凉山区域稀土资源首要散布在冕宁县牦牛坪稀土矿区，其次在德昌稀土矿区。年处理原矿石15～20万吨，年产稀土精矿1万吨。 一、矿山及矿石性质 牦牛坪稀土矿是四川省地矿局109地质队于1985～1986年展开铅、锌矿点查看时，在普查工作中发现的。该矿床系碱性伟晶岩－方解石碳酸盐稀土矿床，稀土矿藏以氟碳铈矿为主，少数硅钛铈矿及氟碳钙铈矿，伴生矿藏首要为重晶石、萤石、铁、锰矿藏等，少数方铅矿。1994年矿区普查（含详查）地质陈述指出， C+D+E级储量为214. 6万吨（REO），工业储量100万吨。稀土均匀档次3.70 %，是一个大型稀土矿床，其稀土元素配分中铕、钇等中、重稀土较同类型矿山档次高。该矿床稀土矿藏中稀土元素配分见表1。 矿石从粒度上分为块矿和粉状矿，块矿的矿藏嵌布粒度粗，一般>1.0 mm，其间氟碳铈矿一般在1～5mm，粒度极粗，易磨，单体解离度好。粉状矿石是原岩风化的产品，风化比较完全，部分风化深度达300m，构成占矿石20%左右的黑色风化矿泥，它们是铁锰非晶质氧化物集合体。黑色风化物矿泥的粒度80%在－320目以下，含REO2 %～7%，含铕、钇较高。牦牛坪原矿石首要化学成分见表1。 表1  牦牛坪矿石首要化学成分表（%）二、矿石选矿工艺及技术指标 牦牛坪采出的矿石是块矿与粉状天然存在的混合矿石，其间的黑色矿泥影响稀土矿藏浮选，因而，在浮选前脱泥很重要。 因为该矿石易磨易选，在牦牛坪稀土矿发现初期（80年代晚期），稀土精矿商场看好，曾建有100多个小型采矿及选矿厂。 矿山被乱采乱挖，小选矿厂遍地开花。1995年经整理削减到39年选矿厂（到2000年头方案削减到20个），有代表性的选矿工艺流程有三种。 （一）单一重选工艺。原矿石磨矿至－200目62 %经水力分级箱分红四级 ，别离在刻槽矿泥摇床上分选，可得到含 REO30%、50%、60%三种氟碳铈矿精矿，重选总的作业回收率75%。 （二）磁选－重选联合工艺流程。含 REO3.2%的原矿石磨矿后经磁选（弱磁选、强磁选）得到含 REO5.64%的磁性产品，磁选作业回收率74.2%（产率42%），磁选粗精矿经水力分级箱分为4级 ，别离摇床重选，重选总精矿含 REO52.3 %，产率 3.56%，稀土回收率 55%左右。 （三）重选－浮选工艺流程。原矿石榜首段磨至－200目占50%，经水力分级箱分为四级，别离经摇床重选（脱除矿泥及部份轻比重脉石）得含 REO3 0 %的重选粗精矿，稀土回收率 74.50%。 该粗精矿再磨至－200目占70%，用碳酸钠、水玻璃、C5～9羟肟酸组合药剂浮选，经一粗、一扫、一精闭路流程浮选 ，取得含REO50%～60%的稀土精矿，稀土回收率 50%～60%，工艺流程见图1。图1  牦牛坪稀土矿重选—浮选工艺流程图 三种选矿工艺以重选—浮选工艺运用较多（如昌蓝稀土公司），作用较好，可是，稀土回收率都比较低。曾将重选粗精矿浮选药剂改为水玻璃、H2O5和磷二 1∶1混合运用的组合药剂在矿浆pH8～9条件下浮选，得到稀土精矿档次 69.09%，浮选作业回收率 89.82%，重选－浮选流程稀土回收率为 66.92%，选矿技术指标有了明显提高。

目前国内铁锡矿选矿的首要办法有重选、弱磁选、重选－絮凝－弱磁选、浮选、絮凝－电选等，一般选用阶段磨矿、阶段选别、弱磁选－摇床重选联合流程处理该类型矿石，能获得较好的选别目标。四川某铁选厂，矿石中除含铁外，一起伴生锡，硫等有价成分。选厂本来只要选程，矿石中的锡随尾矿进入尾矿库，形成资源糟蹋。因而，有必要加当选锡作业，最大极限地归纳收回该矿石中的有价元素，进步资源利用率。受该选厂托付，对该铁锡矿进行了选矿工艺研讨，以期为该矿的归纳开发利用供给技能根据。 一、矿石性质 矿石中的首要有价元素为锡、铁和硫。锡首要以锡石的方式存在，磁铁矿是首要的铁矿藏。脉石矿藏有石英、透闪石、蛇纹石、金云母、绿泥石等。 （一）原矿多元素分析。原矿多元素分析成果见表1。 从表1可见，矿石中SiO2含量为40.98%，归于高硅贫铁型含锡磁铁矿。有害元素硫、磷会对精矿质量形成影响，磷含量较低。 表1  原矿多元素化学分析成果    %（二）原矿藏相分析。原矿锡、铁物相分析成果别离见表2和表3。 表2  原矿锡物相分析成果   %表3  原矿铁物相分析成果    %（三）有价元素赋存状况及矿藏特征。磁铁矿是最首要的金属矿藏，以他形晶为主，粒径细，一般为0.02～0.15mm、最大0.25mm，最小在0.005mm以下。磁铁矿首要与硅酸盐矿藏互嵌，少数为星散状浸染于脉石矿藏间或粒中，与脉石嵌布严密。 赤铁矿数量少，结晶粒径0.02～0.05mm。首要伴生矿藏为石英，少数为透闪石、蛇纹石等。褐铁矿呈他形粒状或片状，前者告知黄铁矿而成，后者告知镜铁矿而成。黄铁矿呈他形粒状，粒径0.01～0.045mm。 锡首要是以锡石状况赋存于铁矿石和脉石矿藏中。首要共生矿藏为磁铁矿、透闪石、金云母、蛇纹石等；次有镁绿泥石、毒砂、黄铜矿、黄铁矿等。 二、选矿流程研讨 矿石中有收回利用价值的矿藏首要为磁铁矿和锡石，二者别离可以用磁选和重选办法收回。考虑到铁矿藏含量较高，且磁选设备处理才能比重选设备大，因而按先磁选后重选的实验流程进行实验。 （一）磁选实验 为充沛进步铁收回率，实验考虑选用两次弱磁选、强磁选流程。在磨矿细度条件实验中，选定一段磨矿细度－200目占65%，二段磨矿细度－200目占90%。在磁场强度条件实验中，弱磁选磁感应强度0.12T，强磁选磁感应强度1.24T（下同）。磁选流程和成果见图1。图1  磁选实验数质量流程 从图1可见，一次弱磁选铁精矿档次58.91%，收回率可达74.78%；一次强磁选铁精矿档次15.83%，二次强磁选铁精矿档次14.71%，均远低于原矿档次，关于本试样引进强磁选作业没有意义，后续优化实验选用两次弱磁选，二者尾矿进入重选系统选锡。 （二）重选实验 锡石性脆，在选矿过程中要避免过磨，避免锡在重选过程中丢失在尾矿中。因而在选别过程中宜遵从阶段磨矿、阶段选别流程，尽量做到能拿早拿、能丢早丢，经过多计划比较实验，终究选用一次摇床－中矿再磨－二次摇床的流程。重选实验要点调查了选锡二段磨矿的磨矿细度对选锡目标的影响。摇床中矿再磨细度别离取为－200目占85%、94%、98%，实验流程如图2所示，成果见表4。图2  弱磁选－摇床重选实验流程 表4  弱磁选－摇床实验成果    %从表4可见，磨矿细度－200目占85%时，锡的归纳收回率较低，锡在中矿中的占有率到达13.57%，阐明锡中矿含有很多的连生体，选锡二段磨矿细度不行；磨矿细度－200目占94%时，锡的归纳收回率较高，可达63.40%；磨矿细度－200目占98%时，锡在尾矿中的占有率为27.52%，阐明不能过度细磨，不然细粒锡石易丢失于尾矿中。 综上所述，实验选定选锡二段磨矿细度以－200目占90%～95%为宜。 （三）浮选脱硫实验 原矿中含有一定量的黄铁矿，因为黄铁矿密度较大，为4.9～5.2g/cm3，重选摇床作业时易在精矿端富集，为得到高质量的锡精矿，重选锡精矿经过反浮选脱硫，可得到合格锡精矿和硫精矿。浮选药剂准则：丁黄药200g/t，松醇油60g/t。 （四）全流程扩展实验 在上述实验室小型实验的基础上，选用工业摇床进行全流程扩展实验。选用阶段磨矿、阶段选别、弱磁选－一次摇床－中矿再磨－二次摇床－锡硫别离浮选的流程。实验数质量流程见图3。图3  全流程扩展实验数质量流程 从图3可见，全流程扩展实验可得到档次64.47%，收回率75.09%的铁精矿；档次31.07%，收回率62.94%的锡精矿；档次40.86%，收回率32.03%的硫精矿。 锡精矿多元素化学分析成果见表5。 表5  锡精矿多元素化学分析成果    %从表5可见，锡精矿档次及杂质含量达一类八级品标准。 三、定论 （一）矿石中磁铁矿占有率为74.14%，赤、褐铁矿含量甚少，只需弱磁选作业即可产出合格铁精矿。有用矿藏磁铁矿、锡石嵌布粒度细，选锡二段磨矿细度以－200目占90%～95%为宜。 （二）实验选用阶段磨矿、阶段选其他弱磁选－重选摇床－锡硫别离浮选联合工艺处理该矿石，可获得较好的选别目标，可得到档次64.47%，收回率75.09%的铁精矿；档次31.07%，收回率62.94%的锡精矿；档次40.86%，收回率32.03%的硫精矿。

 8月2日四川废锌价格市场行情,废锌价格,四川废锌价格8月2日四川废锌价格市场行情： 杂锌价格8600-8800元/吨，对比前一交易日价格持平

实验意图是经过对该矿氧化矿及原生矿进行选矿实验研讨,为矿山开发利用的可能性供给开始根据。    该金矿在成因上属美国卡林型金矿床，矿石成矿特征和矿石性质与卡林型金矿类似，属难选矿石类型。    矿石中首要矿藏为：白云石、方解石、毒砂、少数黄铁矿、褐铁矿、绿泥石、白云母、绢云母、微量黄铜矿、次生孔雀石等。    矿石中金首要赋存于碳酸盐缔造的隐晶细粒灰岩中，金以超显微、细涣散、充满状涣散在毒砂中和由毒砂氧化而成的褐铁矿中。毒砂和褐铁矿是原生矿石和氧化矿石中金的载体矿藏，其结晶颗粒非常微细，以超显微针状体包裹于碳酸盐矿藏中的毒砂粒径：0.001~0.005mm。    矿石结构结构简略，首要为微细粒浸染状结构，结晶极微细针状、粒状、针柱状、自行晶柱状毒砂组成，简直呈包裹体方式镶嵌于细粒碳酸盐矿藏中，70%以上难解离。2004年对原矿档次为8.64克/吨的氧化矿进行了化浸出实验，浸出订为87.5%；2006年对原矿档次为2.53克/吨的原生矿进行了浮选实验，金精矿档次31.44克/吨，金回收率80.56%。并对档次为0.53克/吨的浮选尾矿进行了化浸出讨论实验，作用不明显。

8月3日四川废锌价格市场行情,废锌价格,四川废锌价格8月3日四川废锌价格市场行情： 杂锌价格8600-8800元/吨，对比前一交易日价格持平

会理镍选矿厂原由北京有色冶金设计总院设计，采选规模500t/d，并有年产1200吨高冰镍的粗炼厂以及其它辅助生产设施，60年代初简易投产，服务年限10年。后因地质储量增加，原设计正直困难时期，厂房简陋，设备不配套。1964年由昆明冶金设计院进行填平补齐设计，65年底重新建成投产。采、选规模500t/d，服务年限保有14年。历史最好水平为1978年，平均处理量556t/d。原矿镍品位0.99%，铜品位0.49%。项目名称及规格台数最大处理量一、碎矿吨/台·时产品粒度 （mm）排矿口宽度 （mm）矿石密度粗碎PEF 600×900148～50－15080～85中碎PEF 400×600117～20－9065～70KCД900155～57－5015～18细碎OMДφ900134～36－1811～131.74二、磨矿分级吨/台·时给矿粒度 （mm）磨矿细度 －200目%一段圆锥形球磨机 Φ2400×120039.5～10－1845～50二段圆锥形球磨机 Φ2400×1200110～12－0.9260～65三、浮选米3/吨·日作业浓度 （%）给矿浓度 （mm）一次选别粗选5A60.013240～42－0.92精选5A20.004323～25二次选别粗选5A30.013232～34－0.272精选5A10.002229～31三次选别粗选5A60.013220～22－0.152精选5A20.004318～19扫选5A460.010618～19脱铜铜镍分离一次212～16二次18～12四、脱水吨/米2日给矿浓度 （%）排矿浓度滤并水分%精矿密度浓缩周边式传动 Φ15M10.3527～3060～703.4～3.6铜精矿沉淀池2过滤圆筒外滤式 （镍） 10米224.7950～6016.5～173.4～3.6圆筒外滤式 （铜） 10米2140～6013～14

四川龙蟒钛业有限责任公司由名列全球磷化工业前茅的四川龙蟒集团出资组成。    公司经过引入国外先进技术和关键设备，建成2万吨／年硫酸法金红石型钛设备，于2003年9月开车，出产R906、R966、R986、R996等高级通用级金红石型钛，R108、R109等专用级金红石型钛和水性钛白颜料浆RS6013、RS6018，广泛应用于涂料、塑料、油墨、造纸、橡胶等职业。    四川龙蟒铁业有限责任公司二期扩产供销工程将于2004年9月完结，到时产能将到达4万吨／年。

矿床位于攀枝花市。矿床属于岩浆晚期分异矿床。    矿床产于侵入震旦系上统大理岩中的海西期辉长岩体中,岩体长19,宽5,因受断裂切割分为朱家包包、兰家火山、尖包包、倒马坎、公山、纳拉箐6个区段。其岩浆液体分异和结晶分异的韵律层发育,岩体层状构造清楚,出露厚度700--2500m。自上而下可划分为5个岩带(含矿层)，9个含矿带：浅色细粒角闪辉长岩带，厚度500～1500m，无工业矿体。    上部含矿层，为层状中粒辉长岩带，有Ⅰ、Ⅱ两个矿带，厚度10～120m，含矿率为26%。    中部暗色层状中粒辉长岩带，Ⅲ矿带产于其中，厚度160～600m，含矿率10%～20%。    下部含矿层为主要勘探与开采对象。暗色流层状中粗粒辉长岩，厚度60～500m，有Ⅳ、Ⅴ、Ⅵ、Ⅶ、Ⅷ等5个含矿带，其中Ⅵ、Ⅷ两个矿带中的主矿体厚度各为60m，含矿率60%～78%。    底部边缘带，为暗色细粒辉长岩，Ⅸ矿带产于其中，厚度0～40m，含矿率52%。    每个韵律层自下而上其基性程度降低，含矿层(体)分别赋存在各分异次级韵律层的下部，矿体也是层状岩体的组成部分。分异作用愈彻底，含矿组分就愈富集。    各矿体形态与层状辉长岩韵律构造多保持一致，其总体走向为北东20°～40°，倾向北西，倾角30°～60°。     金属矿物主要是含钒、钛磁铁矿(由钛铁矿、钛铁晶石、磁铁矿、镁铝尖晶石组成的复合矿物)、粒状钛铁矿及少量磁黄铁矿、黄铜矿、黄铁矿、镍黄铁矿。脉石矿物以普通辉石、拉长石为主，有时见透闪石、绿泥石、蛇纹石、绢云母等。    矿石结构以嵌晶、海绵陨铁、粒状镶嵌结构为主，交代结构次之。矿石构造以稠密浸染状、致密块状为主，稀疏浸染状、条带状、星散浸染状次之。    该矿累计探明铁矿石储量(A+B+C+D级)8.98亿t，其中A+B+C级7.02亿t；TiO２ 5462万t；V2O5 274万t。矿石平均品位：TFe 33%，TiO2 11.7%，V2O5 0.3%，并伴生：Cr2O3 0.13%，Cu 0.04%，Co 0.02%，Ni 0.018%。    攀枝花铁矿的朱家包包、兰家火山、尖包包3个区段已建成年产矿石1350万t大型露天矿山。

