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。

简介：Nkomati镍矿位于南非东部Mpumalanga地区，距离约翰内斯堡300公里处，1997年投产，为南非的第一座镍矿。分为两个矿床：高含量矿与低含量矿。高含量矿送至Rustenburg冶炼厂进行冶炼，低含量矿送至博斯瓦纳和津巴布韦进行冶炼。2007年进行扩产可行性研究，预计2010年扩产项目投产。扩产后，开采寿命将从2023年延长至2030年，并将逐步改为露天开采。产能与产量：目前每年产能与产能4000吨左右（金属量）。股东：目前该矿有两个主要股东：俄罗斯Norilsk镍业公司占股50%，南非ARM公司（AfricanRainbowMinerals）占股50%。2005年6月份澳大利亚LionOre从南非ARM公司手中购得该矿50%的股份，而俄罗斯Norilsk镍业公司控股LionOre97.7%。 近年来的镍矿产量一览表：金属（吨） 2006     2007    2008    2009预计  2010预计 4826     3722     5000      7050       15250

简介：Rustenburg为南非著名的伴生矿，主要为铂金矿，铜和镍为副产品。Rustenburg包括两个著名的包金矿区：Merensky and UG2 reefs。近年来，罢工不断，生产经常受到影响。产能与产量：目前年产能为2.7万吨，年产量为2.6万吨左右（金属量）。股东：目前英美铂金公司（Anglo American Platinum Corporation Ltd）是该矿的唯一股东，占股100%。 近年来的镍矿产量一览表：金属吨 2006       2007       2008       2009预计      2010预计 27000      23400      26555      27000        27000

