3.4.1　褐铁矿石选矿工艺的进步

“褐铁矿”一词并不是矿物的种名，通常是针铁矿、水针铁矿的统称。因为这些矿物颗粒细小，难于区分，故统称为“褐铁矿”。早先认为褐铁矿是成分为2Fe ₂ O ₃ ·3H ₂ O的一种独立矿物，但X射线衍射分析表明，它们大部分是隐晶质的针铁矿，可混有纤铁矿、赤铁矿、石英、黏土等，含吸附水及毛管水，成分可变，但基本上为FeO（OH）· n H ₂ O。物理性质亦可变，但总是呈各种色调的褐色，条痕黄褐色。

褐铁矿是含水氧化铁矿石，是由其他矿石风化后生成的，在自然界中分布得最广泛，但矿床埋藏量大的并不多见。其化学式为 n Fe ₂ O ₃ · m H ₂ O（ n =1～3、 m =1～4）。褐铁矿实际上是由针铁矿（FeOOH）、水针铁矿（FeOOH· n H ₂ O）、纤铁矿（FeOOH）、水纤铁矿（FeOOH· n H ₂ O）和含不同结晶水的氧化铁以及泥质物质的混合物所组成的。

我国褐铁矿探明储量一览见表3.95。我国褐铁矿探明储量12.3亿吨，占全国探明储量的2.3％，主要分布于云南、山东、广东、广西和江西等地。广东省褐铁矿约占全省铁矿储量的32％，江西省褐铁矿的储量约占全省铁矿的50％以上。因此，开发利用好弱磁性褐铁矿已成为铁矿选矿的一个重要课题。

褐铁矿资源可以分为矽卡岩型褐铁矿和高硅型褐铁矿两大类。矽卡岩褐铁矿占66％，高硅型褐铁矿占34％，矽卡岩褐铁矿主要由褐铁矿、赤铁矿和石英组成，高硅型褐铁矿主要由褐铁矿、赤铁矿、针铁矿和石英组成。褐铁矿石中的矿物种类有26种之多，但主要是褐铁矿和石英，其他含量甚微，褐铁矿由于极易泥化，尽管可以采用强磁选和浮选等方法分选，但分选难度极大。

褐铁矿是铁矿石中可选性较差的一种铁矿物。其密度和磁性均不及磁铁矿、赤铁矿、镜铁矿等铁矿物，而且易于泥化，选别指标较差。由于褐铁矿中富含结晶水，因此采用物理选矿方法铁精矿品位很难达到60％，但焙烧后因烧损较大而大幅度提高铁精矿品位。由于褐铁矿在破碎磨矿过程中极易泥化，难以获得较高的金属回收率。从目前国内外生产情况来看，主要是利用高品位褐铁矿作为烧结配矿使用；低品位（TFe<35％）褐铁矿资源利用程度较低，而且选矿指标较差，经过选矿后精矿品位一般可提高8％～10％，如表3.96所示。

江西铁坑褐铁矿床为酸性残余火成岩与石灰岩接触发生硫化作用，并经后期长期氧化作用成黄铁矿矽卡岩型铁帽状褐铁矿床。该矿褐铁矿的生产经历4次大的演变。第一次为建厂初期，原矿品位较高，采用破碎筛分（或手选），生产部分块矿，随着矿石开采量的增加，品位越来越低，低时块矿含铁品位40％左右，含硅高达30％以上；第二次采用单一正浮选工艺，大幅度提高了精矿品位，铁精矿品位达到50％；第三次为强磁-正浮选工艺，大幅度提高了回收率，由单一正浮选的55％～60％提高到65％～70％；第四次为强磁-强磁正浮选工艺、强磁-正浮-强磁及强磁-反浮选等新工艺，提高了强磁选作业精矿品位，由原来的50％～51％提高到52％～53％以上。近年来，该矿委托马鞍山矿山研究院进行了强磁—反浮选的褐铁矿选矿新工艺，即采用强磁选获得粗精矿，强磁精矿进入反浮选作业进一步除杂，从而获得高品质铁精矿。为避免强磁作业细粒褐铁矿的流失，采用新型的SLon湿式立环脉动高梯度磁选机，连续扩大试验获得了铁精矿品位56.73％、铁回收率58.52％的良好指标，该工艺于2005年底投产。

新疆某铁矿主要金属矿物为褐铁矿，其次为赤铁矿，含少量磁铁矿；脉石矿物以透闪石和角闪石为主，其次为透辉石、石榴子石，少量黑云母、方解石、绿泥石和绿帘石。各金属矿物和脉石矿物的含量和粒度见表3.97，矿石全铁含量为46.50％。

河北理工大学（现华北理工大学）对该矿矿石进行了正浮选、反浮选、摇床重选、弱磁-强磁、焙烧-磁选试验，各种选别方法试验结果的对比如表3.98所示。

结果表明，焙烧磁选法的指标远高于其他方法，在原矿品位46.5％的情况下，焙烧磁选工艺可获得铁精矿品位59.2％、回收率92.9％的技术指标。前4种方法比较，摇床的精矿品位最高，但回收率低；强磁的回收率最高，但精矿品位低；正浮选的两个指标皆位居第二，且都较高。因此，正浮选是仅次于焙烧磁选的选矿方法。从经济方面考虑，弱磁选-强磁选-正浮选工艺或分级-重选-细粒级浮选工艺联合流程是处理该矿石的较适宜的工艺。

云南化念铁矿矿石类型主要为褐铁矿，其次为赤铁矿，其余为硅酸盐、硫化物和碳酸盐含铁矿物，褐（赤）铁矿约占总铁量的95％以上，主要回收矿物以褐铁矿为主。矿体围岩主要为石灰岩，脉石以石灰岩、方解石、石英为主。矿石构造有块状、网状、树枝状、斑状和蜂窝状等。长沙矿冶研究院针对云南化念褐铁矿，采用粗细颗粒分级入选的生产流程，选用CRIMM型稀土永磁辊式强磁选机作为精选设备，设计采用两段破碎-分级磁选的简捷生产工艺，成功地解决了低投入、低成本、高效率的粗颗粒弱磁性褐铁矿有效分选的生产技术难题。该矿于2000年8月建厂，同年10月调试投产并取得了良好的技术经济指标。其生产工艺流程如图3.52所示。生产结果表明，当原矿品位为46％左右时，经过一次选别可得到总精矿品位大于50％、精矿回收率大于80％的生产指标。其工艺中CRIMM型稀土永磁辊式强磁选机是关键设备，该设备是一种采用新型高性能稀土永磁材料，经过合理的磁系设计、加工而成的永磁高场强辊带式干选磁选设备，由永磁高场强磁辊、高强度超薄耐磨胶带、胶带自动调偏装置和薄层振动喂料器等部分组成。分选磁辊的材料选型、磁系结构设计和经精密加工后的组装方式保证了有效分选磁场达到同体积电磁磁系所不能实现的磁场强度和梯度，同时也由于大幅度提高了有效磁通的利用率，从而实现了粗颗粒弱磁性矿石分离所需的强分选磁场（1.4～1.6T）和高比磁力。CRIMM系列稀土永磁辊式强磁选机主要特点是辊面分选磁场高，比磁力大；无气隙，物料不阻塞，分选效率高；分选过程中磁辊受胶带保护，无磨损；入选物料粒度范围宽，最大可达50～70mm，最小达0.08mm；与电磁感应辊相比节能90％以上；机重轻，单台设备可一次完成多段选别作业，占地面积节省60％以上，基建费用低。该设备在化念铁矿中的应用表明，10～30mm磁选精矿品位提高7％以上，-10mm磁选精矿品位提高3％以上，精矿总回收率大于80％，磁选生产成本少于10元/t，经济效益明显。

