某铬铁矿选厂目前处理铬品位(Cr2O3) 32%以上的富矿，采用全摇床分级选别工艺，可以得到Cr2O343%以上的铬精矿。随着资源的日益减少，贫矿的回收利用日益重要。该矿附近还有不同品位(Cr2O35～30%) 的贫铬铁矿，为了为以后充分利用资源提供依据，我们对该矿贫铬铁矿进行了选矿工艺及设备的选择研究，对铬品位为8%左右的贫铬铁矿进行了四种流程、三种设备的选择。在不同的选矿流程及工艺下均取得了比较理想的选别指标。其中强磁选抛尾—摇床全粒级分选流程指标相对较好，在-200目60%的磨矿粒度下，可得到精矿品位39.98%、产率13.28%、铬回收率64.74%的较好指标，精矿中SiO2 含量为4.07%。

1 原矿多元素化学分析

原矿多元素化学分析结果见表1。

从上表化学分析结果看，矿石中目的元素铬的含量较低，只有8.19%，属贫铬矿石，需经选矿富集后才能入炉冶炼。其它金属元素Mg 含量也相对较高，为36.10%，若成单独矿物存在，应考虑综合回收利用。主要脉石成分为SiO2，含量高达30.55%，其它成分含量均较低，Al2O3 含量仅为1.78%，但是如果Al3+与Cr3+呈类质同象存在，则在选矿过程中富集铬的同时,铝也将在铬精矿中得到富集。对本研究来说，目的元素为Cr，而Mg 和Si 是选矿中需要剔除的主要对象。

2 矿石可磨性分析

以酒钢铁矿作为标准矿样进行可磨性对比。结果表面，贫铬铁矿相对酒钢铁矿难磨，当新生-200 目含量达到40%时，其相对可磨度为0.56。

3 选矿试验

根据铬铁矿高比重( 4.3～4.6) 、弱磁性( 比磁化系数286×10- 6C.G.S.M厘米3/克) 的性质，确定采用重选和磁选法进行选矿试验。

3.1 摇床选矿试验

摇床是目前选别铬铁矿比较普遍使用的设备，由于其分选精度高，往往有许多矿山愿意使用。为此，我们首先进行了摇床对该贫铬铁矿的选别试验。

3.1.1 全粒级选别

磨矿至要求的细度后，直接进入摇床选别。本试验对影响选别指标的磨矿粒度、冲洗水量、冲程、冲次及坡度均进行了选择。根据选择的条件，进行流程试验，选别流程为: 摇床粗选- 中矿再选两段选别。选别流程及结果见图1。

从以上选别结果可见，在- 200 目60%的磨矿粒度下采用摇床一段选别，可得到品位39.85%、产率11.82%、回收率56.83%的铬精矿，SiO2含量4.32%。将中矿进行再选,可获得产率2.68%、品位32.69%的铬精矿，硅含量升高至8.14%，与粗选精矿合并作为 终精矿，指标为产率14.50%、铬品位38.53%、铬回收率67.40%，硅含量5.03%，选矿比6.9 倍。