昨日在北京举行的四川灾后重建及经济社会发展新闻发布会称，预计历时3年的恢复重建需要大量钢材、水泥和墙体材料，这将为建材企业尤其是四川省内的建材企业提供商机。   省内企业基本满足重建钢铁需求   四川省经委副主任张玉山昨天表示，四川已制定了建材的生产能力规划，对灾后恢复重建需要的钢材、水泥和墙体材料等主要建材进行了预测。据初步预测，3年恢复重建所需的主要建筑材料中，钢材需要3700万吨，水泥需要3.7亿吨，墙体材料需要2100万亿块标准砖。   四川省副省长黄彦蓉透露，目前四川正在组织建材企业优先复产，帮助企业增加技改投入，提高建材自给能力，并协调省外企业尽最大可能地增加供应。这意味着灾后重建所需的建材主要由四川省内企业优先供应。   据2007年的统计数据，2007年四川的建筑钢材生产能力为1600万吨，实际产量是1589万吨；水泥生产企业412户，生产能力7700万吨，实际生产6214万吨；墙体材料生产企业1500多家，产能为310亿块标准砖，实际生产220亿块。   按照上述规划，四川每年需要1200万吨钢材、1.2亿吨水泥和700万亿标准砖，省内钢铁企业基本可满足恢复重建的需求，而水泥和标准砖方面的缺口则给了外省企业机会。   目前，四川省内有攀枝花钢铁、水钢集团等较大的钢铁企业，还拥有四川金顶和四川双马两大水泥企业。张玉山昨天透露，省内水泥企业的生产能力迄今已达到了灾前的87%的生产能力，今年年内可全部恢复产能，同时，钢材的生产能力也已基本恢复，还有70多条新型干法水泥生产线和90多种新型墙体材料将陆续投产。此外，四川省政府对建材生产企业和技术改造项目实施财政贴息，最近已拿出1亿元对其进行了导向贴息。   对全国钢价影响有限   黄彦蓉昨天表示，灾后恢复重建的规模是巨大的，灾后重建投资达上万亿元，催生了大量投资机会，而产业结构的调整和升级带来的投资前景是前所未有的。   不过，分析人士指出，由于灾区恢复重建的建材需求量只占全国的很少一部分，因此在全国范围内对建材价格的影响不会很大。   业内人士指出，灾后恢复重建对2008年钢材市场的需求会起到一定的拉动作用，但按我国2007年产粗钢量4.9亿吨计算，这一需求所占比例还不到3%。不过，由于灾区所需的钢材绝大部分集中在建筑用钢上，因此以生产建筑用钢为主的钢企将成为灾后恢复重建的最大受益方。2008年，此类上市公司的盈利应被看好。   事实上，汶川地震发生后不久，水钢集团就决定对其在受地震影响较严重的成都、重庆等地所售钢材的进货价格不予上涨。随后，西南地区的大部分钢厂也联合响应，要求销售公司和各经销商在成渝两地所售钢材均不涨价，以配合灾后恢复重建。   黄彦蓉昨天还透露，截至8月12日，四川规模以上受灾工业企业已有93.4%恢复生产；农业继续保持良好发展态势，在大灾之年小春仍略有增产；灾区商业网点过渡性恢复已达92%以上；6月15日已全面恢复13个市（州）的旅游市场和成都市等4个市（州）的部分旅游市场。   四川方面还提出，在农村，力争用1年半时间全面完成因灾倒塌和严重损毁农房的重建；在城镇，力争用两年半时间全面完成灾区城镇住房恢复重建工作。.

鲕状赤、褐铁矿石是目前公认的最难选的铁矿石。随着我国可利用的铁矿资源逐渐减少，研究鲕状赤、褐铁矿石的高效选矿技术已凸显重要性和紧迫性。四川某铁矿矿石储量大，原矿含铁38%左右，铁矿物主要以鲕状赤、褐铁矿形式存在，有害杂质磷含量达0.654%，属高磷鲕状赤褐铁矿石，且磷矿物与铁矿物相互浸染，嵌布粒度极细。昆明理工大学通过大量试验，对该矿石采用还原焙烧—弱磁选—反浮选工艺，获得了较好的选别指标。       一、矿石性质       试验矿样中铁矿物主要为赤铁矿和褐铁矿，有少量磁铁矿；脉石矿物主要为方解石、绿泥石、石英等，并含有磷灰石。试样的光谱分析、化学多元素分析和铁物相分析结果见表1～表3。   表1  试样光谱分析结果               %元素AgAlBBaBeBi含量0.00011＜0.0010.04＜0.001＜0.001元素CaCdCoCrCuFe含量1＜0.0010.0040.0030.008＞10元素GaGeMgMnMoNi含量0.002＜0.0010.50.20.0040.01元素PPbSbSiSnTi含量0.30.006＜0.01＞100.0030.03元素VWZnInTaNb含量0.01＜0.0030.02＜0.01＜0.005＜0.01   表2  试样化学多元素分析结果             %元素FeSPSiO2Al2O3CaOAs含量38.300.0280.65415.875.161.60＜0.0001   表3  试样铁物相分析结果                 %铁物相磁铁矿赤褐铁矿碳酸铁硅酸铁硫化铁合计铁含量4.0730.221.022.690.1338.13铁分布率10.6779.262.687.050.34100.00       由铁物相分析结果可以看出，矿样中的铁主要以赤褐铁矿形式存在，赤褐铁矿中铁的分布率达79.26%。       工艺矿物学研究表明：赤铁矿以集合体的形式产出，其单位粒度细级，一般在0.004mm以下。褐（针）铁矿主要以胶结物的形式分布于鲕粒之间，磁铁矿也嵌布于绿泥石较多的鲕粒中。绿泥石一部分与鳞片状的赤铁矿相互呈浸染状分布，一部分呈同心圈层状与赤铁矿圈层构成鲕粒。石英有两种类型，一种是以碎屑的形式产出，分布于鲕粒间，常被褐铁矿、赤铁矿包裹；另一种为后生石英，常呈脉状产出，彼此以缝合线状接触。磷灰石是矿石中有害元素磷的主要存在形式，主要呈粒状、它形粒状分布于赤铁矿和褐铁矿的胶结物中及赤铁矿鲕粒的核部，粒度一般在0.005～0.2mm。       二、试验方案       对试验矿样进行了强磁选、直接浮选、强磁选脱泥—正浮选、强磁选脱泥—反浮选等方案的大量探索性试验，但由于矿石性质所决定，选别效果都不好，精矿中磷的含量也不能降到0.3%以下。为此，决定采用还原焙烧—弱磁选—反浮选工艺处理该矿石，即先通过还原焙烧将赤褐铁矿还原为磁铁矿，然后通过弱磁选选出铁品位较高的铁精矿，最后再用反浮选将精矿中的磷降到0.3%以下。       三、还原焙烧试验       （一）焙烧温度试验       以粒度为－1mm、用量为5%的焦炭为还原剂，将破碎到－3mm的原矿分别在900、950、1000、1050℃下还原焙烧15min，然后磨至－300目占95%，在71.62kA/m磁场强度下进行弱磁选，结果见图1。图1  焙烧温度试验结果 ■—铁品位；◆—铁回收率       由图1可以看出：焙烧温度太低时，还原不够充分，铁精矿的品位和回收率都较低；而焙烧温度太高又会引起过还原，同样影响铁精矿的品位和回收率；当焙烧温度为1000℃时，铁精矿的品位和回收率均达到最高。因此，确定焙烧温度为1000℃。       （二）还原剂用量试验       将破碎到－3mm的原矿分别添加粒度为－1mm，用量为3%、5%、8%、10%的焦炭，在1000℃下还原焙烧15min，然后磨至－300目占95%，在71.62kA/m磁场强度下进行弱磁选，结果见图2。图2  还原剂用量试验结果 ■—铁品位；◆—铁回收率       由图2可以看出，还原剂焦炭的用量以5%为宜，此时焙烧矿的磁选指标最好。       （三）焙烧时间试验       将破碎到－3mm的原矿添加粒度为－1mm、用量为5%的焦炭，在1000℃下分别还原焙烧5、7.5、10、12.5、15min，然后磨至－300目占95%，在71.62kA/m磁场强度下进行弱磁选，结果见图3。图3  焙烧时间试验结果 ■—铁品位；◆—铁回收率       由图3可以看出，焙烧时间为15min时，焙烧效果最好，磁选精矿的铁品位和回收率均达到最高，因此确定焙烧时间为15min。       （四）还原剂粒度试验       将破碎到－3mm的原矿添加用量为5%，粒度分别为＋3mm、－3＋2mm、－2＋1mm、－1mm的焦炭，在1000℃下还原焙烧15min，然后磨至－300目占95%，在71.62kA/m磁场强度下进行弱磁选，结果见表4。   表4  还原剂粒度试验结果还原剂粒度/mm产品产率/%铁品位/%铁回收率/%＋3精矿 尾矿 原矿47.45 52.55 100.0056.37 21.66 38.1370.15 29.85 100.00－3＋2精矿 尾矿 原矿47.55 52.45 100.0057.83 20.27 38.1372.12 27.88 100.00－2＋1精矿 尾矿 原矿48.01 51.99 100.0058.93 18.92 38.1374.19 25.81 100.00－1精矿 尾矿 原矿48.36 51.64 100.0060.85 16.85 38.1377.18 22.82 100.00       由表4可以看出，在磁化焙烧的温度、时间和还原剂用量相同的情况下，还原剂焦炭的粒度越细，焙烧矿的磁选效果越好。这是由于细粒还原剂表面积大，与矿物接触充分，因而还原反应较为完全。但如果还原剂粒度太细，在工业上会加大加工成本。因此，确定还原剂焦炭的粒度为－1mm。       （五）焙烧矿铁物相分析       对在上述适宜还原焙烧条件下获得的焙烧矿进行铁物相分析，结果见表5。   表5  焙烧矿铁物相分析结果              %铁物相磁铁矿赤褐铁矿碳酸铁硅酸铁硫化铁合计铁含量33.904.710.382.760.1141.86铁分布率80.9911.250.916.590.26100.00       由表5可以看出，将原矿破碎到－3mm，添加用量为5%、粒度为－1mm的焦炭，在1000℃下焙烧15min，可使矿石中磁性铁的分布率由10.67%提高到80.99%，还原效果比较理想。       四、弱磁选试验       （一）磁场强度试验       将破碎到－3mm的原矿添加用量为5%、粒度为－1mm的焦炭，在1000℃下焙烧15min，然后磨至－300目占95%，分别在55.70、71.62、111.41、143.24kA/m磁场强度下进行弱磁选，结果见表6。   表6  弱磁选磁场强度试验结果磁场强度/（kA/m）产品产率/%铁品位/%铁回收率/%55.70精矿 尾矿 原矿30.93 69.07 100.0061.51 27.66 38.1349.89 50.11 100.0071.62精矿 尾矿 原矿48.36 51.64 100.0060.85 16.85 38.1377.18 22.82 100.00111.41精矿 尾矿 原矿51.86 48.14 100.0059.03 15.61 38.1380.29 19.71 100.00143.24精矿 尾矿 原矿53.64 46.36 100.0057.79 15.38 38.1381.30 18.70 100.00       由表6可以看出，弱磁选磁场强度宜为71.62kA/m，磁场强度太高时精矿铁品位达不到60%，磁场强度太低则精矿铁回收率达不到50%。       （二）磨矿细度试验       将破碎到－3mm的原矿添加用量为5%、粒度为－1mm的焦炭，在1000℃下焙烧15min，然后分别磨至－200目、－300目、－400目、－500目占95%，在71.62kA/m磁场强度下进行弱磁选，结果见表7。   表7  弱磁选磨矿细度试验结果               %磨矿细度产品产率铁品位铁回收率－200目95精矿 尾矿 原矿53.45 46.55 100.0057.23 16.19 38.1380.23 19.77 100.00－300目95精矿 尾矿 原矿48.36 51.64 100.0060.85 16.85 38.1377.18 22.82 100.00－400目95精矿 尾矿 原矿34.52 65.48 100.0061.60 25.76 38.1355.77 44.23 100.00－500目95精矿 尾矿 原矿31.14 68.86 100.0061.52 27.55 38.1350.24 49.76 100.00       由表7可以看出，磨矿细度越细，铁矿物单体解离越充分，铁矿铁品位越高，但磨矿细度太细导致磁选时铁的损失严重。根据试验结果，确定适宜的磨矿细度－300目占95%。       （三）弱磁选流程试验       以上试验表明，焙烧矿直接磨至－300目占95%后进行弱磁选，虽然可以获得铁品位在60%以上的铁精矿，但铁的回收率较低，若再对铁精矿进行反浮选降磷，则铁的回收率将进一步下降。为此，决定对焙烧矿进行阶段磨选，即先在较粗的磨矿细度下通过弱磁粗选抛弃一部分尾矿，然后对粗选精矿进行再磨精选，以降低细磨矿量，减少泥化对铁回收率的影响。试验流程及条件见图4，试验结果见表8。图4  焙烧—弱磁选试验流程及条件   表8  焙烧—弱磁选试验结果             %产品产率品位回收率FePFeP精矿 尾矿 原矿50.14 49.86 100.0060.13 16.01 38.130.496 0.713 0.60479.06 20.94 100.0041.23 58.77 100.00       由表8可以看出，采取阶段磨矿、阶段弱磁选措施后，铁回收率得到了提高，同时保证了精矿铁品位在60%以上，但精矿中磷含量为0.496%，不符合冶炼要求，须通过反浮选将磷降至0.3%以下。       五、反浮选降磷试验       以碳酸钠为pH调整剂、淀粉为铁矿物的抑制剂、PB为磷矿物的捕收剂、2#油为起泡剂，对弱磁选精矿进行一粗一精反浮选（见图5），结果使精矿中的磷含量降到了0.225%（见表9）。图5  反浮选降磷试验流程及条件   表9  反浮选降磷试验结果               %产品产率品位回收率FePFeP精矿 尾矿 原矿90.81 9.19 100.0060.92 52.34 60.130.225 3.178 0.49692.00 8.00 100.0041.13 58.87 100.00       六、全流程试验结果       还原焙烧—弱磁选—反浮选试验全流程及试验条件见图6，最终试验结果见表10。图6  还原焙烧—弱磁选—反浮选试验流程及条件   表10  全流程试验结果                 %产品产率品位回收率FePFeP精矿 尾矿 原矿45.53 54.47 100.0060.92 19.08 38.130.225 0.921 0.60472.74 27.26 100.0016.96 83.04 100.00       表10表明，采用还原焙烧—弱磁选—反浮选工艺处理四川某高磷鲕状赤褐铁矿石，可以得到铁品位为60.92%、含磷量为0.225%的合格铁精矿，并使铁回收率达到72.74%。       七、结论       （一）四川某铁矿石铁矿物主要以鲕状赤、褐铁矿形式存在，磷含量达0.604%，属于高磷鲕状难选铁矿石，采用常规机械选矿方法难以获得合格铁精矿。       （二）本研究通过大量试验，确定用还原焙烧—弱磁选—反浮选工艺流程处理该矿石，获得了精矿铁品位60.92%、磷含量0.225%、铁回收率72.74%的较好选别指标，为该矿石的开发利用打下了基础。

