随着高品质和易选的铁矿资源逐渐减少，尤其是我国钢铁工业的快速发展已凸显铁矿资源极度紧张，因此赤、褐铁矿的高效选矿技术已逐渐成为研究的主要方向，近几年已取得明显的进步。由于近年来进口铁矿石价格不断上涨，造成钢铁企业铁矿石供应紧张，生产成本大幅上涨，严重地制约了钢铁生产企业的可持续发展。
为有效地解决铁矿石资源问题，各大钢铁企业都在寻求新的铁矿资源，以前难选、利用率较低的赤、褐铁矿资源，现已成为关注的焦点。目前，赤、褐铁矿主要用重力选矿、磁化焙烧－磁选联合、磁选－浮选联合等方法处理。对于细粒弱磁性赤、褐铁矿，国外则以絮凝－磁选工艺选别，获得了较高的分选效率和选别指标。山西某赤、褐铁矿嵌布粒度很细，呈胶结物状与粘土矿物胶结在一起，单体解离困难，利用单－磁选和浮选等工艺流程都无法达到理想的指标。采用镜铁矿配矿，有利于强化磨矿与擦洗，具有明显的作用，可获得铁品位60.15%，回收率52.28%的良好技术指标。
一、矿石性质
试验所用矿样由山西某公司提供，对该矿样多元素化学分析，结果见表1，原矿中铁物相分析结果见表2。
从表1可知，矿石中的主要成分是Fe2O3，A12O3，SiO2，TFe含量为41.80%。矿石中Al和Si的含量高，尤其是A12O3 22.60%。少量的磷（P2O5）和SrO2，微量的K2O，CaO，MgO，TiO2，MnO和S。需选矿排除的物质是Al2O3，SiO2，P2O5。
从表2可知，矿样中不含强磁性铁，铁主要是以赤、褐铁矿形式存在，其分布率占98.94%，少量是以黄铁矿、碳酸盐及硅酸盐的形式存在。理论上分析认为，用强磁选和高梯度磁选，回收率应在80%以上。实际上，由于赤、褐铁矿嵌布粒度太细，与脉石矿物共生关系复杂，试验中回收率会受到很大影响。
原矿工艺矿物学研究表明，主要金属矿物为褐铁矿和赤铁矿；脉石矿物主要为高岭石、云母、菱铭矿、胶磷矿等。铁矿物按粒度分为两部分，其中大部分铁矿物嵌布粒度细，一般在6一巧林m，呈胶结物状将赤铁矿与铝土矿或粘土矿物集合体胶结在一起，见图l（照片中亮的颗粒为赤铁矿）。该类矿石单体解离困难，铁矿物含量30％～35%，用常规的单一磁选和浮选工艺很难将其选别出来。另少部分铁矿物嵌布粒度较粗，一般在74～362林m。铁矿物和粘土矿物、铝土矿接触边缘凹凸不平，部分赤铁矿内含10林m以下的脉石矿物，见图2。这部分赤、褐铁矿由于颗粒较大，相对来讲，单体解离容易，夹杂嵌布粒度细的铁矿物则会影响最终精矿品位和回收率。
图1 呈胶结物状分布的赤铁矿
照片中亮的颗粒为赤铁矿
图2 与铝土矿接触边缘凹凸不平的赤铁矿
照片中亮的颗粒为赤铁矿，颗粒0.486～0.1862mm；
白箭头指空洞，铝土矿为0.0528～0.092mm（黑箭头所指矿物）
二、试验方案的制订
工艺矿物学研究结果表明，大部分赤、褐铁矿嵌布粒度很细，与脉石矿物胶结在一起。部分赤铁矿内含10μm以下的脉石矿物，粘土矿物内部总是含有微细粒级的赤铁矿。磨到－45μm，铁矿物难以完全解离。利用重选、磁选和浮选工艺都不能达到理想的铁精矿品位和回收率，并且尾矿的品位较高。为此，根据原矿性质的特点，拟采用掺入其它矿石进行配矿，再进行摇床分选，以达到提高铁品位和回收率的目的。
三、选别方案试验
（一）掺入灰石、长石试验
采用硬度大的硅酸盐灰石和长石对该赤、褐铁矿进行配矿，强化选择性磨矿与擦洗作用，提高精矿品位。将原矿与灰石、长石分别以7∶1和6∶1的比列混合配矿，采用XMB－70型三辊四筒磨矿机进行球磨，分别球磨6min和8min，磨矿浓度60%，将磨矿产物中－0.097mm (160目）进行摇床试验。摇床条件：横向坡度0.5°，冲洗水216kg/h，冲程16mm，冲次320 r/min。试验结果见表3。
