尤其是0.074 ～0.100mm 粒级，铬品位为39.30%，回收率85.25%，两项指标均为各粒级中最高。相对来说，+0.15mm 的粗粒级和- 0.038mm的微细粒级选别效果比较差，前者精矿品位仅为34.07%，作业回收率为52.75%,而后者精矿品位仅为26.09%，回收率也低达38.28%，这两个粒级的尾矿品位也明显高出其它粒级。分析原因，认为粗粒级品位低是因为矿物解离度不够，铬铁矿与脉石没有充分解离，达不到分离的目的，而细粒级指标差是由于摇床对细泥的选别效率偏低所致。从综合结果看，最终精矿品位为36.09%、回收率73.97%，相对全粒级选别结果，精矿品位偏低，回收率相对较高。若将- 0.038mm 粒级不并入精矿，则精矿品位可提高至37.22%，若再将+0.15mm 以上的粗粒级去掉，精矿品位可进一步提高。综合来看，全粒级和分级选别流程的选矿效率基本接近，全粒级入选具有流程简单、不需分级、操作简便的优点，对于本矿石来说，由于磨矿粒度相对较细，粒级比较集中，采用全粒级入选比较适宜。 3.2 螺旋溜槽抛尾—摇床选矿试验摇床具有分选精度高的优点，但同时具有占地面积大、处理能力低的缺点。对于本矿石来说，由于原矿铬品位低，造成大量已解离的脉石矿物进入摇床，大大增加摇床负担，为此，有必要探索预先抛尾工艺，在磨矿后采用处理量大、成本低的设备抛除合格尾矿，既减少了进入摇床的矿量，节省了摇床台数，同时减少了脉石尤其是微细粒脉石的干扰，为摇床分选创造有利条件。为此进行了螺旋溜槽抛尾- 摇床选别试验，试验流程及结果见图2。从图2 结果可见，螺旋溜槽可抛除产率43.91%、铬品位4.47%的尾矿，抛尾后进入一段摇床和二段摇床的矿量大大减少，可节省近一半的摇床设备与占地面积,而且抛尾后进行摇床选别的的效率明显提高，采用与全粒级、分级选别一样的摇床分选流程，最终精矿品位可提高到39.54%,只是回收率指标相对较低，主要原因是螺旋溜槽抛尾时，少部分细粒铬铁矿因离心力而进入了尾矿，造成尾矿品位稍有偏高。螺旋溜槽具有单位面积处理能力大、结构简单、不需动力等优点，但其回收粒度的下限为30 微米左右，磨矿粒度较细时，易造成细粒有用矿物的流失。 3.3 磁选抛尾—摇床选矿试验 根据铬铁矿具有较高比磁化系数的性质，进行了磁选抛尾—摇床选别试验。 磁选设备采用仿琼斯湿式强磁选机,在磨矿粒度- 200 目60% 、磁场强度5000Oe 的条件下进行强磁选抛尾试验，由于磁选尾矿品位低，可作为合格尾矿，所以采用磁选进行粗选抛尾，采用摇床进行精选以提高品位。试验流程及指标见图3。从图3 结果看，采用强磁选可脱除产率50.21%的合格尾矿，尾矿品位仅为2.19%，从而使进入摇床的矿量减少了一半，大大减少了摇床台数，同时抛尾后为摇床的分选创造了有利条件，使选别指标进一步改善，最终获得了品位39.98%、回收率64.74%、SiO2含量4.07%的理想指标,与螺旋溜槽抛尾—摇床工艺相比，强磁选工艺抛尾量大，尾矿品位低，最终精矿回收率相对较高。 4 指标对比分析 从以上各流程的选别指标看，最终精矿品位和回收率指标均有较大差异，比较来看，磁选抛尾—摇床选别流程结果比较理想。精矿品位明显高于其它流程，且回收率指标也下降不多； 螺旋溜槽抛尾—摇床选别流程也能获得高品位铬精矿，但由于螺旋溜槽设备对细粒级铬矿物回收效率偏低，造成抛尾的尾矿品位稍高，使得精矿回收率相对较低； 摇床全粒级选别流程的指标居中，分级选别指标相对较差，主要表现在精矿铬品位偏低，如果进一步调整精矿带宽度，精矿品位可能会提高，但回收率会有明显下降，预计最终指标不会超过磁选—摇床流程的指标( 比如，将分级选别流程中的0.038～0.15mm 粒级的一段选别精矿合起来，其铬品位为38.74%，而回收率仅59.78%) 。 从流程来看，全摇床选别所需摇床台数多，占用厂房面积大，若进行分级入选,则还需较严格的控制分级粒度； 对本矿石来说，由于磨矿粒度较细，粒度范围较小,从方便管理和操作的角度看，可采用全粒级入选流程。螺旋溜槽和强磁选抛尾流程可预先抛除产率43%以上的尾矿，为摇床下一步分选创造有利条件，同时大大减少摇床台数，两种抛尾设备运行可靠，处理量大，可考虑使用。磁选是最适宜的流程，由于该设备处理量大，仅需很少的台数就可完成大量摇床的工作量，而且操作简单，运行可靠，指标稳定，管理方便，缺点是设备价格高，单台设备耗电量大。以上试验流程各有优缺点，应根据建厂情况及经济对比选择适合实际的、成本低的选别流程。 本试验中，为了尽可能多的回收铬铁矿，在各选别流程的中矿再选作业中，截取的中矿量较大，使得中矿再选进入摇床的矿量也大。从选别指标看，再选精矿产率很低，绝大部分矿量重新进入尾矿，所以在实际生产中可减少一段摇床的中矿量，从而减轻二段摇床的负担。 5 产品分析 对磁选抛尾—摇床全粒级流程选别的精矿进行多元素化学分析，结果见表2。可见，精矿中主要脉石成分为Al2O3和MgO，两者总含量高达25.11%，严重影响着精矿品位。MgO 在原矿中含量就较高，选矿后在铬精矿中有较大幅度的降低,说明大部分Mg 以单独的矿物存在于铬铁矿中，经选矿能与铬铁矿分离开来。而Al2O3却大量在铬精矿中富集，富集比高达5.8(其在原矿中含量仅为1.78%) ，表明Al元素很可能进入铬铁矿晶格，与铬元素呈类质同相存在，采用机械方法无法将其与铬分离开来。 6 结语 6.1 某贫铬铁矿中Cr2O3 含量仅为8.19%。经过适当工艺的选别，可以得到Cr2O3 含量39%以上的合格产品，表明该贫铬铁矿是可选的。 6.2 采用摇床选别流程，在全粒级入选时可得到产率14.50%、品位38.53%、铬回收率67.40%的选别指标。分粒级入选时，可得到产率16.91%、品位36.09%、回收率73.97%的选别指标。综合比较，全粒级入选指标相对稍好。全摇床流程的优点是分选精度高，缺点是处理量小，所需设备台数多，占地面积大。 6.3 采用螺旋溜槽及强磁选工艺均可预先脱除43%以上的尾矿，为摇床精选创造条件，同时大大减少摇床设备台数及厂房占地面积。两者比较，强磁选尾矿品位低，可直接作为合格尾矿抛弃，而螺旋溜槽尾矿品位相对稍高。两种抛尾设备处理量大、运行可靠。 6.4 采用强磁选抛尾—摇床选别流程 可得到产率13.28%、品位39.98%、回收率64.74% 的铬精矿，精矿中SiO2含量4.07%。螺旋溜槽抛尾—摇床选别流程可获得精矿品位39.54%、产率12.50%、铬回收率60.28%的指标，精矿中SiO2含量为4.15%。前者选别指标相对较好。

