德国铬铁矿无钙焙烧概况
化工公司持续清洁生产铬铁矿焙烧工艺采用无钙焙烧实施方案
化工公司持续清洁生产锚铁矿焙烧工艺采用无钙焙烧实施方案1.1无钙焙烧工艺是国际通行、国家推进的清洁生产工艺1.1.1国际形势当前世界铭盐工业面临的主要问题是铭污染问题，为减少格盐生产对环境的污染，国外铭盐生产已向集中化、大型化、自动化和采用无钙焙烧清洁生产工艺方向发展。
美国现仅有两家格盐厂，总生产能力为11.6万吨/年，俄罗斯两家铭盐厂在18万吨/年以上，日本两家公司为5万吨/年，英国一家公司生产能力为13.5万吨/年，其他如哈萨克斯坦、波兰、南非、罗马尼亚、伊朗等国家也仅有一个或两个生产厂家。
国外格盐工业发展有两种模式：一是工业发达国家对本国铭盐生产不再扩建和新建，而是在现有装置上完善生产工艺，加强设备改造，适当增加产量和品种；二是铝矿资源较丰富的国家引进国外先进技术建厂，发展本国格盐工业。
这两种模式都强调格盐生产工艺的先进性，据调查，国外铭盐生产已基本采用无钙焙烧工艺，排渣量少，通过工艺改进减少对环境造成的危害。
1.1.2国内趋势我国格盐工业起步于1958年，经历了40多年的曲折历程，随着国民经济的发展和世界铭盐需求增长的影响，呈现出蓬勃发展的态势。
规模由小到大，装备由落后到比较先进,由对环保的漠视到逐步意识到对企业生死攸关的影响，从盲目发展逐步过渡到有计划、有理性的控制发展。
据统计，我国目前铭盐生产厂为20家左右，2005年全国红矶钠的生产总量约26万吨，成为世界最大的格盐生产国。
但我国铝盐行业生产仍采用有钙焙烧老工艺，与国外相比，存在着生产厂点多、装置规模小、装备较差、生产工艺落后、环境污染较严重等问题，严重制约了格盐工业的健康发展。
有钙焙烧工艺因生产过程需添加大量钙质填料，造成吨红机钠铭渣排放量2~3吨左右，含钙格渣中有毒六价铝高达1~15%,并伴生致癌酸溶性六价铭（铭酸钙）难以解毒或利用。
目前国内格盐行业采用无钙焙烧工艺的只有年产量为1万吨的甘肃民乐化工厂，渣害问题成为我国格盐行业头等难题。
铬铁矿的还原焙烧过程
铬铁矿的还原焙烧过程铬铁矿的还原焙烧过程1、焙烧温度对铬铁矿还原焙烧效果的影响图1铬铁矿经不同温度下焙烧120min后所得产物的SEM图像图1为铬铁矿在不同焙烧温度下还原120min后产物表观形貌的SEM图像。
从图中可以看出，当焙烧温度为950℃时，矿石颗粒表面存在明暗不同两相，但相互分离并不彻底，相界面难以辨别。
温度为1050℃时，明亮物相与相对较暗物相己能够明显分辨，且较950℃时体积有所增大。
当温度升至1150℃时，明亮物相由球状发展为棒条状。
通过EDS检测可知，明亮物相为还原析出相，其主要成分为金属铁、金属铬和少量的碳，较暗物相为铬铁矿基体相。
不考虑各析出相中的碳元素，排除相分离尚不充分的950℃还原产物，可将其他试样析出相中铁和铬的比例关系绘如图2。
由图2可知，在1050℃和1100℃时，析出相中主要成分为铁元素，而当温度升至1150℃时，铬元素成为析出相的主体元素。
由此可以得出在950-1100℃的范围内主要发生的是铬铁矿中铁的还原，铬仍存在于矿石基体中。
当焙烧温度达到如1150℃时，大量的铬被还原为金属态进入析出相，证明在此温度下部分含铬尖晶石相参与了还原反应。
实验所得结论与热力学分析结果一致。
图2 不同焙烧温度下还原120min后析出相金属元素组成图3为Factsage软件计算得出的1100℃和1150℃下Cr-Fe-C-O系优势区域图。