昆明理工大学对化念铁矿的细粒级褐铁矿进行了细粒褐铁矿干式磁选抛尾技术的实验室研究，并应用于工业化生产。其细粒级为-10mm粒级物料，化学分析结果如表3.99所示。

实验室研究结果表明，细粒褐铁矿干式磁选抛尾技术可实现-10mm粒级褐铁矿矿石的有效干式磁选，使褐铁矿矿石品位超过50％，矿石的回收率达到86％以上。进一步进行了工业应用试验，对-25～+10mm粒级用CRIMM ф 100-1000-1.1型稀土永磁强磁辊式磁选机干式磁选，对于-10mm粒级分别采用CRIMM ф 150-1000-1.3型和RIMM ф 100-1000-1.1型稀土永磁强磁辊式磁选机进行一次粗选、一次精选干式磁选抛尾。其工艺流程如图3.53所示。

工业生产结果表明，-25～+10mm粒级经干式磁选抛尾，可获得品位为52.62％、作业回收率为83.61％的精矿；-10mm粒级可获得品位为50.32％、作业回收率为86.78％的精矿，对-25mm粒级总回收率高达85.62％，使矿山的资源利用率提高了11％。选别后粉矿品位从原矿品位47％提高到50％，粉尾矿可作为烧结原料，实现了化念铁矿褐铁矿选矿洁净生产。

广东某褐铁矿主要由褐铁矿、石英、少量磁铁矿和赤铁矿等矿物组成。其中，褐铁矿的相对含量为70％左右，石英矿物相对含量为25％左右，其他矿物相对含量为5％左右。原矿中脉石矿物石英与铁矿物之间的共生关系较为简单，嵌布粒度相对较粗。试验研究表明，当磨矿产物中-0.074mm粒级含量达到70％～80％时，铁矿物与石英等脉石矿物基本可达到单体解离。矿石全铁品位为45.95％。

中南大学对该褐铁矿进行了正浮选、阴离子活化反浮选、阳离子反浮选试验，并对上述三种方案进行了比较，最后选择采用阳离子反浮选脱硅工艺，确定了一次粗选、一次扫选的工艺流程，并考察了磨矿细度、调整剂及其用量、浮选时间及捕收剂用量等对分离效果的影响，全流程闭路试验表明，采用碳酸钠用量为1250g/t和水玻璃用量为600g/t实现矿浆的强化分散，在磨矿细度为-0.074mm80％、十二胺用量为200g/t、浮选时间为18min的条件下，选别该褐铁矿石获得铁精矿品位为59.25％、铁回收率为83.42％的优良指标。其全流程闭路试验条件和数质量流程如图3.54所示。

另外，中南大学还对国内另外一褐铁矿石进行了阴阳离子捕收剂反浮选试验研究。该褐铁矿矿床属陆相沉积型矿床。矿石中主要矿物为褐铁矿，其次为少量磁铁矿和菱铁矿。脉石矿物则主要有石英、方解石、绿泥石等。原矿中褐铁矿和菱铁矿主要以鲕状产出，少量为泥质状，磁铁矿则为块状产出。脉石矿物与铁矿物间共生关系相对简单，磨矿细度达到-0.074mm85％～90％时，脉石矿物与铁矿物基本可达到单体解离。矿石中全铁含量平均为42％～44％，磷硫含量均较低，属相对好选的褐铁矿石。原矿全铁品位为43.28％。

针对该褐铁矿性质相对较简单的特点，采用单一反浮选工艺选别褐铁矿，研究了脱泥、单一阳离子及阴阳离子捕收剂联合等技术方案对反浮选指标的影响。试验结果表明，采用新型阳离子表面活性剂DTL脱泥、石灰活化含硅矿物、淀粉抑制铁矿物、油酸及十二胺联合使用的新工艺方案，取得了良好的分选指标，经脱泥和反浮选后，得到含铁品位为57.18％、铁回收率74.9％的褐铁矿精矿。试验流程如图3.55所示。

北京矿冶研究总院针对俄罗斯某褐铁矿进行了一系列的选矿试验研究，试验结果表明，采用磁化焙烧-磁选工艺流程所获实验指标最好，磁化焙烧-磁选工艺流程条件：磁化焙烧温度900℃、煤配比15％、焙烧时间1h。焙烧后的产品细磨至-0.074mm90％进行磁选，磁场磁感应强度0.20T，可获得精矿品位64.65％、铁回收率86.05％的试验指标。

长沙矿冶研究院采用絮凝-强磁选回收某易泥化褐铁矿，在铁精矿品位保持不变的前提下，可大幅度提高金属回收率。研究结果表明，与直接强磁选相比，絮凝-强磁选工艺可将某矿含大量易泥化褐铁矿铁矿石的金属回收率提高10～15个百分点，认为提高絮凝-强磁作业分选效率的关键在于正确把握分散、絮凝过程。

3.4.2　典型工艺流程与实践

褐铁矿传统的选矿方法主要为洗矿-重选、强磁选和磁化焙烧磁选等，随着对铁矿石需求量和质量要求的提高以及选矿技术的进步，褐铁矿的浮选开始得到重视和应用。近年来，随着新型高梯度强磁选机及新型高效反浮选药剂的研制成功，强磁选、反浮选、焙烧等联合选矿工艺也开始在褐铁矿选矿中得到应用。目前工业上采用的褐铁矿选矿流程可分为：单一选别流程和联合选矿流程两大类。单一选别流程包括重选、磁选和浮选流程；联合选别流程包括焙烧-弱磁选、浮选-磁选和重选-磁选流程等。

3.4.2.1　单一选别流程

对于含铁品位较高、可选性较好的矿石，通常采用简单的单一选别流程处理，包括重选、强磁选和浮选。

（1）单一重选流程

重选法作为褐铁矿石的主要分选方法，在大多数情况下，用来处理粗粒嵌布矿石。重选流程的特点是成本低、操作和维护简单、动力消耗少、生产中不需要化学试剂，但是缺点是尾矿品位较高、铁回收率低、不利于矿物的综合回收利用。处理粗粒矿石最常用的是洗矿、跳汰和重介质选矿；对细粒矿石，多采用螺旋选矿和摇床选矿。