铬原子量：52 铁原子量：56 u Cr2O3：M % u Fe2O3：N % u Cr ×2 / Cr× 2 + O ×3 =0.6842 u Fe ×2 / Fe× 2 + O× 3 =0.7Cr / Fe =M×0.6842／N×0.7例： 设一批矿含50% Cr2O3， 含15% Fe2O3，算铬铁比 得M = 50% N = 15 %Cr / Fe = M×0.6842／N×0.7= 50%× 0.6842 / 15% ×0.7 = 0.342 / 0.105 = 3.25

鼓风烧结配料所采用的熔剂粒度小于6mm。配加的熔剂和数量须根据鼓风炉渣成分（即渣型）计算确定。       一、硅质熔剂  一般用石英石，含SiO290%以上。若用河砂或含金石英石，SiO2含量可适当降低，但不小于75%。       二、铁质熔剂  多用烧渣，含Fe45%以上。也可用铁屑或铁矿石。       三、块状石英石（尤其含金石英石）、铁矿石粒度大于30mm时，也可直接加入鼓风炉。       表1为熔剂的化学成分实例。   表1  熔剂的化学成分实例，％熔剂名称FeCaOSiO2Al2O3MgOPbZnSAuAg石灰石10.5754.330.95       石灰石20.4155.731.340.330.59     石灰石30.353.970.620.230.89     石英石10.191.0891.80.14      石英石20.52.2197.12       石英石31.261.0894.86       河砂12.41.3575.853.04      河砂21.510.687.48       河砂33.02.074～80  0.30.10.1  烧渣147.44.158.2       烧渣243.866.29.31       烧渣347.554.3510.21       平江金精矿38.120.0433.975.62 0.150.195.67133.815.4灵宝精矿14.230.640～60  0.2～1.80.2718～2430～70100～400秦岭精矿16.980.6347.47  5～131.5920.270150浸出渣银精矿8.243.214.241.41 4.8341.124.62.0560铜浸出渣30～40 30～35  0.01  8～10140     注：Au、Ag的单位为g/t。

低碳铬铁1、牌号及用途 类别 牌号 化学成分/%Cr C Si P S范围 Ⅰ Ⅱ  Ⅰ Ⅱ Ⅰ Ⅱ Ⅰ Ⅱ≥ ≤中碳铬铁 FeCr69C1.0 63.0-75.0   1.0 1.5  0.03  0.025   FeCr55C100  60.0 52.0 1.0 2.5 3.0 0.04 0.06 0.03 0.05FeCr69C2.0 63.0-75.0   2.0 1.5  0.03  0.025   FeCr55C200  60.0 52.0 2.0 2.5 3.0 0.04 0.06 0.03 0.05FeCr69C4.0 63.0-75.0   4.0 1.5  0.03  0.025   FeCr55C400  60.0 52.0 4.0 2.5 3.0 0.04 0.06 0.03 0.05低碳铬铁 FeCr69C0.25 63.0-75.0   0.25 1.5  0.03  0.025   FeCr55C25  60.0 52.0 0.25 2.0 3.0 0.04 0.06 0.03 0.05FeCr69C0.50 63.0-75.0   0.50 1.5  0.03  0.025   FeCr55C50  60.0 52.0 0.50 2.0 3.0 0.04 0.06 0.03 0.05               低碳铬铁用于生产中低碳结构钢、铬钢、合金结构钢。铬钢常用于制造齿轮、齿轮轴等。铬锰硅钢常用于制造高压风机的叶片、阀板等。2、冶炼方法 低碳铬铁的冶炼方法主要有两种：高碳铬铁精炼法和电硅热法。 高碳铬铁精炼法又分为用铬矿精炼高碳铬铁和用氧气精炼高碳铬铁。用铬矿精矿高碳铬铁时，精炼炉渣具有较大的粘度和较高的熔点，冶炼过程温度必须是较高的。因此，电耗高，炉衬寿命短，含碳量也不易降下来。用氧气吹炼高碳铬铁具有较大的优越性，如生产率高、成本低、回收率高等。目前，传统的生产方法还是电硅热法。电硅热法就是在电炉内造碱性炉渣的条件下，用硅铬合金中的硅还原中铬和铁的氧化物，从而制得中低碳铬铁。 3、氧气吹炼中低碳铬铁 吹氧法炼制中低碳铬铁使用的设备是转炉，故称转炉法。按供氧方式不同，吹氧可分侧吹、顶吹、底吹和顶底复吹四种。我国采用的是顶吹转炉法。 吹氧法是将氧气直接吹入液态高碳铬铁中使其脱碳而制得中低碳铬铁。 高碳铬铁中的主要元素有铬、铁、硅、碳，它们都能被氧化。氧化吹炼高碳铬铁的主要任务是脱碳保铬。当氧气吹入液态高碳铬铁后，由于铬和铁的含量占合金总量的90%以上，所以首先氧化的是铬和铁，然后，这些氧化物将合金中的硅氧化掉。由于铬、铁、硅的被氧化，熔池温度迅速提高，脱碳反应迅速发展，温度越高，越有利于脱碳反应，并能抑制铬的氧化反应，合金中的碳可以降得越低。 原料 氧气顶吹炼制低碳铬铁的原料为高碳铬铁、铬矿、石灰和硅铬合金。 对于转炉的高碳铬铁液要求温度要高，通常在1723～1873K之间。铁水含铬量要高于60％，含硅不超过1.5％，含硫量小于0.036％。铬矿是用作造渣材料的，要求铬矿中的SiO3含量要低，MgO、Al2O3含量可适当高些，其粘度不能过大。石灰也是作造渣材料，其要求与电硅热法的相同。硅铬合金用于吹炼后期还原高铬炉渣，一般可用破碎后筛下的硅铬合金粉末。 4、电硅热法冶炼低碳铬铁 用电硅热法冶炼中低碳铬铁是在固定式三相电弧炉内进行的，可以使用自焙电极，炉衬是用镁砖砌筑的（干砌）。炉衬寿命短是中低碳铬铁生产中的重要问题。由于冶炼温度较高（达1650摄氏度），炉衬寿命一般较短。 冶炼中低碳铬铁的原料有铬矿、硅铬合金和石灰。铬矿应是干燥纯净的块矿或精矿粉，其中Cr2O3含量越高越好，杂质含量越低越好。铬矿中磷含量不应大于0.03％，粒度小于60mm。硅铬合金应是破碎的，粒度小于30mm，不带渣子。石灰应是新烧好的，其CaO含量不少于85％。