在1100℃时，常压线(由“+”组成)穿过了优势区域图中的灰色区域()和浅灰色区域()，意味着从热力学角度讲，当石墨增锅内气压为1 atm时Cr2O3和Fe(或Fe3C)可以作为还原产物共存。
当温度为1150℃时，常压线穿过了深灰色区域(Cr3C2+Fe)，说明在此温度下铬会被大量还原为金属态，并以碳化物的形式存在。
此时，选择性还原铬铁矿中铁元素的目标难以实现。
另外，从图中还可得出，当体系中二氧化碳分压很低时(如反应的初始阶段Cr3C2会与Fe3C共存于析出相。
铬铁矿的还原焙烧过程
铬铁矿的还原焙烧过程1、焙烧温度对铬铁矿还原焙烧效果的影响图1铬铁矿经不同温度下焙烧120min后所得产物的SEM图像图1为铬铁矿在不同焙烧温度下还原120min后产物表观形貌的SEM图像。
从图中可以看出，当焙烧温度为950℃时，矿石颗粒表面存在明暗不同两相，但相互分离并不彻底，相界面难以辨别。
温度为1050℃时，明亮物相与相对较暗物相己能够明显分辨，且较950℃时体积有所增大。
当温度升至1150℃时，明亮物相由球状发展为棒条状。
通过EDS检测可知，明亮物相为还原析出相，其主要成分为金属铁、金属铬和少量的碳，较暗物相为铬铁矿基体相。
不考虑各析出相中的碳元素，排除相分离尚不充分的950℃还原产物，可将其他试样析出相中铁和铬的比例关系绘如图2。
由图2可知，在1050℃和1100℃时，析出相中主要成分为铁元素，而当温度升至1150℃时，铬元素成为析出相的主体元素。
由此可以得出在950-1100℃的范围内主要发生的是铬铁矿中铁的还原，铬仍存在于矿石基体中。
当焙烧温度达到如1150℃时，大量的铬被还原为金属态进入析出相，证明在此温度下部分含铬尖晶石相参与了还原反应。
实验所得结论与热力学分析结果一致。
图2 不同焙烧温度下还原120min后析出相金属元素组成图3为Factsage软件计算得出的1100℃和1150℃下Cr-Fe-C-O系优势区域图。
在1100℃时，常压线(由“+”组成)穿过了优势区域图中的灰色区域()和浅灰色区域()，意味着从热力学角度讲，当石墨增锅内气压为1 atm时Cr2O3和Fe(或Fe3C)可以作为还原产物共存。
当温度为1150℃时，常压线穿过了深灰色区域(Cr3C2+Fe)，说明在此温度下铬会被大量还原为金属态，并以碳化物的形式存在。
此时，选择性还原铬铁矿中铁元素的目标难以实现。
另外，从图中还可得出，当体系中二氧化碳分压很低时(如反应的初始阶段Cr3C2会与Fe3C共存于析出相。
所得结论进一步证实了上文所得分析与实验结果。
铬铁矿无钙焙烧过程中氧含量对氧化率的影响
ｌ ｄ ｔ ｏ ｔ ｉａｉ ｎ ｒ ｔ ｆｓ ｄ ． ｏ ａ ｈ ｄ ｏ ｖｏ ｓｉ ａ ｔｏ ｘｄ ｔ ｎ ｒｔ ｆｃ ｒ ｍｉ ｍ ｅ ｓ ｇ ａｅ ｗａ ｅｏ ． ｅ ｏ ｌｗ ｕ ｉ ｚ ｔ ａ ｉ ｏ ｏ ａ Ｓ ｄ ａ ｂ ｉｕ ｍｐ ｃ ｎ ｏ ｉ ａｉ ａｉ ｏ ｈ ｏ ｕ ｗｈ ｎ ｕ ａ ｅ ｒ ｔ ｓｂ ｌ ｗ １ ４． ｌ ｏ ｏ ｏ ｏ Ｋｅ ｒ ｓ ｃ ｒ ｍｉ ｌ ｒ ｅ ｒ ａ ｔ ｇ ｏ ｙ ｅ ｏ ｔｎ ；ｘ ｄ ｔ ｎ ｒ ｔ ｙ ｗｏ ｄ ： ｈ ｏ ｔ ｉ ｆ ｏ ｓｉ ； ｘ ｇ ｎ ｃ ｎｅ ｔ ｏ ｉａｉ ａ ｉ ｅ： ｍｅ ｅ ｎ ｏ ｏ
ｈｇｅ ｘｇｎｃｎｅｔＰｏ ｅ ｏｙｅ ｏｔｎ ｗ ｓ ｂｕ ４ ％ （ｏ ｍｅ ｒｃｏ ） ｐｏｅ ａｔ ｎｔｍ ｅａ ｒ ａｄｔ ｅｗ ｒ ｉｈｒ ｙｅ ｏｔ ．ｒｐ ｒ ｘｇｎｃｎｅｔ ａ ｏｔ ０ ｏ ｎ ａ ｖｌ ａｔ ｎ ；ｒｐｒ ｅｃｏ ｐｒｔ ｅ ｎ ｍ ｅｅ ｕ ｆ ｉ ｒ ｉ ｅ下 ， 通过 改变焙烧 温度 、 焙烧时 间、 填料 （ 废渣 ） 添加量及配碱率等实验 条件 ， 分析 各因