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。

它是西方第一个用RIP法从化矿浆中提取金的矿山。工厂坐落南非Easten Transvaol区域。其处理才能约375t/d，其间90%矿石来自该厂邻近的露天矿，金档次约1g/t；其他矿石是由离该厂约10km的两座小的高档次矿山供给的，金档次为5~15g/t。因矿石中粘土含量高达50%左右，不宜选用惯例化、锌置换法或堆浸法提金。因而，进行了具体的RIP与CIP法提金的中间规划比照实验，进一步证明了关于该化矿浆而言，RIP法显着胜过CIP法，故将其改造为RIP法提金厂，并于1988年处理了RIP法改造和投产初期的各种问题，1989年进入了正常的RIP法提金出产，处理量逐步添加，简直为CIL法的两倍，并且经济效益大为进步。    1)工艺流程    在化介质中磨矿并与水力旋流器分级组成闭路，合格粒级的稀矿浆经水平振动筛进行预筛分以去除木屑，再经水力旋流器脱水，其底流进化浸出槽，经RIP法吸附的载金树脂用Na2Zn（CN）4溶液淋洗金，以钢绵作阴极的电积槽收回金，贫树脂经硫酸再生，水洗后回来RIP体系。加热解吸、电积和再生体系设备如图1所示。    2）首要设备及材料    ①磨矿。新增球磨机Ф6300mm×1800mm一台，原有的球磨机Ф1800mm×1800mm备用。    ②化浸出。新添加的3台容积均为180m3的机械拌和槽与原有的6台容积均为55m3的空气拌和槽串联，构成浸出体系，新添加的大槽串于前端。    ③RIP吸附体系。4台高径比为3、容积均为10m3的锥底空气拌和（即帕丘卡）吸附槽串联而成RIP体系，并决议再添加2个吸附段。    ④树脂。起先为A101DU；后改用A161L，为大孔强碱性树脂，其粒级为＋0.85mm占92%。    ⑤解吸再生。解吸再生柱一个，其容积为1000L，1989年又缔造一个这样的解吸柱；别的还缔造一个1800L的解吸柱。[next]    ⑥电积槽。规格为900m×500m×700mm，外壳为聚材料，内装7个钢绵阴极和8个不锈钢网阳极；每个阴极含250g钢绵，装于一个聚箱（宽400mm）中。    3)首要工艺参数    ①化浸出。液固比坚持2:1左右，因为矿石中粘土含量高（约50%），粘度大，浸出时刻24h，相应的矿浆流量约36m3/h。    ②矿浆吸附。每段内投入树脂500L，相当于树脂浓度为20g/L，矿浆在每段内均匀停留时刻约20min;树脂流量300L/d,相应的矿浆与树脂的体积流量比约为2900：1。    ③载金树脂的解吸与电积金。该厂选用Na2Zn（CN）4-NaOH作解吸剂，解吸与电积金串联大循环运转。    ④解吸条件。温度60℃（树脂答应的最高温度应不超越65℃）；Na2Zn（CN）4浓度为0.6mol/L（简直为该盐在60℃时的饱满浓度）；流量为500L/h，此为电积槽所答应的流量上限。    ⑤电积条件。电流密度100A/m2（阴极表面积）；总电流300A；解吸电积金周期原先为4d，后经改善降为2d。    ⑥贫树脂再生。再生剂为1mol/L H2SO4。    4）RIP吸附体系的操作    吸附槽内的树脂一矿浆混合物经空气提高器提高到坐落该槽上面的弧形筛上，矿浆经过0.5mm筛孔，从一个槽流向下一个槽，而筛上的树脂回来原吸附槽。树脂则与部分矿浆守时从吸附槽底的阀门排出，经歪斜的溜槽进入筛孔为0.3mm的水平振动筛，筛下的矿浆回来原吸附槽，而筛上树脂搜集后入工送往上一吸附槽，与矿浆呈逆向活动；关于首槽的载金树脂则水洗脱泥后送往解吸工段。    5)首要成果    ①浸出及矿浆吸附。9台浸出槽和4台RIP吸附槽中矿浆液相金浓度见表1。浸出槽1~3为大槽，矿浆在其间的停留时刻达15h，但浸出率仅为最终值的80%左右，阐明该矿石浸出速度较慢。而吸附尾浆液相中金浓度尽管比改造初期(0.05mg/L)有所下降，但仍不抱负。为此，将新添加吸附槽、解吸柱和电积槽，使贫树脂中残留金浓度下降，以便最终使吸附尾浆液相金浓度在0.01mg/L以下。[next]表1  各浸出槽和RIP法吸附槽矿浆液相金浓度散布    w(Au)/（g·t-1）槽1989年10月1日1989年10月6日球磨后矿浆0.24×10-40.34×10-4浸出槽10.60×10-40.59×10-4浸出槽20.59×10-40.60×10-4浸出槽30.64×10-40.62×10-4浸出槽40.65×10-40.65×10-4浸出槽50.66×10-40.66×10-4浸出槽60.63×10-40.68×10-4浸出槽70.70×10-40.65×10-4浸出槽80.66×10-40.64×10-4浸出槽90.68×10-40.66×10-4吸附槽10.37×10-40.24×10-4吸附槽20.20×10-40.14×10-4吸附槽30.059×10-40.075×10-4吸附槽40. 033×10-40.025×10-4注：原矿金档次约1.4g/t     RIP法与CIL法出产期间，各段吸附剂上金浓度散布均匀值见表2。可见，载金树脂的金容量高。因而，载金树脂每周仅需花48h解吸一次。因为载金炭容量低得多，载金炭量相应增大，故需每天24h接连地用很多溶液解吸，导致炭浆法费用增大。[next]表2  RIP法与CIL法各段吸附剂上均匀金含量  w(Au)/（g·t-1）办法1段2段3段4段贫吸附剂RIP法5230365023801490810CIL法1079714482246196     ②载金树脂的解吸、电积和贫树脂再生。解吸60批载金树脂的成果如图2所示。由图可见，每吸附10次或更屡次，解吸率急剧下降，贫树脂残留金容量急剧上升。这是因为用ZnO与NaCN制造Na2Zn（CN）4时副产物NaOH堆集达200g/L的成果。别的，因屡次循环运用，该解吸剂中Cu、Fe别离达10g/L和2g/L左右。    因而，每解吸5或6次需弥补一批新解吸剂，相应的典型的解吸电积循环流出液中金浓度随时刻改变联系如图3所示。解吸最好与最差的成果见表3。其他批的解吸成果居于这两者之间。可见，即便金解吸作用好时，钻、镍的解吸率也仅达60%左右。别的，当金解吸差时，大部分其他元素的解吸也差，尤其是钻、镍、铁和硅。可是，从改造初期的18个月的吸附一解吸一再生循环来看，没有痕迹标明钻、镍及其他任何金属会以有害物方式堆集于树脂上，阻碍金的吸附。[next]表3  载金树脂用化锌络合物解吸以及硫酸再生作用元素好的坏的负载树脂/（g·t-1）解吸和再生树脂（g·t-1）解吸率/%负载树脂/（g·t-1）解吸和再生树脂（g·t-1）解吸率/%Au6730462934820174064Ag101>50208>76Zn219001470933290492085Cu347088975890158073Ni18407705890654040Co302966814813310Fe118001700864190255069Ca6448986113012189Si7730595921950137030

