微碳铬铁基本知识
2018-12-12 09:37:20
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
“JL”法冶炼微碳铬铁
2019-01-25 15:50:04
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。
铬铁冶炼过程
2019-03-07 09:03:45
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。
铬铁国家标准
2019-01-03 14:43:39
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
铬铁矿的概述
2019-02-18 10:47:01
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。
跳汰机回收铬铁渣工艺
2019-01-24 09:36:35
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。
铬铁矿(Chromite)
2019-01-21 10:39:10
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。
从铬铁渣中分离铬铁合金的选别工艺
2019-01-24 09:36:35
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。
铬铁矿选矿试验
2019-01-18 09:30:20
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。
铬铁比计算公式
2019-01-17 10:51:24
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
碳铬铁粉价格
