铬铁矿选矿采用铬矿洗选设备破碎、筛分、洗矿、拣选和重选等方法从含铬铁矿石中分离和富集铬铁矿物的过程。也有采用选矿-化学处理联合流程或单一的化学方法处理铬铁矿的。铬矿矿选矿设备工艺技术部门常年致力于铬矿选矿设备工艺的研究开发，不断地开发出性价比高的铬矿选矿设备工艺优质产品，全新的铬矿选矿厂设计工艺流程，能大大提高您的开矿投资回报。合理的价格、优质的服务是与您诚挚合作的前提.
铬铁矿精矿是冶炼铁合金、不锈钢和贵重合金的重要原料。此外还广泛用于耐火材料工业、化学工业及轻工业等部门。
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，***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。
铬铁矿选矿工艺 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铬矿洗选设备的选择研究， 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%。
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 Al 与 Cr 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 C.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***行了摇床对该贫铬铁矿的选别试验。 3.1.1 全粒级选别 - 6 3+ 3+ 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最终精矿， 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，最终精矿品位为 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，最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，铬矿洗选设备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，最终获得了品位 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，最终精 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，最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，预计最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***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 铬矿洗选设备采用强磁选抛尾—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。 由于铬是用途最多的金属，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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