①洗矿。因为褐铁矿石中含有大量黏土矿物，采用洗矿的方法分离出泥质物料即可使褐铁矿得到一定程度的富集。洗矿方法简单、经济，是早期褐铁矿选厂中最常见的方法。

美国孤星钢铁公司选矿厂采用单一洗矿流程。矿石破碎后进行检查筛分，筛上产品再破碎至100mm；分为38～0mm和100～38mm粒级单独进行洗矿，粗粒物料再破碎至38mm以下，并进行三段洗矿。由于矿石被黏土质物料所黏结，所以用叶片式洗矿机进行洗矿。洗矿机溢流和脱水分级机溢流为洗矿厂的尾矿。

湖南洪水坪铁矿矿石成分较简单，金属矿物主要是褐铁矿，脉石矿物主要有方解石、石英和黏土矿物等。矿石品位40.27％，经过单一水洗、手选后，即可入炉炼铁，选冶技术条件良好。

江西七宝山铁矿主要金属矿物是褐铁矿和（水）针铁矿，主要脉石矿物为石英、方解石、白云石和孔雀石等。入选矿石品位46.17％，经过洗矿后，得到TFe品位51.29％、回收率56.33％的铁精矿。

②洗矿-重选。哈萨克褐铁矿公司褐铁矿选矿采用洗矿-重选流程。粒度为-400mm的矿石进入齿辊破碎机，破碎至-80mm之后送入双螺旋槽洗机洗矿。洗矿后的矿石送入振动筛，筛出+8mm产品用平辊破碎机破碎，-8mm粒级产品与破碎物料一起送入螺旋槽洗机进行二次洗矿。矿石经二次洗矿后送入耙式分级机分级，分级机返砂即为精矿。分级溢流和二次洗矿溢流经水力旋流器脱水后返回分级机，而水力旋流器溢流送入溜槽分出尾矿。溜槽精矿与第一次洗矿的溢流一起进行跳汰，跳汰机精矿作为中矿返回第二次洗矿。

跳汰选矿是处理粗粒铁矿石的一种古典方法，在欧美的选厂中普遍被应用，前苏联的褐铁矿选矿也大都用跳汰法。前苏联里萨阔夫斯基选矿厂处理褐铁矿石，该矿石产自沉积变质矿床，可分为鲕状砂矿及赭石化鲕状矿。原矿品位TFe23.74％～43.56％，主要脉石为石英、硅质黏土。矿石破碎至-2mm后，先经脱泥，再采用跳汰机分选。当入选品位为TFe 39.9％时，跳汰精矿品位为TFe48.0％，作业回收率约为63％。

重介质选矿也是选别褐铁矿的一种常用方法。这种方法具有生产能力大、选别效率高、选别粒度上限大（可达100mm）、有效选别粒度范围宽、省水、成本低等特点。常用的重介质选矿设备有圆筒形及圆锥形的维姆科重介质选矿机、重介质振动溜槽以及选别下限可至0.5mm的重介质旋流器和重介质涡流器。萨尔茨吉特-卡贝希特选矿厂的选矿流程比较完善，用洗矿和在密度为3.1kg/cm ³ 的重悬浮液中选别矿石，达到较好的选别指标。

③摇床选矿。摇床是一种流膜选矿设备，一般可分为矿泥摇床和矿砂摇床。摇床的入料要求很严格，在进行重选时，往往要分级入选。不同的粒级采用不同的冲程、冲次和冲洗水。云南牛首山铁矿主要由褐铁矿组成，原矿品位29％左右，采用1mm分级入选，+1mm粒级平均品位51.51％、回收率33.94％；-1mm粒级采用摇床重选，铁精矿品位43.80％、回收率12.50％；尾矿品位20％左右、回收率54.06％。其选矿流程如图3.56所示。

新疆某褐铁矿TFe品位46.50％，将原矿磨至-0.074mm占80％，采用XZY1100×500刻槽摇床进行重选，调整好冲程、冲次、床面倾角、水量和给矿量等，摇床重选试验结果见表3.100。该流程精矿品位较高，但尾矿品位高、回收率较低。

（2）单一磁选流程

强磁选也是一种分选褐铁矿常用的方法。单一磁选流程简单，管理方便，对矿石的适应性较强，精矿易于浓缩过滤。但对细粒级矿泥，选别效果较差。如某高硅型褐铁矿，原矿含铁34.45％，采用SQC-6-2770型湿式强磁选机选别，分选粒度-0.074mm73.18％，浓度31.18％，场强1.21×10 ⁶ A/m，一次分选，精矿铁品位51.78％，回收率56.26％。

①干式强磁。磁选工艺有干磁和湿磁两种工艺。原联邦德国是世界上最早采用干式强磁选的国家之一，佩格奈兹（Pegnitz）选厂于1921年就采用了干式强磁选，处理细粒鲕状褐铁矿，原矿含铁27.66％，磁选获得含铁40％的铁精矿，回收率为88％～90％。法国从1962年起已大规模应用干式强磁选法处理洛林鲕状褐铁矿，原矿含铁28.6％，磁选获得含铁39％的铁精矿，回收率86％。2000年10月云南某地的褐铁矿采用CRIMM稀土永磁辊式强磁选机进行选别，采用粗颗粒分级入选的干式磁选生产流程，当原矿品位为46.00％左右时，经过一次选别，精矿品位大于50.00％，回收率大于80.00％。采用干式强磁选，一般能够获得较高的回收率，但对精矿品位提高不大。

②湿式强磁。我国于20世纪70年代末将湿式强磁选应用于选别褐铁矿。该工艺仅适用于回收粗、中粒嵌布的褐铁矿，对细粒嵌布的褐铁矿，须采用先强磁后浮选的联合流程。

黄梅铁矿矿石中的金属矿物主要是褐铁矿，全铁含量波动范围为20％～56.86％，平均为38％。原矿中泥的含量较高，-0.074mm含量占20.2％，泥的塑性指数为21.9，属难洗矿石。采用洗矿-磨矿-强磁选（一粗二扫开路）流程，对黄梅铁矿矿样进行试验，在原矿品位为36.92％条件下，可获得品位52.13％的铁精矿，铁回收率80.53％。

江西铁坑铁矿采用SQC-6-2770型湿式强磁选机进行了磁选褐铁矿工业试验，磁选工艺条件见表3.101，磁选指标见表3.102。试验结果表明，SQC-6-2770型湿式强磁选机选别铁坑褐铁矿是可行的。