四川某铅锌矿为一中型矿山厂商，选矿厂处理才能为1000t/d，产出硫化铅精矿和硫化锌精矿。矿石中锌的首要矿藏为闪锌矿、菱锌矿、异极矿和硅锌矿等。原矿锌氧化率为12%～15%。该矿选矿厂排出的尾矿中锌档次一般在2%左右，其间90%为氧化锌。选矿厂每天排放的尾矿量约800 t，每年排人尾矿库中的量约为24万t左右，丢失的氧化锌金属量约为4300t。现堆弃于尾矿库中的锌金属估量有10万t。无疑这是一笔可观的可利用资源，从中收回氧化锌对其资源的归纳利用具有重要的现实意义。 关于该尾矿中的氧化锌，因档次低、含泥高、选矿难度大、出产本钱高级要素，长期以来其选矿技能和经济方面的问题没得到有用处理，而无法收回。尽管选矿作业者曾进行了许多的研讨，但仍未取得突破性发展。针对该难题，通过翔实的选矿工艺流程研讨，选用螺旋溜槽脱泥、摇床富集、浮选的联合工艺流程取得了成功，取得了氧化锌精矿档次33%、浮选收回率86%的较好目标。 一、尾矿性质 （一）光谱分析、首要化学成分分析及锌物相分析 尾矿光谱分析成果见表1，首要化学成分分析成果见表2，锌物相分析成果见表3。 表1  尾矿光谱分析成果表2  尾矿首要化学成分分析成果表3  尾矿锌物相分析成果（二）尾矿矿藏组成及特性 尾矿中首要金属矿藏有菱锌矿、硅锌矿、异极矿、白铅矿、方铅矿、闪锌矿、褐铁矿、磁铁矿、菱铁矿、黄铁矿、金红石等;脉石矿藏首要有石英、白云石、方解石、绢云母、绿泥石、蛇纹石等。尾矿含铅0.36%，锌2.13%。锌氧化率为90.7% 氧化锌矿藏嵌镶联系杂乱，为细、微粒不均匀嵌布，且均呈他形粒状独自或彼此亲近连晶嵌布于脉石中。 矿石中菱锌矿沿闪锌矿的边际和裂隙进行告知，常见菱锌矿中有许多告知剩余的微细闪锌矿。有时见白铅矿呈方铅矿的假象与硅锌矿或菱锌矿连晶嵌布在白云石中。菱锌矿呈粒状、脉状嵌布于脉石中，其粒度为0.15～0.005mm。硅锌矿、异极矿常与白铅矿一同嵌布在白云石中，其粒度为0.02～0.006mm。白铅矿粒度为5～8μm 。 （三）尾矿粒度分析 尾矿粒度散布曲线见图1，从尾矿的粒级散布可见，－5μm粒级的产率占29.11%，锌金属散布率为23.7%。－20μm 粒级的产率占55.41%，锌金属散布率为48.06%。由此可见，该尾矿中含泥量较高，而且锌金属在其间的占有率也较高，这对氧化锌的收回率会有较大影响。图1   尾矿粒级散布曲线 1－累计产率；2－锌累计散布率 尾矿的化学组成分析和矿藏组成标明，该尾矿为一含锌档次低、锌氧化率高、金属和脉石矿藏品种繁复、嵌布杂乱、连生亲近、粒度散布不均的矿石。粒级散布成果标明，尾矿不光含泥量较高，且矿泥中的锌金属散布率也较高。 二、选矿工艺研讨 关于氧化锌的收回，有必要操控矿泥。国内外的很多研讨标明，矿泥会按捺锌矿藏的可浮性，导致浮选药剂的用量急剧添加。因而从尾矿中收回氧化锌首要须处理脱泥问题，其次是处理因含锌档次低而使选矿本钱高于产出的精矿价值而无经济效益的难题。依据该尾矿的特性，选用重选一浮选联合流程进行从尾矿中收回氧化锌的实验研讨。 （一）重选工艺实验 从尾矿的粒度特性可知，该尾矿粒度较细，－20μm粒级的产率占55.4%，锌金属量占48%。在氧化锌的浮选过程中，矿泥对其影响较为严峻。探究实验成果标明，对该尾矿的浮选，当给矿中－20μm粒级占有15%时，就会严峻影响和搅扰氧化锌的浮选。因而，应首要脱去这部分矿泥，为氧化锌浮选发明一个杰出的条件。 1、脱泥实验 螺旋溜槽和脱泥斗是较好的脱泥设备，具有结构简略、作业牢靠、保护简略、占地面积小、单位处理量高、不耗动力等长处，缺陷是分级功率较低，富集比小。本研讨进行了螺旋溜槽和脱泥斗比照实验(成果见表4)。实验成果标明，螺旋溜槽的脱泥作用好于脱泥斗，螺旋溜槽不光脱除了很多的矿泥，而且锌还稍有所富集。 表4  螺旋溜槽、脱泥斗脱泥实验成果从螺 旋 溜 槽所取得的粗精矿来看，选用单一的螺旋溜槽还不能满意浮选的需求，首要是含锌档次较低(仅为2.3%)，假如直接浮选本钱较高，因而将螺旋粗精矿再进行摇床富集，以取得档次更高的氧化锌粗精矿。摇床的首要缺陷是占地面积大，处理才能低，但经螺旋溜槽很多抛尾后，已将这一不利条件降到较低程度。集成螺旋溜槽和摇床两大设备的长处，对尾矿进行预处理是较为切实可行的。 关于摇床的选别，一是期望摇床精矿的锌收回率尽可能高，二是其精矿档次也尽可能高，使后续浮选体系的技能经济目标较佳，但这在出产实践中是难以实现的。因而摇床的选别有一个较佳精矿产率的断定问题。为了断定摇床精矿的经济产率，将产出的不同摇床精矿在相同的浮选条件下进行浮选实验，研讨浮选产出的氧化锌精矿的产率、档次和收回率与摇床精矿产率的对应联系，以便较精确地断定摇床精矿的经济产率。摇床实验和浮选实验成果别离列人表5和表6中。 表5   摇床实验成果表6  摇床精矿浮选探究实验成果从表 5的 摇床实验成果可知，摇床精矿产率为49.36%和36.34%时，锌档次为3.49%和4.66%，此刻收回尊井目差不大，为74%左右;而当摇床精矿产率减至26.47%时，锌精矿档次进步到5.7%，收回率下降8%～9%。从表6的三种不同档次摇床精矿的浮选实验成果可看出，不同锌档次的摇床精矿浮选对浮选精矿的档次影响不大，但对产率和收回率有较大影响，当摇床精矿(浮选给矿)的档次逐步进步时，浮选粗精矿的产率和收回率对浮选作业是上升的，而对原矿却是下降的。从第3组数据看出，给矿档次较高时，浮选粗精矿对原矿的产率和收回率均较低。也就是说，摇床精矿的档次并不是越高越好，应有一个合理的档次而对应的经济产率。既要考虑尽可能进步摇床精矿的档次，削减浮选的处理量，下降浮选本钱，又有必要考虑尽可能地进步浮选对原矿的收回率，最大极限地从尾矿中收回氧化锌。 通过重复实验以及技能和经济目标比较标明，摇床精矿挑选锌档次在4.6%左右、精矿产率为16%左右时较为适宜，此刻氧化锌收回的归纳目标较高。 2、螺旋溜槽－摇床组合工艺实验 尾矿经螺旋溜槽一摇床组合重选流程的选别成果列人表7中，流程如图2所示。从表7成果可见，依照实验断定的摇床经济产率截取矿量，取得摇床精矿锌档次4.63%、收回率73.41%的选别目标，这为从尾矿中收回氧化锌的后续浮选工艺发明了较好条件。 表7  螺旋溜槽－摇床组合工艺实验成果图2  螺旋溜槽－摇床选矿工艺流程 （二）浮选工艺实验 氧化锌浮选部分的实验以摇床精矿为给矿进行各条件实验。 1、+碳酸钠用量实验 实验先进行了与碳酸钠份额的探究实验，成果标明与碳酸钠份额为4∶1较好。按此份额进行了用量实验，其流程见图3，实验成果见图4。成果标明，跟着+碳酸钠用量的添加锌收回率快速进步，当+碳酸钠总用量到达5.0 kg/t时，收回率较高，持续增大其用量锌档次和收回率下降。+碳酸钠总用量粗选3200+800 g/t，扫选800+200 g/t时较好。图3  氧化锌浮选条件实验流程图4  Na2S+Na2CO3( 4∶1)用量实验成果 1－锌档次 ；2－锌收回率 2、水玻璃用量实验 尾矿的物质组成研讨成果标明，尾矿中的脉石矿藏首要为石英、力解石、白云石、绢云母、绿泥石及蛇纹石等。尽管尾矿已通过螺旋溜槽+摇床组合工艺选别，但其粗精矿中的杂质含量仍较高，其间SiO2 38.76%, CaO 11.91%，MgO 12.33%，Al2O3 8.15%，Fe2O3 4.15%。因而选用水玻璃按捺脉石矿藏对进步氧化锌精矿的档次是有利的。水玻璃用量实验准则流程见图3，实验成果见图5。从成果可知，水玻璃用量为300 g/t时，其选别目标较佳。图5  水玻璃用量实验成果 1－锌档次；2－锌收回率 3、捕收剂E－3用量实验 E－3用 量 实验准则流程见图3，实验成果见图6。成果标明，跟着E－3用量的添加锌收回率添加，当粗扫选算计用量为240g/t时目标较佳。图6  E－3用里实验成果 1－锌档次；2－锌收回率 4、浮选工艺流程开路实验 在进行了粗扫选调整剂、捕收剂用量实验基础上，进行了精选实验。实验成果标明，精选两次即可，并在精选Ⅱ补加少量捕收剂较好。浮选的开路实验流程见图7，成果见表8。从实验成果可知，选用本实验条件，开路实验取得了锌档次34.64%,浮选收回率82.44%的氧化锌精矿目标。图7  从尾矿中收回氧化锌开路浮选实验流程 表8  浮选开路实验成果（三）重选－浮选工艺全流程闭路实验 为进一步验证上述选矿工艺研讨成果，将重选和浮选工艺联合进行了全流程闭路实验。其实验流程如图8所示，实验成果列人表9。成果标明，重选一浮选联合工艺流程疏通、适用，摇床取得的精矿档次为4.59%，经浮选取得了锌档次33.35%，浮选收回率85.99%、对给矿(尾矿)收回率30.82%的氧化锌精矿目标。图8  重选－浮选联合选矿工艺闭路流程 表9  重选－ 选联合工艺流程闭路实验成果三、结语 （一）四川某铅锌矿尾矿经光谱分析、化学多元素分析、锌物相分析、尾矿矿藏组成及有关特性分析成果标明，该尾矿中锌档次为2.13%，其间90%为氧化锌，首要氧化矿藏为碳酸锌，约占85%，硅酸锌及其它为5.5%。该尾矿的首要特征为含泥量高，脉石量大，锌档次低。粒度分析成果标明，－20μm粒级的产率占55%左右，锌金属的散布率为48%左右。 （二）本研讨针对该尾矿的特性，选用螺旋溜槽脱泥、摇床富集、浮选的重选一浮选联合工艺流程较好地处理了从硫化铅锌尾矿中收回氧化锌矿的难题 。 闭路实验取得锌档次33.35%、浮选收回率58.99%的较好氧化锌精矿目标。该研讨对铅锌尾矿资源的归纳利用具有较重要的现实意义。

一、四川攀枝花密地选矿厂       四川攀枝花密地选矿厂每年可处理钒钛磁铁矿1350万t，年产钒钛铁精矿588.3万t。磁选尾矿中还含有有价元素Fe13.82%、TiO28.63%、S0.609%、Co0.016%.为了综合回收利用磁选尾矿中的钛铁和硫钴，又采用粗选——包括隔渣筛分、水力分级、重选、浮选、弱磁选、脱水过滤等作业；还有精选——包括干燥分级、粗粒电选、细粒电选、包装等作业处理加工磁选尾矿。每年可获得钛精矿（TiO246%～48%）5万t，以及副产品硫钴精矿（硫品位30%，钴品位0.306%）6400t。       二、莱芜矽卡岩型铁矿       莱芜矽卡岩型铁矿的磁选尾矿含有金、铜钴等有价金属，经重－浮联合流程再选，获得金和铜的精矿，年处理铁尾矿22万t，获利137.56万元。