中碳铬铁1、牌号及用途 类别 牌号 化学成分/%Cr C Si P S范围 Ⅰ Ⅱ  Ⅰ Ⅱ Ⅰ Ⅱ Ⅰ Ⅱ≥ ≤中碳铬铁 FeCr69C1.0 63.0-75.0   1.0 1.5  0.03  0.025   FeCr55C100  60.0 52.0 1.0 2.5 3.0 0.04 0.06 0.03 0.05FeCr69C2.0 63.0-75.0   2.0 1.5  0.03  0.025   FeCr55C200  60.0 52.0 2.0 2.5 3.0 0.04 0.06 0.03 0.05FeCr69C4.0 63.0-75.0   4.0 1.5  0.03  0.025   FeCr55C400  60.0 52.0 4.0 2.5 3.0 0.04 0.06 0.03 0.05低碳铬铁 FeCr69C0.25 63.0-75.0   0.25 1.5  0.03  0.025   FeCr55C25  60.0 52.0 0.25 2.0 3.0 0.04 0.06 0.03 0.05FeCr69C0.50 63.0-75.0   0.50 1.5  0.03  0.025   FeCr55C50  60.0 52.0 0.50 2.0 3.0 0.04 0.06 0.03 0.05               中碳铬铁用于生产中低碳结构钢、铬钢、合金结构钢。铬钢常用于制造齿轮、齿轮轴等。铬锰硅钢常用于制造高压风机的叶片、阀板等。 2、冶炼方法 中碳铬铁的冶炼方法主要有两种：高碳铬铁精炼法和电硅热法。 高碳铬铁精炼法又分为用铬矿精炼高碳铬铁和用氧气精炼高碳铬铁。用铬矿精矿高碳铬铁时，精炼炉渣具有较大的粘度和较高的熔点，冶炼过程温度必须是较高的。因此，电耗高，炉衬寿命短，含碳量也不易降下来。用氧气吹炼高碳铬铁具有较大的优越性，如生产率高、成本低、回收率高等。目前，传统的生产方法还是电硅热法。电硅热法就是在电炉内造碱性炉渣的条件下，用硅铬合金中的硅还原中铬和铁的氧化物，从而制得中低碳铬铁。 3、氧气吹炼中碳铬铁 吹氧法炼制中低碳铬铁使用的设备是转炉，故称转炉法。按供氧方式不同，吹氧可分侧吹、顶吹、底吹和顶底复吹四种。我国采用的是顶吹转炉法。 吹氧法是将氧气直接吹入液态高碳铬铁中使其脱碳而制得中低碳铬铁。 高碳铬铁中的主要元素有铬、铁、硅、碳，它们都能被氧化。氧化吹炼高碳铬铁的主要任务是脱碳保铬。当氧气吹入液态高碳铬铁后，由于铬和铁的含量占合金总量的90%以上，所以首先氧化的是铬和铁，然后，这些氧化物将合金中的硅氧化掉。由于铬、铁、硅的被氧化，熔池温度迅速提高，脱碳反应迅速发展，温度越高，越有利于脱碳反应，并能抑制铬的氧化反应，合金中的碳可以降得越低。 原料 氧气顶吹炼制中碳铬铁的原料为高碳铬铁、铬矿、石灰和硅铬合金。 对于转炉的高碳铬铁液要求温度要高，通常在1723～1873K之间。铁水含铬量要高于60％，含硅不超过1.5％，含硫量小于0.036％。铬矿是用作造渣材料的，要求铬矿中的SiO3含量要低，MgO、Al2O3含量可适当高些，其粘度不能过大。石灰也是作造渣材料，其要求与电硅热法的相同。硅铬合金用于吹炼后期还原高铬炉渣，一般可用破碎后筛下的硅铬合金粉末。 4、电硅热法冶炼中低碳铬铁 用电硅热法冶炼中低碳铬铁是在固定式三相电弧炉内进行的，可以使用自焙电极，炉衬是用镁砖砌筑的（干砌）。炉衬寿命短是中低碳铬铁生产中的重要问题。由于冶炼温度较高（达1650摄氏度），炉衬寿命一般较短。 冶炼中低碳铬铁的原料有铬矿、硅铬合金和石灰。铬矿应是干燥纯净的块矿或精矿粉，其中Cr2O3含量越高越好，杂质含量越低越好。铬矿中磷含量不应大于0.03％，粒度小于60mm。硅铬合金应是破碎的，粒度小于30mm，不带渣子。石灰应是新烧好的，其CaO含量不少于85％。

火法炼金熔剂共有二类，一类是氧化熔剂，另一类是造渣熔剂。常用的氧化溶剂有硝石、二氧化锰，其作用是炉料中的贱金属（铜、铅、锌、铁等）和硫氧化成氧化物以便造渣，常用的造渣熔剂有硼砂、石英、碳酸纳等。其作用是与贱金属的氧化物反应生成炉渣。

本发明为制取及含铬耐火材料，意图是确保将固体渣加工成耐火质料，发明无毒工艺并下降碱耗。本法包含：将铬铁矿、纯碱及返渣的混合物进行氧化焙烧。熟料水浸，别离碱性液及铬渣。铬渣一部分烘干回来焙烧；其他用水打浆，再用硫酸处理至PH4．0±0．3，县、液在热压釜内水热处理，与氢氧化铝混合后过滤，烘干制耐火质料。所用铬铁 矿含SiO2≤0．7％，并满意条件27≤C≤2．482X－90，其间C为100kg铬铁矿配入的纯碱公斤数，C＝1．585X＋2．363A＋1．509F－5．975M，X、A、F、M分别为铬铁矿中Cr2O3,Al2O3,总Fe2O3豚MgO的质量百分数。本法可以将废渣加工成耐火料并下降碱耗。

铬铁的牌号及用途 铬铁按不同含碳量分为高碳铬铁(含碳为4~8%)、中碳铬铁(含碳为0.5~4%)、低碳铬铁(含碳0.15~0.50%)、微碳铬铁(含碳为0.06%)、超微碳铬铁(含碳小于0.03%)、金属铬、硅铬合金等。常用的还有硅铬合金、氮化铬铁等。铬铁主要用作炼钢的合金添加剂，过去都在炼钢的精炼后期加入。由于炼钢工艺的改进，现在用AOD法(见炉外精炼)等生产不锈钢等钢种时，用碳素铬铁(主要是装料级铬铁)装炉，因而只需在后期加低、微碳铬铁调整成分，所以现在铬铁生产重点是炼制碳素铬铁。 微碳铬铁主要用于生产不锈钢、耐酸钢和耐热钢。冶炼方法有电硅热法和热兑法等。 中低碳铬铁用于生产中低碳结构钢、铬钢、合金结构钢。 高碳铬铁(含再制铬铁)主要用途有： (1)用作含碳较高的滚珠钢、工具钢和高速钢的合金剂，提高钢的淬透性，增加钢的耐磨性和硬度; (2)用作铸铁的添加剂，改善铸铁的耐磨性和提高硬度，同时使铸铁具有良好的耐热性; (3)用作无渣法生产硅铬合金和中、低、微碳铬铁的含铬原料; (4)用作电解法生产金属铬的含铬原料; (5)用作吹氧法冶炼不锈钢的原料。

本文介绍了熔剂精炼在铝合金熔体净化过程中的作用，熔剂的分类和要求，常用熔剂的组成，适用范围及使用方法等。 　　在铝及铝合金熔炼过程中，氢及氧化夹杂是污染铝熔体的主要物质。铝极易与氧生成A1202或次氧化铝（Al2O及A10）．同时也极易吸收气体（H）其含量占铝熔体中气体总量的70—90％，而铸造铝合金中的主要缺陷——气孔和夹渣，就是由于残留在合金中的气体和氧化物等固体颗粒造成的。因此，要获得高质量的熔体，不仅要选择正确合理的熔炼工艺，而且熔体的精炼净化处理也是很重要的。 　　铝及铝合金熔体的精炼净化方法较多，主要有浮游法、熔剂精炼法、熔体过滤法、真空法和联合法。本文介绍熔剂精炼法在铝合金熔炼中的应用。 　　1 熔剂的作用 　　盐熔剂广泛地用于原铝和再生铝的生产，以提高熔体质量和金属铝的回收率[1。2]。熔剂的作用有四个：其一，改变铝熔体对氧化物（氧化铝）的润湿性，使铝熔体易于与氧化物（氧化铝）分离，从而使氧化物（氧化铝）大部分进入熔剂中而减少了熔体中的氧化物的含量。其二，熔剂能改变熔体表面氧化膜的状态。这是因为它能使熔体表面上那层坚固致密的氧化膜破碎成为细小颗粒，因而有利于熔体中的氢从氧化膜层的颗粒空隙中透过逸出，进入大气中。其三，熔剂层的存在，能隔绝大气中水蒸气与铝熔体的接触，使氢难以进入铝熔体中，同时能防止熔体氧化烧损。其四，熔剂能吸附铝熔体中的氧化物，使熔体得以净化。