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。

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。 高碳铬铁的含碳为4~8%、中碳铬铁的含碳为0.4%、低碳铬铁的含碳0.15~0.50%、微碳铬铁的含碳为0.06%.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%。 1、牌号及用途牌号化学成份 %-CrCSiPS-范围ⅠⅡ    ⅠⅡⅠⅡⅠⅡ--≥≤FeCr67C6.062.0-72.0--6.03.0-0.03-0.040.06FeCr55C600-60.052.06.03.05.00.040.060.040.06FeCr67C9.562.0-72.0--9.53.0-0.03-0.040.06FeCr55C1000-60.052.010.03.05.00.040.060.040.06      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         焦炭要求含固定碳不小于84％，灰分小于15％，S           硅石要求含SiO2≥97％，Al2O3≤1.0％，热稳定性能好，不带泥土，粒度20～80mm。氧气吹炼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。氧气顶吹炼制中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。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%。鉴别方法: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。大量生产的含铬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(包括装料级铬铁)、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。冶炼不锈钢等低碳钢种，必须使用低、微碳铬铁，因而精炼铬铁生产一度得到较大规模的发展。由于炼钢工艺的改进，现用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，所以现铬铁生产重点是炼制碳素铬铁。

铁粉，尺寸小于1mm的铁的颗粒集合体。颜色：黑色。是粉末冶金的主要原料。按粒度，习惯上分为粗粉、中等粉、细粉、微细粉和超细粉五个等级。粒度为150～500μm范围内的颗粒组成的铁粉为粗粉，粒度在44～150μm为中等粉，10～44μm的为细粉，0.5～10μm的为极细粉，小于0.5μm的为超细粉。一般将能通过325目标准筛即粒度小于44μm的粉末称为亚筛粉，若要进行更高精度的筛分则只能用气流分级设备，但对于一些易氧化的铁粉则只能用JZDF氮气保护分级机来做。铁粉主要包括还原铁粉和雾化铁粉，它们由于不同的生产方式而得名。铁粉 纯的金属铁是银白色的，铁粉是黑色的，这是个光学问题，因为铁粉的比表面积小，没有固定的几何形状，而铁块的晶体结构呈几何形状，因而铁块吸收一部分可见光，将另一部分可见光镜面反射了出来，显出白色;铁粉没吸收完的光却被漫反射，能够进入人眼的可见光少，所以是黑色的。 铁粉的应用 粉末冶金工业中一种最重要的金属粉末。铁粉在粉末冶金生产中用量最大，其耗用量约占金属粉末总消耗量的85%左右。铁粉的主要市场是制造机械零件，其所需铁粉量约占铁粉总产量的80%。

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。

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

日前，记者从辽宁北票盛隆粉末有限公司了解到，该公司用高科技把普通铁精粉加工成还原铁精粉，使普通铁精粉成为身价倍增的高附加值产品。目前，还原铁粉的国内市场价格为每吨4800元-18000元。（据2006年6月26日报道，国内部分地区铁精粉采购价格分别为承德580-590（含税）元/t、霍邱660-670（含税）元/t 、本溪510-520 (含税)元/t ）         北票盛隆粉末冶金有限公司前身是生产普通铁精粉的北票铁矿。2000年，该公司依托当地丰富的铁矿资源和自己较强的采矿、选矿生产能力，引进和采用乌克兰先进技术，并积极与国内科研院所开展技术合作，实现了初级资源型企业向高新技术企业的转型，开发出了还原铁粉、铝镍合金粉等一系列附加值较高的冶金新产品。2002年，该公司开始生产还原铁粉，目前已达到9000吨的年生产能力，产品主要供给“珠三角”和“长三角”地区的零部件制造企业，同时出口日本等国家和地区。    据了解，还原铁粉是用高科技把含铁量66%以上的普通铁精粉，经过加工成海绵铁、粉碎、磁选、两次还原、筛分等工序提纯，使其变成含铁量达到99%以上的纯铁粉，粒度可达到100-500网目。还原铁粉可用于汽车零部件制造、家电零部件制造、金刚石工具、钢结硬质合金以及高端电子产品软磁性材料等领域；用还原铁粉制成的各种零部件，能够做到无机械切削加工或极小量机械切削加工的特点，使下游各类制造业节约能源和原材料，降低生产成本。 来源:世纪金山网