素对铬氧化率的影响趋势 。实验结果表明 ， 氧含量可 以提 高铬 氧化率 ， 高 是重要的影响因素。氧含量为 ４ ％（ ０ 体积
分数 ） 左右较为合理 ； 理的焙烧温度和时间分别为 １１０ｑ ６ ｉ； 合 ０ Ｃ和 ０ｒ ｎ 应结合铬铁 矿 中的铬 的最大氧化率 和炉料 ａ
Ｅｆｅ ｔｏ ｘ ｅ ｏ ｅ ｔ ｏ ｘ ｄａ ｉ ｎ ｒ ｔｏ ｏ ｈｒ ｍ ｉ ｍ ｎ ｌ ｅ ｆ ｅ ｏ ｓｉ ｏ ｅ ｓ ｆ ｃ ｆｏ ｙｇ ｎ ｃ ｎｔ ｎ ｎ ｏ ｉ ｔｏ ａ ｉ ｆｃ ｏ ｕ ｉ ｉ ｒ ｅ ｒ ａ ｔｎｇ ｐｒ ｃ ｓ ｍ
21458814
对环境的 严重污染。 同时上述铬渣既含有大量氧化钙 ， 又含有大量氧化镁 ，
解毒处理不仅费用 高，而且很难彻底，大量应用也很难．由于上述铬 渣还
含有大量致癌物铬酸钙，随着对环境保护要求的提高，我国东部多家铬盐 厂在二十世纪八九十年代相继被迫停产．停产，是一种消极的解决办法，
产 品的目的。该工艺的最大问题是，由于加入 了 含大量氧化钙的填料，因
此在焙烧和浸取过程中就会生成大量难溶于水 的所谓酸溶铬 （ 如铬铝酸钙
等） ，造成了 焙烧氧化率低，熟料的 水浸取率低，铬渣中六价铬带损严重． 据统计，铬损的 ８％ 由 ３是 铬渣带损造成的．而铬渣中的这种酸溶六价铬在
积极的方法是从工艺路线上去解决铬渣的污染问题． 专利 Ｚ ０１６７． 提 Ｌ ２５４７９
维普资讯
铬
盐
Ｉ监４ ７ 出一种从根本上解决铬渣污染的无钙焙烧新工艺． １ ．本工艺的技术特点：
本工艺 （Ｌ ２５４ ７９ Ｚ０１６７． ，下同 ） 与传统工艺 （ 有钙焙烧 ） 的根本 区别就 在于铬铁矿焙烧时的配方不同，是将铬铁矿焙烧时的填料石灰石．白云石
远大于 旧工 艺的经 济效 益，也就是说 ，该无钙焙 烧新 工 艺的经济效益和社
会效益是 巨大的． ２ ．无钙焙烧铬渣的应用 由于本工艺无钙焙烧新工艺与传统有钙焙烧 旧工艺所配填料不同，因
此两种工艺铬渣的化学组成不同，从而造成两种铬渣的应用方面也有很大 不同．无钙焙烧铬渣和有钙焙烧铬渣的化学成分见表一： 表一 无钙焙烧铬渣和有钙焙烧铬渣化学成分表
％ ＭＯ ｇ ＣＯ ａ Ｆ２ ＳＯ ｅ￣ ０ ｉ Ａ ， ｌ ２ Ｏ Ｃ ２ ｒ， ０ 其 中 Ｃ ｒ
铬铁合金生产过程
铬铁合金生产过程铬铁合金是一种由铬和铁混合而成的合金，主要用于生产高速钢和不锈钢等材料。
它具有耐蚀、高温稳定等优良性能，在现代工业中具有广泛应用。
以下是铬铁合金的生产过程。
1. 原料准备：铬铁合金的主要原料是铬铁矿和冶金焙烧石灰石。
铬铁矿是一种含有铬和铁的矿石，一般含有60%以上的铬和20%以上的铁。
冶金焙烧石灰石是一种用于冶金生产的石灰石，主要成分是氧化钙和氧化镁。
2. 熔炼制备：将铬铁矿和焙烧石灰石按比例混合后送入高炉熔炼。
高炉是一种大型的冶金设备，用于熔化铁矿石及其他原料，生产熔铁和熔渣。
在高温下铁矿石和焙烧石灰石会相互作用，生成铁和熔渣，并逐步还原出铬铁合金。
3. 分离铬铁合金：熔铁与熔渣在高炉的底部分层，铬铁合金则随熔铁一起流出高炉。
铬铁合金在熔铁中的比例一般很少，需要进行进一步的分离。
一种常用的方法是将熔铁倒入钢包，通过真空蒸馏将铬铁合金和其他杂质分离。
经过多次蒸馏，铬铁合金的含量逐渐提高。
4. 淬火处理：铬铁合金具有较高的硬度和韧性，但通常需要进行淬火处理来提高其性能。
