隨著高品質和易選的鐵礦資源逐漸減少，尤其是我國鋼鐵工業的快速發展已凸顯鐵礦資源極度緊張，因此赤、褐鐵礦的高效選礦技術已逐漸成為研究的主要方向，近幾年已取得明顯的進步。由于近年來進口鐵礦石價格不斷上漲，造成鋼鐵企業鐵礦石供應緊張，生產成本大幅上漲，嚴重地制約了鋼鐵生產企業的可持續發展。
為有效地解決鐵礦石資源問題，各大鋼鐵企業都在尋求新的鐵礦資源，以前難選、利用率較低的赤、褐鐵礦資源，現已成為關注的焦點。目前，赤、褐鐵礦主要用重力選礦、磁化焙燒－磁選聯合、磁選－浮選聯合等方法處理。對于細粒弱磁性赤、褐鐵礦，國外則以絮凝－磁選工藝選別，獲得了較高的分選效率和選別指標。山西某赤、褐鐵礦嵌布粒度很細，呈膠結物狀與粘土礦物膠結在一起，單體解離困難，利用單－磁選和浮選等工藝流程都無法達到理想的指標。采用鏡鐵礦配礦，有利于強化磨礦與擦洗，具有明顯的作用，可獲得鐵品位60.15%，回收率52.28%的良好技術指標。
一、礦石性質
試驗所用礦樣由山西某公司提供，對該礦樣多元素化學分析，結果見表1，原礦中鐵物相分析結果見表2。
從表1可知，礦石中的主要成分是Fe2O3，A12O3，SiO2，TFe含量為41.80%。礦石中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。需選礦排除的物質是Al2O3，SiO2，P2O5。
從表2可知，礦樣中不含強磁性鐵，鐵主要是以赤、褐鐵礦形式存在，其分布率占98.94%，少量是以黃鐵礦、碳酸鹽及硅酸鹽的形式存在。理論上分析認為，用強磁選和高梯度磁選，回收率應在80%以上。實際上，由于赤、褐鐵礦嵌布粒度太細，與脈石礦物共生關系復雜，試驗中回收率會受到很大影響。
原礦工藝礦物學研究表明，主要金屬礦物為褐鐵礦和赤鐵礦；脈石礦物主要為高嶺石、云母、菱銘礦、膠磷礦等。鐵礦物按粒度分為兩部分，其中大部分鐵礦物嵌布粒度細，一般在6一巧林m，呈膠結物狀將赤鐵礦與鋁土礦或粘土礦物集合體膠結在一起，見圖l（照片中亮的顆粒為赤鐵礦）。該類礦石單體解離困難，鐵礦物含量30％～35%，用常規的單一磁選和浮選工藝很難將其選別出來。另少部分鐵礦物嵌布粒度較粗，一般在74～362林m。鐵礦物和粘土礦物、鋁土礦接觸邊緣凹凸不平，部分赤鐵礦內含10林m以下的脈石礦物，見圖2。這部分赤、褐鐵礦由于顆粒較大，相對來講，單體解離容易，夾雜嵌布粒度細的鐵礦物則會影響最終精礦品位和回收率。
圖1 呈膠結物狀分布的赤鐵礦
照片中亮的顆粒為赤鐵礦
圖2 與鋁土礦接觸邊緣凹凸不平的赤鐵礦
照片中亮的顆粒為赤鐵礦，顆粒0.486～0.1862mm；
白箭頭指空洞，鋁土礦為0.0528～0.092mm（黑箭頭所指礦物）
二、試驗方案的制訂
工藝礦物學研究結果表明，大部分赤、褐鐵礦嵌布粒度很細，與脈石礦物膠結在一起。部分赤鐵礦內含10μm以下的脈石礦物，粘土礦物內部總是含有微細粒級的赤鐵礦。磨到－45μm，鐵礦物難以完全解離。利用重選、磁選和浮選工藝都不能達到理想的鐵精礦品位和回收率，并且尾礦的品位較高。為此，根據原礦性質的特點，擬采用摻入其它礦石進行配礦，再進行搖床分選，以達到提高鐵品位和回收率的目的。
三、選別方案試驗
（一）摻入灰石、長石試驗
采用硬度大的硅酸鹽灰石和長石對該赤、褐鐵礦進行配礦，強化選擇性磨礦與擦洗作用，提高精礦品位。將原礦與灰石、長石分別以7∶1和6∶1的比列混合配礦，采用XMB－70型三輥四筒磨礦機進行球磨，分別球磨6min和8min，磨礦濃度60%，將磨礦產物中－0.097mm (160目）進行搖床試驗。搖床條件：橫向坡度0.5°，沖洗水216kg/h，沖程16mm，沖次320 r/min。試驗結果見表3。