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％。

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。

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。

流程由6道工序组成：铋矿的浸出与复原；铁粉置换沉积海绵铋；氧化再生；海绵铋熔铸粗铋；粗铋火法精练；铋浸出渣中有价金属的选矿收回。浸出进程的首要反响如下：浸出液经加铋矿复原，使溶液中残存的三价铁复原为二价。加铁粉，沉积出海绵铋，经过氧化，再生三价铁。 此法在工艺上比较老练，铋的浸出率高（渣计98%～98.5%），综合利用好，污染较小，为进步铋资源的综合利用供给了一种有用的途径。但此工艺材料耗费比较高，1t海绵铋耗用工业1.5～1.8t，氧气0.4～0.5t，铁粉0.5～0.6t。因为选用铁粉置换和再生技能，铁和氯离子在溶液中的堆集不容忽视，废液排放量大，浸出液中因为离子浓度相对较高，黏度较大，渣的过滤和洗刷较为困难。工艺流程见图1。图1  铋锡中矿浸出－铁粉置换提铋工艺流程图

近年来，随着钢铁工业的迅速发展和生产规模的不断扩大，在钢铁冶金生产中产生的含铁粉矿也随之迅速增长。主要包括烧结粉尘、高炉粉尘及尘泥、转炉粉尘、电炉粉尘、轧钢皮及尘泥等，这些粉矿的含铁量比较高，是一种可循环再利用的宝贵资源。此外，金属矿在开采过程中也会产生粉矿，对这些含铁粉矿资源的再次利用，具有重要意义，因此有很多球团厂和钢铁企业均对如何利用含铁粉矿进行了深入的研究[1-2]。 在含铁粉矿利用过程中，还存在以下主要问题：①生产出来的球团抗压力太低，满足不了球团进入高炉冶炼的要求。②制备工艺过程中的粘结剂对原材料要求高，含铁矿粉本身来源复杂，严格要求是不可能的，甚至有的粘结剂还要求原料中要加入一定量的含铁90%以上的金属粉才能固化，这就失去了利用矿粉的意义。③球团的固化时间太长，有的需要几十个小时固化时间、或几十天的养护才能产生抗压力，没办法实现批量生产。 本研究拟开发一种简单可靠、适应性广的球团生产工艺，并具有设备简单、投资少、生产成本低、便于操作等优点；要实现这一目标，首先粘结剂的烘干温度要低，加热时间要短，能源消耗要少，不污染环境，所以首先研制了新型粘结剂。已有不少关于球团用粘结剂的研究[3-6]，在前人研究的基础上，对粘结剂进行了进一步深入研究，获得了新的无机、有机复合粘结剂，以此为基础，对加热固化制度工艺也进行了研究，并探索了粘结剂的合适加入量及粘结剂对不同矿粉原料的适应性，以获得能用于实际工业生产的含铁粉矿的球团化制备工艺。 一、试验条件与方法 （一）原材料 1、粘结剂，采用自制无机有机复合粘结剂(简称粘结剂)。 2、含铁粉矿，来自攀枝花某企业，其化学组成见表1。（二）试验过程 每次称取含铁粉矿原料500g，试验采用人工配料混合，试样加压成型是在万能压力试验机上进行。加压成型压力为30000N/个，每个球团用料30g，直径为25mm。粉矿加压成型后放在加热炉中进行烘干固结，最后测其径向抗压力。其径向抗压力与实际工业生产中对辊压块法生产的椭圆球团两端点间的力更接近，所以在试验中，都是采用的测试试样的径向抗压力。试验过程如图1所示。 （三）抗压力测试 试样为直径25mm，高20mm的圆柱体，每种条件下制作5个试样进行抗压力测试，去掉最高、最低值，取其余3个值的平均值作为该条件下的抗压力值。 （四）所用仪器与设备 加压设备为YE-30型液压式压力试验机，烘干设备为TMF-4-3型陶瓷纤维高温炉，抗压力检测设备为CMT5105型微机控制电子万能试验机。二、试验结果与分析 （一）加热固化制度对球团抗压力的影响 所用粘结剂要在加热条件下才能固化，因此加热固化制度是球团制备重要的工艺参数之一。通过查阅文献，采用自制的无机有机复合粘结剂，首先在固定12%粘结剂用量的条件下，通过改变加热固化温度，进行试验，其固化温度对球团抗压力影响的试验结果见表2。从表2可见，将试样从室温直接加热到加热固化温度并保温1h的条件下，加热固化温度从300，400，500℃，变化到800℃的过程中，试样的径向抗压力是依次增大的，在500℃时达到最大值。当温度800℃时，径向抗压力反而降低了。所以采用500℃为此工艺较合适的加热温度。通过查阅文献，当球团试样加热到500℃左右时，球团试样中的粘土失去结构水，粘土变成了死粘土，相当于常见的泥通过烧制变成了砖瓦，从而表现出球团抗压力的提高。不仅如此，粘土向死粘土的转化，可使球团在雨水作用的条件下不会散开，而保持其力，有利于球团生产后的储存和运输，这对大批量生产球团的企业非常重要。 