3.1.2 摇床分级选矿试验

对于摇床来说，一般情况下粒度的级别范围越窄，选别指标越稳定，分选效率更高。为此将磨矿产品采用干式筛分的办法筛分为+0.15mm、- 0.15 +0.10mm、-0.1+0.074mm、- 0.074+0.038mm 和- 0.038mm 五个级别，分别在其适宜的条件下进行摇床选别，每个级别的选别流程同图1，各粒级选别产品合起来为总选别产品。铬铁矿矿物主要存在于38～100 微米粒级中，这几个粒级中的铬品位相对较高，铬分布率合计达79.56%。粗粒级和微细粒级的铬品位均较低，+0.15mm 粒级铬品位为6.22%，-38mm粒级中铬品位仅为5.93%，均低于原矿，表明脉石成分在这两个粒级中有所富集。从各粒级单独选别结果看，中间粒级( 0.038～0.010mm) 的选别效率均较高，精矿铬品位和回收率都比较理想，尤其是0.074 ～0.100mm 粒级，铬品位为39.30%，回收率85.25%，两项指标均为各粒级中 。相对来说，+0.15mm 的粗粒级和- 0.038mm的微细粒级选别效果比较差，前者精矿品位仅为34.07%，作业回收率为52.75%,而后者精矿品位仅为26.09%，回收率也低达38.28%，这两个粒级的尾矿品位也明显高出其它粒级。分析原因，认为粗粒级品位低是因为矿物解离度不够，铬铁矿与脉石没有充分解离，达不到分离的目的，而细粒级指标差是由于摇床对细泥的选别效率偏低所致。从综合结果看， 终精矿品位为36.09%、回收率73.97%，相对全粒级选别结果，精矿品位偏低，回收率相对较高。若将- 0.038mm 粒级不并入精矿，则精矿品位可提高至37.22%，若再将+0.15mm 以上的粗粒级去掉，精矿品位可进一步提高。综合来看，全粒级和分级选别流程的选矿效率基本接近，全粒级入选具有流程简单、不需分级、操作简便的优点，对于本矿石来说，由于磨矿粒度相对较细，粒级比较集中，采用全粒级入选比较适宜。

3.2 螺旋溜槽抛尾—摇床选矿试验摇床

具有分选精度高的优点，但同时具有占地面积大、处理能力低的缺点。对于本矿石来说，由于原矿铬品位低，造成大量已解离的脉石矿物进入摇床，大大增加摇床负担，为此，有必要探索预先抛尾工艺，在磨矿后采用处理量大、成本低的设备抛除合格尾矿，既减少了进入摇床的矿量，节省了摇床台数，同时减少了脉石尤其是微细粒脉石的干扰，为摇床分选创造有利条件。为此进行了螺旋溜槽抛尾- 摇床选别试验，螺旋溜槽可抛除产率43.91%、铬品位4.47%的尾矿，抛尾后进入一段摇床和二段摇床的矿量大大减少，可节省近一半的摇床设备与占地面积,而且抛尾后进行摇床选别的的效率明显提高，采用与全粒级、分级选别一样的摇床分选流程， 终精矿品位可提高到39.54%,只是回收率指标相对较低，主要原因是螺旋溜槽抛尾时，少部分细粒铬铁矿因离心力而进入了尾矿，造成尾矿品位稍有偏高。螺旋溜槽具有单位面积处理能力大、结构简单、不需动力等优点，但其回收粒度的下限为30 微米左右，磨矿粒度较细时，易造成细粒有用矿物的流失。

3.3 磁选抛尾—摇床选矿试验

根据铬铁矿具有较高比磁化系数的性质，进行了磁选抛尾—摇床选别试验。

磁选设备采用仿琼斯湿式强磁选机,在磨矿粒度- 200 目60% 、磁场强度5000Oe 的条件下进行强磁选抛尾试验，由于磁选尾矿品位低，可作为合格尾矿，所以采用磁选进行粗选抛尾，采用摇床进行精选以提高品位。试验流程及指标见图2。

从图2结果看，采用强磁选可脱除产率50.21%的合格尾矿，尾矿品位仅为2.19%，从而使进入摇床的矿量减少了一半，大大减少了摇床台数，同时抛尾后为摇床的分选创造了有利条件，使选别指标进一步改善， 终获得了品位39.98%、回收率64.74%、SiO2含量4.07%的理想指标,与螺旋溜槽抛尾—摇床工艺相比，强磁选工艺抛尾量大，尾矿品位低， 终精矿回收率相对较高。