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，铬铁矿用来制作铬砖、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，还可制作催化剂和触媒剂等。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。   一、矿藏质料特色 铬具有亲氧性和亲铁性，以亲氧性较强，只要在复原和硫的逸度较高的情况下才显现亲硫性。在内生效果条件下铬一般呈三价。六次酸位的Ｃｒ３＋和Ａｌ３＋Ｆｅ３＋的离子半径相挨近，故它们之间能够呈广泛的类质同象。此外，可与铬类质同象替代的元素还有Ｍｎ、Ｍｇ、Ｎｉ、Ｃｏ、Ｚｎ等，所以在镁铁硅酸盐矿藏和副矿藏中有铬的广泛散布。在表生带激烈氧化条件下（碱性介质），Ｃｒ３＋氧化成Ｃｒ６＋方式的铬酸根离子，使不活动的铬离子变成易溶的铬阴离子发作搬迁。遇极化性很强的离子（如Ｃｕ、Ｐｂ等），则构成难溶的铬酸性矿藏。在自然界中现在已发现的含铬矿藏约有５０余种，别离归于氧化物类、铬酸盐类和硅酸盐类。此外还有少数氢氧化物、盐、氮化物和硫化物。其间氮化铬和硫化铬矿藏只见于陨石中。具有工业价值的铬矿藏都归于铬尖晶石类矿藏，它们的化学通式为（Ｍｇ、Ｆｅ２＋）（Ｃｒ、Ａｌ、Ｆｅ３＋）２Ｏ４或（Ｍｇ、Ｆｅ２＋）Ｏ（Ｃｒ、Ａｌ、Ｆｅ３＋）２Ｏ３，其Ｃｒ２Ｏ３含量为１８％～６２％。有工业价值的铬矿藏，其Ｃｒ２Ｏ３含量一般都在３０％以上，其间常见的是： １.铬铁矿 化学成分为（Ｍｇ、Ｆｅ）Ｃｒ２Ｏ４，介于亚铁铬铁矿（ＦｅＣｒ２Ｏ４，含ＦｅＯ３２.０９％、Ｃｒ２Ｏ３ ６７.９１）与镁铬铁矿（ＭｇＣｒ２Ｏ４，含ＭｇＯ２０.９６％、Ｃｒ２Ｏ３ ７９.０４％）之间，一般有人将亚铁铬铁矿和镁铬铁矿也都称为铬铁矿。铬铁矿为等轴晶系，晶体呈细微的八面体，一般呈粒状和细密块状集合体，色彩黑色，条痕褐色，半金属光泽，硬度５.５，比重４.２～４.８，具弱磁性。铬铁矿是岩浆成因矿藏，产于超基性岩中，当含矿岩石遭受风化损坏后，铬铁矿常转入砂矿中。铬铁矿是炼铬的最首要的矿藏质料，富含铁的残次矿石可作高档耐火材料。 ２.富铬类晶石 又称铬铁尖晶石或铝铬铁矿。化学成分为Ｆｅ（Ｃｒ，Ａｌ）２Ｏ４，含Ｃｒ２Ｏ３ ３２％～３８％。其形状、物理性质、成因、产状及用处与铬铁矿相同。 ３.硬铬尖晶石 化学成分为（Ｍｇ、Ｆｅ）（Ｃｒ、Ａｌ）２Ｏ４，含Ｃｒ２Ｏ３ ３２％～５０％。其形状、物理性质、成因、产状及用处也与铬铁矿相同。   二、用处与技能经济指标 铬铁矿石按工业用处划分为冶金级、化工级、耐火级和铸石级。 １.冶金级铬矿石的工业要求 冶金级铬矿石首要用于冶炼各种铬铁合金。用来冶炼铬铁合金的铬矿石又按不同的冶炼用处分为４个等第（表3.4.1）。除了上述成分要求外，用于高炉冶炼碳素铬铁的块度要求为４０～７５ｍｍ，电炉冶炼碳素铬铁的块度为４０～５０ｍｍ。冶金级铬铁矿石还可用来冶炼金属铬，现在我国冶炼金属铬的办法有火法和湿法两种。选用湿法冶炼金属铬要求：铬矿石或精矿含Ｃｒ２Ｏ３≥３８％、Ｃｒ２Ｏ３／ＦｅＯ＞２、ＳｉＯ２＜１２％、Ａｌ２Ｏ３＜１０％，此外矿石粒度小于１８０意图应占８０％以上。 ２.耐火级铬矿石的工业要求 在耐火材料工业中，铬矿石首要用来制作镁铬砖、铬砖和铬铝砖等。用于出产耐火材料的铬矿石分为两个等第。一级品用作天然耐火材料，质量要求：Ｃｒ２Ｏ３≥３５％、ＳｉＯ２≤８％、ＣａＯ≤２％。二级品用作出产铬砖、铬镁砖，质量要求：Ｃｒ２Ｏ３≥３０％～３２％、ＳｉＯ２≤１１％、ＣａＯ≤３％。以上两个等第，矿石块度都要求在５０～３００ｍｍ之间，并且矿石中不允许有大于５～８ｍｍ的夹石。 ３.化工级铬矿石的工业要求 在化学工业上，铬矿石首要用来出产重铬酸盐（铬盐），再用它作质料出产其他铬化合物产品。铬盐用铬矿石工业要求：Ｃｒ２Ｏ３≥３０％、Ｃｒ２Ｏ３／ＦｅＯ≥２～２.５，ＳｉＯ２少数。 ４.铸石级铬矿石的工业要求 用以出产辉绿岩铸石的铬矿石，其质量要求：Ｃｒ２Ｏ３≥１０％～２０％，ＳｉＯ２≤１０％。   三、矿业简史 铬元素是法国化学家福克林（Ｌ.Ｎ.Ｖａｕｑｕｌｉｎ）于１７９８年发现的。铬铁矿石于１７９９年初次发现于俄罗斯的乌拉尔山区，该矿的发现与开发成为１８世纪国际铬铁矿的首要直销来历，那时铬首要用在化学工业上。１８２７年在美国的马里兰州发现铬铁矿之后，在宾夕法尼亚州和弗吉尼亚州又相继发现了铬铁矿，从而使美国成了其时国际铬铁矿有限的供给国之一。１８６０年土耳其发现了一个大矿床，供给国际市场。直到１９０６年印度和罗得西亚发现铬矿停止，土耳其一直是铬铁矿直销的首要来历。到现在停止，国际上已有４０余个国家和地区发现了铬铁矿，总储量达３７亿t，产值达１０００万t以上。我国虽然在１９４９年曾经在吉林、宁夏、河北等地发现过一些铬铁矿的头绪，但并没有做过深化的调查和研讨，全国仅知有２个矿点，一为吉林开山屯，一为宁夏小松山，前者已被日本侵略者掠取殆尽。新中国建立今后，因为工业展开的需求，开端了铬铁矿的寻觅与勘查作业。５０年代初东北重工业部组队赴开山屯、地质部组队进入宁夏小松山及河北高寺台、大庙一带展开了作业。６０年代在北京密云、甘肃肃北进行了铬铁矿普查作业，最终发现了密云县放马峪铬铁矿和肃北的大路尔吉铬铁矿。可是我国铬铁矿资源的真实打破应该说是在新疆和西藏发现铬铁矿之后。新疆展开铬铁矿作业是在５０年代后期，１９５８年进行放射性丈量时发现了萨尔托海铬铁矿，１９５９～１９６４年又用重力、磁力和钻探办法找到了鲸鱼铬铁矿。１９６４～１９６６年地质部在新疆组织了会战。１９７０年鲸鱼矿山建成投产，这是其时我国仅有正规建井开辟的铬铁矿矿山。西藏铬铁矿是在５０年代末、６０年代初发现的，通过多年作业，探明晰我国最大的铬铁矿矿床——罗布莎铬铁矿，并使西藏成了我国铬铁矿的首要产地。 除了上述成分要求外，用于高炉冶炼碳素铬铁的块度要求为４０～７５ｍｍ，电炉冶炼碳素铬铁的块度为４０～５０ｍｍ。冶金级铬铁矿石还可用来冶炼金属铬，现在我国冶炼金属铬的办法有火法和湿法两种。选用湿法冶炼金属铬要求：铬矿石或精矿含Ｃｒ２Ｏ３≥３８％、Ｃｒ２Ｏ３／ＦｅＯ＞２、ＳｉＯ２＜１２％、Ａｌ２Ｏ３＜１０％，此外矿石粒度小于１８０意图应占８０％以上。 ２.耐火级铬矿石的工业要求 在耐火材料工业中，铬矿石首要用来制作镁铬砖、铬砖和铬铝砖等。用于出产耐火材料的铬矿石分为两个等第。一级品用作天然耐火材料，质量要求：Ｃｒ２Ｏ３≥３５％、ＳｉＯ２≤８％、ＣａＯ≤２％。二级品用作出产铬砖、铬镁砖，质量要求：Ｃｒ２Ｏ３≥３０％～３２％、ＳｉＯ２≤１１％、ＣａＯ≤３％。以上两个等第，矿石块度都要求在５０～３００ｍｍ之间，并且矿石中不允许有大于５～８ｍｍ的夹石。 ３.化工级铬矿石的工业要求 在化学工业上，铬矿石首要用来出产重铬酸盐（铬盐），再用它作质料出产其他铬化合物产品。铬盐用铬矿石工业要求：Ｃｒ２Ｏ３≥３０％、Cr2Ｏ3／ＦｅＯ≥２～２.５，SiＯ２少数。 ４.铸石级铬矿石的工业要求 用以出产辉绿岩铸石的铬矿石，其质量要求：Ｃｒ２Ｏ３≥１０％～２０％，ＳｉＯ２≤１０％。   三、矿业简史 铬元素是法国化学家福克林（Ｌ.Ｎ.Ｖａｕｑｕｌｉｎ）于１７９８年发现的。铬铁矿石于１７９９年初次发现于俄罗斯的乌拉尔山区，该矿的发现与开发成为１８世纪国际铬铁矿的首要直销来历，那时铬首要用在化学工业上。１８２７年在美国的马里兰州发现铬铁矿之后，在宾夕法尼亚州和弗吉尼亚州又相继发现了铬铁矿，从而使美国成了其时国际铬铁矿有限的供给国之一。１８６０年土耳其发现了一个大矿床，供给国际市场。直到１９０６年印度和罗得西亚发现铬矿停止，土耳其一直是铬铁矿直销的首要来历。到现在停止，国际上已有４０余个国家和地区发现了铬铁矿，总储量达３７亿t，产值达１０００万t以上。我国虽然在１９４９年曾经在吉林、宁夏、河北等地发现过一些铬铁矿的头绪，但并没有做过深化的调查和研讨，全国仅知有２个矿点，一为吉林开山屯，一为宁夏小松山，前者已被日本侵略者掠取殆尽。新中国建立今后，因为工业展开的需求，开端了铬铁矿的寻觅与勘查作业。５０年代初东北重工业部组队赴开山屯、地质部组队进入宁夏小松山及河北高寺台、大庙一带展开了作业。６０年代在北京密云、甘肃肃北进行了铬铁矿普查作业，最终发现了密云县放马峪铬铁矿和肃北的大路尔吉铬铁矿。可是我国铬铁矿资源的真实打破应该说是在新疆和西藏发现铬铁矿之后。新疆展开铬铁矿作业是在５０年代后期，１９５８年进行放射性丈量时发现了萨尔托海铬铁矿，１９５９～１９６４年又用重力、磁力和钻探办法找到了鲸鱼铬铁矿。１９６４～１９６６年地质部在新疆组织了会战。１９７０年鲸鱼矿山建成投产，这是其时我国仅有正规建井开辟的铬铁矿矿山。西藏铬铁矿是在５０年代末、６０年代初发现的，通过多年作业，探明晰我国最大的铬铁矿矿床——罗布莎铬铁矿，并使西藏成了我国铬铁矿的首要产地。

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 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，我国先后建起了河北遵化、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41%，但尾矿品位达10%，后改为强磁选流程，于1986年投产。 下图为甘肃大道尔吉铬矿跳汰一摇床选别流程图。

由于镁质原料价格昂贵，迫使寻找它的新来源，其中包括寻找工艺特性。金彼尔铬矿选矿废料就属于这种新来源。用化学分析、岩相分析、X－射线照相分析、重量变化分析研究了煅烧前后的废料，并按现有方法测定了某些性能指标。 不烧废料的化学组成列于表1。MgO与SiO2的比波动于1..03～1.37之间。值得注意的是灼减很大(13.47%～16.77%)，这要求无论是在生产补炉粉料时还是在生产耐火材料时，必须进行预先煅烧。 表1  铬矿选矿废料的化学组成重量百分数%MgO/SiO2灼减SiO2Fe2O3CaOMgOCr2O3Al2O313.4730.4610.803.0333.000.938.241.0814.4630.468.071.1231.411.9812.71.0316.7729.207.863.0339.901.491.341.3716.1231.286.790.5641.601.291.141.3415.5330.007.580.2833.435.482.381.2815.5433.277.450.2840.001.00-1.2015.2033.417.501.1241.200.951.301.2714.9032.407.800.8438.603.632.051.1914.3832.04-1.1238.301.05-1.19 优质硅酸镁岩特有的高耐火度，(1730～1780℃)，说明废料在耐火材料生产中使用是有前途的。 从烧成前的废料试样外观上看为浅绿、淡灰色，均质、密实。 在显微镜下研究表明，试样具有蛇纹岩或蛇纹岩化的纯橄榄岩所特有的网状结构，由形成密网的3MgO·2SiO2·2H20蛇纹石浅绿色鳞片状纤维物质（主要是纤维变体－纤维蛇纹石）组成。在网的结点上不均匀地分布有尺寸为0.06～0.24mm的2(MgO、FeO)SiO2橄榄石无色有棱角非均质颗粒。橄榄石折射指标： Ng＝1.680～1.690，Np＝1.640～1.650。在橄榄石颗粒周围，常看到细分散氢氧化铁（针铁矿型）不透明薄膜。不透明的磁铁石与透明的褐色含铬尖晶石(Mg，Fe2+)O(Cr，Fe3+，Al)2O3相遇时，呈少有的较粗颗粒的八面体和尺寸为0.08～0.32mm的有棱角的颗粒形式存在。 废料的大致矿物组成（体积比）：蛇纹石80%～85%，橄榄石10%～15%，夹有氢氧化铁的磁铁矿3%～5%，含铬尖晶石2%～3%。 原废料总试样的x－射线相分析也表明，主要物质是蛇纹石（纤维蛇纹石，少量叶蛇纹石），有不多量的橄榄石，还发现有微量的舍铬尖晶石和针铁矿。 废料的热重量分析（图1）表明，有3个蛇纹石特有的基本热效应。70℃时的吸热效应与吸附水排出有关；620℃时：矿物结构受到破坏，同时OH-基排除，由分解产物形成x－射线非晶形的镁橄榄石和顽辉石。770℃时的放热效应是由新形成的矿物相结晶作用引起的。图1  铬矿选矿原废料的热谱图 180℃和375℃时的吸热效应与细分散针铁矿的存在有关。在180℃时，处于吸附水与结构水之间的中间位置的水被排出。在375℃时，针铁矿(α－FeOH)发生脱水和其转变为α－Fe2O3。α－Fe2O3向ρ－Fe2O3的多晶转变的第二次吸热赦商与770℃时的蛇纹岩吸热效应同时发生。 在热解重量分析曲线上有4个最大失重阶段：20～150时为3.5%，180～380℃时为3%，380～770℃时为11.75%，770－1000℃时为0.25%。 废料的某些性能指标的变化数据列于表2和表3。表中的数据表明，灼减是随烧成温度的提高而减少。 表2  铬矿选矿废料的某此性能材料粒度mm烧成温度℃重量百分数%灼减SiO2Fe2O3Al2O3Cr2O3CaOMgOFeO耐火度℃密度g/cm33～0不烧17.234.24.711.310.630.5040.9-1730-＜0.06不烧19.232.74.161.582.130.8739.7---3～014000.3641.06.221.052.080.3648.01.9117503.2653～015000.1241.74.050.660.830.6549.43.3217803.289 表3  国外耐火材料指标热处理温度℃不烧65070090012001400150015801650活性MgO的重量百分数%-14.313.415.17.78未测开口气孔率%3.626.025.126.818.815.817.714.914.831.918.420.423.9体积密度g/cm32.352.102.002.112.502.582.642.642.042.542.36灼减%1722.52.661.480.660.120.100.10 在废科试样加热过程中，像普通的蛇纹岩一样，在200～300℃时开始脱水，900℃时结束。这些过程促使材料松散，而且在700～900℃时气孔率达到最大值，当温度更高时困蛇纹岩密实而使气孔率降低，在1300～1400℃时气孔率达到最小值。当温度在1500℃左右时，蛇纹岩可能会因密度增加而发生膨胀。 X－射线相分析表职，在7OO℃下烧成后，试样非晶形化强烈。在衍射图上有镁橄榄石线，这证实了热谱图的数据。反射较弱，图象模糊，结构不完整。正方晶格的参数：a＝0.4760nm，b＝1.0201nm，c＝0.5992nm。还有微量富氏体、叶蛇纹石，β－Fe2O3、H2O、含铬尖晶石和其它相。在1400℃下烧成后的试样为浅红、淡灰色有棱角的烧结的多孔碎块。在显微镜下发现，这些碎块主要由无色有棱角等轴颗粒和尺寸为0.04～0.3mm的镁橄榄石片状晶体组成，这些晶体大部分不用玻璃胶结膜、互相贴合(表4)，即直接结合。镁橄榄石折射指标是标准的。 表4  煅烧后废料试样的相组成烧成温度℃体 积 比%镁橄榄石斜顽辉石镁铁矿镁磁铁矿含铬尖晶石玻璃140075～8010～155～10-1～31～2150075～803～55～103～51～31 在细晶粒镁橄榄石物料中很不均匀地分布着被浅绿－浅褐色玻璃薄膜粘结的尺寸为0.004～0.02mm的a－MgSiO3斜顽辉石小颗柱晶体和八面体晶体；很少见到尺寸小于3～15mm的Mg Fe2O4铁矿圆形等轴颗粒。 在试样中很不均匀地分布着不多数量的尺寸为0.02～0.12mm的含铬尖晶石稍透明的角状颗粒。气孔大多数是不规则的等轴形状，尺寸为0.02～0.3mm，偶而是宽度为0.02～0.05mm的弯曲纵裂纹状。 1500℃下烧成后的试样，与1400℃下烧成的试样不同，为较黑的颜色，气孔率大。从显微镜上看，它们很象1400℃下烧成后的试样，但不同之处是镁橄榄石折射指标稍高(Ng＝1.695，Np＝1.660±0.003)，这证明有同晶形FeO杂质存在。在普通圆形等轴的镁橄榄石晶体中常常观察有很小的闭气孔（按直径计3μm以下）。此外，不同之处是镁铁矿晶体稍大(25μm以下)，在镁橄榄石颗粒表面上有不透明的镁磁铁矿(Mg，Fe)Fe2O4树技状晶体和为数不多的斜顽辉石及玻璃。 在匈牙利Πayrnt硅和Ξpnen式重量变化分析仪上，在加热速度为10/min时得到的1400℃和1500℃时烧成的试样热分析曲线（图2)很相似，表明这些试样是热惰性的。 1500℃时烧成后的废料的x－射线相分析也表明镁橄榄石晶体是主要成份。这个相的曲绒表现得强烈、尖锐、清晰。晶格参数：a＝0.477nm；  b＝1.020nm, c＝0.5992nm。除上述相外，在试样中尚有为数不多的紫苏辉石（Mg，Fe)2Si2O6和磁铁矿，还有微量的硅酸二钙。图2  1400℃时烧成后的废料热谱图 研究结果可知铬矿选矿废料般烧时的性能如下： 正如前面提及，蛇纹石是未烧废料的主要矿物相。在蛇纹岩煅烧时，主要产生下列反应： 3MgO·2Si02·2H20→2MgO·SiO2＋MgO·SiO2＋H20       (1)      （镁橄榄石）   （斜顽辉石）  770℃和大于770℃时蛇纹岩的热谱图上的放热效应是其晶格改组而生成镁橄榄石的结果。正象上面提到，镁橄榄石曲线首先是在700℃时观察到的，在温度1150℃和更高时生成大量的镁橄榄石，这证实了岩相研究。 随着温度的提高，蛇纹石和橄榄石中所含的氧化铁(l)氧化（约在800℃时），此时橄榄石分解，部分生成偏硅酸盐（辉石），可能也析出为数不多的硅石（玻璃）。 在1200℃以上温度时生成的氧化铁(2)部分地转变成磁铁矿，继而与析出来的镁橄榄石反应而生或顽辉石和镁铁矿： 2Mg0·Si02＋Fe2O3→MgO·SiO2＋MgO·Fe2O3      (2) 橄榄石与氧化铁（3）反应，生成顽辉石和镁铁矿中的二价铁的固溶体：2(Mg,Fe)O·SiO2＋Fe2O3→（Mg，Fe)O·SiO2＋(Mg,Fe)O·Fe2O3       (3)镁橄榄石也与磁铁矿反应、并析出橄榄石和有镁铁矿的固溶体： 2MgO·SiO2＋Fe3O4→2(Mg，Fe)O·SiO2 ＋(Mg，Fe)O·Fe2O    (4) 原有的含铬尖晶石与废料的硅酸镁组份反应生成固溶体。 蛇纹石脱水，氧化铁(2)氧化，固溶体生成，使选矿废料个别变体的性能不同，而且视蛇纹石化的程度和氧化铁含量而有不同的性能。 煅烧时看到的废料性能的变化涉及到，除加热时废料密实外，橄榄石颗粒中氧化铁发生再结晶、在蛇纹石区段生成微粒硅酸盐晶体（镁橄榄石），当它们互相作用时（在1450℃时）生成的镁铁矿分解出硅酸盐颗粒，这使气孔率略有增加。硅酸盐强烈再结晶(1450～1500℃)，对制品烧结有不良影响。 铬矿选矿废料的最佳烧威温度应当是1400～1450℃。在此温度下，氧化铁已大大氧化和再结晶，而硅酸盐再结晶程度不大。 所进行的研究表明，金彼尔铬矿选矿废料的主要性能与优质的硅酸镁岩相似，这就决定了可能的使用范围，尤其是可用于生产补炉混合料、镁橄榄石质的耐火材料。 结论 对金彼尔铬矿选矿废料及其烧成对的性能进行了综合研究。研究表明，废料的矿物组成是蛇纹石和含量不大的含铬尖晶石。 烧成时废料的性能与蛇纹岩观察到的性能相同。根据性能指标，金彼尔铬矿选矿废料可以作为硅酸镁原料用于耐火材料工业。