总之，熔剂精炼的除去夹杂物作用主要是通过与熔体中的氧化膜及非金属夹杂物发生吸附，溶解和化学作用来实现的。 　　2 熔剂的分类和选择 　　2．1熔剂的分类和要求 　　铝合金熔炼中使用的熔剂种类很多，可分为覆盖剂（防止熔体氧化烧损及吸气的熔剂）和精炼剂（除气、除夹杂物的熔剂）两大类，不同的铝合金所用的覆盖剂和精炼剂不同。但是，铝合金熔炼过程中使用的任何熔剂，必须符合下列条件[3。8]。 　　①熔点应低于铝合金的熔化温度。 　　②比重应小于铝合金的比重。 　　⑧能吸附、溶解熔体中的夹杂物，并能从熔体中将气体排除。 　　④不应与金属及炉衬起化学作用，如果与金属起作用时，应只能产生不溶于金属的惰性气体，且熔剂应不溶于熔体金属中。 　　⑤吸湿性要小，蒸发压要低。 　　⑥不应含有或产生有害杂质及气体。 　　⑦要有适当的粘度及流动性。 　　⑧制造方便：价格便宜。 　　2．2熔剂的成分及熔盐酌作用 　　铝合金用熔剂一般由碱金属及碱土金属的氯化物及氟化物组成，其主要成分是KCl、NaCl、NaF．CaF，．、Na3A1F6、Na2SiF6等。熔剂的物理、化学性能（熔点、密度、粘度、挥发性、吸湿性以及与氧化物的界面作用等）对精炼效果起决定性作用。 　　2．2．1。氯盐：氯盐是铝合金熔剂中最常见的基本组元，而45％NaCl+55％KCl的混合盐应用最广。由于它们对固态Al2O3，夹杂物和氧化膜有很强的浸润能力（与Al2O3，的润湿角为20多度）且在熔炼温度下NaCl和KCl的比重只有1。55g／cm3和l。50g／cm3，显著小于铝熔体的比重，故能很好地铺展在铝熔体表面，破碎和吸附熔体表面的氧化膜。但仅含氯盐的熔剂，破碎和吸附过程进行得缓慢，必须进行人工搅拌以加速上述过程的进行。 氯化物的表面张力小，润湿性好，适于作覆盖剂，其中具有分子晶型的氯盐如CCl4 　　，SiCl4，A1C13，等可单独作为净化剂，而具有离子晶型的氯盐如LiCl、NaCl毛KCl、MgC12：等适于作混合盐熔剂。 　　2。2．2．氟盐：在氯盐混合物中加入NaF．Na3A1F6、CaF2。等少量氟盐，主要起精炼作用，如吸附、溶解Al2O3，。氟盐还能有效地去除熔体表面的氧化膜，提高除气效果。这是因为：a）氟盐可与铝熔体发生化学反应生成气态的A1F，、SiF4，、BF3，等，它们以机械作用促使氧化膜与铝熔体分离，并将氧化膜挤破，推入熔剂中； 　　b）在发生上述反应的界面上产生的电流亦使氧化膜受“冲刷”而破碎。因此，氟盐的存在使铝熔体表面的氧化膜的破坏过程显著加速，熔体中的氢就能较方便的逸出；c）氟盐（特别是CaF2：）能增大混合熔盐的表面张力，使已吸附氧化物的熔盐球状化，便于与熔体分离，减少固熔渣夹裹铝而造成的损耗， 而且由于熔剂——熔体表面张力的提高，加速了熔剂吸附夹杂的过程。 　　3铝合金熔炼中常用熔剂 　　熔剂精炼法对排出非金属夹杂物有很好的效果，但是清除熔体中非金属夹杂物的净化程度，除与熔剂的物理、化学性能有关外，在很大程度上还取决于精炼工艺条件，如熔剂的用量，熔剂与熔体的接触时间、接触面积、搅拌情况、温度等。 　　3．1常用熔剂 　　为精炼铝合金熔体，人们已研制出上百种熔剂，以钠、钾为基的氯化物熔剂应用最广。对含镁量低的铝合金广泛采用以钠钾为基的氯化物精炼剂，含镁量高的铝合金为避免钠脆性则采用不含钠的以光卤石为基的精炼熔剂。 　　铝合金熔炼过程中常用熔剂的成分及作用如表1（4-7）。 　　表1 常用熔剂的成分及应用 　　溶剂种类 组分含量，% 　　NaCl KCl MgCl2 Na3AlF6 其它成分 适用的合金 　　覆盖剂 39 50 6。6 CaF2 4。4 Al-Cu系，Al-Cu-Mg 　　系，Al-Cu-Si系Al-Cu-Mg-Zn系 　　Na2CO385。CaF15 一般铝合金 　　50 50 一般铝合金 　　KCl，MgCl280 CaF220 Al-Mg系Al-Mg-Si系合金 　　31 14 CaF210 CaCL244 Al-Mg系合金 　　8 67 CaF210，MgF215 Al-Mg系合金 　　精炼剂 25-35 40-50 18-26 除Al-Mg系，Al-Mg-Si系以外的其它合金 　　8 67 MgF215，CaF210 Al-Mg系合金 　　KCl，MgCl260，CaF240 Al-Mg系Al-Mg--Si系合金 　　42 46 Bacl26 （2号熔剂） Al-Mg系合金 　　22 56 22 一般铝合金 　　50 35 15 一般铝合金 　　40 50 NaF10 一般铝合金 　　50 35 5 CaF210 一般铝合金 　　60 CaF220，NaF20 一般铝合金 　　36-45 50-55 3-7 CaF 21。5-4 一般铝合金 　　Na2SiF630-50，C2Cl650-70 一般铝合金 　　40。5 49。5 KF10 易拉罐合金 　　从上表中可以看出，有些熔剂组分的含量变化范围较大，可以根据实际情况来确定。首先要根据合金元素的含量来确定[8]，因为大多数铝合金中主要元素含量都可在一定范围内变化，其次要根据所除杂质成分及含量来确定。因此，使用厂家除使用熔剂厂生产的熔剂外，最好根据所熔炼铝合金的成分调正熔剂组分比例，以找出最佳熔剂组成。 　　综合以上各种熔剂不难看出，当要熔制的铝合金成分确定后，熔剂成分的设计首先是主要成分（如氯化物）用量配比的选择，其次是添加组分（如氟化物）的选择。熔剂配好后，最好是经熔炼、冷凝成块、再粉碎后使用，因为机械混合状态的效果不好。 　　3。2熔剂用量 ． 　　熔炼铝合金废料时，废料质量不同，覆盖剂及精炼剂的用量也不同。 　　3。2。1．主覆盖剂用量 　　a）熔炼质量较好的废料，如块状料、管、片时覆盖剂用量（见表2）。表2 覆盖剂种类及用量炉料及制品 覆盖剂用量（占投料量的%） 覆盖剂种类电炉熔炼：一般制品特殊制品 0。4－0。5％0。5－0。6％ 普通粉状溶剂普通粉状溶剂煤气炉熔炼：原铝锭废 料 1－2％2－4％ KC1：NaC1 按1：1混合KC1：NaC1 按1：1混合 　　注：对高镁铝合金，应一律用不含钠盐的熔剂进行覆盖，避免和含钠的熔剂接触。 　　b）熔炼质量较差的废料，如由锯、车、铣等工序下来的碎屑及熔炼扒渣等时，覆盖剂用量（见表3）。 　　表3： 覆盖剂用量 　　类 别 用量（占投料量的%） 　　小碎片碎 屑号外渣子 6－810－1515－20 　　3．2．2精炼剂用量 　　不同铝合金、不同制品，精炼剂用量也各不相同（见表4）。 　　表4 精炼剂用量 　　合金及制品 熔炼炉 静置炉 　　高镁合金 2号熔剂5-6kg/t 2号熔剂5-6kg/t 　　特殊制品除高镁合金 普通熔剂5-6kg/t 普通熔剂6-7kg/t 　　LT66、LT62、LG1、LG2、LG3、LG4 出炉时用普通熔剂、叠熔剂坝 　　其它合金 普通熔剂5-6kg/t 　　注：①在潮湿地区和潮湿季节， 熔剂用量应有所增加 　　②对大规格的圆锭，其熔剂用量也应适当增加。 　　3。3熔剂使用方法 　　熔剂精炼法熔炼铝合金生产中常用以下几种方法 　　①熔体在浇包内精炼。首先在浇包内放入一包熔剂，然后注入熔体，并充分搅拌，以增加二者的接触面积。 　　②熔体在感应炉内精炼。熔剂装入感应炉内，借助于感应磁场的搅拌作用使熔剂与熔体充分混合，达到精炼的目的。 　　③在浇包内或炉中用搅拌机精炼，使熔剂机械弥散于熔体中。 　　④熔体在磁场搅拌装置中精炼。，该法依靠电磁力的作用，向熔剂——金属界面连续不断地输送熔体，以达到铝熔体与熔剂间的活性接触，熔体旋转速度越高，其精炼效果越好。 ⑤电熔剂精炼。此法是使熔体通过加有电场（在金属——熔剂界面上）的熔剂层，进行连续精炼。 　　在这五种方法中，电熔剂精炼效果最好。

