某赤鐵礦石中含4.7%左右的錳，錳礦物主要為褐錳礦，其物理化學性質與赤鐵礦較為接近，故難以通過強磁選或浮選與赤鐵礦有效分離。本試驗通過磁化焙燒將赤鐵礦還原為磁鐵礦，拉大其與褐錳礦的比磁化系數(shù)差距，然后通過弱磁選獲得鐵精礦，并對弱磁選尾礦中的錳礦物進行強磁選富集，使鐵和錳得到了較好的綜合回收。

1、原礦性質

經鏡下鑒定、X射線衍射分析和掃描電鏡分析綜合研究表明：礦石的礦物組成較為簡單，金屬礦物主要是赤鐵礦，其次為褐兇固話和磁鐵礦，偶見黃鐵礦零星分布，脈石礦物以方解石為主，其次是石英、玉髓、綠泥石和絹云母等。表1、表2、表3分別為礦樣的化學多元素分析結果、鐵物相分析結果及礦物定量分析結果。

由表1和表2可知：礦石中可供選礦回收的主要組分是鐵，其中呈赤褐鐵礦形式產出的高價氧化鐵所占比例為95.53%，加上分布在磁鐵礦和假象赤鐵礦中的鐵，可回收的鐵合計占達98.49%；MnO的含量為6.07%，可作為綜合回收的對象；需要選礦排除的脈石組分主要是SiO2和CaO，次為Al2O3；有害雜質磷的含量很低，但硫的含量略為偏高；礦石的亞鐵比57.31，堿性系數(shù)0.50。綜合這些特點，該礦石屬于低磷含硫含錳的半自熔性氧化鐵礦石。

磁鐵礦在礦石中分布零星，多呈形態(tài)較為規(guī)則的自形、半自形等軸粒狀，晶體粒度變化較大，一般0.03~0.4mm，團塊粒度可至0.8mm左右。由于氧化作用的影響，大部分磁鐵礦發(fā)生了不同程度的假象赤鐵礦化；隨著交代作用的增強，磁鐵礦僅呈細小的殘余產出，部分甚至發(fā)展為全交代假象赤鐵礦。

赤鐵礦以晶體形態(tài)多為微細的針狀或毛發(fā)狀而有別于假象赤鐵礦，部分為隱晶質。赤鐵礦按其產出形式大致或分為致密狀集合體和浸染狀兩類：赤鐵礦集合體粒度粗者大于3.0mm；浸染狀赤鐵礦粒度普遍細小，粗者僅0.1mm左右，細小者甚至小于0.005mm，一般0.01~0.06mm。呈浸染狀產出的赤鐵礦由于粒度過于細小、分散程度高、與脈石的嵌連關系極為復雜，因而即使細磨，可能仍有相當部分呈連生體存在，這將在一定程度上影響鐵精礦品位的提高。

褐錳礦的嵌布特征是粒度極不均勻，與脈石礦物之間的交生關系十分復雜，接觸界線多為不平直的鋸齒狀或港灣狀。但未發(fā)現(xiàn)褐錳礦與赤鐵礦直接鑲嵌的現(xiàn)象，這是兩者分離的有利因素。

2、磁化焙燒條件試驗

以煤為還原劑，按圖1流程，將原礦（-3mm）與煤（-1mm）混勻、裝盒，送入箱式電阻爐進行磁化焙燒，焙燒礦冷卻、磨至-0.075mm占85%，在鼓型濕式弱磁選機上于119.4kA/m磁場強度下進行1次弱磁粗選，根據所得鐵粗精礦的品位、回收率確定合適的煤種類、煤用量、焙燒溫度、焙燒時間。

2.1、煤種類試驗

固定煤用量（與原礦的質量比，下同）為15%、焙燒溫度為800℃、焙燒時間為90min，分別采用1#煤、2#煤、3#煤按圖1流程進行試驗，結果見圖2。

圖2表明：采用1#煤與采用2#煤相比，鐵粗精礦品位及回收率都略高；采用3#煤與采用1#煤相比，鐵粗精礦回收率雖然高了2.21個百分點，但品位低了1.71百分點。綜合考慮，選擇1#煤作為原礦磁化焙燒的還原劑。

2.2、煤用量試驗

固定焙燒溫度為800℃、焙燒時間為90min，進行1#煤用量試驗，結果見圖3。

圖3表明：煤的用量從2.5%增加至10%，鐵粗精礦品位從59.66%上升至62.20%，回收率從82.09%提高至95.49%；再增加煤的用量，鐵粗精礦回收率呈下降趨勢，品位變化幅度不大。從精礦品位、回收率及煤的成本消耗綜合考慮，選擇煤用量為10%。

2.3、焙燒溫度試驗

在1#煤用量為10%、焙燒時間為90min的固定條件下進行焙燒溫度試驗，結果見圖4。

圖4表明：當焙燒溫度由700℃上升至800℃時，鐵粗精礦品位由59.03%提高至62.12%，回收率由82.10%提高至95.38%；再提高焙燒溫度，鐵粗精礦品位仍趨上升，但回收率開始下降，并且在焙燒溫度上升至850℃后下降幅度極大。綜合考慮，選擇焙燒溫度為800℃。