该厂属于麦契逊金矿发展公司，主要含锑矿物为辉锑矿，含有少量辉锑钛矿（FeS、Sb2S3），此外矿石中还含有砷锑金矿。该石所用浮选-重选流程见下图。  图  南非麦契逊锑选厂流程图       日处理矿石能力为1800~2000t，原矿含锑3%时，可获得品位为60%的锑精矿。

随着我国钢铁工业的发展，对铁矿石的需求越来越大。进口铁矿石在国外三大矿山企业垄断下，价格不断推高，使我国钢铁企业的生存非常困难，多元化的进口将是未来的发展趋势。进口的某南非铁矿石品位相对较低，不能直接用于冶炼，需要经过选矿加工才能满足我国炼铁工艺的需求。 一、原矿性质 （一）原矿多元素分析 南非某铁矿石多元素化学分析结果见表1。 表1  原矿多元素化学分析结果    %（二）原矿铁物相分析 南非某铁矿石铁物相分析结果见表2。 表2  原矿铁物相分析结果    %从表2可见，该矿石以磁性铁矿物为主，其它铁矿物含量很低，提纯选择磁选即可。 （三）原矿筛析试验 原矿筛析结果见表3。 表3  原矿筛析结果从表3可见，原矿颗粒较粗，+200目含量占55.70%。 二、选矿试验 （一）直接磁选试验 1、1次磁选试验 在不磨矿的情况下，采用GX－167型鼓式磁选机，规格φ327mm×180mm，磁场强度79.578kA/m，进行磁选，得1次磁选粗精矿。试验结果见表4。 表4  1次磁选试验结果    %从表4可见，经过1次磁选，铁精矿品位只有63.56%，不能满足要求。 2、2次磁选试验 将1次磁选粗精矿进行第2次磁选，得2次磁选精矿。试验结果见表5。 表5  2次磁选试验结果    %从表5可知，不经磨矿，2次磁选后，精矿品位为64.48%，明显偏低。考虑到原矿粒度较粗，矿石单体解离得不够充分，有必要进行磨矿试验。 （二）磨矿细度试验 1、磨矿时间对磨矿细度的影响 取矿样500g，采用XMQ－φ240mm×90mm锥型球磨机，磨矿浓度70%，磨矿时间分别为1，2，3，5，7min，考察磨矿时间对磨矿细度的影响。试验结果见图1。图1  磨矿时间与磨矿产品中－200目关系曲线 从图1可见，随着磨矿时间的增加，磨矿细度增加，2min －200目含量达70.54%，7min －200目达96.94%。 2、磨矿细度对磁选的影响 采用XCS－73型φ50mm磁选管，磁场强度95.493kA/m，进行一段开路磨矿，1次磁选，考察磨矿细度对磁选指标的影响。试验结果见表6。 表6  不同磨矿细度下磁选管试验结果从表6可见，随着磨矿细度的增加，铁精矿品位增加，回收率在逐渐减少。但回收率的变化不是很大。磨矿细度－200目占70.54%和79.04%时，铁精矿品位已达到要求。考虑到随着磨矿细度增加，能耗也增加，在工业上是不经济的，故选取磨矿时间2min，磨矿细度－200目占70.54%。 （三）流程试验 采用XMQ－φ240mm×90mm锥型球磨机进行磨矿，磨矿细度－200目占70.54%，采用GX－167型鼓式磁选机，磁场强度79.578kA/m，进行流程试验。流程见图2，试验结果见表7。图2  试验流程 表7  流程试验结果    %从表7可见，通过流程试验，两次磁选后获得精矿品位65.96%，回收率98.30%，选矿指标较好。最终精矿多元素化学分析结果见表8。 表8  最终精矿多元素化学分析结果    %从表8可见，铁精矿中SiO2，S，P含量都较低，铁精矿品位能够满足我国炼铁工艺的需求。 （四）原矿－100目产品磁选试验 从表3可看出，原矿－100目粒级含量达68.40%。为考察原矿磨矿前进行预先分级的可行性，对－100目粒级物料在磁场强度79.577kA/m的磁选机上进行2次磁选试验。试验结果见表9。 表9  原矿－100目物料磁选试验结果从表9可见，原矿－ 100目物料经过2次磁选后，精矿品位为65. 60%，回收率为98. 47%，完全满足预先筛分的要求。 （五）推荐工艺流程 根据以上试验，对该矿石推荐流程见图3。图3  推荐工艺流程 三、结论 南非某铁矿石通过一段磨矿，在磨矿细度－200目占70.54%时，经2次磁选后，可获得产率88.46%，品位65.96%，回收率98.30%的铁精矿，精矿中硅、硫、磷均不超标，能够满足我国炼铁工艺的需求。