淬火是一种快速冷却的工艺，可以使合金组织变硬、细化，同时提高其耐磨性和强度。
淬火处理可以通过水淬、油淬或空气冷却等方式完成。
5. 精炼处理：经过分离和淬火处理后，铬铁合金中的杂质和其他不纯物质的含量仍然较高。
为了进一步提高其纯度和质量，需要进行精炼处理。
精炼处理可以通过真空吸氧、气体浮选、磁选等方式进行。
精炼处理之后的铬铁合金，其纯度和品质均得到了提升。
6. 包装出厂：经过精炼处理后的铬铁合金，需要进行包装和出厂。
一般将铬铁合金装入钢桶中，密封包装后运输至下游生产厂家，供其生产各种合金材料和产品。
以上就是铬铁合金的生产过程。
该合金生产过程复杂，需要严格掌控各个环节，以确保生产出高质量的合金产品。
铬铁矿无钙焙烧简介
铬铁矿无钙焙烧简介
纪柱
【期刊名称】《铬盐工业》
【年(卷),期】1996(000)002
【总页数】8页(P12-19)
【作者】纪柱
【作者单位】无
【正文语种】中文
【中图分类】TQ136.11
【相关文献】
1.铬铁矿无钙焙烧渣的SO2还原解毒 [J], 吴俊;全学军;李纲;鹿存房;罗华政
2.铬铁矿无钙焙烧渣中铬盐水洗回收及还原解毒工艺研究 [J], 吴俊;秦险峰;全学军;吴海峰;李纲;罗华政
3.铬铁矿无钙焙烧渣的酸浸解毒及浸出行为 [J], 吴俊;程雯;全学军;吴海峰;李纲;罗华政
4.铬铁矿无钙焙烧铬渣的深度提铬与无害化处理 [J], 庆朋辉; 徐红彬; 董玉明; 王兴润; 朱开生; 牛仁杰; 孟静娟; 陈小红; 陈辉霞; 张红玲
5.铬铁矿无钙焙烧渣盐酸浸出 [J], 叶鹏;全学军;秦险峰;封承飞;李纲;鹿存房;齐学强;蒋丽
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铬铁矿无钙焙烧渣的SO2还原解毒
CIESC Journal, 2018, 69(4): 1678-1686 ·1678·化工学报 2018年 第69卷 第4期 | DOI ：10.11949/j.issn.0438-1157.20170863铬铁矿无钙焙烧渣的SO 2还原解毒吴俊，全学军，李纲，鹿存房，罗华政（重庆理工大学化学化工学院，重庆 400054）摘要：系统地对铬铁矿无钙焙烧渣进行了表征，并研究了SO 2还原解毒铬渣，提出了机械活化与SO 2还原相结合的解毒工艺。
结果表明，该铬渣主要物相组成是 (Fe,Mg)(Cr,Fe)2O 4和MgAlFeO 4，铬渣中Cr 2O 3含量为12.23%，铬渣粒径越小，含有的总Cr(Ⅵ)、水溶性Cr(Ⅵ)、难溶性Cr(Ⅵ)量越小。
SO 2还原解毒铬渣工艺过程中搅拌能有效强化外扩散过程，液固比增大有利于铬渣中Cr(Ⅵ)的浸出，铬渣中Cr(Ⅵ)的浸出随温度升高先增加后急剧降低，反应体系中压力变化对铬渣还原解毒效果影响不大。
优化的SO 2还原解毒铬渣条件为：压力0.1 MPa 、温度60℃、搅拌速度500 r·min −1、反应时间60 min ，此时铬渣中Cr(Ⅵ)的去除率达90%；机械活化90 min 的铬渣进行SO 2还原解毒60 min 后，渣中的Cr(Ⅵ)去除率达到98.1%，含量降至25 mg·kg −1以下，达到国家排放标准。