③絮凝-强磁。为了强化对细粒褐铁矿的回收，有研究者提出了絮凝-强磁流程。该工艺将矿浆充分分散后，加入铁矿物的絮凝剂，使细粒铁矿物的粒度增大，再进行强磁选，从使细粒铁矿物得到较充分的回收，从而提高铁回收率。在褐铁矿选矿絮凝-强磁工艺中，最常用的分散剂是水玻璃和碳酸钠，三聚磷酸钠和六偏磷酸钠次之；最常用的絮凝剂是苛性淀粉和腐殖酸盐。

表3.103为某矿样絮凝磁选与直接磁选效果的试验比较。在铁精矿品位相近的情况下，絮凝磁选比直接磁选的铁回收率提高10.97～15.73个百分点，效果显著。

（3）单一浮选流程

浮选分正浮选和反浮选两种工艺流程。正浮选工艺一般在碱性矿浆条件下进行，碱性矿浆可以增强石英表面的电负性，不利于阴离子捕收剂与石英的结合，从而抑制石英的上浮。然后加入捕收剂与含铁矿物结合，将铁矿物捕收到泡沫中。反浮选工艺则正好相反，它是将脉石矿物捕收到泡沫中，而将含铁矿物留在浮选槽中。常用的阴离子捕收剂有NP硬脂酸、油酸、烷基磺酸盐和烷基硫酸盐。常用的阳离子捕收剂有烷基胺类和季铵盐类药剂。

进行浮选试验时，药剂的配制非常关键。淀粉常被配制成苛性淀粉后再使用。十二胺之类的胺类捕收剂水溶性很差，所以要盐酸化处理后才能配制成水溶液。油酸类捕收剂也需要添加一定的苛性钠配制成油酸盐使用。褐铁矿浮选的抑制剂选用比较关键。淀粉是使用最多的褐铁矿抑制剂，其他抑制剂还包括氯化木质素、腐殖酸盐。

新疆某褐铁矿石，全铁品位45％以上。矿石中主要金属矿物为褐铁矿，其次为赤铁矿，少量磁铁矿；脉石矿物以透闪石和角闪石为主，其次为透辉石、石榴子石，少量黑云母、方解石、绿泥石和绿帘石。

正浮选试验以石油磺酸钠为捕收剂，从原矿中浮出铁矿物，磨矿后先进行脱泥，然后采用一粗、一扫、一精闭路流程，在磨矿细度-0.074mm占85％～90％，矿浆pH值为6.5，温度28℃，浓度25％，脱泥分散剂Na ₂ CO ₃ 用量1.5kg/t，石油磺酸钠用量粗选、精选和扫选分别为3.5kg/t、0.5kg/t和0.5kg/t的条件下，获得的铁精矿品位为56.74％、回收率62.08％。反浮选试验以NaOH为矿浆pH调整剂、淀粉为铁矿物抑制剂、石灰为脉石矿物活化剂、塔尔油为脉石矿物捕收剂进行反浮选，在pH值为11.5、淀粉用量0.8kg/t、石灰0.1kg/t、塔尔油0.8kg/t（磨矿细度同正浮选）的最佳条件下，获得的铁精矿品位为52.20％，回收率54.54％。反浮选指标不如正浮选。

浮选法选别褐铁矿，影响选别的重要因素是细粒级矿泥。矿泥因粒度细，难以附着气泡表面，形成单独的矿化泡沫层浮出，而易于附着在粗粒表面。当粗粒褐铁矿表面附着脉石泥时，其选择性与可浮性显著下降；矿泥比表面及表面能（活性）大，一是能吸附（消耗）大量浮选药剂，造成矿浆油药多，黏性大，降低易浮矿的选择性与可浮性；二是水化能力强，一旦矿泥黏附于气泡，则气泡表面的水化膜不易脱除，从而给精矿的浓缩、过滤带来严重困难，导致回收率下降。浮选处理褐铁矿时脱泥就成为比较重要的一环。

除了脱泥之外，强化分散也是处理矿泥的主要工艺。通过加入碳酸钠、水玻璃和六偏磷酸钠等分散剂，可以高度分散矿泥，将它们对浮选的影响降低。根据广东某褐铁矿矿石共生关系简单的特点，采用强化矿浆分散阳离子反浮选脱硅新工艺，即采用碳酸钠用量1250g/t和水玻璃用量600g/t实现矿浆的强化分散。在磨矿细度为-0.074mm占80％、十二胺用量200g/t、浮选时间18min的条件下，选别该褐铁矿石获得铁精矿铁品位59.25％、铁回收率为83.42％的较好指标。

为了克服矿泥的不利影响，近年来发展起来一种选择性絮凝-浮选新工艺。其特点是：借助某种仅对褐铁矿起絮凝作用的、长链高分子化合物（如淀粉、腐殖酸盐等）的极性基，通过静电及其他力，使矿泥中褐铁矿“桥联”，形成絮凝体或絮团，而后脱泥或反浮选石英等硅酸盐。絮凝得到的铁品位高，浓缩、过滤性能好。如某褐铁矿矿泥，含铁40.67％，-37μm占87.38％，矿浆中加入氢氧化钠和硅酸钠，维持pH为10左右，然后加入腐殖酸钠，充分搅拌后，反浮选石英，槽内精矿铁品位达55.55％，回收率77.61％。

3.4.2.2　联合选别流程

褐铁矿常见的联合选别流程包括磁化焙烧-磁选流程、浮选-强磁流程、重选-强磁流程等。

（1）磁化焙烧-磁选流程

磁化焙烧-磁选由磁化焙烧和弱磁选两部分工艺组成。褐铁矿的磁化焙烧是在矿石中添加还原剂（炭、水煤气或煤），然后进行高温处理，使其中的三氧化二铁还原为四氧化三铁的过程。褐铁矿磁化焙烧有其最特殊的一步，就是脱结晶水环节。在温度为300～400℃时，褐铁矿将其结晶水脱除。

Fe ₂ O ₃ · n H ₂ O→Fe ₂ O ₃ + n H ₂ O

当焙烧温度到达700～850℃时，开始磁化焙烧过程。用气体还原剂（H ₂ 、CO）时其反应式为：

3Fe ₂ O ₃ +H ₂ →2Fe ₃ O ₄ +H ₂ O

3Fe ₂ O ₃ +CO→2Fe ₃ O ₄ +CO ₂

用固体还原剂（C）时，其反应式为：

CO ₂ +C→2CO

3Fe ₂ O ₃ +CO→2Fe ₃ O ₄ +CO ₂

3Fe ₂ O ₃ +C→2Fe ₃ O ₄ +CO

褐铁矿的磁化焙烧有以下效果：一是脱去结晶水，使原矿铁品位提高；二是褐铁矿被还原为磁选较强的磁铁矿，利于后续的磁选分离。褐铁矿的焙烧-磁选获得的选矿指标一般高于其他选矿工艺，但是由于焙烧磁选的成本较高，只有当地具有廉价的煤炭或天然气资源时才可以考虑。