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。

南非德兰士瓦的布什维德火成岩有约20亿t钒钛磁铁矿。主矿层含V2O5 1.5%左右，54%～60%的Fe及12%～14%的TiO2。 德兰士瓦的威特班克钒厂 其质料成分如下：成分FeV2O5TiO2Al2O3Cr2O3%50～60～2.58～201～9～1.0 其生产流程如图1。矿石经磨细至70%－200目，脱水，配加纯碱、食盐、芒硝，在反转窑内1200℃氧化焙烧。排出的HCl气体，先喷水冷却，然后用中和，通过循环吸收，NH4Cl到达150～180g/L，用作沉钒剂。焙烧料比严重、多孔，用水渗滤浸取。浸取液用NH4Cl沉钒得。在50℃下枯燥，为白色结晶，作为产品出售。进一步煅烧脱，得赤色氧化钒作催化剂用。进一步熔化，可制成熔片出售，成分如下：成分V2O5Na2OSiO2FeAsPS/%77.10.10.10.050.010.010.01红氧化钒熔片/%99.30.20.20.20.010.010.01图1  南非威特班克厂流程 从矿石至产品，钒的总收率约60%。沉钒后液经蒸腾、浓缩后可分出NaCl，与NH4Cl母液，均可回来运用。

米德尔堡的瓦斯帕克洛夫厂该厂于1974年投产。也用布什维德矿作质料。成分（%）如下：成分VFeTiO2SiO2%0.9255.612.72.2 矿石先碎至30mm，烘干，再磨细至70%－0.09mm，增加芒硝，用Na2SO4返液造粒，粒径10～12mm。先在链箅机上枯燥、预热至900℃，然后在反转窑1270℃焙烧60～110min，转化率大于92%。研讨以为，使用返液中的V5＋在焙烧中起催化作用，可促进矿石中的三价钒与芒硝反响转化为可溶性V2O5。矿石中的SiO2对钒的转浸率有显着影响。由1可见，SiO2大于2.5%才有显着的晦气影响，碱与硅酸的结合随温度升高及时刻延伸而增加。图1  氧化硅对钒浸出率的影响 1－增加7%Na2SO4；2－增加14%Na2SO4 焙烧后的球团在串联的大型浸取塔使用热水作逆流浸取，温度对浸取率有显着影响，如图2所示。进步温度至125℃可显着缩短浸取时刻。图2  浸出温度对钒浸出率的影响 所得浸取液含35～70g/L V，1g/L SiO2左右，悬浮物3～7g/L。除硅时参加Al2（SO4）3，用量每mol的SiO2为1.2mol。 沉钒时参加（NH4）2SO4用量每mol的V2O5为1.2mol，pH＝7.5～9，温度为25～35℃，得到的含Na2O小于0.1%，在反转窑内分化、熔化成V2O5熔片出售。 选用钒钛磁铁矿直接化焙烧后，浸取渣含钠高时，不宜再用作炼铁质料，或只能部分用作炼铁质料，是本法的严重缺陷。

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.

南非立案对我国铝型材发起反倾销调查。市外经贸局近日组织佛山16家涉案企业召开应诉协调会，专家认为，中国企业应诉胜率较高。 　　反倾销专家——北京高朋律师事务所杨麟律师为我市企业讲解南非反倾销调查程序、特点及应对策略。 　　杨麟说，南非承认中国的市场经济地位，同时南非进口商对政府的影响力较大。佛山铝型材企业应当积极参与应诉，不应轻易放弃南非市场。 　　据了解，目前广东坚美铝型材厂有限公司代表明确表示将应诉，其他企业代表则表示要回去进行评估后再决定是否应诉。.