增产降耗是铁合金生产永恒的话题，碳素铬铁生产亦是如此，尤其是近来铬矿资源馈乏，生产使用的铬矿往往品种杂乱，配矿单一，给工艺控制造成较大难度，稍有不慎则炉况恶化，生产不能顺行，技术经济指标难以控制。重庆铁合金(集团)有限责任公司近年来使用过十余中铬矿，在应对上述不利因素方面作了较多的探索。我们发现铬矿石中MgO与Al2O3的含量能直接反映铬矿的冶炼性能，针对不同的MgO/Al2O3值采取应对措施，效果明显，是碳素铬铁生产取得良好指标的关键。 1铬矿特性大致分类 1.1铬矿中的MgO/Al2O3值 传统上将铬矿石按粒度分为块矿和粉矿，按理化性能分为难熔矿和易熔矿。在生产实践中，我们发现铬矿的冶炼性能主要与其中MgO及Al2O3含量紧密相关。众所周知，矿石的粒度过小会影响炉料透气性，但可以通过一定的措施进行改善(如增大焦炭粒度、多加回炉渣铁等)，矿石的熔化性能也可以通过改变其入炉粒度在一定程度上得到改善。而铬矿中如果MgO及Al2O3含量严重失调，则会使炉况不顺，生态平衡产业指标下滑。在生产实践中我们以铬矿的MgO/Al2O3值作为衡量铬矿冶炼性能的一个重要指标。一般我们将MgO/Al2O3〈1称为低镁铝比矿，MgO/Al2O3〉1.5称为高镁铝比矿，MgO/Al2O3=1~1.5为中度镁铝比矿。 1.2MgO/Al2O3值与铬矿冶炼性能 MgO属碱性氧化物，在溶液中可电离成为Mg2+及O2-,具有较强的导电能力,因此,如果炉料中MgO含量过高,将会使炉料及所形成的炉渣比电阻减小,导电能力增强,电流急剧增大,电极上抬,刺火严重,反应区缩小,炉渣流动性差,产量下降,电耗上升;Al2O3属高熔点氧化物,当其含量过高时,炉料及炉渣比电阻增大,容易使符合使用不足,电极深埋,料面死火,炉温低,产量下降,回收率低,炉渣粘稠,炉衬易损坏.当炉料中MgO与Al2O3的含量达到一定的比例时,形成一种平衡,此时炉料的导电性能\熔化性能以及炉渣的熔点\黏度等都能达到一种良好的状态。在生产过程中我们注意到,无论何种铬矿进行配搭,当炉料MgO/Al2O3 1.5以后,则会呈现前述MgO过高的炉况,而MgO/Al2O3值越高情况越严重。根据铬矿中不同的MgO/Al2O3值,生产中应该采取相应的对策。 2参数选择 2.1二次工作电压 对高MgO/Al2O3矿,应选择较低的二次工作电压;对低MgO/Al2O3矿宜选择较高的二次工作电压。以500kvA电炉为例,当MgO/Al2O3>1.4,二次电压选择为105~110V;当MgO/Al2O3 2.2极心圆直径 高MgO/Al2O3矿及块矿,应选择较大极心圆直径;低错误!链接无效。及粉矿,则应该选择较小极心圆直径。 2.3炉膛深度 通过长期实践摸索我们感觉到,在碳素铬铁生产中,较深的炉膛有利于增加料层厚度,预热炉料,深埋电极,保持炉缸温度,减小热散失,取得较好的技术指标。中小型矿热炉参数一般是通过米库林斯基简易计算法来确定,在计算值的基础上将炉膛加深20%能取得较好的效果。 3渣型与碱度过控制 碳素铬铁生产为有渣冶炼,控制合适的渣型是生产的关键环节。渣型不应是一个固定的形态,不应该只按百分含量去调整其中的氧化物成分,调配渣型最直观的依据是MgO/Al2O3值和碱度。 3.1MgO/Al2O3 在矿种的搭配上,应努力将炉料的综合MgO/Al2O3值调至适中的范围内,我们的实际体会是:如果将MgO/Al2O3值调配在1.05~1.2范围内,再配以合适的碱度能取得较理想的效果,此种渣型导电性能适中,有利于电极深插而用足负荷,炉况稳定,料面火焰均匀,产量高,电耗低,各项指标良好。如果矿石中MgO/Al2O3 3.2炉渣碱度 除了MgO/Al2O3以外,炉渣碱度(MgO+CaO)/SiO2也是一个重要指标.碱度主要是以硅石的配入量来调节,但不能单纯强调碱度,必须要将碱度与MgO/SiO2值进行综合考虑,当MgO/SiO2较大时可适当控制较低碱度,而MgO/SiO2值小时应控制较高碱度,以使炉渣具有恰当的熔点\黏度和导电性能。一般情况,如果MgO/SiO2值在1.05~1.2范围内,碱度控制为1.1~1.25能取得较好效果。 4合金成分控制 合金成分控制主要是指合金中C\Si\S等杂质元素的控制,这些元素在合金中的含量与铬矿的性能及生产技术经济指标有较直接的关系。 4.1[C] 根据铬铁生产精炼脱碳机理,炉内降碳需要两大条件:①要具有较高而且稳定的炉内温度②必须在炉缸高温区存在有足够量的残存Cr2O3。必须同时具备这两个因素,精炼脱碳反应才能进行,产品的含碳量才能有所降低。因此,块矿\高MgO/Al2O3矿能生产出含炭较低的碳素铬铁,反之,粉矿\低MgO/Al2O3矿所生产的铬铁含炭都较高。而生产含炭低的碳素铬铁产品因需要保持较高的炉温和炉缸残存Cr2O3,需造高熔点渣,单位电耗都较高。 4.2[Si] 合金中硅含量与炉温及还原剂用量直接相关,[Si]含量高将使还原剂用量增加,单位电耗升高,但过低的[Si]含量不利于[C]\[S]控制,如果矿石中MgO/Al2O3低时,[Si]过低会导致负荷使用不足。因此合金中[Si]的控制应考虑矿石中MgO/Al2O3值,MgO/Al2O3值高时宜控制较低的[Si],反之,应将[Si]控制得稍高。 4.3[S] 合金中的硫主要是由焦炭代入,在生产过程中控制合金含[S]量的有效手段主要有两方面: 4.3.1调配合适的渣型。适当增加炉渣中CaO的含量,有利于增强炉渣的脱硫能力,增大硫在炉渣中的分配率,降低合金的含硫量。 4.3.2控制合适的合金成分。合金中的[Si]及[C]含量增加,会在一定程度上降低[S]含量。生产过程中的脱硫将增加冶炼的负担,需要控制较高的合金[Si],较高的炉渣(CaO),使焦耗\电耗增加,因此应严格限制入炉原材料中的硫含量。 5结束语  MgO/Al2O3值是铬矿的一个重要指标,在生产中应根据矿石中MgO/Al2O3值,对电炉电气参数\渣型及合金成分等方面采取相应的控制措施,方能取得良好的生产技术经济指标。

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<20%)，也用水力充分选管选别过摇床中矿。在实验室研究了干式强磁选、湿式强磁选、浮选和各种化学选矿法。但在生产技术中采用重选法，个别矿山采用强磁选，浮选法等选矿法目前技术还不成熟。1967年以来，我国先后建起了河北遵化、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41%，但尾矿品位达10%，后改为强磁选流程，于1986年投产。

我国铬矿石中常见的铬尖晶石矿藏有铬铁矿[(Mg,Fe)Cr2O4]、铝铬铁矿[(Mg,Fe)(Cr,Al)2O4]和富铬尖晶石[Fe(Cr,Al)2O4]等；脉石矿藏首要有橄榄石、蛇纹石和辉石等；有时伴生少数钒，镍、钴和铂族元素。在岩矿鉴守时应该侧重查明铬尖晶石的化学成分，由于它决议着精矿档次和铬铁比。     铬铁矿石的选矿首要选用重选办法。出产上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。     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。

铬是冶炼不锈钢、内热钢、合金工具钢、合金结构钢以及多种类型铸铁的重要合金元素。随着国民经济的发展，需要更多的不锈、内热、高强度的钢材，铬合金的消耗量也迅速增加。我国铬矿资源短缺，大型富矿少，小矿品位低、贫而杂，大量开采经济上不合理，得不到充分利用。国内有些厂家曾做过铬矿还原直接合金化的工业性试验，铬矿还原率平均为90%，但所采用的铬矿粉为进口铬矿、铬精矿等。因受资源的限制，难以满足大工业生产的需要。铬矿大部分依靠进口，致使铬合金供应紧张，价格高。 为充分利用有限的铬矿资源，降低钢材的生产成本，采用内蒙古乌拉特中旗所产的低品位铬矿，进行铬矿直接还原合金化的试验研究，实验室和半工业性试验证明，铬矿直接还原合金化是可行的。它可以代替高碳铬铁用于炼钢，反应速度快，经济合理，收得率高。在3t电弧炉上冶炼35CrMo钢的工业性试验中，铬矿中的铬的收得率在89.6%~96.7%，平均为92.92%。 1、铬矿中铬的回收率为89.6%～96.77%，平均为92.92%。 2、还原铬矿入炉后25min左右，已得到较好的还原，不延长炼钢冶炼时间。 3、用还原铬合金剂炼钢，钢中增碳量与使用高碳铬铁基本相符。因此，可以代替高碳铬铁使用。 4、还原铬合金剂生产工艺简单，技术容易掌握，生产率高，能改善劳动条件，避免了冶炼铬铁造成的环境污染。 5、采用本还原铬合金剂冶炼35CrMo钢，可使吨钢成本下降，经济效益显着。 6、可提高铬的总回收率约10%，解决了矿山日益增多的廉价铬矿粉的利用问题。

新疆萨尔托海铬矿是我国唯一的耐火材料级铬矿生产基地。国家投入了大量勘查资金，经地质工作者三十多年的辛勤劳动，已探明储量的矿群有14个，累计探明储量上百万吨，Cr2O3含量在32%以上的富矿约占50%。 新疆有色金属工业公司铬矿于1970年投入开采．从1 989年开始，1个地方国营铬矿，4个乡镇集体铬矿相继在萨尔托海矿区建矿投产。自1970年至1991年共采出铬矿石35万t。主要销往上海、东北及洛阳耐火材料厂，为我国冶金工业的发展做出了贡献。 铬矿不仅做耐火材料，还用于冶炼不锈钢，各种合金钢，制取各种铬盐。 我国铬矿资源短缺，每年需花外汇进口大量铬矿石。铬矿价格较高，当地将开采铬矿作为脱贫致富的途径。新疆铬矿生产发展迅速，但也存在许多亟待解决的问题。 一、存在的主要问题 （一）资源浪费严重 萨尔托海铬矿赋存状态复杂，呈透镜状，土豆状、鸡窝状，矿休一般较小。有的围岩破碎，给采矿带来一定困难。 由于地方国营和乡镇集体矿技术力量薄弱，管理不善，有些小的矿体被丢弃。冒顶压矿现象时有发生，如某矿以包代管，民工在采矿过程中为了自己多收益，违章作业，使采场暴露面超过规定要求，爆破中装药过量，结果造成大冒顶，使4000多t特富矿压于地下无法回收。 （二）铬矿销售中自找门路，经济效益受到影响 铬矿销售中无统一管理，各矿山企业派人四处奔跑，自找销售门路，互相压价。据有关部门反映，如果统一管理，每吨富矿可卖800元，目前只卖500元，使各矿山企业经济效益受到影响。 （三）地方国营，乡镇集体铬矿积压粉矿急待处理 有色金属工业公司铬矿有一简陋的选矿厂，用于处理粉矿，但处理能力很低，每天只处理2～3t。五个地方国营、乡镇集体铬矿均无选矿厂，积压粉矿万余吨，他们曾想将粉矿卖给有色金属工业公司选矿厂，但因给价太低，积压粉矿至今未能进行选矿处理。 （四）采富弃贫 由于缺乏统一规划，无开采设计和计划，致富心切，某矿储量5.7万t，富矿仅1.7万t.已采出1.4万t，目前富矿已采完。由于自己无选矿厂,剩下的含Cr2O3 25%以下的贫矿，开采困难，要求闭坑。其他矿山企业丢弃低品位铬矿石现象也有存在。 二、加强铬矿资源管理与保护的措施 （一）建立铬矿区统一管理协调机构 1989年以来，萨尔托海铬矿区存在多种经济成分的矿山企业，由于技术水平和管理水平低，存在资源浪费严重、销售中互相压价等问题，固此，组建矿区统一管理协调机构势在必行。有色金属工业公司铬矿有建矿二十多年的历史，技术力量雄厚，管理水平较高，因此依托有色金属工业公司铬矿，在技术上、管理上帮助地方小矿，解决一些问题，在销售上统一组织，统一价格，协调各矿之间的关系，将更有利于铬矿的发展。 （二）建立铬矿选厂，提高铬矿资源利用率 冶炼不锈钢、各种合金钢及制取各种铬盐所用富矿（或精矿）最低工业指标Cr2O3含量≥32%，而萨尔托海铬矿在采矿过程中产生大量粉矿，且矿石Cr2O3量越高，矿石越脆，粉矿量越多，全矿区每年产生粉矿约5000t．均需选矿后方可销售。萨尔托海矿区低品位铬矿储量占50%，必须经过选矿，产品方能达到工业指标。1971年地矿局中心实验室对该矿区21号矿群钻孔样做过选矿实验，入选样品Cr2O3含量22.80%，精矿Cr2O3含量32%，选矿回收率70%。经过选矿实验，证实萨尔托海低品位铬矿是可选的，而且经济上合理。建立具有一定规模的铬矿选矿厂将有利于提高资源利用率。 （三）深入宣传贯彻《矿产资源法》，提高矿区干部、工人依法办矿，科学采矿的自觉性 深入宣传《矿产资源法》的基本精神，宣传“矿产资源属国家所有”、“矿产资源不可再生”、“我国铬矿资源短缺情况”；宣传“十分珍惜，合理开发利用和有效保护矿产资源”的基本方针。提高矿区干部和工人依法办矿，科学采矿的自觉性。 （四）加强技术培训，提高干部、工人的技术素质 鉴于地方国营、乡镇集体矿山企业没有采矿专业技术人员，第一线采矿工人绝大多数是从内地自流来疆的，对干部工人进行技术培训是非常必要的。发挥有色金属工业公司铬矿技术优势，结合萨尔托海铬矿区地质特征，矿体赋存状态，讲授采矿技术及管理方面的知识，对干部、工人分期分批进行培训，不断提高技术水平和管理能力。 （五）加强对矿山企业矿产资源开发利用监督检查 地、县两级矿管部门要经常深入矿区，对各矿山企业矿产资源开发利用进行监督检查，对严重破坏、损失浪费矿产资源者要依法惩处。坚决制止以包代管的管理办法，要求各矿山企业建立健全有关规章制度，其主要领导干部对合理开发利用和保护矿产资源负全部责任，并制定干部轮流下井值班的制度，亲自指导生产，按规章制度开采管理，发现问题及时解决。 （六）加强对萨尔托海有限的铬矿资源的保护 要统筹规划，合理划分资源，使中央、地方和乡镇矿协调发展。要体现国营骨干矿山的主体地位。新疆有色金属工业公司铬矿已建矿20多年，技术力量雄厚，采矿设施，后勤机修已具规模，开采回采率高，安全措施好，必须为该矿留有足够的后备资源，因此，对地方国营、乡镇集体矿山企业的采矿规模应维持现状，不再扩大采矿点。对有限的铬矿资源的开发利用，由自治区有色金属工业公司提出统一规划，合理布局，报自治区计委会同地矿主管部部审批，以达到合理开发利用与有效保护矿产资源的目的。 萨尔托海铬矿区，由有色金属工业公司铬矿牵头，地矿主管部门协助，使各种经济成分的矿山企业加强执作，提高技术水平，加强管理，统一销售，萨尔托海铬矿将会取得更好的经济效益、社会效益和资源效益。