新疆某褐铁矿在原矿品位46.50％的情况下，焙烧磁选工艺可获得铁精矿品位59.20％、回收率92.90％的技术指标。江西某铁矿主要为褐铁矿，该矿含泥含水大且可选性差。在磁化焙烧工艺中最佳条件为还原剂选用褐煤，煤粉用量为原矿的15％～20％，焙烧温度950℃，焙烧时间2h。在原矿品位37.16％的情况下，可获得铁精矿品位在65％左右、回收率80％左右的技术指标。

（2）浮选-强磁流程

该工艺流程适合于品位较低的难选褐铁矿的选别。强磁选适于分选粗粒矿物，浮选适于分选细粒矿物，两者互为补充，扩大了粒级回收范围。其流程结构有强磁选得精-磁尾浮选和强磁选抛尾-磁精浮选两种。

江西铁坑铁矿曾采用强磁选得精-强磁尾正浮选工艺处理铁品位35％左右的褐铁矿石，获得的铁精矿品位51.00％（SiO ₂ 14.00％）左右，回收率65.00％左右。某褐铁矿磁化系数为（21～32）×10 ⁶ cm ³ /g，采用场强为1154kA/m的SQC-6-2770型湿式强磁选机分选，形成了强磁（一磁）-正浮选（一粗一精一扫）联合流程。强磁-正浮选联合流程大幅度提高了选矿回收率，由单一正浮选流程时的57.35％提高到74.82％。

某选厂所处理的矿石中金属矿物主要为褐铁矿、针铁矿，其次为磁铁矿、黄铁矿和锰的次生矿物等，脉石矿物以石英为主，其次为黏土质矿物、绿泥石和少量方解石、石榴子石等。褐铁矿中有害杂质含量很低，为一种高硅低杂质的褐铁矿石。该厂原设计采用反浮选，投产后，因浮选药剂来源困难，并经过多次试验后，又改为正浮选。该厂为了寻求更好的选别方法，于1970年进行褐铁矿的单一磁选和强磁-浮选联合选别流程，如图3.57所示。

试验选用 ф 1400mm电磁环式强磁机，磁场强度为1.2T。给矿粒度-0.074mm占80％左右。当给矿品位含铁33.4％时，可以选出51.59％的强磁精矿和23.09％的强磁尾矿，强磁尾矿再用浮选方法进行一次粗选、一次扫选和二次精选。该厂根据多次强磁-浮选实验，强磁选对粗粒铁矿物的选别效果比浮选好。采用强磁-浮选方法，比目前采用的单一浮选方法回收褐铁矿更为有效，精矿品位由47.46％提高到50.61％，回收率由75.62％提高到84.10％。

（3）重选-磁选流程

云南某褐铁矿全铁含量43.61％，主要脉石矿物为石英。在对矿样进行重选试验后，发现重选精矿、中矿和尾矿品位较低（重选精矿品位45.03％，中矿品位40.11％，尾矿品位46.22％），所以决定将重选精矿与中矿合并作为矿样1进行磁选试验，将重选尾矿作为矿样2进行絮凝磁选试验。在最佳的磁场强度和给矿浓度的条件下，对矿样1进行试验，磁选精矿为精l，尾矿为尾1；将矿样2给入最佳剂量的分散剂Na ₂ SiO ₃ ，强搅拌20～30min，然后加入SD型絮凝剂最佳剂量，采用慢速搅拌10～15r/min后进行强磁选试验，产出精矿为精2，尾矿为尾2，试验结果见表3.104。然后合并精1与精2为最终精矿，综合精矿品位为55.07％，综合回收率为75.55％。

SD型絮凝剂是一种有机高分子聚合物，棕红色透明液体，pH值为6～7，分子链上含有多种活性基团，对矿浆中的矿粒有极强的吸附、絮凝和沉淀作用。该试剂作用能力强，对pH的敏感性小（适用pH为4～10），速度快。根据矿浆的浓度，加入适量SD型絮凝剂，低速搅拌3～5min即可。

（4）洗矿-筛分-重选、强磁选流程

一般矿石经细碎或棒磨机磨矿后进行洗矿-筛分分级和脱泥处理，粗粒级采用重选得到精矿，中间粒级采用辊式强磁选机选别得到精矿，细粒级和矿泥采用高梯度强磁选机选别得到精矿，为了提高铁金属回收率，重选中矿可考虑再磨再选。

该工艺可明显提高精矿铁品位，同时因回收了细粒级和矿泥中的铁矿物，可获得较高的回收率。例如，前苏联里萨科夫采选公司的褐铁矿选矿采用该工艺，破碎产品（-30mm）给入棒磨机与振动筛构成的闭路磨矿系统，控制筛分粒度为-2mm，该磨矿产品经螺旋分级机分级脱泥，脱泥产品（-0.2mm）给入2/23PM ф -160型高梯度强磁选机选别得到精矿，0.2～2mm粒级给入跳汰机选别（一次粗选、一次精选），控制跳汰机筛分粒度为-0.6mm得到精矿，-0.6mm跳汰机中矿给入43BM ф 45/250型辊式强磁选机选别（一次粗选、一次精选）得到精矿，0.6～2mm跳汰机中矿（即筛上产品）返回再磨再选作业。原矿铁品位40％～41％，精矿铁品位49％～50％，脱泥产品（-0.2mm）采用强磁选回收可使精矿回收率提高6～7个百分点。

法国迈特赞基褐铁矿选矿厂对经破碎-风力分级所产生的0.04～0.315mm粒状产品用磁辊式强磁选机进行磁选，原矿铁品位28.00％～29.00％，精矿铁品位可提高至42.00％。

3.4.2.3　褐铁矿选矿实践

（1）江西铁坑褐铁矿选厂

①选矿厂概况。选厂从1960年开始建矿，1968年建成我国第一个年处理原矿50万吨的褐铁矿反浮选选矿厂，设计采用以氯化木素为铁矿物抑制剂的阴离子反浮选工艺，1968年10月投入试运转。1969年初，由于氯化木素的药源紧张而改为正浮选工艺流程。但正浮选所得之精矿黏性大，水分高，生产球团矿有困难。为了解决这个问题，从1970年起开始了用强磁选工艺处理铁坑褐铁矿的研究试验工作，到1975年完成了强磁-浮选联合流程的科研工作，并对选厂进行了相应的改造，1977年改为强磁-正浮选联合流程。1978年，南昌有色冶金设计研究院编制了铁坑铁矿采选100万吨/年的扩建设计，1984年编制了100万吨/年扩建补充设计。1984年初开始建设，选矿厂部分基本完成了土建、水电以及大部分选矿设备的安装，1986年下半年停止建设。投产以后一直未达到设计能力，年处理矿量30万吨左右，铁精矿品位51.00％。1995年由于精矿销路和尾矿库问题被迫停产，1999年委托赣州冶金研究所进行高梯度全磁选小型选矿试验中，铁精矿品位达到54.11％；2002年长沙矿冶研究院进行的探索性试验中，铁精矿品位达到56.63％，SiO ₂ 降到5.89％以下；2003年马鞍山矿山研究院进行的褐铁矿探索试验中，褐铁矿铁精矿品位也达到了56.50％以上。