在介绍NIM设备之前，有必要介绍一下英国伦敦帝国大学化工系克卢蒂（Cloete）和斯特里特（Streat）发明的C－S离子交换设备（见图1），他们两人从1961年开始研究采用双层塔板的离子交换塔。两层塔板离得很近，而且两层塔板的开孔相互错开。当进液突然停止时，各交换室的树脂能停留在塔板上，操作比较稳定，不容易乱床。1967年他们获得了英国专利权。图1  C－S离子交换塔示意图 南非国家冶金研究所以C－S离子交换塔的研究成果为起点，研究多级流化床。于1971年和1972年分别在塔板设计和控制树脂存留量方面取得了专利。 1975年下半年开始设计用于金矿浸出液中回收铀的多级流化床。其结构特点： 一、吸附塔直径：2.5m 二、塔板间距：1m 三、塔板开孔孔径：12mm 四、塔板开孔率：2% 五、除底塔节外，其余各级用简单的穿孔板隔开，底塔节塔板布液孔安装罩帽，用以控制树脂存留量以及转移的树脂量。 六、饱和树脂排出时先进入树脂转移仓，用水压提升。塔顶用Φ1.22m转动筛脱水，其上铺50目不锈钢网。 达到的效果： 进塔浸出液铀浓度200mg／L，吸附后尾液降到～1mg／L，运行17个月树脂损失的月实测数据为0.25%。布液均匀，操作稳定。各交换室的树脂存留量在一定的流速条件下基本一致，连续运转17个月操作正常。 在直径2.5m的塔成功地运转17个月的基础上又设计了直径为5.5m的大塔，塔总高30m，同样用于从金矿浸出液中回收铀。

本工艺及设备配置的目的，主要是通过碎磨作业产出合适粒度级别的铬矿砂，再由摇床脱去杂质，脱水烘干后得到最终的成品铬矿砂： 矿石>>颚式破碎机破碎>>皮带机输送>>料仓>>棒磨机磨矿>>滚筒筛筛分>>摇床重选>>成品烘干。 1、矿石的破碎： 矿石给料到破碎机后，破碎后的颗粒控制在20mm以下，经由皮带输送机运送到棒磨机料仓，破碎机为间歇工作，料仓的大小以满足破碎机检修润滑时间为宜。 2、棒磨机给料： 棒磨机由电磁给料机控制均匀给料，给料方式为自动控制，料和水同时给入棒磨机，给料机安装在料仓底部，具有定量均匀给料和防止料仓堵塞的作用。 3、磨矿： 棒磨机为湿法磨矿，在棒磨机中装入与棒磨机筒体长度基本等长的钢棒，钢棒配比按照成品粒度为0.2mm～0.45mm配置，因棒磨机磨矿作业为线接触，可有效控制过粉碎，最大限度的产出合格成品。 4、筛分：棒磨机出料直接进入滚筒筛，滚筒筛分段配置筛网，内层为防护骨架，筛网包裹在骨架上，合格的粒度进入料池，由胶泵送至摇床分选，少数大颗粒由头部送出，人工送至棒磨机再磨。 5、重选：铬矿砂的选矿采用6S摇床重选，在有水的环境内，摇床床面振荡产生重力梯度场，根据物料比重的差异排除杂质，从尖灭角出矿带产出合格铬矿砂。 6、铬矿砂烘干：采用转筒烘干机，热量从进料端进入，顺流操作，热力散失后排出，进料段有内螺旋推进湿料，中段有扬料板防止板结。 随机配有进出料密封装置，如燃煤只需在进料端砌筑耐火砖炉子即可。 转筒烘干机为连续作业设备，最好连续生产，避免反复开机预热造成的热量散失。