冶炼厂的熔剂破碎与磨碎车间的设备配置关系比较复杂，扩建时不便于另外增建一个系列或改用较大型设备，故新建设计时，通常按一班制操作计算所需的设备能力，以后增产时，可以增加操作班次或时间。       一、破碎设备的选择       冶炼厂熔剂粗碎一般选用颚式破碎机，中碎一般选用标准（中型）圆锥破碎机，细碎一般选用短头圆锥破碎机。中、细碎也可以选用反击式或锤式破碎机，其优点是产量高，破碎比打，电耗小，缺点是反击板和板锤容易磨损。       若两段破碎时，第二段一般选用中型圆锥破碎机或四辊破碎机等；小型冶炼厂也有选用对辊破碎机的，因其设备构造简单，容易制造，但辊简易磨损，生产能力低，       近年来，某些新建或改扩建的中、小型有色金属选矿厂，破碎不含水和泥的矿石，在中、细碎作业中采用JC型深腔颚式破碎机、旋盘式破碎机及PEX型细碎颚式破碎机，其破碎比打。生产实际证明，该设备在节约能源、方便维修、降低碎矿成本、减少基建投资等方面，已初步显示出其优越性。从图1可以看出，PEX型细碎颚式破碎机的产品粒度特性基本上和中型圆锥破碎机的产品粒度特性相近似。该机和一般的颚式破碎机组合起来，可以得出15～20mm的产品（参见图2和图3），可以符合转炉和吹炼所需熔剂的粒度要求。若进厂熔剂粒度为120～210mm，则仅用细碎颚式破碎机一段即可。若进厂熔剂粒度为250mm以下，最终产品粒度5mm以下，则用JC型深腔颚式破碎机与旋盘式破碎机组合。    图1  PEX型细碎颚式破碎机与中型圆锥破碎机产品粒度特性曲线及其比较    图2  二段一次闭路破碎筛分流程实例    图3  三段半闭路破碎筛分设计流程图实例       二、破碎机生产能力计算       破碎机的生产能力与破碎物料的性质、进料粒度组成、破碎的性能、操作条件（如供给料情况、排料口大小）等因素有关。由于目前还没有包括这些因素的理论计算方法，设计时可用下列经验公式计算，然后参照生产实践数据校正。       （一）颚式、圆锥（标准、中型和短头）破碎机       1、开路破碎的生产能力计算   Q＝K1K2K3K4Q0     （1）       式中：          Q－设计条件下，破碎机的生产能力，t/h；          Q0－标准条件下（指中硬熔剂、堆积密度1.6t/m3）开路破碎时的生产能力，t/h，可按下式计算：   Q0＝q0e            K1－熔剂的可碎性系数，由表1选取；          K2－熔剂密度修正系数，由下式计算：   K2＝γ/1.6≈γT/2.7            K3－给料粒度或破碎比修正系数，由表2或表3选取；          K4－水分修正系数，进料水分5%以下时，可取1；          q0－破碎机排料口单位宽度的生产能力，t/（mm·h），查表4至表8；          e－破碎机排料口宽度，mm；          γ－熔剂的堆积密度，t/m3；          γT－熔剂的密度，t/m3。   表1  熔剂的可碎性系数K1熔剂种类普氏硬度系数f值K1值易     碎8以下1.1～1.2中等可碎8～161.0难     碎16～200.9～0.95   表2  粗碎设备的粒度修正系数K3给料最大粒度D最大和给料宽度B之比a0.850.70.60.50.40.3粒度修正系数K31.001.041.071.111.161.23   表3  中碎与细碎圆锥破碎机破碎比修正系数K3标准或中型圆锥破碎机短头圆锥破碎机e/BK3e/BK30.600.9～0.980.400.9～0.940.550.92～1.00.251.0～1.050.400.96～1.060.151.06～1.120.351.0～1.10.0751.14～1.20     注：1、e－指上段破碎机排料口；B－为本段中碎或细碎圆锥破碎机给料口。例如，上段采用颚式破碎机，本段为标准或中型圆锥破碎机；或上段采用圆锥破碎机，本段为短头圆锥破碎机。但当闭路破碎时，即指闭路破碎机的排料口与给料口宽度之比值；         2、设有预先筛分时取小值；不设预先筛分时取大值。   表4  颚式破碎机q0值破碎机规格250×400400×600600×900900×1200q0，t/（mm·h）0.40.650.95～1.001.25～1.30   表5  开路破碎时，标准和中型圆锥破碎机q0值破碎机规格Φ600Φ900Φ1200Φ1650q0，t/（mm·h）1.02.54.0～4.57.0～8.0   表6  开路破碎时，短头圆锥破碎机q0值破碎机规格Φ900Φ1200Φ1650q0，t/（mm·h）4.06.512.0   表7  开路破碎时，单缸液压圆锥破碎机q0值项目Φ900Φ1200Φ1650Φ1750Φ2200q0，t/（mm·h）标准型2.524.6 8.1516.0中  型2.765.4 9.620.0短头型4.256.7 14.025.0   表8  颚式破碎机生产实例厂    别设备规格 mm熔剂种类给料粒度 mm排料口宽度，mm生产能力 t/h大     冶450×750石英石、 石英石300～40010050白银一冶600×900石英石、 石英石48075～20035～120铜陵二冶400×600石英石、 石英石32040～10025～60云     冶400×600石英石30040～10012～32       2、闭路破碎时破碎机通过的熔剂量生产能力计算   Qc＝KQ0           （2）       式中：          Qc－闭路时破碎机的生产能力，t/h；          Q0－开路时破碎机的生产能力，t/h；          K－闭路时平均进料粒度变细的系数，中型或短头圆锥破碎机在闭路时一般按1.15～1.40选取（熔剂硬度大时取小值，硬度小时取大值）。        （二）光面对辊破碎机   Q＝60πDLdnγK     （3）       式中：          Q－对辊破碎机的生产能力，t/h；          D－辊筒直径，m；          L－辊筒长度，m；          d－排料口宽度，m；          n－辊筒转数，r/min；          γ－破碎熔剂的堆积密度，t/m3；          K－破碎机排出口的充满系数，一般按0.2～0.4选取，硬和粗粒物料取大值，反之取小值。       （三）反击式破碎机   Q＝60K1C（h＋ɑ）dbnγ     （4）       式中：          Q－反击式破碎机的生产能力，t/h；          K1－理论生产能力与实际生产能力的修正系数，一般取0.1；          C－转子上板锤数目；          h－板锤高度，m；          ɑ－板锤与反击板间的间隙，即排料口宽度，m；          d－排料粒度，m；          b－板锤宽度，m；          n－转子的转数，r/min；          γ－熔剂的堆积密度，t/m3。       （四）锤式破碎机   Q＝60ZLCdμKnγ      （5）       式中：          Q－锤式破碎机的生产能力，t/h；          Z－排料篦条的缝隙个数；          L－篦条筛格的长度，m；          C－筛格的缝隙宽度，m；          d－排料粒度，m；          μ－充满与排料不均匀系数，一般为0.015～0.0.7，小型破碎机较小，大型破碎机较大。          K－转子圆周方向的锤子排数，一般为3～6；          n－转子转数，r/min；          γ－熔剂的堆积密度，t/m3。       由于理论公式计算较复杂，锤式破碎机的生产能力多采用经验公式计算，当破碎中硬熔剂和破碎比为15～20时，可用下式计算：   Q＝（30～45）DLγ     （6）       式中：          Q－锤式破碎机的生产能力，t/h；          D－按转子外缘计的转子直径，m；          L－转子长度，m；          γ－破碎产物的堆积密度，t/m3。       以上经验公式都有局限性，应注意其使用条件。       三、需要破碎机台数的计算   n＝Qn/Q     （7）    式中：          n－需要破碎机台数；          Qn－破碎作业的设计产量，t/h；          Q－破碎机的生产能力，t/（h·台）。       表8至表10为铜冶炼厂熔剂破碎机生产实例。   表9  标准圆锥破碎机生产实例厂    别直径 mm熔剂种类堆积密度 t/m3给料粒度 mm排料口宽度，mm生产能力 t/h大     冶900石英石、 石英石1.490～15025～2850白银一冶1200石英石、 石英石1.6411520～3042～135铜陵二冶900石英石、 石英石1.511012～2540   表10  短头圆锥破碎机生产实例厂    别直径 mm熔剂种类堆积密度 t/m3排料口宽度，mm产品粒度 mm生产能力 t/h备注大    冶1200石英石、 石英石1.48～106～850闭路白银一冶1200石英石、 石英石1.5～1.66～10～1550开路

在熔铸金或银锭时，一般均应参加适量的熔剂和氧化剂。一般参加硝石加碳酸钠或硝石加硼砂。参加碳酸钠也能放出活性氧，以氧化杂质，故它既能起稀释造渣的熔剂效果，也能起到必定的氧化效果。 熔剂与氧化剂的参加量，随金属纯度的不同而增减。如熔铸含银99.88%以上的电解银粉，一般只参加0.1%～0.3%的碳酸钠，以氧化杂质和稀释渣。而熔炼含杂质较高的银，则可参加适量的硝石和硼砂，以强化氧化一部分杂质使之造渣而除掉。这时，也应适当添加碳酸铺量。由于银在熔融时能溶解很多的氧，一般说来，氧化剂的参加量不宜过多，由于有必要维护坩埚免遭激烈氧化而损坏。且石墨坩埚归于酸性材料，因此也不宜参加过多的碳酸钠。 熔铸含金99.9%以上的电解金，一般参加和硼砂各约0.1%，并参加0.1%～0.5%的碳酸钠造渣。对纯度较低的金，可适当添加熔剂和氧化剂。 熔炼金、银的进程中，坩埚液面邻近如因激烈氧化有或许“烧穿”时，可参加适量洁净而枯燥的碎玻璃以中和渣，防止形成坩埚的损坏而丢失金、银。通过氧化和造渣的熔炼进程，铸成锭块的金、银档次较之质料均有所提高。故熔铸进程中，参加适量的熔剂和氧化剂是十分必要的。

铬铁矿(FeO·Cr2O3)是冶金质料，在无机盐工业中，用化学办法可将铬铁矿加工成一系列铬化合物。铬矿有30多种，其间有工业价值的首要是铬铁矿。1981年国际铬矿石挖掘量约为9Mt，其间在化学工业中的消费量占总消费量的20%左右。南非是最大挖掘区域，1981年挖掘量为3.09Mt。 1850年，俄国组成规划较大的(年产1000～1500t)重铬酸盐厂。1885年，美国的巴尔的摩铬工厂开端出产，同期欧洲的一些国家也进行铬化合物的出产。 加工办法：铬是物质，以多价态存在。铬铁矿的化学加工办法有碱性氧化法、复原铬铁法。前者是工业上遍及选用的办法。两法都是先制取，再进一步加工成一系列铬化合物。 碱性氧化法：分为钠碱法和钾碱法，以钠碱法为主(首要用纯碱)。在实践出产中为了削减纯碱的耗费及减轻焙烧时的烧结现象，可加钙质填料焙烧。纯氧化焙烧法虽发生的废渣量大、处理困难，但因耗碱量少、经济合理、出产安稳等要素，现在被广泛选用。此法要求铬铁矿中三氧化二铬的含量应不低于35%，硅、铝等杂质含量越少越好，因这些杂质的存在会添加碱耗、下降炉料的熔点、影响转化率和产品质量。将经选矿除掉大部分杂质的200目左右的矿粉与纯碱、石灰质填料，按必定份额在混料器中混合，造粒后送入回转窑（见窑），在1100～1200℃的高温下，于氧化气氛中焙烧约1～4h，冷却后破坏，再用水浸取、过滤、精制得到溶液。焙烧过程中的首要反应为：　 4(FeO·Cr2O3)＋8Na2CO3＋7O2－→8Na2CrO4＋2Fe2O3＋8CO2 在加工过程中操控各种物料的配等到焙烧条件很重要，配比由矿石的质量、有害杂质的含量而定，一起物料配比也影响焙烧条件的挑选。氧化焙烧是该法的要害工序，直接影响铬的转化率、收率及经济效益。 复原铬铁法：先将铬铁矿复原得到铬铁。再由铬铁加工成。有煅烧氧化和电解氧化两种办法：煅烧氧化是将铬铁和纯碱（或烧碱）在800℃下进行氧化煅烧，使铬铁中的铬氧化成六价，生成，与铁别离；电解氧化是以铬铁作阳极、铅为阴极，在碱溶液中电解氧化，阳极不断耗费而氧化成。 产品用处：在铬化合物中最有工业价值的是铬酸的钠盐和钾盐，特别是和铬酐，此外还有重(K2Cr2O7)、硫酸铬钾、碱式硫酸铬等，它们的用处非常广泛。

