針對目前鐵礦資源日趨貧、細、雜的狀況，低品位難利用鐵礦資源的充分開發和利用，已越來越引起選礦界的重視。多年來，國內外在低品位磁鐵礦的選礦技術方面已積累了豐富的經驗，并取得了許多進展。而對有待解決的難題。吉林某鐵礦石是由赤鐵礦、褐鐵礦等構成的混合鐵礦石，且原礦鐵品位很低，含鐵19%左右。因此要獲得高品位、高回收率的選礦指標比較困難。經多流程方案比較，*終確定了該礦石開發利用的高效工藝。

1、礦石性質

1.1、礦石的化學組成和我想分析

原礦化學成分分析結果見表1，鐵物相分析結果見表2。

從表1、表2可看出，該礦石的礦物組成較單一，磁性鐵礦物含量僅為2.05%，鐵礦物主要為赤、褐鐵礦，其組分占鐵礦物組成的95.96%。綜合化學成分特點，可以認為該礦石屬高硅含磷硫的低品位赤褐鐵礦礦石。

1.2、礦石的礦物組成及其相互關系

該礦石屬于沉積巖相中赤鐵礦含量較低的沙礫巖，礦物組成相對簡單。礦石中主要有用礦物是赤鐵礦、針鐵礦和褐鐵礦，另有少量磁鐵礦等；脈石礦物有石英、鈉長石、微斜長石、磷石灰等。該礦石結構較復雜，以隱晶結構、膠結充填結構，片狀變晶結構和包裹體結構為主；其中赤鐵礦絕大部分呈陷晶質（<10μm）為硅質物膠結，并充填在大小不等的以石英和長石為主的角礫和砂粒之間，這對磨礦過程中鐵礦物的單體解離非常不利，進而會影響后續的選別作業，難以提高鐵金屬的回收率。

2、試驗結果與討論

2.1、搖床重選探索試驗

根據原礦性質，原礦中含硅礦物和含鐵礦物密度差異相對較大，應具備較好的重力分選條件，對此進行了重選探索試驗。在調節好沖程、沖次、床面傾角、水量和給礦量等條件下，考查了磨礦粒度變化時，搖精指標的變化情況。試驗流程見圖1，試驗結果見圖2。

由圖2可知，在磨礦細度-200目含量為70%~96%，采用搖床重選工藝所獲得鐵精礦品位隨著磨礦細度的提高而有所提高，但回收率隨之下降。當精礦品位接近60%時，精礦鐵回收率降至40%左右。對搖床尾礦的進一步分析表明，有相當數量的細粒單位磁鐵礦物和連生體損失在尾礦中。顯然，重選工藝不適合細粒鐵礦物的回收。

2.2、強磁選試驗

2.2.1、強磁粗選試驗

-200目含量占80%的磨礦產品在φ600mm仿瓊斯式強磁選機（齒板介質，間隙為2mm）上進行不同磁感應強度試驗，試驗流程見圖1，試驗結果見圖3。

由圖3可以看出，采用強磁選工藝，鐵礦物雖然得到較好的回收，但精礦鐵品位只有35%左右。通過顯微鏡檢查可知，精礦中赤鐵礦與脈石礦物的連生體較多，鐵礦物沒有得到充分解離是導致精礦中鐵品位較低的主要原因。為了確保后續試驗的較高回收率，將強磁粗選磁感應強度確定為0.9T。

2.2.2、強磁階段磨選試驗

為了提高鐵精礦產品的解離度，對強磁粗選精礦進行了再磨選試驗。在完成磨礦粒度、磁感應強度等條件試驗和流程結構試驗的基礎上，*終確定了圖4所示的工藝流程，試驗結果見表3。

由表3可知，強磁粗精礦經過再磨和強磁再選，能顯著提高鐵精礦指標，但精礦品位仍不合格，進一步的研究表明，細粒含硅礦物的夾雜是造成鐵精礦品位不高的主要原因。為此，考慮對該精礦進行反浮選脫硅。

2.3、強磁階段磨選-反浮選脫硅閉路試驗

在條件試驗的基礎上，進行了強磁階段磨選-反浮選脫硅閉路試驗。反浮選試驗選用MCC作為鐵礦物抑制劑，YL-9為脫硅捕收劑，試驗溫度為室溫（20℃）。閉路試驗流程及條件見圖5，試驗結果見表4。

由表4可以看出，采用強磁階段磨選-反浮選脫硅閉路試驗流程可以獲得TFe品位為61.68%、回收率為69.47%的鐵精礦，較好地實現了礦石中鐵礦物的回收。

3、結論

（1）吉林某鐵礦石鐵品位較低，TFe品位在19%左右，屬赤、褐鐵混合鐵礦石，且鐵礦物嵌布粒度較細，要獲得高品位的鐵精礦，從技術經濟角度考慮，宜采用階段磨選工藝；對細粒單體鐵礦物的高效回收，宜采用強磁選工藝。

（2）試驗研究結果表明，采用1段磨礦、強磁粗選、粗精再磨、強磁精選、1粗2掃1精反浮選工藝處理該礦石，可以獲得TFe品位為61.68%、回收率為69.47%的鐵精礦，較好地實現了該礦石中的鐵礦物的回收。

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