2.4、焙燒時間試驗

在1#煤用量為10%、焙燒溫度為800℃的固定條件下進行焙燒時間試驗，結果見圖5。

圖5表明：隨著焙燒時間由45min延長至105min，鐵粗精礦的品位由59.63%提高至62.98%，回收率由86.98%上升至95.81%；再延長焙燒時間，鐵粗精礦的品位略有提高，但回收率開始下降。因此選擇焙燒時間為105min。

3、磨礦-弱磁選條件試驗

通過以上試驗，得出了磁化焙燒的合適條件為1#煤用量10%、焙燒溫度800℃、焙燒時間105min。對該條件下獲得的焙燒礦進行磨礦和弱磁選條件試驗。

3.1、磨礦細度試驗

將焙燒礦磨至不同細度，在119.4kA/m磁場強度進行1次弱磁粗選，試驗結果見圖6。

圖6表明，隨著焙燒磨礦細度的提高，鐵粗精礦的品位呈上升態(tài)勢，回收率呈下降態(tài)勢，但兩者分別在62.15%~63.06%和95.07%~96.52%的很小范圍內變化，說明細磨的意義不大，因此，選擇磨礦細度為-0.075mm占55%。

3.2、弱磁粗選磁場強度試驗

在-0.075mm占55%的磨礦細度下對焙燒礦進行弱磁粗選磁場強度試驗，結果見圖7。

圖7表明，隨著磁場強度的提高，鐵粗精礦回收率逐步小幅上升，品位略有降低。綜合考慮，選擇弱磁粗選磁場強度為71.6kA/m。

3.3、弱磁精選試驗

在不同磁場強度下對弱磁粗選精礦進行了1次精選，試驗結果見圖8。

圖8表明，隨著磁場強度的提高，鐵精礦品位上升而回收率下降。綜合考慮，選擇弱磁精選1磁場強度為71.6kA/m。

將1次精選所得鐵精礦再在47.8kA/m的磁場強度下進行第2次精選，鐵精礦品位仍可以有效提高0.36個百分點，達到64.18%。

4、弱磁選鐵精礦提鐵降雜探索

為了給制定鐵精礦提鐵降雜試驗方案提供依據，首先對兩次弱磁精選所得鐵精礦進行了粒度分析，結果見表4。

表4結果表明，弱磁選鐵精礦中0.20~0.075mm粒級的鐵品位較高，而-0.075mm粒級的鐵品位僅為63%左右。

根據粒度分析結果，按以下3種方案進行了鐵精礦提鐵降雜的探索試驗：①采用CTXφ100mm磁選柱，在磁場強度為4.46kA/m、上升水速為3.54cm/s條件下對兩次弱磁精選鐵精礦進行分級，對-0.10mm粒級在NaOH用量為1000g/t、淀粉用量為800g/t、石灰總用量為400g/t、捕收劑CY總用量為1000g/t條件下進行1粗1精脫硅反浮選，反浮選精礦與+0.10mm弱磁選鐵精礦合并；③將1次弱磁精選鐵精礦再磨至-0.075mm占95%，在47.8kA/m磁場強度下進行第2次弱磁精選。3種鐵精礦提鐵降雜方案的探索試驗結果見圖9。

圖9表明，3種方案都能使鐵精礦品質有所提高，但效果都不夠顯著。這印證了工藝礦物學研究的結論：“呈浸染狀產出的赤鐵礦由于粒度過于細小、分散程度高、與脈石的嵌連關系極為復雜，因而即使細磨，可能仍有相當部分呈連生體存在，這將會在一定程度上影響鐵精礦品位的提高”。

5、流程試驗

在以上試驗的基礎上，對原礦進行了磁化焙燒-弱磁選-弱磁選尾礦強磁選流程試驗，其中強磁選采用Shp-700強磁選機，其背景磁感應強度根據以往對錳礦石的試驗經驗定為1.2T。試驗流程見圖10，試驗結果見表5。

表5表明，原礦經圖10流程處理，可以獲得產率為71.32%、鐵品位為64.18%、鐵回收率為94.79%的鐵精礦和產率為13.78%、錳品位為27.98%、錳回收率為79.45%、錳鐵比為2.53、磷錳比為0.0026的錳精礦，錳精礦達到四級品質量標準。

6、結論

（1）該含錳赤鐵礦石礦物組成較為簡單，金屬礦物主要是赤鐵礦，次為褐錳礦和磁鐵礦，偶見黃鐵礦零星分布；脈石礦物以方解石為主，其次是石英、玉髓、綠泥石和絹云母等。

（2）赤鐵礦晶體形態(tài)多為微細的針狀或毛發(fā)狀，部分為隱晶質。呈致密狀集合體產出的赤鐵礦在較粗的磨礦細度下絕大部分可獲得較好的解離，但呈浸染狀產出的赤欠缺礦因粒度過于細小、分散程度高、與脈石的嵌連關系極為復雜而難以充分解離，對鐵精礦品位的提高有不利影響。

（3）褐錳礦的物理化學性質與赤鐵礦較為接近，故褐錳礦難以通過強磁選和浮選與赤鐵礦有效分離。本試驗采用磁化焙燒-弱磁選-強磁選工藝處理上述含褐錳礦的赤鐵礦石，取得了鐵精礦產率為71.32%、鐵品位為64.18、鐵回收率為94.79%，錳精礦產率為13.78%、錳品位為27.98%、錳金屬回收率79.45%、錳鐵比為2.53、磷錳比為0.0026的試驗指標，使鐵和錳得到了較好的綜合回收。

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