试验过程中，发现水分对粘结剂的固化作用产生影响，所以设计了在加热固化过程中的一个除水的过程，在105℃时保温0.5h，以除去试样中的水分(表3)。 从表3可见，在105℃保温0.5h后，球团试样的径向抗压力明显提高。在105℃保温0.5h，可以除去球团试样中的水分，防止了水分对粘结剂的固化作用产生影响，所以抗压力就提高了。综上，加热固化温度从300，400，500℃，变化到800℃的过程中，试样的径向抗压力在500℃时均达到最大值。所以选定的最佳加热固化制度是球团在加热固化过程中先从室温升至105℃，让其在此保温0.5h后，再连续升温到500℃并保温1h。 （二）粘结剂加入量对抗压力的影响 在球团化的制备工艺中，球团抗压力的产生主要来源于粘结剂的固化作用，所以粘结剂的加入量的多少，直接影响到球团整体性能，也是进行工业化生产过程中，生产成本的主要部分。用相同的加热固化工艺，采用不同的粘结剂加入量，进行了试验，试验结果见表4。从表4可见，随着粘结剂加入量的增加，球团试样的径向抗压力会相应提高。当粘结剂用量为12%时径向抗压力过到最大值。继续增加粘结剂的用量，当增加到14%时径向抗压力反而有所降低。在球团中，径向抗压力的产生主来源于粘结剂在加热固化过程中形成的粘结膜。所以当粘结剂用量增加，形成的粘结膜球团的数量也会相应增加，球团的抗压力会提高。但当粘结剂用量达到14%时，粘结剂的量早已达到饱和状态，多的粘结剂无法再继续形成粘结膜，反而增加了球团中的水分，影响了粘结剂的加热固化效果，导致其抗压力下降。在粘结剂的加入量为12%，先在105℃时保温0.5h，再连续升温到500℃并保温1h的条件下，在攀枝花某企业进行了球团中试生产试验，并用所生产的球团进行了转鼓指数测定，发现大部分转鼓指数在67%左右，最高的可达90%。 （三）不同粉矿条件下的抗压力 为了验证此球团化制备工艺的普适性，选用了3种不同的粉矿原料进行试验。①原料1。高铁粉36%，中加粉40%，转炉污泥24%，含铁量50.81%。②原料2。泥矿20%，中加粉30%，高铁粉30%，铁精矿20%，含铁量52.31%。③原料3。泥矿10%，中加粉50%，高铁粉40%，含铁量50.89%。 按粘结剂加入量为12%，烘干制度采用先在105℃时保温0.5h，再连续升温到500℃并保温1h的工艺方案，对以上3种不同的粉矿原料进行试验，结果见表5。从表4可见，3个不同的原料配比，按此工艺，其球团试样的径向抗压力最低为1.4153 kN，达到了使用的要求。该工艺对粉矿原料没有特别的要求，具有普适性，有很广的应用前景。 通过对加热固化制度、粘结剂的加入量对含铁粉矿球团化力的影响试验，找到了一套合适的制备工艺。此制备工艺生产的球团径向抗压力较高，能满足进入高炉冶炼的要求；此制备工艺对含铁粉矿的原料没有严格的要求，具有普适性；在此工艺中，固化时间为2h左右，生产周期短，适合企业实现批量生产；为解决目前球团生产中存在的主要问题奠定了基础。 三、结论 （一）试验研究表明，球团在加热固化过程中，先在105℃时保温0.5h，除去球团中的水分，再连续升温到500℃并保温1h的工艺方案，所生产的成品球团径向抗压力可从1.5731 kN提高到1.9122kN，成品球团还能抗水，便于工厂保存和运输。 （二）当粘结剂的用量在12%时，所制备的球团径向抗压力最大达到1.9122 kN，能满足高炉冶炼的要求。 （三）通过对不同含铁粉矿的试验研究表明，此工艺对粉矿原料没有特别的要求，具有普适性。 参考文献 [1] 甘勤．攀钢含铁尘泥的利用现状及发展方向[J]．金属矿山，2003(2)：62-64． [2] 田昊，马晓春．烧结除尘灰混合炼钢污泥喷浆的工艺设计与应用[J]．烧结球团，2005(4)：34-36． [3] Eisele T C，Kawatra S K.A review of binders in iron orepelletization[J]．Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review，2003，24(1)：90-98． [4] 刘新兵，杜烨．含有机粘结剂人工钠化膨润土在球团生产中的应用[J]．烧结球团，2003，28(6)：47-50． [5] 李宏煦，姜涛，邱冠周，等．铁矿球团有机粘结剂的分子构型及选择判据[J]．中南工业大学学报，2000，31(1)：17-20． [6] 杨永斌．有机粘结剂替代膨润土制备氧化球团[J]．中南大学学报：自然科学版，2007，38(5)：851-857．