2004年委托中钢集团马鞍山研究院进行了“磨矿-强磁-再磨反浮选”（流程1）和“磨矿-强磁再磨强磁-反浮选”（流程2）两个工艺流程的试验研究，对流程1进行了连选试验，流程2由于受试验条件的限制没有进行连选试验。但根据铁坑褐铁矿的具体情况，最终推荐采用流程2。试验结果为精矿品位56.73％，回收率58.42％。

②矿石性质。江西新余铁坑矿业有限责任公司是露天褐铁矿矿山，隶属于新余钢铁有限责任公司。矿区位于江西分宜县城北东，新余市渝水区和分宜县两地交界处，坐落在分宜县湖泽镇境内。

铁坑褐铁矿床为酸性残余火山岩与石灰岩接触发生交代硫化作用，并经后期长期氧化作用生成黄铁矿矽卡岩型铁帽状褐铁矿床。矿石主要由褐铁矿、针铁矿和石英组成。金属矿物还有赤铁矿、磁铁矿、镜铁矿及锰的次生矿物等；非金属矿物有高岭土、绢云母等黏土质矿物及绿泥石、石榴子石等。整个矿床平均含铁地质品位为38.76％，褐铁矿、石英占总量的90％以上，其中石英占10％～40％，与褐铁矿成消长关系。区内二叠系茅口灰岩，经受火山岩作用所形成的蚀变矽卡岩、硅化灰岩见矿体赋存的主要层位。目前，铁坑褐铁矿保有储量为2479.64万吨，其中B+C级储量1682.27万吨，D级储量797.36万吨。

矿石的工业类型有矽卡岩型褐铁矿和高硅型褐铁矿两大类。矽卡岩型褐铁矿由内含磁铁矿、磁黄铁矿、透辉石的矽卡岩经氧化而形成，是矿区内的主要矿石，占66％，矿石特点呈土黄色，质轻性软，可称为“黄矿”。粉矿多由此种矿石形成，矿石主要由褐铁矿、赤铁矿和石英组成；高硅型褐铁矿由含磁铁矿和硫化矿细脉浸染的硅化灰岩氧化而成，占区内矿石的34％，矿石特点呈紫褐色、深褐色或黑褐色，质重性坚，易碎，习惯称为“黑矿”。矿石主要由褐铁矿、赤铁矿、针铁矿和石英组成。金属矿物主要有褐铁矿、针铁矿、赤铁矿，其次有磁铁矿、镜铁矿等；脉石矿物主要为石英。

褐铁矿由磁铁矿、赤铁矿和其他含铁矿物后期氧化作用次生而或，多呈粒状集合体，间有胶状环带或网状结构，常与石英颗粒紧密嵌布。有一部分褐铁矿呈5μm以下的微细颗粒嵌布于黏土质中。石英多呈半自形-他形粒状结合体，部分呈不规则状嵌布于铁矿物之中，还有一部分为细晶石英乃至隐晶质硅质沉积物，石英结晶粒度一般为10～20μm。

原矿化学多元素分析结果见表3.105，铁物相分析结果见表3.106，矿物组成分析结果见表3.107。

褐铁矿从1mm开始单体分离，到0.074mm单体分离基本完全。矿石的最大特点是易于泥化，生产上多次测定，经破碎后进入磨机的原矿（-25mm）中-0.074mm含量占10％～25％，经磨矿、分级达到粒度为-0.074mm占70％时，其中的-20μm粒级占30％左右。

褐铁矿矿体中间含有硅化灰岩、氧化矽卡岩、蚀变花岗斑岩等夹石，严重破坏了褐铁矿矿体的连续性，使矿体形态、产状及质量更加复杂，矿石含有大量易泥化、带黏性的杂质，矿石入选前又不适于洗矿处理，所以给选别工艺造成了较大的困难。

③选矿生产流程。选择磨矿-强磁-再磨强磁反浮选作为选矿工艺流程，确定的数质量流程如图3.58所示。

铁坑褐铁矿生产线于2005年10月底建成投产，投产以来，选矿指标波动较大，经过一年多不断调试和改进，选矿指标逐步稳定和提高，2006年共处理原矿308960t，原矿品位38.18％，生产精矿84961t，精矿品位53.79％，金属回收率38.74％。2007年1～8月份主要选矿技术指标见表3.108。

该流程的优点在于：入浮品位高、含泥量小、浮选操作难度小，最终精矿品位高；药剂消耗量小，生产成本低，在金属回收率相同的情况下，吨精矿成本低50元。

该流程的缺点在于：磁选部分流程长，需要的磁选设备多；尾矿出口多，易丢失金属量，金属回收率偏低；浮选泡沫产品对流程的影响较大，泡沫和磁粗精矿浆一起进入分级再磨系统，既增加了分级泵的操作难度，又加大了磁精选设备的负荷，常造成分级泵池、磁精选设备给料箱跑泡。

江西铁坑褐铁矿的生产经历4次大的演变。第一次为建厂初期，原矿品位较高，采用破碎筛分（或手选），生产部分块矿，随着矿石开采量的增加，品位越来越低，低时块矿含铁品位40％左右，含硅高达30％以上；第二次采用单一正浮选工艺，大幅度提高了精矿品位，铁精矿品位达到50％；第三次为强磁-正浮选工艺，大幅度提高了回收率，由单一正浮选的55％～60％提高到65％～70％；第四次为强磁-强磁正浮选工艺、强磁选-正浮选-强磁选及强磁选-反浮选等新工艺，提高了强磁选作业精矿品位，由原来的50％～51％提高到52％～53％以上。近年来，该矿委托马鞍山矿山研究院进行了强磁-反浮选的褐铁矿选矿新工艺，即采用强磁选获得粗精矿，强磁精矿进入反浮选作业进一步除杂，从而获得高品质铁精矿。为避免强磁作业细粒褐铁矿的流失，采用新型的SLon湿式立环脉动高梯度磁选机，连续扩大试验获得了铁精矿品位56.73％、铁回收率58.52％的良好指标，该工艺于2005年底投产。

铁坑褐矿的生产实践表明：由于矿石性质复杂、品位低、嵌布粒度细等特点，采用单一选别工艺的选矿效果均不理想，但只要工艺条件掌握适当，也都能在某种程度上对褐铁矿进行有效的分选。强磁-正浮选工艺流程是处理铁坑褐铁矿较为理想的选别流程。该流程自1978年投入运行以来，精矿品位与金属回收率等主要技术指标同单一正浮选流程相比有了明显的提高，而且逐年有所改善。