当料液中的交流离子分散到树脂表面后，还需求以下进程才干完结交流的完好进程：①膜分散即溶液中的交流离子抵达离子交流树脂和溶液构成的表面膜后，在向这层膜内进行分散；②粒子分散即交流离子抵达离子交流树脂相后，持续在离子交流树脂颗粒内部进行分散；③发作交流反响；④交流下来的离子在离子交流树脂内分散，分散到离子交流树脂颗粒表面；⑤交流下来的离子持续分散穿过颗粒表面膜。    影响离子交流反响速度的要素有交流树脂的品种、交流离子、离子浓度、搅搅拌作业温度等，真实影响交流速度的是分散。    （六）电渗析    是一种以电．位差为推动力，使用离子交流膜的挑选透过性，从溶液中脱除或富集电解质的膜别离技能。电渗析的功用首要取决于离子交流膜，它以高分子材料为基体，接上可电离的功用基团而成。按功用基团的性质，能够把交流膜分为阳膜和阴膜两类。从膜结构上分析阳膜含有酸性功用基团，能离解出阳离子，只允许透过阳离子。阴膜含有碱性功用基团，能离解出阴离子，只允许透过阴离子。离子交流膜的挑选透过性是根据膜上固定离子的电性效果，由于它的电荷和活动离子的电荷电性相反，故能招引溶液中的异性电荷离子进人膜内，随后又透过膜转人另一侧溶液中；与此一起排挤同性电荷离子，不能进人膜内，留在溶液中。    进行电渗析的设备为电渗析器，它由离子交流膜、隔板和电极组成。片状的阳膜和阴膜替换摆放，隔板放置在其间，隔板仅1-2mm厚，内有隔网起坚持膜的距离和扰动液流，这样构成一系列相间的小水室，设有进出水管。渗水器的两头设电极室，端侧有电极，阳极用石墨或涂钉的钦制造，阴极则用不锈钢制造。    当含盐溶液通人渗析器的每个水室时，在直流电场的效果下，溶液中的离子作定向的搬迁。由于阳膜只允许阳离子经过而截留阴离子，反之也相同，其结果是相邻的水室，一个室变成无离子的无盐溶液，另一室则聚集了离子，到达浓缩和别离的意图。在湿法冶金中电渗析作为技能别离杂质或富集金属的单元技能得到广泛使用。    （七）膜别离技能    是在外加推动力下，使溶液中的溶剂或溶质挑选性地经过隔阂的别离办法。根据外加推动力和别离膜的不同，膜别离包含反浸透、超滤、微孔过滤、分散渗析和液膜别离等。反浸透、超滤和微孔过滤以不同的压力差作外加推动力，到达溶剂与溶质、巨细溶质粒子和悬浮物与溶液别离的意图。分散渗析以离子浓度差作为推动力。液膜别离则使用物质在液膜中的溶解度和浸透速度不同完成物质的别离。    膜别离在湿法冶金使用中的开展趋势是：①开展新式膜材料和别离技能，以习惯湿法冶金中高温高酸碱介质的要求，进步材料的稳定性和使用寿命；②开展别离技能的归纳工艺，扩展使用规模，进步别离功率；③结合膜别离和惯例别离技能，以下降能耗、节约出资、进步经济效益；④开展新式膜别离设备。[next]    四、从溶液中提取金属    把水溶液中所含的金属物料经过金属状况的转化从溶液中分出收回单元的操作进程，是湿法冶金的重要进程之一。从溶液中提取金属的办法分电解法和化学法两种。而化冶金则是兼具二者的一种特殊冶金办法。    电解提取又称电解堆积，是向含金属盐的水溶液或悬浮液中经过直流电而使其间的某些金属堆积在阴极的进程。    化学提取是用一种复原剂把水溶液中的金属离子复原成金属的进程。    电解提取和化学提取各有其优缺陷。电解提取不需很多试剂，对环境污染小，特别适合于大规模出产，是工业上从水溶液中提取铜、镍、锌的首要办法。但该法耗费很多电能，不适用于电力缺少的区域。此外，一次性设备出资大，占地面积大，操作周期长。而化学提取规律具有不需求耗费很多的电能、设备出资少、占地面积小、操作周期短等长处；缺陷是需求耗费复原剂，发作的废液经处理才干排放。    精粹冶金是使用浸取固体物猜中的金属，然后用歧化沉积从含液中提取金属的进程。化冶金只适用于提取铜、银等少量几种金属，除电解提取则详见第三节电冶金部分。现别离叙说化学提取和腈法冶金。    （一）电解提取    内容详见第三节电冶金部分。    （二）化学提取    用复原剂把水溶液中的金属离子复原为金属态分出的提取金属的办法。工业常用的复原剂有、SO2气体、亚铁离子、铁、锌、铝、铜等金属以及草酸和联胺等。    1．加压氢复原法    在压煮器（高压釜）内用使水溶液中的金属水溶物复原成金属、化合物或贱价离子的化学提取办法。    氢从水溶液中分出金属的反响为： [next]    当金属的电极电位大于氢的电极电位（ФMe>ФH）时，能够用氢复原分出金属，直至ФMe=ФH停止。    经过上式可知，增大金属复原程度，其一是经过增大氢分压和进步溶液的pH值来下降氢电位；其二是靠添加溶液中金属离子浓度来进步金属电位。跟着复原进程的进行，溶液中的金属浓度不断下降，ФMen+/Me也不断下降，而H+浓度不断添加，Ф2H+/H2不断上升，当ФMen+/Me=Ф2H+/H2时复原反响到达平衡。当然，随之压力、温度升高对复原金属是有利的。为了处理分出金属的新相生成问题，需预先往水溶液中加人晶种。现在该办法用于别离金属和出产金属粉末与金属氧化物。    2．二氧化硫复原法    以二氧化硫为复原气体将溶液中的金属离子复原成贱价离子或金属的化学提取办法。    SO2溶于水生成H2SO3 ,是杰出的复原剂。因而，二氧化硫的复原效果实质上是经过进行的。电极SO42-/SO32-的标准电极电位Ф0=+0.20V，因而，二氧化硫能将溶液中电位较正的一些金属离子复原成贱价离子或金属。    二氧化硫复原法在湿法冶金中广泛用于铜、金和锌等出产中。    3．亚铁复原法    以亚铁离子为复原剂将溶液中金属离子直接复原沉积出金属的化学提取办法。由于亚铁具有较正的标准电极电位，因而许多常见杂质难以分出而可得到高纯度金属粉末，且亚铁复原剂制备简单和报价便宜。    4．置换    用电极电位较负的金属将金属盐水溶液或某些不溶盐悬浮液中电极电位较正的金属离子复原成金属的进程。具有电极电位较渗（的金属称为置换剂。在湿法冶金出产进程，置换既可作为溶液中金属提取的一种手法，也可作为溶液净化的办法。    按金属在水溶液中标准电极电位排序，任何一种金属都可将其后边的金属置换出来。任何一种金属都能够作为置换剂。常见金属的标准电极电位列入表1中。[next]表3-1  常见金属的标准电极电位（298K，1mol/L溶液）金属电极标准电极电位Ф0/V金属电极标准电极电位Ф0/V金属电极标准电极电位Ф0/VK+/K-2.925Fe2+/Fe-0.44Sb2+/Sb0.1Ca2+/Ca-2.87Cd2+/Cd-0.402Bi3+/Bi0.2Na+/Na-2.713Co2+/Co-0.3As3+/As0.3Mg2+/Mg-2.37Ni2+/Ni-0.25Ca2+/Ca0.337Al3+/Al-1.66Sn2+/Sn-0.14Ag+/Ag0.8Mn2+/Mn-1.19Pb2+/Pb-0.126Mg2+/Mg0.854Zn2+/Zn-0.7632H+/H2±0.000Au3+/Au1.5    在挑选置换剂时，首要考虑的是电极电位的巨细，一起还有必要考虑溶液特性、金属收回的难易程度和经济要素以及是否污染溶液对提取金属发作影响等。常用的置换剂有铁、锌、铅、镍、钻等，其形状有板、粒和粉，粉状的表面积大，效果最好。置换广泛用于浸出液提取金属，并用于溶液净化。    5．联胺复原法    联胺即用N2H4·H2O与适量合作将水溶液中的金属盐复原成金属粉末的化学提取办法。又称肼或复原法，是制取金属粉末的重要办法之一。    联胺是一种无色油状液体，但有毒和有气味，具有很强的复原效果。联胺将金属离子复原成金属，无论是不溶性盐（AgCl）或可溶性盐（AgNO3），都是先与效果转变成金属配离子，然后将金属配离子复原成金属，如：[next]                      AgCl＋2NH3·H2O====Ag（NH3）2·Cl＋2H2O            4Ag（NH3）2Cl＋N2H4＋4H2O====4Ag＋N2＋4NH4Cl＋4NH3·H2O    该法出产的银粉粒度细、纯度高，是制造银触头的抱负材料。    6．歧化沉积法    操控必定条件使溶液或溶盐中具有多种价态的金属离子，发作本身的氧化复原生成高价态的离子和金属的化学办法。    一些具有多种价态的金属如铜、镓、铟、铝、钛、锆、铪、铌和钽等，都可用歧化沉积法提纯，其特点是金属有必要具有多价态的特性。如铟的歧化沉积提纯，是先用氯化氢使铟生成InCl：                        2In（I）＋2HCl（g）→2InCl（s）＋H2（g）    制得的InCI（s）在水中发作歧化反响得到高纯海绵铟。                          3InC1（s）→InCl3（t）+2In（海绵）    （三）腈法冶金（nitrile metallurgy)    是用腈的水溶液提取金属的一种湿法冶金办法。又叫甲基腈，是出产腈的一种副产品。对Cu+和Ag+有很强的合作力。此法是由澳大利亚人帕克（A.J.Parker）在20世纪70年代提出的。    在的存在情况下常温反响：                      Cu0＋Cu2＋====2Cu+    向右进行平衡常数K=10-6，但当有时，以上反响的K=108-1022，并随浓度的添加，K值持续增大，阐明Cu0简单氧化成Cu+而进人溶液。这是帕克提出该法的根据。    该法首要用于从含铜的固体物料（粗铜粉、置换铜、废杂铜屑以及氧化铜离析产品），氧化铜矿和硫化铜中提取铜。应该说，该法仍是一种很有出路的办法，由于该法出资少，总处理费用低，产品质量高。但现在还处在实验阶段，真实用于工业出产，还需做很多的作业。