某铬铁矿选厂现在处理铬档次(Cr2O3) 32%以上的富矿，选用全摇床分级选别工艺，能够得到Cr2O343%以上的铬精矿。跟着资源的日益削减，贫矿的收回运用日益重要。该矿邻近还有不同档次(Cr2O35～30%) 的贫铬铁矿，为了为今后充沛运用资源供给依据，咱们对该矿贫铬铁矿进行了选矿工艺及设备的挑选研讨，对铬档次为8%左右的贫铬铁矿进行了四种流程、三种设备的挑选。在不同的选矿流程及工艺下均取得了比较抱负的选别目标。其间强磁选抛尾—摇床全粒级分选流程目标相对较好，在-200目60%的磨矿粒度下，可得到精矿档次39.98%、产率13.28%、铬收回率64.74%的较好目标，精矿中SiO2 含量为4.07%。 1 原矿多元素化学分析 原矿多元素化学分析成果见表1。从上表化学分析成果看，矿石中意图元素铬的含量较低，只要8.19%，属贫铬矿石，需经选矿富集后才干入炉冶炼。其它金属元素Mg 含量也相对较高，为36.10%，若成独自矿藏存在，应考虑归纳收回运用。首要脉石成分为SiO2，含量高达30.55%，其它成分含量均较低，Al2O3 含量仅为1.78%，可是假如Al3+与Cr3+呈类质同象存在，则在选矿过程中富集铬的一起,铝也将在铬精矿中得到富集。对本研讨来说，意图元素为Cr，而Mg 和Si 是选矿中需求除掉的首要目标。 2 矿石可磨性分析 以酒钢铁矿作为标准矿样进行可磨性比照。成果表面，贫铬铁矿相对酒钢铁矿难磨，当重生-200 目含量到达40%时，其相对可磨度为0.56。 3 选矿实验 依据铬铁矿高比重( 4.3～4.6) 、弱磁性( 比磁化系数286×10- 6C.G.S.M厘米3/克) 的性质，断定选用重选和磁选法进行选矿实验。 3.1 摇床选矿实验 摇床是现在选别铬铁矿比较遍及运用的设备，因为其分选精度高，往往有许多矿山情愿运用。为此，咱们首要进行了摇床对该贫铬铁矿的选别实验。 3.1.1 全粒级选别 磨矿至要求的细度后，直接进入摇床选别。本实验对影响选别目标的磨矿粒度、冲刷水量、冲程、冲次及斜度均进行了挑选。依据挑选的条件，进行流程实验，选别流程为: 摇床粗选- 中矿再选两段选别。选别流程及成果见图1。从以上选别成果可见，在- 200 目60%的磨矿粒度下选用摇床一段选别，可得到档次39.85%、产率11.82%、收回率56.83%的铬精矿，SiO2含量4.32%。将中矿进行再选,可取得产率2.68%、档次32.69%的铬精矿，硅含量升高至8.14%，与粗选精矿兼并作为终究精矿，目标为产率14.50%、铬档次38.53%、铬收回率67.40%，硅含量5.03%，选矿比6.9 倍。 3.1.2 摇床分级选矿实验 关于摇床来说，一般状况下粒度的等级规模越窄，选别目标越安稳，分选功率更高。为此将磨矿产品选用干式筛分的办法筛分为+0.15mm、- 0.15 +0.10mm、-0.1+0.074mm、- 0.074+0.038mm 和- 0.038mm 五个等级，别离在其合适的条件下进行摇床选别，每个等级的选别流程同图1，各粒级选别产品合起来为总选别产品。铬铁矿矿藏首要存在于38～100 微米粒级中，这几个粒级中的铬档次相对较高，铬散布率算计达79.56%。粗粒级和微细粒级的铬档次均较低，+0.15mm 粒级铬档次为6.22%，-38mm粒级中铬档次仅为5.93%，均低于原矿，标明脉石成分在这两个粒级中有所富集。从各粒级独自选别成果看，中间粒级( 0.038～0.010mm) 的选别功率均较高，精矿铬档次和收回率都比较抱负，尤其是0.074 ～0.100mm 粒级，铬档次为39.30%，收回率85.25%，两项目标均为各粒级中最高。相对来说，+0.15mm 的粗粒级和- 0.038mm的微细粒级选别作用比较差，前者精矿档次仅为34.07%，作业收回率为52.75%,而后者精矿档次仅为26.09%，收回率也低达38.28%，这两个粒级的尾矿档次也显着高出其它粒级。分析原因，以为粗粒级档次低是因为矿藏解离度不行，铬铁矿与脉石没有充沛解离，达不到别离的意图，而细粒级目标差是因为摇床对细泥的选别功率偏低所形成的。从归纳成果看，终究精矿档次为36.09%、收回率73.97%，相对全粒级选别成果，精矿档次偏低，收回率相对较高。若将- 0.038mm 粒级不并入精矿，则精矿档次可进步至37.22%，若再将+0.15mm 以上的粗粒级去掉，精矿档次可进一步进步。归纳来看，全粒级和分级选别流程的选矿功率根本挨近，全粒级当选具有流程简略、不需分级、操作简洁的长处，关于本矿石来说，因为磨矿粒度相对较细，粒级比较会集，选用全粒级当选比较合适。 3.2 螺旋溜槽抛尾—摇床选矿实验摇床 具有分选精度高的长处，但一起具有占地面积大、处理才能低的缺陷。关于本矿石来说，因为原矿铬档次低，形成很多已解离的脉石矿藏进入摇床，大大添加摇床担负，为此，有必要探究预先抛尾工艺，在磨矿后选用处理量大、成本低的设备抛除合格尾矿，既削减了进入摇床的矿量，节约了摇床台数，一起削减了脉石尤其是微细粒脉石的搅扰，为摇床分选发明有利条件。为此进行了螺旋溜槽抛尾- 摇床选别实验，螺旋溜槽可抛除产率43.91%、铬档次4.47%的尾矿，抛尾后进入一段摇床和二段摇床的矿量大大削减，可节约近一半的摇床设备与占地面积,并且抛尾后进行摇床选其他的功率显着进步，选用与全粒级、分级选别相同的摇床分选流程，终究精矿档次可进步到39.54%,仅仅收回率目标相对较低，首要原因是螺旋溜槽抛尾时，少部分细粒铬铁矿因离心力而进入了尾矿，形成尾矿档次稍有偏高。螺旋溜槽具有单位面积处理才能大、结构简略、不需动力等长处，但其收回粒度的下限为30 微米左右，磨矿粒度较细时，易形成细粒有用矿藏的丢失。 3.3 磁选抛尾—摇床选矿实验 依据铬铁矿具有较高比磁化系数的性质，进行了磁选抛尾—摇床选别实验。 磁选设备选用仿琼斯湿式强磁选机,在磨矿粒度- 200 目60% 、磁场强度5000Oe 的条件下进行强磁选抛尾实验，因为磁选尾矿档次低，可作为合格尾矿，所以选用磁选进行粗选抛尾，选用摇床进行精选以进步档次。实验流程及目标见图2。从图2成果看，选用强磁选可脱除产率50.21%的合格尾矿，尾矿档次仅为2.19%，然后使进入摇床的矿量削减了一半，大大削减了摇床台数，一起抛尾后为摇床的分选发明了有利条件，使选别目标进一步改进，终究取得了档次39.98%、收回率64.74%、SiO2含量4.07%的抱负目标,与螺旋溜槽抛尾—摇床工艺比较，强磁选工艺抛尾量大，尾矿档次低，终究精矿收回率相对较高。 