1 主题内容与适用范围 本标准规定了铁合金用铬矿石的分类、技术要求、试验方法、检验规则、包装、标志和质量证明书。 本标准适用于生产铬系铁合金用的铬矿石。 2 引用标准 YB 879 铬矿石化学分析方法 GB 2007 散装矿产品取样、制样通则 GB 5689 冶金矿产品包装、标志和质量证明书的一般规定 3 分类 按铁合金用铬矿石的用途划分为两类： 第一类：精炼中、低、微碳铬铁，金属铬和铬盐用铬矿石； 第二类：冶炼高碳铬铁、硅铬合金以及转炉吹氧法生产的中、低碳铬铁用铬矿石。 4 技术要求 4.1 按化学成分第一类铁合金用铬矿石分为二个等级，见表1。 表 1等级化学成分，%Cr2O3Cr2O3/FeOSiO2MgOAl2O3SPC不小于不大于一级品48.03.06.016.010.00.0200.0080.10二级品45.02.59.018.012.00.0200.0100.10 注：金属铬用一级品铬矿石，其中MgO含量不小于22.0%。 4.2 按化学成分第二类铁合金用铬矿石分为二个等级，见表2。 表2等级化学成分，%Cr2O3Cr2O3/FeOMgOAl2O3SPC不小于不大于一级品42.03.018.012.00.0200.0080.20二级品38.02.522.015.00.0200.0100.20 4.3 需方对铬矿石化学成分有特殊要求时，可由双方商定。 4.4 精炼铬铁用铬矿石中不得混入炭质夹杂物（如焦炭、煤块和沥青等）以及磷酸盐矿物等。 4.5 精炼铬铁用铬矿石，其粒度为块状或粉状；冶炼高碳铬铁用铬矿石，其粒度为块状，其中小于10mm者不超过10%。 注：需方对粒度有特殊要求，由双方商定。 5 试验方法 5.1 铬矿石化学成分分析方法按YB 879的规定进行。 5.2 铬矿石取样、制样按GB 2007.1～2007.7的规定进行。 6 检验规则 6.1 铬矿石的质量由供方技术监督部门负责检验。 6.2 铬矿石按批交货，一次交货为一批，每批为一检验单位。 7 包装、标志和质量证明书 铁合金用铬矿石的包装、标志、运输、贮存和质量证明书按GB 5689规定执行。

石油　　储量占国际近12%多，其间，撒哈拉区油占国际12%，20多个产油国 中尼日利亚、阿尔及利亚、利比亚、安哥拉和埃及五国的产油量约占 非洲总量80%以上。　　蕴藏石油的部分国家有：阿尔及利亚、尼日利亚、利比亚、安哥拉，埃及，贝宁、赤道几内亚、刚果(布)、加蓬、喀麦隆、科特迪瓦、苏丹、坦桑尼亚、突尼斯等。　　铂、铬、锰、钯　　铂和钯储量占国际89%;锰矿和铬矿储量别离占国际83%和91%。　　铂和钯会集在南非;铬矿会集在南非和津巴布韦;锰矿会集在南非和加蓬。　　钻石　　储量占国际60%，刚果(金)金刚石 产值居国际第一位。　　会集在刚果(金)、博茨瓦纳和南非。　　黄金、磷酸盐、钴　　储量皆占国际50%以上，阿特拉斯 区是国际三大磷酸盐产地之一，南非黄金产值居国际第一位。　　金矿首要散布在南非、加纳、津巴 布韦、刚果(金)、坦桑尼亚和马里;磷酸盐会集在摩洛哥，是闻名的磷酸盐生产国;钴矿会集在刚果(金) 和赞比亚。　　铀、钽，、锆，石墨、矾土　　储量皆占国际30%以上，其间，赤道几内亚的矾土储量占国际27%　　铀会集在南非;钽矿会集在莫桑比 克;石墨会集在马达加斯加;矾土散布在几内亚、南非、博茨瓦纳、几内亚比绍、加纳、津巴布韦等。　　铁、铜、锌、铝土　　储量皆占国际20%以上。　　刚果盆地外环区为金属矿首要散布区，刚果(金)和赞比亚的铜矿以 储量大、档次高闻名。西非区首要有铁矿和铝土矿，利比里亚铁矿闻名，几内亚铝土矿储量居国际首位。