关键词：无钙焙烧铬渣；还原解毒；浸取；机械活化中图分类号：TQ 136.1 文献标志码：A 文章编号：0438—1157（2018）04—1678—09Detoxification of chromium ore processing residue from roasting chromitewithout calcium by SO 2 reductionWU Jun, QUAN Xuejun, LI Gang, LU Cunfang, LUO Huazheng(College of Chemistry and Chemical Engineering , Chongqing University of Technology , Chongqing 400054, China )Abstract ：Chromium ore processing residue (COPR) from roasting chromite without calcium is characterized systematically.The detoxification of COPR by SO 2 reduction is investigated. The detoxification process combining mechanical activation with SO 2 reduction is proposed. The results show that the main phases of the COPR are (Fe, Mg) (Cr,Fe) 2O 4 and MgAlFeO 4. The content of Cr 2O 3 in the CPR is 12.23%. The smaller the particle size of COPR, the lower the content of the total Cr(Ⅵ), water-soluble Cr(Ⅵ) and insoluble Cr(Ⅵ). In the detoxification process of COPR by SO 2 reduction, stirring can promote the process of external diffusion effectively and increasing liquid solid ratio is beneficial to the leaching of Cr(Ⅵ) in the COPR. With the increase of temperature, the leaching of Cr(Ⅵ) in COPR increases first, then decreases sharply. The pressure of reaction system has little influence on the detoxification of the COPR. Under the optimized experimental conditions: the pressure 0.1 MPa, the temperature 60℃, the stirring speed 500 r·min −1, and the reaction time 60 min, the removal rate of Cr(Ⅵ) in COPR was 90%, while the removal rate of Cr(Ⅵ) in COPR was 98.1%, and Cr(Ⅵ) content falls below 25 mg·kg −1, meeting the national discharge standard after 90 min of mechanical activation to the COPR.Key words: chromite processing residue; reductive detoxification; leaching; mechanical activation2017-07-05收到初稿，2017-09-18收到修改稿。