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。

稀土成分&nbsp; 稀土矿在地壳中主要以矿物形式存在，其赋存状态主要有三种：作为矿物的基本组成元素，稀土以离子化合物形式赋存于矿物晶格中，构成矿物的必不可少的成分。这类矿物通常称为稀土矿物，如独居石、氟碳铈矿等。作为矿物的杂质元素，以类质同象置换的形式，分散于造岩矿物和稀有 金属 矿物中，这类矿物可称为含有稀土元素的矿物，如磷灰石、萤石等。呈离子状态被吸附于某些矿物的表面或颗粒间。这类矿物主要是各种粘土矿物、云母类矿物。这类状态的稀土元素很容易提取.经发现的稀土矿物约有250种，但具有工业价值的稀土矿物只有50～60种，目&nbsp; 稀土矿独居石 Monazite　　独居石又名磷铈镧矿。化学成分及性质：(Ce,La,Y,Th)[PO4]。成分变化很大。矿物成分中稀土氧化物含量可达50～68％。类质同象混入物有Y、Th、Ca、[SiO4]和[SO4]。独居石溶于H3PO4、HClO4、H2SO4中。 　　晶体结构及形态：单斜晶系，斜方柱晶类。晶体成板状，晶面常有条纹，有时为柱、锥、粒状。 　　物理性质：呈黄褐色、棕色、红色，间或有绿色。半透明至透明。条痕白色或浅红黄色。具有强玻璃光泽。硬度5.0～5.5。性脆。比重4.9～5.5。电磁性中弱。在X射线下发绿光。在阴极射线下不发光。 　　生成状态：产在花岗岩及花岗伟晶岩中；稀有 金属 碳酸岩中；云英岩与石英岩中；云霞正长岩、长霓岩与碱性正长伟晶岩中；阿尔卑斯型脉中；混合岩中；及风化壳与砂矿中。 　　用途：主要用来提取稀土元素。 　　产地：具有经济开采价值的独居石主要资源是冲积型或海滨砂矿床。最重要的海滨砂矿床是在澳大利亚沿海、巴西以及印度等沿海。此外，斯里兰卡、马达加斯加、南非、马来西亚、中国、泰国、韩国、朝鲜等地都含有独居石的重砂矿床。 　　独居石的生产近几年呈下降趋势，主要原因是由于矿石中钍元素具有放射性，对环境有害。氟碳铈矿 （Bastnaesite）　　化学成分性质：(Ce，La)[CO3]F。机械混入物有SiO2、Al2O3、P2O5。氟碳铈矿易溶于稀HCl、HNO3、H2SO4、H3PO4。 　晶体结构及形态：六方晶系。复三方双锥晶类。晶体呈六方柱状或板状。细粒状集合体。 　　物理性质：黄色、红褐色、浅绿或褐色。玻璃光泽、油脂光泽，条痕呈白色、黄色，透明至半透明。硬度4～4.5，性脆，比重4.72～5.12，有时具放射性、具弱磁性。