4 指标对比分析

从以上各流程的选别指标看， 终精矿品位和回收率指标均有较大差异，比较来看，磁选抛尾—摇床选别流程结果比较理想。精矿品位明显高于其它流程，且回收率指标也下降不多； 螺旋溜槽抛尾—摇床选别流程也能获得高品位铬精矿，但由于螺旋溜槽设备对细粒级铬矿物回收效率偏低，造成抛尾的尾矿品位稍高，使得精矿回收率相对较低； 摇床全粒级选别流程的指标居中，分级选别指标相对较差，主要表现在精矿铬品位偏低，如果进一步调整精矿带宽度，精矿品位可能会提高，但回收率会有明显下降，预计 终指标不会超过磁选—摇床流程的指标( 比如，将分级选别流程中的0.038～0.15mm 粒级的一段选别精矿合起来，其铬品位为38.74%，而回收率仅59.78%) 。

从流程来看，全摇床选别所需摇床台数多，占用厂房面积大，若进行分级入选,则还需较严格的控制分级粒度； 对本矿石来说，由于磨矿粒度较细，粒度范围较小,从方便管理和操作的角度看，可采用全粒级入选流程。螺旋溜槽和强磁选抛尾流程可预先抛除产率43%以上的尾矿，为摇床下一步分选创造有利条件，同时大大减少摇床台数，两种抛尾设备运行可靠，处理量大，可考虑使用。磁选是 适宜的流程，由于该设备处理量大，仅需很少的台数就可完成大量摇床的工作量，而且操作简单，运行可靠，指标稳定，管理方便，缺点是设备价格高，单台设备耗电量大。以上试验流程各有优缺点，应根据建厂情况及经济对比选择适合实际的、成本低的选别流程。

本试验中，为了尽可能多的回收铬铁矿，在各选别流程的中矿再选作业中，截取的中矿量较大，使得中矿再选进入摇床的矿量也大。从选别指标看，再选精矿产率很低，绝大部分矿量重新进入尾矿，所以在实际生产中可减少一段摇床的中矿量，从而减轻二段摇床的负担。

5 产品分析

对磁选抛尾—摇床全粒级流程选别的精矿进行多元素化学分析，结果见表2。可见，精矿中主要脉石成分为Al2O3和MgO，两者总含量高达25.11%，严重影响着精矿品位。MgO 在原矿中含量就较高，选矿后在铬精矿中有较大幅度的降低,说明大部分Mg 以单独的矿物存在于铬铁矿中，经选矿能与铬铁矿分离开来。而Al2O3却大量在铬精矿中富集，富集比高达5.8(其在原矿中含量仅为1.78%) ，表明Al元素很可能进入铬铁矿晶格，与铬元素呈类质同相存在，采用机械方法无法将其与铬分离开来。

6 结语

6.1 某贫铬铁矿中Cr2O3 含量仅为8.19%。经过适当工艺的选别，可以得到Cr2O3 含量39%以上的合格产品，表明该贫铬铁矿是可选的。

6.2 采用摇床选别流程，在全粒级入选时可得到产率14.50%、品位38.53%、铬回收率67.40%的选别指标。分粒级入选时，可得到产率16.91%、品位36.09%、回收率73.97%的选别指标。综合比较，全粒级入选指标相对稍好。全摇床流程的优点是分选精度高，缺点是处理量小，所需设备台数多，占地面积大。

6.3 采用螺旋溜槽及强磁选工艺均可预先脱除43%以上的尾矿，为摇床精选创造条件，同时大大减少摇床设备台数及厂房占地面积。两者比较，强磁选尾矿品位低，可直接作为合格尾矿抛弃，而螺旋溜槽尾矿品位相对稍高。两种抛尾设备处理量大、运行可靠。

6.4 采用强磁选抛尾—摇床选别流程

可得到产率13.28%、品位39.98%、回收率64.74% 的铬精矿，精矿中SiO2含量4.07%。螺旋溜槽抛尾—摇床选别流程可获得精矿品位39.54%、产率12.50%、铬回收率60.28%的指标，精矿中SiO2含量为4.15%。前者选别指标相对较好。

 

由于铬是用途 多的金属，而且在“战略金属”中列 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。

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