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五、控制８０ ／Ａ 。 。 ｉ 。 ｌ０ 比的无钙培烧 有钙焙烧时，硅铝形成ｌ点高、难溶于水的硅酸葛、铝酸钙等化 熔 合物。 无钙焙境对 硅铝 除生成熔点高、不术溶的的铝硅 酸盐 （ａ ｋ Ｏ 或Ｎ ￣ 盘毛 ｌ Ｎ Ａ ￣ ． ａＭｇ ｓ ２）外 若铬矿中枣质Ｓ０ ／ １ ｉ ０ ｉｌ Ａ２ ２ 犀尔
Ｄ ｌ４ ６ 用 １０ Ｅ ２ ３的 ０ 毋铬矿同８ 份纯碱 、５ 廿 ４ ６ 返渣的麓合物于 ９０ ５—
１ ０ 连续焙蛲。熟料逆流浸洗。选后的渣月水打成含固２０ ／ｌ １ ０ ０ｇ 的 浆敢， 耿忉匿 扫 （ ｎ 火气压 ）送旋液分离器 为粗细两半。枉浆滤舌 烘干怍返渣循环陡用。细渣排敷。 矿Ｉ粗蜘渣组成见表２ ！ 己 。
料喷Ｎａ Ｈ 溶液 ）。 Ｏ
三、足碱＿步晓成和浸渣旋ｌ 离 二 液
德国大部分无镑培烧专利为足碱一步蛲麻泛 配碱率为理论量
１０ 。其填科一般用近渣 育的也用氧化 ０￣ 或黄最矿蛲制碗酸后
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故不会烧结，用螺旋输料机推入回转窑的反应带．安有喷嘴的糯碱管
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从窑胁 至 （ 露尾约ｌ 窑长的 ）反应带 Ｎ Ｏ－ Ｎａｃ ８ ／３ ａ Ｉ￣ Ｉ ２ Ｏ 水溶液从
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Ｕ跚 １８０ Ｅ ２８５另一个差＝ 黾 ９０ 与Ｄ ｉ４６９ ５ 美国配料时加辩 ｅ 矿重 ｝
月 ７０吨红现钠。每吨红矾钠的消耗为 ：杯惶铬矿 （ ｒＯ ￣ ）．４ ０ Ｃ２ ｓ １２ 吨 纯碱 （０ ￣ ）０ ９６吨，硫酸 （０ ）Ｃ４４吨， 自云石 １３ 吨， 电 １０ ３ １ｏ ７ ．８
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德 国是无钙焙烧专利最多、实麓最早的国家。早在二次世 界 大战
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讨和借鉴 现根据支ｊ将德国无钙培境研究开发情况介绍如下。 酸
二、毛钙 一育钙三步培烧法
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除上违三步法，德国也 市过完全年 用钙的多步焙烧法。如Ｄ Ｅ
２４０４ ５２ ５ 的三烧两漫法 ；第一步铬矿与理论量纯碱争运渣于１８＂ ００ Ｃ烧 ２ 小时后水漫。干渣一部分返回第一步培烧 其余如理论量删 纯碱
将替 矿先与瀑加荆逼台 使混合榜中８Ｏ ，Ａ。 ｉ ， ｌｃ 霹朱比妁２ ，十７０ ０
一
ｉ０ ｉ ℃谭烧。再同返渣碱混合信进行氧化焙烧。也可鼠不顼烧 而 ０
） 年 矿、碱、添抽荆、运渣一起逼句宣培脱ａ漆缸荆为音Ｉ。 或Ａ 。 ａ ５ ｉ Ｉ ０
由 物质，如高活性的沉淀跚。，蘑细的石英砂、活性 ２