4 目标比照分析 从以上各流程的选别目标看，终究精矿档次和收回率目标均有较大差异，比较来看，磁选抛尾—摇床选别流程成果比较抱负。精矿档次显着高于其它流程，且收回率目标也下降不多； 螺旋溜槽抛尾—摇床选别流程也能取得高档次铬精矿，但因为螺旋溜槽设备对细粒级铬矿藏收回功率偏低，形成抛尾的尾矿档次稍高，使得精矿收回率相对较低； 摇床全粒级选别流程的目标居中，分级选别目标相对较差，首要表现在精矿铬档次偏低，假如进一步调整精矿带宽度，精矿档次可能会进步，但收回率会有显着下降，估计终究目标不会超越磁选—摇床流程的目标( 比方，将分级选别流程中的0.038～0.15mm 粒级的一段选别精矿合起来，其铬档次为38.74%，而收回率仅59.78%) 。 从流程来看，全摇床选别所需摇床台数多，占用厂房面积大，若进行分级当选,则还需较严厉的操控分级粒度； 对本矿石来说，因为磨矿粒度较细，粒度规模较小,从便利办理和操作的视点看，可选用全粒级当选流程。螺旋溜槽和强磁选抛尾流程可预先抛除产率43%以上的尾矿，为摇床下一步分选发明有利条件，一起大大削减摇床台数，两种抛尾设备运转牢靠，处理量大，可考虑运用。磁选是最合适的流程，因为该设备处理量大，仅需很少的台数就可完结很多摇床的工作量，并且操作简略，运转牢靠，目标安稳，办理便利，缺陷是设备报价高，单台设备耗电量大。以上实验流程各有优缺陷，应依据建厂状况及经济比照挑选合适实践的、成本低的选别流程。 本实验中，为了尽可能多的收回铬铁矿，在各选别流程的中矿再选作业中，截取的中矿量较大，使得中矿再选进入摇床的矿量也大。从选别目标看，再选精矿产率很低，绝大部分矿量从头进入尾矿，所以在实践出产中可削减一段摇床的中矿量，然后减轻二段摇床的担负。 5 产品分析 对磁选抛尾—摇床全粒级流程选其他精矿进行多元素化学分析，成果见表2。可见，精矿中首要脉石成分为Al2O3和MgO，两者总含量高达25.11%，严重影响着精矿档次。MgO 在原矿中含量就较高，选矿后在铬精矿中有较大起伏的下降,阐明大部分Mg 以独自的矿藏存在于铬铁矿中，经选矿能与铬铁矿别离开来。而Al2O3却很多在铬精矿中富集，富集比高达5.8(其在原矿中含量仅为1.78%) ，标明Al元素很可能进入铬铁矿晶格，与铬元素呈类质同相存在，选用机械办法无法将其与铬别离开来。 6 结语 6.1 某贫铬铁矿中Cr2O3 含量仅为8.19%。通过恰当工艺的选别，能够得到Cr2O3 含量39%以上的合格产品，标明该贫铬铁矿是可选的。 6.2 选用摇床选别流程，在全粒级当选时可得到产率14.50%、档次38.53%、铬收回率67.40%的选别目标。分粒级当选时，可得到产率16.91%、档次36.09%、收回率73.97%的选别目标。归纳比较，全粒级当选目标相对稍好。全摇床流程的长处是分选精度高，缺陷是处理量小，所需设备台数多，占地面积大。 6.3 选用螺旋溜槽及强磁选工艺均可预先脱除43%以上的尾矿，为摇床精选发明条件，一起大大削减摇床设备台数及厂房占地面积。两者比较，强磁选尾矿档次低，可直接作为合格尾矿扔掉，而螺旋溜槽尾矿档次相对稍高。两种抛尾设备处理量大、运转牢靠。 6.4 选用强磁选抛尾—摇床选别流程 可得到产率13.28%、档次39.98%、收回率64.74% 的铬精矿，精矿中SiO2含量4.07%。螺旋溜槽抛尾—摇床选别流程可取得精矿档次39.54%、产率12.50%、铬收回率60.28%的目标，精矿中SiO2含量为4.15%。前者选别目标相对较好。   因为铬是用处最多的金属，并且在“战略金属”中列第一位。当今世界具有铬矿资源 的国家或资源缺少的国家，都在赶紧铬矿石选矿的研讨，其选别办法有； (1)重选：如跳汰，摇床、螺旋溜槽、重介质旋流器等。 (2)磁电选：包含高强场磁选、高压电选。  (3)浮选和絮凝浮选。  (4)联合选：如重选电选。  (5)化学选矿：处理极细粒难选贫铬矿。  在上述铬矿选矿办法中，出产上首要选用重选办法，常选用摇床和跳汰选别。有时重选精矿用弱磁选或强磁选再选，进一步进步铬精矿石的档次和铬铁比。 铬尖晶石含铁较高或与磁铁矿细密共生的矿石，经选矿后得到的精矿中，铬档次和铬铁比都偏低，能够考虑作为火法出产铬铁的配料运用，或用湿法冶金处理。例如法、氢氧化铬法、复原锈蚀法、氯化焙烧酸浸或电解法等。用湿法冶金处理初级铬铁精矿已有出产实践。   在铬矿床中常伴生有铂族（铂、钯、铱、锇、钉和铑）、钴、钛、钒、镍等元素。当铂含量大于0.2-0.4g/t，钴含量大于0.02%，镍含量大于0.2%时应考虑归纳收回。铬铁矿石中伴生的铂族元素如呈硫化物、砷化物或硫砷化物状况，能够用浮选法收回。矿石中的橄榄石和蛇纹石，能够考虑归纳收回，供出产耐火材料、钙镁磷肥或辉绿岩铸石等运用。在超基性岩体浅部有时还有风化淋滤成因的非晶质菱镁矿，也是很好的耐火材料质料。

我国对贫铬矿的选矿，曾采用跳汰机、摇床、螺旋选矿机、离心选矿机和皮带溜槽选别过各地的贫铬矿(Cr2O3 1967年以来，我国先后建起河北遵化、北京密云、陕西商南、内蒙古索伦山、新疆萨尔托海5个小选矿厂，采用重选选别，前3个随着开采的结束相继停产。现有索伦山选厂，是1985年筹建的，设计规模年产精矿粉3000～4000t，入选矿石品位25%，重选后精矿品位40%，但尾矿品位达10%，后改为强磁选流程，于1986年投产。 图1和2是甘肃大道尔吉铬矿跳汰-摇床选别流程图和内蒙古锡盟3号矿样磁选试验流程图。

现在我国铬矿石的冶炼主要为火法冶炼中的电炉法，其次为金属热还原法和真空碳还原法及转炉法。电炉法又分为矿热法和精粹电炉法。前者用碳作还原剂，以铬矿石、焦炭、硅石为质料出产高碳铬铁，或以硅石、焦炭、高碳铬铁为质料出产硅铬合金;后者用硅石作还原剂，以铬矿石、硅铬合金、石灰为质料出产中、低碳铬铁和微碳铬铁。也有用转炉出产中、低碳铬铁的。 金属热还原法通常用铝粒作还原剂，使铬的氧化物在短时间内剧烈反响，放出很多热，熔炼出金属铬。 真空碳还原法用高品位铬矿石(现在多用氧化焙烧后的高碳铬铁)作氧化剂，与高碳铬铁粉作成团块，放入真空炉中，在低于金属熔点的温度下脱碳，出产微碳、超微碳铬铁;或脱碳后通入氮气，出产含氮的铬铁合金。 湿法冶炼现在是用铬矿石和纯碱及白云石或石灰石放入反转窑内氧化焙烧生成，经水浸后加或，使之还原成氢氧化铬沉积，脱水煅烧取得氧化铬，再用金属热还原法或真空碳还原法及电解法出产金属铬。  除上述冶炼办法外，近年来我国研讨了从甘肃金川铜镍尾矿中收回铬的办法，其选用氧化焙烧法制取氢氧化铬，再制成铬铵矾，最终电解出金属铬。中国科学院还研发了一种伯胺萃取提铬新工艺，铬萃取率98%，反萃取率为100%。Cr2O3产品纯度95%～98%，为综合利用攀枝花—西昌区域红格铁矿石中的伴生铬供给了根据。