铬铁矿选矿设备,铬铁矿选矿方法

铬矿选矿设备铬矿选矿方法
勘探到的铬矿矿藏，经采选得到各种品级的矿产品，可满足不同工业应用领域的生产需要。

铬矿的采矿方式由矿层形式所决定，分散矿床经常用露天方式开采，地下采掘主要用于大型矿层。

大部分含铬量较高的富矿不需进行选矿；分散性矿床经精选后可得到含量为50%的铬矿。

除化工级和耐火材料级铬矿输送至化工厂和耐火材料厂以外，高品级的铬矿输送至铁合金厂冶炼成铬铁合金，作为钢铁工业的合金剂，或冶炼成金属铬，用作特种合金的添加剂。

由于铬是用途最多的金属，而且在“战略金属”中列第一位。

当今世界拥有铬矿资源的国家或资源缺乏的国家，都在加紧铬矿石选矿的研究，其选别方法有；
(1)重选：如跳汰，摇床、螺旋溜槽、重介质旋流器等。

(2)磁电选：包括高强场磁选、高压电选。

(3)浮选和絮凝浮选。

(4)联合选：如重选电选。

(5)化学选矿：处理极细粒难选贫铬矿。

在上述铬矿选矿方法中，生产上主要采用重选方法，常采用摇床和跳汰选别。

有时重选精矿用弱磁选或强磁选再选，进一步提高铬精矿石的品位和铬铁比。

铬尖晶石含铁较高或与磁铁矿致密共生的矿石，经选矿后得到的精矿中，铬品位和铬铁比都偏低，可以考虑作为火法生产铬铁的配料使用，或用湿法冶金处理。

例如重铬酸钠法、氢氧化铬法、还原锈蚀法、氯化焙烧酸浸或电解法等。

用湿法冶金处理低级铬铁精矿已有生产实践。

在铬矿床中常伴生有铂族（铂、钯、铱、锇、钉和铑）、钴、钛、钒、镍等元素。

当铂含量大于0.2-0.4g/t，钴含量大于0.02%，镍含量大于0.2%时应考虑综合回收。

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态，可以用浮选法回收。

矿石中的橄榄石和蛇纹石，可以考虑综合回收，供生产耐火材料、钙镁磷肥或辉绿岩铸石等使用。

在超基性岩体浅部有时还有风化淋滤成因的非晶质菱镁矿，也是很好的耐火材料原料。

我国于20世纪60年代末先后建成了陕西商南铬矿、河北省遵化铬矿、北京密云铬矿等小选厂。

20世纪70年代以来，又对内蒙古锡盟赫格敖拉铬矿、甘肃省的大道尔吉铬矿以及西藏、新疆等地的铬矿进行了选矿研究。

由于资源缺乏，我国铬矿石的选矿一直处于落后状况。

仅有的几个小型选厂均采用单一重选（摇床）选别贫铬矿，如商南、遵化和密云选矿厂采用摇床处理结晶粒度较细的贫铬矿石，可从含Cr2O34%～20%的原矿中分选出含Cr230%,-45%，回收率62%～82%的精矿
近来我国在铬矿石的选矿研究方面取得了一些进展，如有关单位对某地区的难选矿采用阶段磨矿、螺旋溜槽选别，使铬精矿品位由原矿的22.4%提高到35%，回收率为80.18%，对易选贫铬矿则采用跳汰、摇床联合选别流程，铬精矿品位由原矿的19％提高到40%。

众所周知，天然铬矿石中，SIO2含量小于2%的低硅铬矿几乎是不存在的，必须通过选矿提纯才可获得。

因此，研究耐火级铬矿石的选矿降硅工艺对发展镁、铝、铬系列耐火材料具有特别重要的意义。

新疆萨尔托海和西藏红旗两地铬矿石性质近似。

主要矿物为铬尖晶石，含量约为85%～90％，铬矿物粒度一般为1—5 mm，最小0.3-0.5 mm。

脉石矿物主要为绿泥石、蛇纹石，呈细小鳞片状集合体和胶状纤维状分布于铬矿物晶粒间及裂隙中，粒径最大0.15 mm×0.075
mm，一般小于0.008 mm。

矿石性质说明，含硅矿物在铬矿中嵌布极细，必须适当细磨才能单体解离。

采用一次磨矿到0.3 mm一二次螺旋溜槽一一次离心选矿机流程选别，获得了较好的选别效果。

新疆铬矿石：当入选矿石中，CrO3含量为33 65%，Si02含量为6.01%时，可获得Crz0含量为37%，so/含量为1.76%的低硅铬精矿。

西藏铬矿石：当人选矿石中，Cr203含量为48.46%,，SiO2含量为3.91%时，可获得Cr203含量为53.26%．Si02含量为0.98% 的高纯铬精矿。

新疆铬矿经过吨级以上连续扩大试验，获得了含Cr2O3 7.45%、SiO21.8%的精矿。

采用阶段磨矿——段跳汰三段播床流程时甘肃大道尔吉铬矿进行的试验室试验，可从含Cr2O3 32.56%的原矿中，获得含Cr20345.82%，回收率96.68%的精矿。

采用阶段磨矿一两段摇床流程对内蒙古锡盟赫格敖拉铬矿进行的试验表明，可从含Cr2O322.41%的原矿中获得含Cr2O34.18%、回收率为77.45%的精矿。

铬铁矿电炉直接炼钢新工艺要求优质高纯铬精矿，采用跳汰摇床一离心选矿机组合流程对两类铬矿石进行分级深选，可获得品位高、铬铁比大、有害杂质含量低的高级铬精矿。

顿河选厂原设计工艺流程包括以下作业：
原矿100～10一级别采用两段重介质（圆筒选矿机）选矿，介质密度2.7～3.31 g/cm3。

重介质选矿机的中矿细碎到10-0mm后与原矿10—0 mm级别合并堆存待选；10～3 mm和3-Omm级别分别采用跳汰选矿；跳汰中矿产品再磨到0.5～0mm后用螺旋选矿机选别。

0 5～0 mm矿泥用摇床选别。

在长时间的研究、调试的基础上，1983年进行了改进和完善：为提高跳汰分选作业的可靠性，安装了第二备用系列，大大减少了由于故障引起的选厂停产时间。

采用高效跳汰机提高了跳汰的选别效率，特别是3～5mm级别，跳汰中矿再磨后采用CB3-1500型( +1500 m)螺旋选矿机代替+600mmm型螺旋选矿机，提高了中矿的选别教率。

采用高场强磁选机回收摇床和螺旋选矿机尾矿中分离的0.25mm矿泥。

顿河选厂的工艺流程经改进后．1983年在产量、质量等工艺指标方面均达到和超过了设计指标。

当原矿中难选的浸染状矿石比例超过通常的比例(20%～25%)而达到30% -35%（最高到44%）时，必须采用第一段重介质选矿，以便使设计流程能够保证精矿中氧化铬达到所规定的含量和降低有价成分在尾矿中的损失。