强磁-正浮选流程之所以能获得较高的精矿品位和回收率，还是应该归功于联合流程的优势，强磁和浮选两种工艺互相取长补短、相辅相成。强磁作业对-20μm粒级的富集效果较差，对20μm以上粒级的回收效果较好。正浮选对+74μm粒级的捕集效果较差，对细粒级回收效果更好些。

（2）云南化念铁矿

①矿石性质。云南化念铁矿地处云南峨山县，是云南峨山冶金集团有限责任公司的骨干矿山之一。

化念铁矿形成于石灰岩地区，矿石类型主要为褐铁矿，其次为赤铁矿，其余为硅酸盐含铁、硫化物含铁和碳酸盐含铁，褐（赤）铁矿约占总铁量的95％以上，主要回收矿物以褐铁矿为主。矿体围岩主要为石灰岩，脉石以石灰岩、方解石、石英为主。矿石构造有块状、网状、树枝状、斑状和蜂窝状等。

矿石开采为地下开采，采用连续分段空场采矿法开采。目前已形成20万吨/年的生产规模。按开采设计，矿石地质品位为52％以上，采出原矿品位在48％以上，但由于矿山地质条件较为复杂，采出矿石中废石混入率高达20％～25％，一般矿石总体品位只有46％左右，以此质量难以达到用户要求。

②选矿生产流程。为了解决废石混入率高、矿石品位低的问题，采用CRIMM 150-1000-1.3T型稀土永磁辊式强磁选机进行了粗粒强磁抛尾试验研究，取得了预期的效果。生产流程如图3.59所示。

从采场运来的原矿（30t/h），经1台颚式破碎机破碎后进入棒条振动筛筛孔（10mm），-10mm产品直接采用2台CRIMM型稀土永磁辊式强磁选机进行细粒级磁选；+10mm产品经过30mm的棒条筛进行筛分，10～30mm产品采用1台CRIMM型稀土永磁辊式强磁机进行粗颗粒磁选，+30mm产品又采用1台颚式破碎机破碎后返回棒条振动筛。

通过对-10mm原矿和精矿进行粒度筛析，原矿中-1mm品位为46.80％，精矿中-1mm品位为47.45％，这说明-1mm原矿分选效果较差。假如精矿中去掉-1mm部分，精矿品位可提高到52％以上。现场生产检测表明，原矿水分在8％～12％时，粗粒级磁选指标变化不大，但细粒级大。在原矿水分小于8％时，-10mm精矿品位可提高到51.50％以上，精矿回收率为85％；在原矿水分达到12％时，-10mm精矿品位较难提高到49.5％，因此，水分是影响-10mm产品指标的主要因素。由于受筛分设备限制，10～30mm磁选给矿中含有15％左右的+30mm大块矿石，单体解离度明显不够，造成粗粒级磁选尾矿偏高，因此，严格控制分选粒度上限是提高粗粒级品位和回收率的有效方法。

③选矿生产指标。表3.109为2000年10月至2001年1月现场生产平均指标。给矿量平均为31.56t/h，原矿水分平均为9.16％。由表3.109可知：原矿通过分级入选，一次磁选作业的精矿品位可提高到50％，回收率为80％以上，达到用户要求。6个月的工业生产表明，CRIMM型稀土永磁辊式强磁选机能满足工业生产连续运转的需要，生产运行成本较低，半年增加经济效益320万元。

注：磁选Ⅰ给矿为-10mm；磁选Ⅱ给矿为+10mm；产率和回收率分别为作业产率和作业回收率。

④-10mm粒级褐铁矿选矿研究。针对峨山化念铁矿-10mm的细粒级褐铁矿粉经过原有流程处理之后尾矿品位较高（36％左右）的问题，选厂进行了细粒褐铁矿干式强磁磁选抛尾技术试验，以解决峨山化念铁矿褐铁矿细粒难以选别的难题，并最终进行了工业生产，取得了较好的经济效益。

试样由化念铁矿现场采取，由化念铁矿工程技术人员从各矿带、矿段中采取有代表性的综合试样，筛分除去+10mm粒级，经配矿后，进行分析测试和磁选试验。试样原矿化学多元素分析结果见表3.110。

由表3.110可见，原矿中锰、钙和SiO ₂ 含量高，这与矿石中脉石矿物主要为石灰石和石英有关。磁选的任务主要是除去这些非磁性脉石矿物和这些脉石含量较高的贫褐铁矿连生体。采用永磁强磁机干式磁选工艺一次粗选一次精选流程进行了试验。不同含水量的-10mm粒级褐铁矿在不同强度下的粗选试验结果（表3.111）表明，原矿含水量和磁场强度对粗选结果有一定的影响。

水分对-10mm褐铁矿干式磁选效果影响较大，在一定的磁选条件下，原矿含水量越小，粗精矿的品位和回收率越高，分选效果越好，随着原矿含水量的增加，粗精矿的品位和回收率均有所降低。

在较低的分选场强（480kA/m）条件下，粗精矿的品位超过50％，但回收率较低（不超过60％）；在分选场强为640kA/m时，从含水量为5％原矿中可选出品位为51.38％及回收率为85.80％的精矿；从含水量为7.5％和10％的原矿中可选出品位约为50.00％、回收率为82.00％～85.00％的精矿；从含水量为12％的原矿中选出的精矿品位仅为48％、回收率仅为75％。在分选场强为800kA/m时，粗精矿的回收率虽有较大的提高，接近或超过90％，但品位有较大下降，低于48％。

由于实际-10mm原矿一般含水量在7％～10％，因此控制好-10mm褐铁矿的含水量在分选场强为640kA/m粗选的基础上进行精选有可能提高精矿品位。精选试验结果表明，对于含水量在7％～10％的-10mm褐铁矿粗磁选精矿经过精选可获得品位大于50％、回收率大于80％的合格褐铁精矿。精矿的粒度筛析结果见表3.112。

从表3.112可知，对分选所得的精矿，-10～+1mm粒级精矿品位均大于53％，-1mm粒级精矿占总精矿的40％以上，但品位小于47％，这部分-1mm粒级干式磁选分选效果差是造成-10mm褐铁矿精矿品位低于50％的主要原因。因此要提高-10mm褐铁矿干式磁选的分选效果，关键是在分选过程中除去-1mm矿石中的夹杂物。

⑤工业生产流程改造。根据试验室试验和半工业试验可行性研究结果，结合生产实际，确定化念铁矿工业生产对-25～+10mm粒级用CRIMM4100-1000-1.1型稀土永磁强磁辊式磁选机干式磁选，对-10mm粒级分别采用CRIMM ф 150-1000-1.3型和CRIMM ф 100-1000-1.1型稀土永磁强磁辊式磁选机进行一次粗选一次精选干式磁选抛尾。工艺流程如图3.60所示，工业生产指标见表3.113。