在薄片中透明，在透射光下无色或淡黄色，在阴极射线下不发光。 　　生成状态：产于稀有 金属 碳酸岩中；花岗岩及花岗伟晶岩中；与花岗正长岩有关的石英脉中；石英─铁锰碳酸盐岩脉中；砂矿中。 　　用途：它是提取铈族稀土元素的重要矿物原料。铈族元素可用于制作合金，提高 金属 的弹性、韧性和强度，是制作喷气式飞机、导弹、发动机及耐热机械的重要零件。亦可用作防辐射线的防护外壳等。此外，铈族元素还用于制作各种 有色 玻璃。 　　目前，已知最大的氟碳铈矿位于中国内蒙古的白云鄂博矿，作为开采铁矿的副产品，它和独居石一道被开采出来，其稀土氧化物平均含量为5～6%。品位最高的工业氟碳铈矿矿床是美国加利福尼亚州的芒廷帕斯矿，这是世界上唯一以开采稀土为主的氟碳铈矿。磷钇矿（Xenotime）　　化学成分及性质：Y[PO4]。成分中Y2O361.4％，P2O538.6％。有钇族稀土元素混入，其中以镱、铒、镝、钆为主。尚有锆、铀、钍等元素代替钇，同时伴随有硅代替磷。一般来说，磷钇矿中铀的含量大于钍。磷钇矿化学性质稳定。 　　晶体结构及形态：四方晶系、复四方双锥晶类、呈粒状及块状。 　　物理性质：黄色、红褐色，有时呈黄绿色，亦呈棕色或淡褐色。条痕淡褐色。玻璃光泽，油脂光泽。硬度4～5，比重4.4～5.1，具有弱的多色性和放射性。 　　生成状态：主要产于花岗岩、花岗伟晶岩中。亦产于碱性花岗岩以及有关的矿床中。在砂矿中亦有产出。 　　??用途：大量富集时，用作提炼稀土元素的矿物原料。风化壳淋积型稀土矿 Ion absorpt deposit　　淋积型稀土矿即离子吸附型稀土矿是我国特有的新型稀土矿物。所谓&ldquo;离子吸附&rdquo;系稀土元素不以化合物的形式存在，而是呈离子状态吸附于粘土矿物中。这些稀土易为强电解质交换而转入溶液，不需要破碎、选矿等工艺过程，而是直接浸取即可获得混合稀土氧化物。故这类矿的特点是：重稀土元素含量高，经济含量大，品位低，覆盖面大，多在丘陵地带，适于手工和半机械化开采，开采和浸取工艺简单。 　　风化壳淋积型稀土矿，主要分布在我国江西、广东、湖南、广西、福建等地。前具有开采价值的只有10种左右，现在用于工业提取稀土元素的矿物主要有四种&mdash;氟碳铈矿、独居石矿、磷钇矿和风化壳淋积型矿，前三种矿占西方稀土 产量 的95%以上。独居石和氟碳铈矿中，轻稀土含量较高。磷钇矿中，重稀土和钇含量较高，但矿源比独居石少。更多有关稀土成分的内容请查阅上海 有色 网