锰钢管价格，国内锰钢管价格走势仍无起色，各地硅锰厂家亏损严重，钢厂采购价格低且采量少，虽目前各家报价暂无跌幅，但均表示，由于较多钢厂定价低，市场实际成交价格又有所小幅下调，较多厂家成本高，只能关停炉子，暂时不对外销售，以应对当前弱势。从矿石方面来看，同样受制于成交冷清，价格继续处于弱势，但由于国外矿石报价高，进口锰钢管价格价格暂无太大跌幅，港口贸易商也不敢操作，对于短期内市场，各方均认为，由于整个钢铁体系的走弱，硅锰合金价格较难出现回暖可能，但市场大批锰钢管价格企业关停，现货资源紧张致使个别地区价格小幅上调也不无可能。无论如何，2009年的锰钢管价格市场总会对锰钢管产品保持一定的需求量，但这会使2009年锰钢管行业的竞争变得更加残酷。由于铁合金产量下降，对矿产原料的选择也更加严格和挑剔，这也将动摇矿产企业的垄断地位。如印度、南非、阿曼、土耳其等国家都已表示在2009年中要增加一定的铬矿和合金的出口量，而需求将会是近年来最差的一年。从这些情况分析，在2009年，全球铬矿的供应将会出现过剩局面。由此可预计， 2009年的铬矿市场价格会继续下滑到一个新的一个平衡点。锰矿总行情亦大同小异，锰矿的卖方市场地位将会发生改变。因而2009年锰矿价格有可能会回到2007年二季度的市场水平。&nbsp;　　在遭遇前所未有的金融风暴冲击这一特殊时期，上下游企业的联手共渡显得尤为重要。供需双方应立足于长远发展，在保护市场利益的同时维护好双方的利益关系，从而在经济严重衰退的特殊时期相互取得利益的最大化。　　应该意识到，锰钢管形势的好转和真正意义上的走出困境，尚需一年左右的过渡时间，铁合金行业应该克服悲观情绪，因为中国的内需市场走势仍好于国际市场，中国铁合金业在国际市场中仍有着举足轻重的地位。更何况无论在什么情况下，市场都会为铁合金产品的交易提供一定的机遇，关键的是我们注意抓住时机，把握机遇，掌握市场的主动权。　　　总之，2009年中国锰钢管行业面对的形势会更加严峻。因此，我们一定要坚定信心，要把控制生产总量与行业结构调整结合起来，进一步加大铁合金生产企业重组力度，加快淘汰落后生产能力步伐。进一步加快产品结构调整进程，带动产品出口结构的调整。要切实抓好全行业的节能减排工作，大力推广节能减排先进技术应用，提高企业创新能力和竞争力，促进行业持续平稳发展。锰钢管价格的情况更加的令人担忧，锰钢管价格已经开始出现了下滑的趋势，民营钢厂的减产信息使人为稳定价格的阻力重重，锰钢管由此可能陷入下滑通道，随价格的下调，还会有更多的企业选择临时性停产。

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(见图)。 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。