普里蒂铬控股有限公司(Purity Chrome (pty)Ltd.）是联合冶金工业(Consolidated Met－allurgical Industrles，简称CMI)公司的子公司，坐落南非德兰士瓦省勒斯腾堡城外1km处，是在布什维尔德式杂岩体(Bushveld Com－plex)上新建的一个厂商，这儿已有几个地下矿山在出产。该厂商包含一座地下矿和一个铬选矿厂。 1989年6月，F.F.阿立克萨每(Alexan－der)采矿服务公司签订了完结2000m矿山开辟工程的合同。一同，戴维(Davy)南非公司（戴维世界财团的一个公司）签订了选矿厂的规划、施工和试出产合同．选矿厂的规划是由设在约翰内斯堡的戴维南非公司办事处完结的，规划还包含悉数配套工程和供电工程。 1990年5月，矿山开端挖掘；8月，普里蒂公司接收了悉数采矿出产经营，10月，约翰内斯堡联合投资公司的分公司－CMI购买了普里蒂铬及铬铁厂商。至今，该厂商已采出矿石l00多万吨。 1992年9月，普里蒂铬矿在所有铬矿中首要被列入ISO9002质量确保单位名单。这一质量体系确保保护和恪守全面质量办理体系，为了确保终究产品的质量和运用户满足，公司整体雇员都要参加体系的规划和监控、出产和办理。 一、地质和矿藏学 铬铁矿(FeO·Cr2O3)是仅有有经济价值的铬矿藏。铬首要用于出产铬铁合金，而铬铁合金是出产不锈钢和特殊钢的重要质料。别的，铬还用于出产耐火材料、制革、染色、镀铬和颜料工业。 铬铁矿在布什维尔德式杂岩体中的赋存办法为：古铜辉岩和纯橄榄岩的副产矿藏、斜长石中的包体，可是最有经济价值的是布什维尔德式杂岩体临界区中的假层状铬铁岩层。这些矿层在杂岩体中的倾角均匀为80～250。 尽管该区域现已发现有20多条矿层，可是给了编号的只要13条首要矿层，即：      上部矿层群：1号和2号；      中部矿层群：1～4号；      下部矿层群：1～7号； 其间，下部矿层群的主矿屡(LG6或Magazine矿层)被视为最有经济价值的可采矿层。 普里蒂铬矿坐落布什维尔德式杂岩体的西矿带LG6矿层上，挖掘厚度约1.8m，其间有40cm的中间废石夹层。 理论上，铬铁矿是FeO·Cr2O3，但布什维尔德式杂岩体的矿藏首要是由三种同晶型尖晶石组成的杂乱尖晶石，即由(FeMg)O·Cr2O3、(FeMg)O·Al203和FeO·Fe2O3组成，一部分是由Al203和Fe2O3代替Cr2O3,另一部分是由MgO代替了FeO。普里蒂铬矿的Cr2O3尖晶石含量约为47.2%。图1  典型钻孔断面图 二、采矿 普里蒂铬矿LG6矿层的挖掘厚度为1.8m，南北向歪斜，倾角12.50。矿层由三部分组成：30cm的铬铁矿、40cm的中间辉岩夹层和110cm的铬铁矿，矿层的挖掘厚度和倾角有利于完结机械化采矿。选用房柱法挖掘，矿柱在倾向和走向的尺度分别为13m和5m，矿房宽度一般为15m。回采率规划为75%～80%。每挖掘lOOm．留一排部分矿柱，作为辅佐支护。 掘进了两条暗斜井．一条作为铲运机的运送道，另一条装置胶带运送机运送矿石，一同作为人行道。沿歪斜每隔lOOm装置一条东西向的运送机，为了缩短铲运机的运送时刻，把卸载点设在距作业面30m处。采矿实施两班制作业，白班进行作业面凿岩和装药，凿岩选用普通的手持式风动凿岩机，为硝铵－柴油混合物粒状。夜班只进行装矿和整理采场，有7台Toro 150D铲运机整理矿岩。 现在，矿山实施每周5天作业制，日出矿量为2000t,年出矿46万t。估计矿山寿数为16年（不包含矿产权归于JCI的北部矿区），如果把北部矿区核算在内，矿山寿数还能够延伸18年。图2  普里蒂铬矿房柱采矿法示意图 矿柱：沿倾向l3m,沿走向5m；矿房宽度：15m， 为了安全，实践尺度小于15m 三、选矿厂 （一）给矿预备 矿石由原矿运送机从斜井运至1.5m×3.6m的榜首段除大块筛，筛孔为100mm。筛上物料进入颚式破碎机，破碎产品由循环运送机回来原矿运送机，－1OOmm的筛下产品由一台头部可上下升降的运送机运到容量为4000t的露天矿堆，这台运送机装有绞车，能够升高或下降，以减步损耗。厂区序号说   明质料运搬0原矿运送机1除杂磁铁2榜首段除大块筛3矿堆给矿运送机4榜首段颚式破碎机5破碎产品循环运送机6矿堆7矿堆积矿振荡给矿机8矿堆出矿歪斜运送机9分级筛10块矿缓冲仓11碎矿缓冲仓12蜗形重介质选矿体系计量给矿机13蜗形重介质选矿体系给矿运送机14动态旋涡重介质选矿体系计量给矿机15动态旋涡重介质选矿体系给矿运送机16粉矿仓17粉矿运送泵蜗开重介质选矿车间21～44蜗形重介质选矿车间37块状铬铁矿产品仓38块状铬铁矿运送机动态旋涡重介质选矿车间46～47动态旋涡重介质选矿车间56屑状铬铁矿运送机65屑状铬铁矿产品仓65屑状铬铁矿产品溢出部分螺旋选矿车间70～100螺旋选矿车间85冶金级产品堆86化工级产品堆 图3  普里蒂选矿厂流程示意图及首要设备表 露天矿堆的矿石由两台45t／h的振荡给矿机给到歪斜运送机上，运送到1.5m×3.6m的双层分级筛上，筛下有两个缓冲仓。 矿石通过湿式筛分，分红三部分；－100～＋20mm（块矿）和－20～＋0.8mm（碎矿），这两部分分别给入两个重介质选矿体系，－0.8mm（粉矿），送入螺旋选矿车间。 （二）蜗形重介质选矿体系 分级筛筛出的＋20mm产品先在一台1.2m×3m的给矿预备筛上进行脱砂，然后进入蜗形分选机。这种分选机是一种高效设备，其产品的收回和排料办法新颖。产品和废石排至l.2m×4.8m的双层分流脱水喷洗筛上，收回硅铁介质。运用的介质是cyclone 60(旋流器60)，筛分后的块状铬精矿由产品运送机送到200t容量的产品仓内，废石排至中间废石堆堆存． 在筛子脱水段收回的介质直接回来正常重介质泵池，再泵回蜗形重介质分选机前的介质分配箱，稀介质泵送至0.9m×O.9m的筒形磁选机，收回介质．收回的介质给入超浓介质泵池，通过脱磁线圈，进入离心浓缩机，再回来正常介质泵池。 浓度由核子浓度计操控，浓度计带动风动分流器作业。从磁选机中脱出的水在旋流器内脱砂，其溢流用作脱水喷洗筛的冲刷水。 （三）动态旋涡重介质选矿体系 分级筛筛出的－20～＋0.8mm产品先在0.9m×2.4m给矿预备筛上脱泥，然后给入动态旋涡分选机(DWP)。 DWP的特点是给矿靠重力给入分选机，而旋流器不同，要求给矿和介质在压力效果下给入。在DWP中，重的下沉物料（一般是磨蚀性物料）简直立刻沉降，通过上边的切向排料口排出。在出口处，速度和离心力适当低，磨损极小。悬浮物料凭借旋涡向下运动，在抵达旋涡出口管之前，不再与金属触摸。因为设备内磨损率低，所以一直保持高的别离功率。图4  选矿厂总布置图 右侧：重介质选矿车间，中间：破碎筛分车间，左边：产品堆图5  蜗形重介质分选机 产品和废石被排至1.2m×4.8m的分层脱水喷洗筛上，收回硅铁介质。DWP体系运用的介质是磨细的100D硅铁，正常介质与稀介质的收回同蜗形体系类似，只要浓缩是一段完结。 从脱水喷洗筛取得的屑状铬精矿由产品运送机运到lOOt的产品仓内，废石排到中间废石堆堆存。图6  戴维动态旋涡重介质选矿体系图7  螺旋选矿机 （四）螺旋选矿车间 分级筛的筛下矿浆进入螺旋选矿车间的给料泵池内，泵入分配箱，分配给23台MET双头粗选螺旋选矿机中。粗选精矿进入精选螺旋（22台双头）的分配箱。精选精矿进入24流分配箱，分配至二次精选段。二次精选精矿通过脱水，成为化工级精矿；二次精选的中矿脱水后为冶金级精矿；二次精选的尾矿则回来精选段。精矿堆的排水流入集水池，由密封水泵收回。晾干的精矿由前装机装运。图8  螺旋选矿车间的精矿脱水和粉精矿堆 粗选螺旋选矿机的尾矿首要通过浓缩旋流器浓缩，使其浓度到达扫选螺旋选矿机所要求的浓度，然后进入扫选矿浆分配箱，扫选用5台MET双头螺旋选矿机，扫选尾矿运送至尾矿库。中矿产品（包含扫选精矿和精选尾矿）一同泵送至浓缩旋流器，然后进入精选矿浆分配箱。 三个选矿体系的悉数精矿运往坐落勒斯腾堡的联合冶金工业公司铬铁冶炼厂。三个体系的收回率分别为：蜗形选矿－78%、DWP－92%、螺旋选矿－90%。各种产品规格列于下表。 产品规格产品粒度mm产率%Cr2O3 %SiO2 %块状精矿-100～+202039.08.0屑状精矿-20～+11538.010.0冶金级精矿-0.84545.52.0化工级精矿-0.82046.40.8 蜗形体系和DWP体系处理每吨给矿的硅铁均匀损耗分别为160g和240g。

我国对贫铬矿的选矿，曾选用跳汰机、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(Cr203 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，选用重选选别，前3个跟着挖掘的完毕相继停产。现有索伦山选厂，是1985年筹建的，规划规划年产精矿粉3000～4000t，当选矿石档次25%，重选后精矿档次40%，但尾矿档次达10%，后改为强磁选流程，于1986年投产。 现在我国铬矿石的冶炼首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。 真空碳还原法用高档次铬矿石(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%。Cr203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。

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。

铬矿是稀有矿产，得到不易。郑州鑫海机械制造有限公司介绍，我国对贫铬矿的选矿，曾选用跳汰机、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(Cr203 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，选用重选选别，前3个跟着挖掘的完毕相继停产。现有索伦山选厂，是1985年筹建的，规划规划年产精矿粉3000～4000t，当选矿石档次25%，重选后精矿档次40%，但尾矿档次达10%，后改为强磁选流程，于1986年投产。 现在，我国铬矿石的冶炼首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。 火法冶炼中的电炉法用碳作还原剂，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。 真空碳还原法用高档次铬矿石(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%。Cr203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。

我国对贫铬矿的选矿，曾选用跳汰机、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＜20%），也用水力分选管选别过摇床中矿。在实验室研讨了干式强磁选、湿式强磁选、浮选和各种化学选矿法。但在出产实践中首要选用重选法，单个矿山选用强磁选。 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，选用重选选别，前3个跟着挖掘的完毕相继停产。现有索伦山选厂，是1985年筹建的，规划规划年产精矿粉3000～4000t，当选矿石档次25%，重选后精矿档次40%，但尾矿档次达10%，后改为强磁选流程，于1986年投产。 现在我国铬矿石的冶炼首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。 真空碳还原法用高档次铬矿石（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。

铜锍中的杂质Pb和Zn在吹炼中简直悉数进入烟尘，As和Sb大部分以氧化物形状或蒸发除去或进入炉渣，少数残留于粗铜中，贵金属Au和Ag则悉数转入粗铜。    2．转炉结构    现代锍吹炼转炉均为水平卧式转炉，又称PS型转炉（见图7）。炉壳用锅炉钢板制成圆筒状，内衬优质耐火砖，炉壳外固定有两圈钢环，借此钢圈将转炉体支撑在4对滚轮上。炉体一端有齿轮圈，电动机和减速器组成的驱动组织经过小齿轮操控滚动的作业方位。在转炉作业方位后侧沿炉子轴线方向设有等距离的一系列风口，风口上装有可用于整理风口结渣的风盒，压缩空气经由风口进入炉内。转炉上部中心开有炉口，这是进料、出料、烟气出炉的必经之路。炉口上有水冷或汽化冷却烟罩。转炉首要尺度规格见表3。表3  主转炉规格目标规格粗铜容量/t155080100直径×炉长/mФ（2.2×4.3）Ф（3.6×7.7）Ф（4×9）Ф（4×10.7）风口直径×个数/mmФ（50×13）Ф（48×34）Ф（49×48）Ф（49×48）送风量/（m3/min）140340500540处理铳量/（t/炉）20100160204[next]     3．工艺操作    铜锍转炉吹炼成粗铜的进程分为两个周期。榜首周期是从参加榜首包铜锍开端，经过分批参加铜锍和熔剂吹炼，直到所加铜锍到达额外容量，并悉数吹炼成由Cu2S组成的白冰铜倒出最终一批炉渣止。这一周期的效果是将铜锍中的FeS组分别离以2FeO·SiS2炉渣和SO2方式除去，一同除去部分杂质元素。第二周期炉内不加任何物料，只经过风口鼓风使部分Cu2S氧化成Cu2O和SO2，再靠Cu2O与Cu2S反响取得粗铜。第二周期有必要严厉把握吹炼结尾，当炉内粗铜档次到达98.5%-99%时，即可滚动转炉风口显露液面、停风，将粗铜倒入铜水包中，或送精粹炉精粹，或送浇铸机铸锭。为进步生产率和烟气SO2浓度，现遍及选用转炉富氧鼓风吹炼。    首要技能经济目标：送风时率80％-90%；粗铜档次98.5％-99.1％；送风压力60-120kPa；粗铜工艺能耗0.87-0.91标煤/t；氧气浓度23%-28%（造渣期）；炉渣含铜4％-4.5％。    （三）铜的精粹    这是除去粗铜中的杂质产出精铜的炼铜进程。粗铜精粹分为火法精粹和电解精粹。    1．铜火法精粹    矿产粗铜或紫杂铜在精粹炉中氧化除杂和复原熔炼产出精粹铜，铸成阳极板供电解精粹用。有些含杂质低、不含贵金属的紫杂铜，经过火法精粹后，即可直接直销商场。    矿产粗铜常含有S、Fe、Pb、Zn、Ni、As、Sb、Sn、Bi等杂质，其总量约占粗铜总量的1%-2%。这些杂质均具有易氧化、氧化物比Cu20安稳和在铜液中溶解度低的特性。使用杂质元素的这些性质，先向熔铜中鼓入空气，将杂质氧化成氧化物，或成气体蒸发或和参加的熔剂造渣除去。因为少数杂质散布于主体铜水中，所以鼓入空气中的氧首要氧化的是铜，所生成的Cu2O作为一种氧化剂再将杂质氧化，氧化除去杂质后，再通以碳氢质复原剂除去铜水中的氧，产出契合电解要求的精粹铜。火法精粹包含氧化和复原两个进程。    (1)氧化进程空气吹炼时，铜首要被氧化：                                  4Cu＋O2====2Cu2O    生成的Cu2O可溶于铜水中，经再与熔铜中杂质元素效果，将它们氧化，自身被复原成金属：                                Cu2O＋Me====MeO＋2Cu[next]    杂质中的Zn和As、Sb的贱价氧化物均可在高温条件下变成气体蒸发除去，而Fe、Pb、Co、Sn以及As、Sb高价氧化物则与参加的石英、石灰、碳酸钠等熔剂生成各种盐类进入炉渣。当金属杂质氧化完毕时，Cu2S开端剧烈氧化，放出SO2气体：                                Cu2S＋O2====2Cu＋SO2    经核算，当氧化精粹后期铜液中含氧0.6%、系统温度1373 K时，铜液中S含量可降到0.001％。以Cu2O形状存在的氧鄙人一步复原进程除去。    (2)复原进程  通常以重油和作复原剂，这些有机物受热分化发作H2、CO和C等强复原剂，它们再和Cu2O效果发作以下复原反响：                                Cu2O＋H2====2Cu＋H2O                                Cu2O＋CO====2Cu＋CO2                                  Cu2O＋C====2Cu＋CO    复原期结尾判别十分重要，复原缺乏或过复原，都会下降用火法精粹铜铸成的阳极板的成分和物理性质。别的要求铜中氧量降到0.05%-0.1%的水平。    (3)精粹炉结构  我国现有两种精粹炉炉型：反射炉和回转式炉。前者使用遍及，后者使用时刻较晚，至1999年全国只要2家冶炼厂选用。精粹炉首要技能特色见表4。表4  我国要为法精粹炉首要参数目标参数炉子容量/t2680120150240100炉型反射炉反射炉反射炉反射炉回转炉回转炉炉床面积/m210152123Ф3.9m×9.2mФ3.4m×7.5m复原剂品种柴油重油重油木炭粉重油复原剂用量/（kg/t）1198137　阳极板重/（kg/块）125150220210370　[next]     ①反射炉精粹  精粹炉外形与铜熔炼反射炉类似，但尺度相对较小，炉顶密闭无加料口，炉料是从炉墙上的加料口参加。炉子巨细由生产能力而定，每炉产铜可在20-150t规模，大型炉的长一般有15m，宽5m，炉体用耐火砖砌筑在钢筋混凝土支撑的钢板上，四周用钢板拉杆固定，炉头设置供热燃烧器，炉尾开设竖直烟道，烟道下有放渣口，侧墙有放铜口，炉子中部侧墙上开有尺度较大的加料口和操作门，并设可升降的门盖。    精粹作业包含质料预备、加料、熔化、氧化、复原、阳极浇铸等。炉料中一般加粗铜量占80%，回来残阳极占20％，收回的废紫杂铜少数。热粗铜用溜槽参加，冷料用加料机参加。加料后行将炉温进步到1623℃，熔化炉料，然后扒出炉渣。氧化是火法精粹进程中的一项关键步骤，压缩空气是经过外面涂有耐火泥的刺进铜水中的长铁管鼓入铜水，在吹炼的一同还要参加石英等造渣熔剂，为了有用除去Zn等蒸发元素，熔池面还需盖上一层木炭粉或焦炭末。氧化完毕扒净炉渣即进入复原操作。复原剂重油用空气或蒸汽雾化喷入铜水除去Cu2O中的氧，复原终了时铜水含氧0.05%-0.1%。复原完毕时炉内坚持1390-1423K、零负压即可浇铸。    ②回转式精粹炉  我国贵溪冶炼厂和大冶冶炼厂备有1台回转式精粹炉。前者为引入的芬兰技能和设备。后者为自行设计制造的设备。回转炉呈圆筒形，外面为钢板制成，内衬耐火砖。炉子中上部设置炉口，用于加料和倒渣，其上有盖，平常盖上。炉子一端有燃烧器，相对一端有排烟口。炉口下方有2个Ф50mm的圆孔风嘴，用于插管通气氧化或通复原剂复原，风嘴对侧有放铜口，转炉炉子将铜口转到液面以下即可放铜。整个炉体支在滚轮上。    回转炉是一种新式铜精粹设备，它的密封性好，无烟气走漏，环境清洁，能耗低，机械化程度高，但比反射炉一次出资大。    2.铜的电解精粹    在电解槽中将火法精粹铜提炼成电解精铜的进程。火法精粹所得的铜一般仍含有0.5%左右的杂质成分，选用电解精粹可将火法精铜中的杂质进一步下降到契合产品质量标准的要求。    (1)铜电解的根本进程  铜电解精粹是以硫酸性硫酸铜溶液为电解质，以火法精铜为阳极，纯铜片或不锈钢板作阴极，在电解槽中进行电解。电解时在直流电压效果下，阳极铜发作电化学溶解溶入电解液，电解液中铜离子Cu2+趋向阴极，并在阴极上沉积为金属铜。电极反响是：    阳极    Cu-2e====Cu2+    阴极    Cu2++2e====Cu[next]    电解进程中，电位比铜正的金、银不被溶解而沉落于阳极泥。与铜电位挨近的As、Sb可与铜一同溶入电解液，当堆集到必定程度时就会在阴极上分出，下降电解铜的质量。因而有必要对电解废液进行净化处理，除去对电解铜质量有害的杂质。    (2)电解设备首要设备有电解槽、阴极片、阳极板、整流电源、阳极作业线、阴极作业线以及核算机操控系统等。电解槽为一长方形槽体，多用混凝土制造，内衬耐酸防腐的铅板、PVC或玻璃钢等材料。槽子一端上边有进液口，另一端稍低处有排液口，槽底歪斜最低处有排泥斗。阳极机械化作业线已彻底替代以往靠手艺完结的一切作业，如压平、矫耳、铣耳、摆放极板等。阴极作业线有始极片整形、穿孔、吊耳、穿导电棒等。阴极洗刷、打捆也由机械完结。大型电解槽的尺度为：长5-5.5m，宽11-1.3m，深1.2-1.4m;阳极板重370kg，尺度0.98m×0.96m；阴极（始极）片6-7kg，尺度1m×lm。