紫铜就是铜单质.因其颜色为紫红色而得名.紫铜成分有很多种。&nbsp; 紫铜因呈紫红色而成名。它不一定是纯铜，有时还加入少量脱氧元素或其他元素,以改善材质和性能,因此也归入铜合金。中国紫铜加工材按成分可分为：脱氧铜（TUP、TUMn），普通紫铜(T1、T2、T3、T4)、无氧铜（TU1、TU2和高纯、真空无氧铜）、添加少量合金元素的特种铜（砷铜、碲铜、银铜）四类。紫铜的电导率和热导率仅次于银，广泛用于制作导电、导热器材。紫铜在大气、海水和某些非氧化性酸（盐酸、稀硫酸）、碱、盐溶液及多种有机酸（醋酸、柠檬酸）中，有良好的耐腐蚀性，用于化学工业。除此以外，紫铜有良好的焊接性，可经冷、热塑性加工制成各种成品和半成品。20世纪70年代，紫铜的 产量 超过了其他各类铜合金的总 产量 。&nbsp; 紫铜中的微量杂质对铜的导电、导热性能有严重影响。其中钛、磷、铁、硅等显著降低电导率,而镉、锌等则影响很小。氧、硫、硒、碲等在铜中的固溶度很小,可与铜生成脆性化合物,对导电性影响不大，但能降低加工塑性。普通紫铜在含氢或一氧化碳的还原性气氛中加热时，氢或一氧化碳易与晶界的氧化亚铜(Cu2O)作用，产生高压水蒸气或二氧化碳气体，可使铜破裂。这种现象常称为铜的&ldquo;氢病&rdquo;。氧对铜的焊接性有害。铋或铅与铜生成低熔点共晶，使铜产生热脆；而脆性的铋呈薄膜状分布在晶界时，又使铜产生冷脆。磷能显著降低铜的导电性,但可提高铜液的流动性,改善焊接性。适量的铅、碲、硫等能改善可切削性。紫铜退火板材的室温抗拉强度为22～25公斤力／毫米2,伸长率为45～50％，布氏硬度（HB）为35～45。&nbsp; 紫铜就是纯铜： 纯铜呈紫红色，又称紫铜。纯铜密度为8.96，熔点为1083℃，具有优良的导电性、导热性、延展性和耐蚀性。主要用于制作发电机、母线、电缆、开关装置、变压器等电工器材和热交换器、管道、太阳能加热装置的平板集热器等导热器材。常用的铜合金分为黄铜、青铜、白铜3大类。想要了解更多关于紫铜成分的信息，请继续浏览上海 有色 网。

磷铜成分包含（磷铜焊料）1、 BCu92P：成分 P：7.5-8.5%，铜：余量。熔化温度710-750℃，熔点低，该焊料流动性较好，但比较脆，一般用于钎焊不受冲击载荷、无振动的铜和黄铜零件的焊接；2、BCu93P（HL201/BCuP-2）：成分 P：6.80-7.50%，铜：余量。熔化温度710-793℃，该焊料流动性好，可以流入间隙很小的接头，但钎料脆，一般用于机电和仪表工业，钎焊不受冲击载荷的铜和黄铜零件；3、BCu89SnP（HL208）：成分 P：6.80-7.50%，锡：5.0-6.0%，铜：余量。熔化温度620-660℃，该焊料熔点低，流动性好，可配合银钎剂钎焊铜、黄铜、青铜及低锌黄铜零件；4、BCu86SnP：成分 P：4.80-5.80%，锡：7.00-8.00%，镍：0.40-1.20%，铜：余量。熔化温度620-670℃，该焊料用途同上，镍的加入使脆性增大，但流动性提高，且焊缝光亮，一般用于铜及黄铜钎焊以上就是磷铜成分（磷铜焊料）更多关于磷铜成分请详见上海 有色金属 网&nbsp;