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。

原生铂矿是国际出产铂族金属的首要资源。其特点是：①铂族金属档次高，镍、铜档次低，贵贱金属价值比低至五倍，高至数十倍；②尽管镍铜档次很低，但仍首要呈磁黄铁矿、黄铜矿、镍黄铁矿等类矿藏，与共生硫化矿相似；③六个铂族金属都有矿化并共生，尽管矿藏品种杂乱，矿藏粒度很细，但多与有色金属矿藏严密连生或被后者包裹，易于一起浮选富集。因而原生铂矿都用相似于镍铜共生硫化矿的选冶工艺处理矿石，即以镍铜选冶技能作载体使贵、贱金属一起富集，贵贱金属别离后提取贵金属精矿，完成贵贱金属全面综合使用。    （一）南非美伦斯基铂矿选矿富集    前期用重一浮流程处理含铂把7-15g/t,氧化蚀变严峻的混合矿石，现多用单一浮选流程处理含铂族金属5-6g/t, Cu约0.14%，Ni约0.2%的深部原生硫化矿石。矿石中铂族金属的相对份额（％）为：Pt 59、Pd 25、Ru 8、Rh 3、Ir 1、Os 0.8，含CrA 0.25％。    最大的吕斯腾堡铂矿公司的浮选工艺：磨矿至74μm约占60%，硫酸铜作活化剂，黄药或黄药加二硫化磷酸盐的混合物作捕收剂，酸为起泡剂，糊精或古尔胶或淀粉作滑石抑制剂。浮选精矿产率3%-4%，贵金属档次150g/t,选矿收回率82%-85%。精矿中其他成分（％）：Ni 4、Cu 2.3、Fe 15、S 10、CaO 3、MgO 15、SiO2 39。    英帕拉公司和西铂公司处理的原矿铂族金属档次较低（表1  粗精矿成分类/%元素PtPdAuCuNiFeSSiO2MgOAl2O3CaO含量34.2g/t108.9 g/t1.9 g/t0.240.355.72.744.615.115.88.4     粗精矿中贵金属档次算计146g/t,收回率88%。铜、镍选收率分别为69%和52%。    2.天然pH介质浮选    以蛇纹石为主的铂矿石，含Pt 3.1g/t、Pd 9.95g/t、Au 0.19g/t、Cu 0.03%、Ni0.06%。磨矿浓度58％，磨至-74μm占90%，矿浆浓度36%当选，磨矿-浮选进程中不加酸或碱调整剂，介质pH≈8.2，捕收剂用AERO317（136g/t），起泡剂Dowfroth-250（6.8g/t），抑制剂Pennfloat（391g/t），浮选8min,粗精矿产率6.1%，贵金属档次（g/t) : Pt52.9、Pd 146.2、Au 3.1，含Cu 0.31%、Ni 0.45%。收回率（％）：Pt 96、Pd 86、Au 95、Cu 69、Ni 49。    粗精矿用水溶性聚合物TDL和Minflo Ⅰ 作业脉石矿藏抑制剂（136g/t），在调浆桶内参加，调浆10min，用Dowfroth-250作起泡剂，AERO404作捕收剂精选，精矿产率44％，精矿成分如表2。[next]表2  精矿成分表/%元素PtPdRhIrAuCuNiFeSSiO2MgOAl2O3CaO含量115g/t305 g/t10.3 g/t1.9 g/t6.8 g/t0.660.867.32.446.820.96.65.9     贵金属档次算计440g/t。精选进程铂、把收回率分别为96％和92%。中矿闭路回来粗选。还可恰当下降精选收回率，削减精矿产率进步精矿档次。如铂、把精选收回率降至85%和82%时，精矿中贵金属档次可进步至（g/t）：Pt 192、Pd 656、Au 16,还含副铂族金属12g/t，七个贵金属算计876g/t。其他首要成分（％）：Cu 3.4, Ni 6.2, Fe 18、S16。    （四）原生铂矿浮选精矿冶炼    南非原生铂矿浮选精矿及美国斯蒂尔瓦特原生铂矿浮选精矿中贵金属的价值占80%和98%以上，有用收回贵金属是冶炼的首要意图。    通用的冶炼工艺与伴生铂族金属的硫化铜镍共生矿冶炼工艺相似。首先以贱金属硫化物熔炼作载体技能，造渣别离占肯定量的硅酸镁、铁及钙、铝脉石矿藏，使用熔融的贱金属锍（Ni3S2-Cu2S-Fe2S固溶体）对贵金属高效而牢靠的捕集才能，使一切贵金属全面高效地富集在锍中。熔融锍用空气在转炉中吹炼使硫化铁氧化为氧化铁，并与参加的石英生成硅酸铁炉渣别离，取得含铁小于3%和富含贵金属的铜镍高锍（Cu2S-Ni3S2-贵金属固溶体），高锍中贵金属价值占80％以上，冶金上称之为“贵金属铜镍高锍”。    如熔炼含贵金属约150g/t, Cu+Ni约7%的南非吕斯腾堡浮选精矿，悉数贵金属在锍中收回率99%。操控熔炼锍产率在15%以内，贵金属在锍中富集6倍，档次约达1000g/t（0.1%）。氧化吹炼除铁后取得贵金属铜镍高锍含Cu+Ni约70％，贵金属档次达0.2%-0.3%，收回率98%-99%。    UG-2浮选精矿因含高熔点氧化铬矿藏，需用低熔点熔剂（如膨润土）与精矿制粒，加较多的石灰石（精矿量的14%)并在电炉中熔炼。1300℃放出的锍含Pt+Au 2770g/t,Ni 17.9％、Cu 10.5％、Fe 42.8％、S29.2％，熔炼富集6.5倍。锍经氧化吹炼除铁取得含Ni 48％、Ni+Cu约75％的高锍，Pt+Au档次进步至7000 git（0.7％）。    贵金属铜镍高锍的冶炼工艺仍以提取贵金属为首要意图，使用加压硫酸浸出、氯化浸出等强化、高效的贵、贱金属别离技能，尽早地提取出高档次贵金属精矿，防止或削减贵金属在有色金属冶炼进程中的积压、周转和丢失，再从高档次贵金属精矿中有用别离和提取各种贵金属产品。这两段是表现原生铂矿冶炼技能水平，不断研讨、开展并完成技能创新和技能进步的要点。