从表3可知，原矿掺入灰石和长石进行摇床试验，铁精矿品位分别为56.70%和55.14%，但产率和回收率极低，只有11.14%，12.74%和17.33%，19.68%，而尾矿的产率和回收率较高。其原因是原矿中嵌布粒度细的铁矿物和脉石矿物共生关系复杂，掺入灰石和长石后仍然无法回收，同脉石矿物一起损失在尾矿中。
为进一步提高精矿品位，将掺入长石矿物的摇床精矿再进行一次摇床分选。摇床条件：冲洗水288kg/h，其它条件不变。试验结果见表4。
从表4可看出，经过两次摇床分选后，精矿的品位达60.37%，作业回收率和产率分别为38.92%，35.56％，对原矿仅有7.66％和4.53％，选矿效果不理想。显然对于该矿采用掺人灰石和长石配矿工艺是行不通的。
（二）掺入镜铁矿试验
镜铁矿矿石矿物组成较单一，矿石磨至－0.074mm时，90%左右单体解离。目的矿物为镜铁矿（赤铁矿中结晶程度高的变种），一般粒度在0.074～0.135 mm之间，属易选矿石。
1、摇床试验
将原矿与镜铁矿以5∶2的比例混合进行配矿，镜铁矿原矿品位44.60%，配矿后理论品位为42.60%。磨矿8min，磨矿细度－0.097mm (160目）占83.67％。将－0.15mm产物进行摇床试验，摇床条件同3.1。试验结果见表5。
从表5可知，在原矿中掺入镜铁矿进行摇床试验，可获得铁精矿品位61.79%，回收率32.68%的良好技术指标。
2、条件试验
（1）不同配矿比试验。将原矿与镜铁矿进行配矿，配比分别为3∶1，4∶1，5∶1，6∶1，磨矿浓度60%，磨矿7min，磨矿细度为－0.097mm占85.41%，将－0.15mm产物进行摇床试验，摇床条件同3.2.1，在此条件下床面精矿产物分带变宽。试验结果见表6。
从表6可知，镜铁矿的配比越高，获得的精矿品位和回收率也越高。配比为3:1时，品位和回收率达到了59.86%和32.73%。
（2）不同磨矿细度试验。按原矿与镜铁矿的配比4：1进行不同磨矿细度试验，磨矿浓度60%。不同磨矿时间的磨矿细度结果见表7。
从表7可见，随着磨矿时间增加，磨矿细度也随之增加。但7min之后增加缓慢，且磨矿时间越长矿石容易产生过粉碎，影响选矿指标。
将磨矿产物中－0.15mm进行摇床试验，试验结果见表8。
从表8可知，随着磨矿细度的增加，精矿的品位逐渐变高，但回收率逐渐降低。综合考虑，选择磨矿细度为－0.097mm 85.41%，精矿品位和回收率达到57.58％和34.26％。
从上述试验可知，原矿与镜铁矿的配比为5∶2时，所得的铁精矿品位较高，且回收率也较大。原因是镜铁矿硬度大，可以更好地起到擦洗作用，使矿石单体解离度和回收率提高，因此选择原矿与镜铁矿的配比为5∶2进行流程试验。
3、流程试验
将配好的矿石磨至－0.097mm占85.41%，首先进行摇床粗选条件试验，条件同3.2.1，对摇床最佳条件所得粗精矿进行精选，精选尾矿返回粗选。试验流程见图3，试验结果见表9。
从表9结果可知，混合矿经过摇床粗选，粗选精矿再经摇床精选一次，铁精矿品位60.15%，回收率52.28%，回收率较其他方案有较大幅度的提高。
四、结论
通过对山西某赤、褐铁矿进行矿物工艺学研究及配矿试验结果表明，该矿石嵌布粒度很细，呈胶结物状与粘土矿物胶结在一起，磨至－45μm，矿石仍不能单体解离完全，属极难选矿石。采用单一磁选和浮选等工艺流程都无法达到理想的指标。采用硅酸盐灰石和长石矿石对该赤、褐铁矿进行配矿强化选择性磨矿与擦洗作用，选矿指标仍不理想，精矿品位和回收率较低，同时也降低原矿的入选铁品位。
采用镜铁矿配矿，有利于强化磨矿与擦洗，具有明显的作用，可获得有意义的选矿指标。镜铁矿与赤、褐铁矿比例为2∶5时，磨矿细度－0.097mm占85.41％，摇床一次粗选、一次精选，能达到铁精矿品位60.15%，回收率52.28%的较好指标，为该铁矿资源的开发提供了技术依据，并对其它类似铁矿的开发利用具有借鉴和参考价值。