二坎大战后，美国对德国工业生产避行调查 并以 政府报告Ｐ Ｂ形 式公布其调查报告。其 中Ｐ ２ ６ ７ Ｂ ２ ２ 就是对当时德国三座铬盐厂曲调查
报告，从中可知Ｉ佛库森 （ ｅｅｋ ｓｎ Ｉ ； ｝ Ｌ ｖｒ ｕｅ ）厂采用无钙 一自钙三步焙烧 法，使用 ２８ ４ｍ 回转窑，以高挥发骨的褐煤粉为燃料，热熘道气 ．Ｘ ０ 部份循环 以 保证形成长苗火焰。 三步均用阿一台窑，４ 天为一周期。第一步双南尊铬矿为原孛， ０ ｝ 少碱无钙焙烧１ 天 ；第二步以第一步干浸渣为原料，也少碱无钙培烧 ０ １ 夭 ；第三步用第二步的千浸渣为原料 足碱有钙焙烧２ 天。各步配 ０ ０ 方与结果见表ｌ ｏ袭 中配碱睾为实际配纯碱量与理论量的百分比，熬 料水溶及总ｃ 均 以Ｎ ２ ， 计 （ ｒ ８ｃ籼 ２ ｝ 原文按Ｋ ∞ ， 计并职整戥， 捷算后 至小数点ｌ 垃）， 配方按每ｌＯ ｇ兰料计。 Ｏｋ 表ｌ 无钙 一育钙三步’ 配方疑结果 诘
兰 成的铝硅酸盐是铝硅酸镁钠，其劳子式中ＳＯ ／ ｉ． 之比为３ ￣ ： Ｎａ
ｉｇ ｉＯｌ ＝２ Ｏ Ｍｇ Ａ Ｖ Ａｌｓ８ ２ Ｎａ Ｏ． ０。 ８ ｉ 。 瓣如 ： ． ， ８０ ）
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及２ 份氧化铁的混合物， 面 ０ 部送人竖炉。将一部分窑黾气 （ｌ℃） ＢＯ 用辅助燃烧嚣 热至１０ ℃ 后从王 底毋面送入。料／ 气重量比Ｏ９ ２Ｏ Ｊ ，
电 偏离２ 过大 还将生成易水溶的Ｎ如跚。 或Ｎｓ Ｉ＝ —３ ｌ ８ ＿ Ｏ ，不仅 Ａ 增大碱
耗 降低铬收率，而且使浸出 痰中杂质８ 或Ａ ｓ Ｏ 也增多ｏＮ 。ｉｅ ａｓ０
的 雌点１ ８ ０ ℃，在窑妒由易与Ｎ ｒｌ Ｎ 。 共熔，增大炉料髅 性。 ８ ｃＯ 一 ａＯ ４ 缚舀专剥２ｏ４３ ８ 毓提出了控制炉料，Ｏ ／如 ０ 摩尔比。 ５ ０ 奠宝∞ｌ ￣ Ｂ 。 ｉ
７７ ．
铬矿氧化率８ ． （ ４４ 标准矿耗约Ｉ２），碱税艉率船 ，每吨红 ｔ
矾钻排细渣０ 々 吨。 ．６
继德国之舌，美国和前苏联也采用旄或分蔫对秃钙漫渣进舒‘ 冷选 美国西方化学公司的ｎ万吨 ／年生产装置即像Ｌ３８９０ 先把熟料打 ￣３１８０ 浆超液守离 台过滤洗涤 （ 德国则先浸滤洗， 旋液分离） 细渣粒
１ 回转窑 内喷碱 成粒。Ｄ １３０６ ｌ２ ８ ０ 目转窑 尾部接一竖 ＋ Ｅ ５３７ 及 ９８ ８ 在
形预热炉 （ 也可崩沸腾炉）。铬矿与运渣的麓合榜 扶竖炉项部授 ， 日转窑尾气的一部分用补充燃烧嚣升温至１０ ℃±３０ 后 扶竖舻底 ００ ０℃
倜 ｌ面送入 ， 将落下的老料预热至Ｓ０ 土羽Ｏ 热糨料 中 争 ０： Ｃ 无Ｎ ０ ， 她
％，浸潼管Ｃ ｉ２ ． 。 １・ ５
降车 ：‘ ￣ Ｎ Ｏ ＝． ～ ； ａ Ｈ双Ｏ４： ’ ， ｏ Ａ－ ｒ
第一 步
一
募 ：步
第 三步
周期中运行天数
源
Ｃｒ Ｏａ ２
１ ０
南非矿
４ ． ４７
１ ０
第一步渣
３． ３嚣
２ ０
第二步渣
２ ．５ ４２
铬厚料 来
铬 原 料 配方 ｋ 纯 碱 ｇ
自 云 石
８ ２ ｌ ８
Ｏ
８ Ｂ １ ４
０
３ ６ ｌ ４
表２ 铬矿 疑旋液分 离渣组成
重
Ｃ ２ ３ Ｆ ２ ３ Ａ１０３ Ｍｇ Ｓ Ｏ ２ 曲嫔 ｒ ０ ｅ ０ ２ Ｏ ｉ ２ Ｎａ ０
铬 矿 ４ ４ ２ ． １ ． ｌ ９１ ３８ ｌ ３３ ．
粗渣 （ 返渣 ｊ 细渣 （ｉ ｊ ｛玻 ＃
１ ， ４ 。 １ 。 ｌ ． ４ ３ １４ ４５ ０ ４ ８ ４ ５ ３ 。 ． ９０ ．