摘 要 从结构控矿效果和动力成矿效果两方面论述了川、陕、甘三角区的结构与金矿成矿效果的联系，在总述该区金矿床类型、成因、地质地球化学特征的基础上，提出川、陕、甘三角区的3个金矿成矿体系：（1）西秦岭南亚带金矿成矿体系；（2）摩天岭褶皱带金矿成矿体系；（3）东北寨金矿成矿体系。并对摩天岭褶皱带金矿成矿体系的成矿系列作了进一步研讨。　　关键词 川、陕、甘三角区 秦岭 金矿床 成矿系列 成矿体系　　　　　　　　　　　　　　　　　　     1 川、陕、甘三角区区域结构及其控矿效果　　川、陕、甘三角区在地舆方位上大致是勉县—略阳—康县—武都（北部）与勉县—阳平关—青川—平武（东南部）围成的三角区。大地结构方位处于扬子地台、秦岭及松潘—甘孜褶皱带的结合部。其北以勉县—略阳—康县—武都深大开裂为界与秦岭造山带相接，其南以阳平关—勉县深大开裂为界与扬子地台相连，构成一三角状楔形地块。　　川、陕、甘三角区依据其结构特征可形象地按“三角形”区分为“三条边、一个中心”共4个区。晋宁运动、加里东运动、海西运动、印支运动直至燕山运动，使该区结构极端杂乱又颇具特征，尤其是加里东运动、海西运动及印支运动，其间揉捏—推覆—剪切效果是该区重要的结构效果。　　北边（Ⅰ区）:属西秦岭的南亚带。首要是堆积盖层（∈-O-S-D-C-P-T-J-K）的褶皱造山（磕碰造山），推覆—剪切相随同，并有必定的岩浆活动。早古生代扬子板块北缘的裂陷沿宁陕—白河以南至—红椿坝开裂之间，通过白龙江到达川西北地区，发育一套以硅质岩和泥岩为特征的黑色岩系堆积；晚古生代以泥盆纪堆积为主体，堆积盆地为断—坳陷盆地，堆积的是一套以碎屑岩和碳酸盐岩为主体，部分地区发育复理石缔造；印支期造山效果叠加改造了古生界的堆积相带展布和古地舆格式，其磕碰鸿沟邻近显着发育一系列紧锁线性褶皱，自北向南呈现一系列剪切、推覆结构；中新生代磕碰应力回返发作激烈的岩浆活动和滑脱剥离。印支期的磕碰造山和中新生代应力回返、志留纪至泥盆纪热水喷流或热水活动，是含金流体构成、搬迁、富集直至成矿的首要原因。　　东南边（Ⅱ区）：摩天岭褶皱带与扬子地台所夹的狭隘结构带（志留纪堆积盆地）。志留纪地层构成后，岩浆活动、蜕变效果都不是很激烈，但因为两地体的揉捏—推覆，平行阳平关—勉县深大开裂发作了一系列脆-耐性剪切带。变形-蜕变是金成矿的首要原因。　　西边（Ⅲ区）：属松潘—甘孜褶皱带。　　“三角形”的中心（Ⅳ区）：为摩天岭褶皱带。简略地说是一个增生地块，由北部鱼洞子地体（太古代—元古宙一致克拉通裂解构成的古地块碎片，同位素年纪2600 Ma，王新等，2000）和南部碧口地体（中新元古代增生地体，同位素年纪700~1500 Ma，王新等，2000）拼结而成。中新元古代，古华北—扬子一致克拉通开端裂解，本区呈现裂谷，并伴有基性火山喷射，构成碧口群下部；新元古代秦岭裂谷南侧裂解碎片—鱼洞子地体向南漂移，与碧口增生地体发作磕碰，进入造山阶段，在拼结带上基性-超基性岩侵入，构成了地体周边的基性—超基性岩体（晋宁期）；加里东运动首要为抬升和褶皱效果，有继承性的岩浆活动；海西期、印支期结构效果激烈，并发育中酸性岩浆活动（花岗斑岩、闪长斑岩侵入）；燕山期首要结构效果为揉捏—推覆—剪切走滑等。    2 川、陕、甘三角区金矿床　　据不完全统计，区内已发现岩金矿床50余处，累计探明储量近400 t，加上其盛产砂金，被称为“角”。近年甘肃洪流、阳山，陕西金龙山、丁家林等新类型大型—超大型金矿床的接连发现，显现了该区巨大的金矿找矿潜力。[next]　　依据金矿床的产出围岩环境，川、陕、甘三角区金矿床首要为4种类型（周遗军，1997）（表1）：①产于侵入岩中的金矿床；②产于火山-次火山岩中的金矿床；③产于堆积岩中的金矿床；④产于结构岩中的金矿床。　　表1清楚标明：大型-超大型金矿床大多归于产于堆积岩中的金矿床；散布于Ⅰ区（西秦岭的南亚带）。首要为两种成因，一种是动力成因，另一种是岩浆热液成因，具显着的层控性，且与褶皱结构联系密切；而产于侵入岩中和产于火山—次火山岩中的金矿床根本散布于Ⅳ区，沿Ⅳ区周边产出，成矿效果北缘强于南缘，其成矿与基底及基底边际的岩浆活动联系密切，首要为岩浆热液（改造）成因；矿床规划全体上不如散布于Ⅰ区产于堆积岩中的金矿床。产于结构岩中的金矿床仅丁家林金矿床，散布于Ⅱ区，其成矿与揉捏—推覆—剪切效果密切相关，为典型的动力成矿。 [next]     3 动力成矿效果　　动力成矿效果系指在地球运动过程中，因为结构运动（效果），使现已存在的岩石（地球物质）发作变形、蜕变，并发作物质成分的重组或搬迁而构成矿床的效果。它包含3个方面的重要内容：①成矿的动力：结构（运动）效果供给成矿的动力——首要是动能，动能转化为热能。结构运动发作磕碰、剪切、揉捏等效果，使运动中的岩石（地球物质）升温、变形、蜕变，整个体系存在于一动态的热体系之中，成矿物质被活化。能量的转化全体为动能转化为热能；②成矿的物源：被效果的岩石自身供给成矿的物源，整个体系为半关闭体系（等化学体系）——整个体系的总成分根本无带入和（或）带出（能够有大气降水参加），仅仅物质成分发作重组或搬迁导致部分富集——成矿；③成矿的场所：结构效果构成的大、小结构。结构成矿效果依据结构效果的性质可分为不同的类型，现在发现的首要为褶皱（褶曲）效果成矿和剪切效果成矿。剪切效果成矿又分脆性剪切效果成矿、耐性剪切效果成矿及二者的过度类型。动力成矿效果的最大特点是全体活化，部分富集。　　褶皱（褶曲）效果成矿系指结构运动（效果）使岩石发作褶皱（褶曲），在岩石褶皱（褶曲）过程中，结构活化的物质（可称之为结构热流体）因为“势差”（首要是压差）的效果，由高势（高压）区往低势（低压）区运移直至富集，发作矿化或成矿。因为褶皱（褶曲）的低压区首要是褶皱（褶曲）核部的虚脱部位、褶皱（褶曲）的层间滑脱部位和褶劈（它们都是自在空间），因而成矿往往就在这些部位发作。　　剪切效果成矿系指结构运动（效果）使岩石发作剪切变形效果，在剪切变形的过程中，随同岩石的细粒化，结构活化的物质（可称之为结构热流体）因为“势差”（首要是压差）的效果，由高势（高压）区往低势（低压）区运移直至富集，发作矿化或成矿。脆性剪切的低势（低压）区首要是剪切裂隙等自在空间，而耐性剪切的低势（低压）区首要是强应变带的弱应变域（为非自在空间）。不变形的岩石不构成上述自在或非自在空间，因而剪切效果的低势（低压）区只存在于强变形带，进而与之相关的成矿也就只发作在这些部位。　　本区金龙山金矿为典型的褶皱（褶曲）效果成矿，矿（脉）体一种为沿背斜核部的褶劈散布的含金石英—方解石脉及其两边的劈理化围岩，羽状不接连；另一种为沿背斜北翼层间滑脱面（沿D3n与C1y地层界面散布）构成的矿化围岩。青木川、玉泉坝、八海等金矿床为典型的脆耐性剪切效果成矿，丁家林金矿为典型的韧脆性剪切效果成矿。     4 川、陕、甘三角区金矿成矿体系　　川、陕、甘三角区的内生金矿床要么产在“三角形”中心的周边地带，要么产在条“边”上，但不同的结构分区其矿床类型、规划、成因等都有显着不同，即特殊的结构方位、特定的结构分区，断定了一起的结构效果和成矿效果-成矿体系。从结构-成岩-成矿的观念动身（翟裕生，1999），依据川、陕、甘三角区金矿成矿的结构动力学体系，该区可区分3个金矿成矿体系：①西秦岭南亚带金矿成矿体系；②摩天岭褶皱带金矿成矿体系；③东北寨金矿成矿体系。　　西秦岭南亚带金矿成矿体系 含金龙山、阳山、洪流、拉尔玛等大型-超大型金矿床及双王、八瓜庙等大型金矿床，相当于西秦岭南亚带金矿成矿带。其一起特点是金矿成矿效果具有必定的层控性，成矿动力来历于秦岭造山及其相关的揉捏-推覆-剪切结构效果和与之相关的岩浆效果，加里东—海西—印支—燕山—喜马拉雅期都有成矿效果发作。金龙山、拉尔玛金矿床成矿物质首要来自于围岩，而阳山、洪流金矿床成矿物质来自于围岩和岩浆岩。各矿床之间存在不同的原因是结构效果的方位、方法、性质、强度、年代，堆积岩的成分、堆积相、堆积盆地、堆积年代，岩浆岩的成分、岩浆效果方法、强度、年代、期次等不同。[next]　　摩天岭褶皱带金矿成矿体系 相当于鱼洞子地体与碧口地体拼结地体的周边，含铧厂沟、东沟坝、煎茶岭、李家沟等金矿床（以大型为主，产于北带）及八海、玉泉坝、青木川等金矿床（根本为小型，产于南带）。并分为2个成矿系列：①勉略缝合带金矿成矿系列：受勉略缝合带操控，成矿物质来历于火山-次火山岩（铧厂沟、东沟坝）和基性-超基性岩（煎茶岭、李家沟）；②阳平关开裂带金矿成矿系列：是典型的动力成岩-成矿系列；成矿动力首要来历于鱼洞子与碧口拼结体向南的推覆（或扬子地台向北的漂移）。含2个成矿带、2种类型金矿床。①青木川—玉泉坝—八海金矿带：含青木川、玉泉坝、八海等金矿床，为典型的脆耐性剪切效果成矿，以结构岩型金矿床为主，成矿物质首要来历于碧口群中-基性火山岩，矿体、矿化接连，金成色高；②丁家林—太阳坪金矿带：含丁家林、太阳坪等金矿床，为典型的韧脆性剪切效果成矿，以石英脉型金矿床为主，成矿物质首要来历于志留系黄平组地层（暗色细碎屑岩），矿体、矿化不接连，金成色低。东北寨金矿成矿体系 该金矿成矿体系坐落“三角形”的西边，受松潘—甘孜褶皱带的操控，在结构上与前3个金矿成矿体系有显着不同，有东北寨、桥桥上等大型金矿床产出。    5 结 论　　（1）川、陕、甘三角区可形象地按“三角形”区分为“3条边、1个中心”共4个结构分区。控（容）矿结构为各结构分区的鸿沟开裂带和与之相关的剪切带、褶皱结构。大部分近况床受褶皱结构操控；　　（2）无论是西秦岭南亚带，仍是摩天岭褶皱带，与磕碰造山相关的动力成矿占有重要位置。其间金龙山金矿为褶皱结构效果成矿，丁家林金矿为韧-脆性剪切效果成矿，八海、玉泉坝金矿为耐性剪切效果成矿，它们都是动能成矿。　　（3）将川、陕、甘三角区区分为3个金矿成矿体系，其间摩天岭褶皱带金矿成矿体系显着存在2个成矿系列：①勉略缝合带金矿成矿系列，是受勉略缝合带操控，与基底开裂及火成活动相关金矿成矿；②阳平关开裂带金矿成矿系列，是与剪切效果相伴的动力成矿。　　（4）在等化学体系的内动力地质效果中，结构效果（运动）能为成矿供给营力、制作空间（场所）；能独立完结成矿效果。    参 考 文 献    王 新, 王瑞廷, 赫 英. 2000. 煎茶岭与金川超大型镍矿中的伴生金及其比较分析. 西北地质科学, 21(1): 38~44.    周遗军. 1997. 论金矿床的分类. 黄金地质.    中国人民武装警察部队黄金指挥部. 1997. 陕西金龙山微细浸染金矿地质. 北京: 地震出版社. 149~151.    闫升好, 王安建, 高 兰, 等. 2000. 洪流式金矿床地质特征及成因讨论. 矿床地质, 19(2).    白 忠. 1996. 陕西铧厂沟金矿床成因讨论. 矿产与地质, 10(52): 108~113.    任文清., 周鼎武. 1999. 煎茶岭金、镍、铁矿床构成的结构岩浆效果.西北地质, 32(2): 19~24.    高航校. 1999. 李家沟金矿床成矿物质来历研讨.有色金属矿产与勘查, 8(2): 86~91.    翟裕生. 1999. 论成矿体系.地学前缘, 6(1): 13~26.

我国对贫铬矿的选矿，曾选用跳汰机、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(Cr203 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，选用重选选别，前3个跟着挖掘的完毕相继停产。现有索伦山选厂，是1985年筹建的，规划规划年产精矿粉3000～4000t，当选矿石档次25%，重选后精矿档次40%，但尾矿档次达10%，后改为强磁选流程，于1986年投产。 现在我国铬矿石的冶炼首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。 真空碳还原法用高档次铬矿石(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%。Cr203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.

续上表9长石Na2O·Al2O3·6SiO2524.619.44　68.711.8　　2.616~6.5　　K2O·Al2O3·6SiO2556.818.3　64.8　16.9　　　10白云石K2O·3Al2O3·6SiO2·2H2O796.838.44.545.3　11.8　　211石榴石K2O·3Al2O3·6SiO2·2H2O436.623.4　55　21.6　2.55~12方沸石Na2O·Al2O3·6SiO2·2H2O560.618.26.464.311　　2.3513绢云母K2O3·Al2O3·6SiO2·2H2O796.838.44.545.3　11.8　　　14高岭石Al2O3·2SiO2·2H2O258.239.513.946.6　　　2.61