從表3可知，原礦摻入灰石和長石進行搖床試驗，鐵精礦品位分別為56.70%和55.14%，但產率和回收率極低，只有11.14%，12.74%和17.33%，19.68%，而尾礦的產率和回收率較高。其原因是原礦中嵌布粒度細的鐵礦物和脈石礦物共生關系復雜，摻入灰石和長石后仍然無法回收，同脈石礦物一起損失在尾礦中。
為進一步提高精礦品位，將摻入長石礦物的搖床精礦再進行一次搖床分選。搖床條件：沖洗水288kg/h，其它條件不變。試驗結果見表4。
從表4可看出，經過兩次搖床分選后，精礦的品位達60.37%，作業回收率和產率分別為38.92%，35.56％，對原礦僅有7.66％和4.53％，選礦效果不理想。顯然對于該礦采用摻人灰石和長石配礦工藝是行不通的。
（二）摻入鏡鐵礦試驗
鏡鐵礦礦石礦物組成較單一，礦石磨至－0.074mm時，90%左右單體解離。目的礦物為鏡鐵礦（赤鐵礦中結晶程度高的變種），一般粒度在0.074～0.135 mm之間，屬易選礦石。
1、搖床試驗
將原礦與鏡鐵礦以5∶2的比例混合進行配礦，鏡鐵礦原礦品位44.60%，配礦后理論品位為42.60%。磨礦8min，磨礦細度－0.097mm (160目）占83.67％。將－0.15mm產物進行搖床試驗，搖床條件同3.1。試驗結果見表5。
從表5可知，在原礦中摻入鏡鐵礦進行搖床試驗，可獲得鐵精礦品位61.79%，回收率32.68%的良好技術指標。
2、條件試驗
（1）不同配礦比試驗。將原礦與鏡鐵礦進行配礦，配比分別為3∶1，4∶1，5∶1，6∶1，磨礦濃度60%，磨礦7min，磨礦細度為－0.097mm占85.41%，將－0.15mm產物進行搖床試驗，搖床條件同3.2.1，在此條件下床面精礦產物分帶變寬。試驗結果見表6。
從表6可知，鏡鐵礦的配比越高，獲得的精礦品位和回收率也越高。配比為3:1時，品位和回收率達到了59.86%和32.73%。
（2）不同磨礦細度試驗。按原礦與鏡鐵礦的配比4：1進行不同磨礦細度試驗，磨礦濃度60%。不同磨礦時間的磨礦細度結果見表7。
從表7可見，隨著磨礦時間增加，磨礦細度也隨之增加。但7min之后增加緩慢，且磨礦時間越長礦石容易產生過粉碎，影響選礦指標。
將磨礦產物中－0.15mm進行搖床試驗，試驗結果見表8。
從表8可知，隨著磨礦細度的增加，精礦的品位逐漸變高，但回收率逐漸降低。綜合考慮，選擇磨礦細度為－0.097mm 85.41%，精礦品位和回收率達到57.58％和34.26％。
從上述試驗可知，原礦與鏡鐵礦的配比為5∶2時，所得的鐵精礦品位較高，且回收率也較大。原因是鏡鐵礦硬度大，可以更好地起到擦洗作用，使礦石單體解離度和回收率提高，因此選擇原礦與鏡鐵礦的配比為5∶2進行流程試驗。
3、流程試驗
將配好的礦石磨至－0.097mm占85.41%，首先進行搖床粗選條件試驗，條件同3.2.1，對搖床最佳條件所得粗精礦進行精選，精選尾礦返回粗選。試驗流程見圖3，試驗結果見表9。
從表9結果可知，混合礦經過搖床粗選，粗選精礦再經搖床精選一次，鐵精礦品位60.15%，回收率52.28%，回收率較其他方案有較大幅度的提高。
四、結論
通過對山西某赤、褐鐵礦進行礦物工藝學研究及配礦試驗結果表明，該礦石嵌布粒度很細，呈膠結物狀與粘土礦物膠結在一起，磨至－45μm，礦石仍不能單體解離完全，屬極難選礦石。采用單一磁選和浮選等工藝流程都無法達到理想的指標。采用硅酸鹽灰石和長石礦石對該赤、褐鐵礦進行配礦強化選擇性磨礦與擦洗作用，選礦指標仍不理想，精礦品位和回收率較低，同時也降低原礦的入選鐵品位。
采用鏡鐵礦配礦，有利于強化磨礦與擦洗，具有明顯的作用，可獲得有意義的選礦指標。鏡鐵礦與赤、褐鐵礦比例為2∶5時，磨礦細度－0.097mm占85.41％，搖床一次粗選、一次精選，能達到鐵精礦品位60.15%，回收率52.28%的較好指標，為該鐵礦資源的開發提供了技術依據，并對其它類似鐵礦的開發利用具有借鑒和參考價值。