普通黄铜成分　　它是由铜和锌组成的合金。当含锌量小于 39% 时，锌能溶于铜内形成单相 a ，称单相黄铜 ，塑性好，适于冷热加压加工。当含锌量大于 39% 时，有 a 单相还有以铜锌为基的 b 固溶体，称双相黄铜， b 使塑性小而抗拉强度上升，只适于热压力加工 若继续增加锌的质量分数 ，则抗拉强度下降，无使用价值 。代号用&ldquo; H ＋数字&rdquo;表示， H 表示黄铜，数字表示铜的质量分数。 如 H68 表示含铜量为 68% ，含锌量为 32% ，的黄铜，铸造黄铜则在代号前&ldquo; Z &rdquo;字，如 ZH62&nbsp; 如 Zcuzn38 表示含锌量为 38% ，余量为铜的铸造黄铜。H90 、 H80 单相，金黄色，故有金色共称之，称为镀层，装饰品，奖章等。 H68 、 H59 属于双相黄铜，广泛用于电器上的结构件，如螺栓，螺母，垫圈、弹簧等。一般情况下，冷变形加工用单相黄铜 热变形加工用双相黄铜。特殊黄铜成分　　在普通黄铜中加入其它合金元素所组成的多元合金称为黄铜。常加入的元素有铅、锡、 铝等，相应地可称为铅黄铜 、锡黄铜、铝黄铜。加合金元素的目的。主要是提高抗拉强度改善工艺性&nbsp;&nbsp; 代号：为&ldquo; H ＋主加元素符号（除锌外）＋铜的质量分数＋主加元素质量分数＋其它元素质量分数&rdquo;表示。如： HPb59-1 表示铜的质量分数为 59% ，含主加元素铅的质量分数为 1% ，余量为锌的铅黄铜。我国最早用黄铜铸钱开始于明嘉靖年间。黄铜矿&ldquo;黄铜&rdquo;一词最早见于西汉东方朔所撰的《申异经&middot;中荒经》:&ldquo;西北有宫，黄铜为墙，题日地皇之宫。&rdquo; 这种&ldquo;黄铜&rdquo;指的是何种铜合金，待考。《新唐书&middot;食货志》又有&lsquo;青铜&rdquo;、&ldquo;黄铜&rdquo;的称谓，分别指矿石颜色和冶炼产品，并非现在的铜锡合金与铜锌合金。宋人洪咨夔撰《大冶赋》中又有&ldquo;其为黄铜也，坑有殊名，山多众朴&rdquo;，指的是火法炼制的纯铜。黄铜一词专指铜锌合金，则始于明代，其记载见于《明会典》:&ldquo;嘉靖中则例，通宝钱六百万文，合用二火黄铜四万七千二百七十二斤&hellip;&hellip;。&rdquo;通过对明代铜钱成分的分析，发现《明会典》中所说的铸钱种真正意义上的黄铜的出现较其它几种铜合金晚很多，这是因为黄铜中 金属 锌的获得比较困难。氧化锌在950℃一1000℃的高温下才能较快地被还原成 金属 锌，而液态锌在906℃时已经沸腾，所以还原得到的 金属 锌以蒸气状存在。在冷却时反应逆转，蒸气锌为炉中的二氧化碳再氧化成氧化锌，因此要得到 金属 锌必须有特殊的冷凝装置。这是 金属 锌的使用比铜、铅、锡、铁的使用晚得多的原因，也是黄铜铸币出现较晚的原因之一。但是，在姜寨仰韶文化遗址中曾出土有含锌量超过20%的黄铜片和黄铜管，山东胶县三里河龙山文化的地层中也曾出土两种黄铜锥。显而易见，这些黄铜器物的出现并不是说人们在史前就掌握了黄铜的冶炼技术，而是人们在利用铜锌共生矿时无意中获得的。商周时期铜器的含锌量都很低，一般在10-z数量级。西汉、新莽的钱中有板个别的铜锌甘金钱，其巾有的钱币中锌的含量达到7%，但是这并不能说明黄铜铸钱产生于西汉新莽之际。因为这些铜锌合金是极个别现象，其含锌量又普遍较真正意义上的黄铜含锌量15%一40%要小得多。所以我们认为这些含锌的铜钱是汉代在&ldquo;即山铸钱&rdquo;中使用铜锌共生矿时产生的。据对有关矿山进行调查后发现，山东的昌潍、烟台、临沂及湖北等地都有资源丰富的铜锌共生矿，这就使冶炼后的铜含有一小部分锌。到了唐代，由于铸钱材料的规范化，使所铸行的钱币中锌的含量均为恒量。

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。