从表3.113可知，在实际生产中对-25～+10mm粒级经干式磁选抛尾，可获得品位为52.62％、作业回收率为83.61％的精矿；对-10mm的粒级可获得品位为50.32％、作业回收率为86.78％的精矿，能较好地满足市场要求；对-25mm粒级的总回收率高达85.62％，能保证对褐铁矿资源的有效利用。

经过改造后，选厂工业生产一年来，共处理矿石23.3万吨，生产铁精矿20.21万吨，其中块精矿8.17万吨、粉精矿12.04万吨。在生产过程中，块矿从品位43.00％提高到52.00％，粉矿品位从品位47.00％提高到50.00％。项目实施后矿山资源利用率提高到11％，取得了良好的经济效益。

该流程针对云南化念褐铁矿特性设计，采用粗细颗粒分级入选的生产流程，选用CRIMM型稀土永磁辊式强磁选机作为精选设备，设计采用两段破碎-分级磁选的简捷生产工艺，成功地解决了低投入、低成本、高效率的粗颗粒弱磁性褐铁矿有效分选的生产技术难题。其工艺中CRIMM型稀土永磁辊式强磁选机是关键设备，该设备是一种采用新型高性能稀土永磁材料，经过合理的磁系设计、加工而成的永磁高场强辊带式干选磁选设备，由永磁高场强磁辊、高强度超薄耐磨胶带、胶带自动调偏装置和薄层振动喂料器等部分组成。分选磁辊的材料选型、磁系结构设计和经精密加工后的组装方式保证了有效分选磁场达到同体积电磁磁系所不能实现的磁场强度和梯度，同时也由于大幅度提高了有效磁通的利用率，从而实现了粗颗粒弱磁性矿石分离所需的强分选磁场（1.4～1.6T）和高比磁力。CRIMM系列稀土永磁辊式强磁选机的主要特点是辊面分选磁场高，比磁力大；无气隙，物料不阻塞，分选效率高；分选过程中磁辊受胶带保护，无磨损；入选物料粒度范围宽，最大可达50～70mm，最小达0.08mm；与电磁感应辊相比节能90％以上；设备重量轻，单台设备可一次完成多段选别作业，占地面积节省60％以上，基建费用低。该设备在化念铁矿中的应用表明，10～30mm磁选精矿品位提高7％以上，-10mm磁选精矿品位提高3％以上，精矿总回收率大于80％，磁选生产成本少于10元/t，经济效益明显。

（3）广东大宝山铁矿

①矿区概况。矿区中的独立矿床有风化淋滤型褐铁矿床、层状菱铁矿床、铜铅锌硫化矿床、斑岩型钼矿床及矽卡型钨钼矿床。其中前三种矿床集中在大宝山，向斜中呈北西向分布。上部为风化淋滤型褐铁矿床，中部为层状菱铁矿床，下部为铜、铅锌硫化矿床（根据空间位置不同可分为东部多金属矿带和西部多金属矿带）。斑岩型钼矿床侧围绕大宝山花岗闪长斑岩体呈环型分布，而矽卡岩型钨钼矿床则分布在船肚花岗岩体南侧呈东西向产出。

矿权范围内矿体大致有两种类型，其一产于灰岩，其二产于页岩。灰岩中的矿体在本矿区中占首要地位。矿体受岩层产状控制，矿体一般发育于灰岩中下部。主体呈南北狭长的工业矿带，沿延伸方向上是近于水平或微向北倾，但有显著的波浪状的起伏，变化幅度一般30～50m，沿倾斜方向多以低角度倾向北东，倾角20°左右，局部受褶皱断裂影响而做相应变化，甚至倾向相反。在向斜轴部则近水平。主矿体标高界于270～820m，以550～650m为矿体主要赋存地段。页岩中的矿体不多，且分布较分散，多为沿固定层位产出的孤立小扁豆体。一般倾向东，倾角较缓，多在25°上下。矿体赋存位置较浅，所处标高在640～745m标高段之内。

②矿石性质。大宝山矿为多金属矿山，铁矿石的开采对象主要是上部铁帽，属风化淋滤型褐铁矿床，位于矿区上部。矿区中部为层状菱铁矿石，下部为铜、铅锌硫化矿床。铁矿选矿厂主要处理褐铁矿石。

褐铁矿矿石颜色有红褐色、黄褐色、铜灰色、黑褐色等，成分以针铁矿、赤铁矿为主，含少量硫化物。常见交代假象结构、花岗变晶结构、块状构造、胶状结构、蜂窝状结构、多孔状结构等，形成于硫化矿物之后。铁矿石原矿含TFe48.85％、S0.91％、As0.19％、SiO ₂ 12.63％、Al ₂ O ₃ 3.58％，原矿含铁较高，但砷、硫杂质含量也较高，需要脱除。

③铁矿选矿工艺。大宝山褐铁矿的选矿工艺包括两部分，大块采用破碎洗矿工艺、粉矿采用焙烧磁选工艺，选矿厂主要包括破碎筛分和焙烧磁选两大部分。

a.破碎筛分流程及设备。矿石类型为褐铁矿石，露天采场采出的矿石最大块度1200mm，矿石的堆密度为1.72t/m ³ ，湿度为5％，破碎筛分厂每年的原矿处理能力为230万吨/年。破碎筛分生产流程如图3.61所示。

原矿自采场工作面用自卸汽车运至原矿仓，通过2400mm×12000mm重型板式给矿机给入1500mm×2100mm颚式破碎机破碎（排矿口为250mm，排矿粒度为0～350mm），破碎后矿石由1200mm×4500mm中型板式给矿机与重型板式给矿机排出粉矿通过1 ^# 胶带机（ B =650mm）一起给入2 ^# 胶带机（ B =1200mm）送至中破洗矿车间缓冲矿仓。再由2台1200mm×4500mm中型板式给矿机分别给入2台1500mm×3000mm单层重型振动筛（筛孔为50mm）洗矿，筛下产品分别送入2台CXK-160×763槽式洗矿机擦洗，洗净后矿石通过3 ^# 与4 ^# 胶带机（ B =650mm）给到5 ^# 胶带机（ B =10000mm）；筛上产品分别送到2台 ф 1400mm×1600mm双转子反击式破碎机进行中破，破到0～50mm后也排入5 ^# 胶带机，然后通过5 ^# 胶带机经l ^# 转运站卸到6 ^# 胶带机（ B =1000mm），送至缓冲矿仓。经7 ^# 胶带机移运至可逆式胶带机（ B =1000mm）直接卸入矿仓，矿仓储存时间约8h，储量为2500t。矿仓下部设置双列装车卸矿设备，矿仓内的矿石通过750mm×750mm气动卸矿溜槽卸入窄轨机车；运到索道卸矿站，然后经架空索道送至东华卸矿站。索道卸矿站设有3h储量的缓冲矿仓。矿石通过2台45D2型电振给矿机给入10 ^# 胶带机（ B =1000mm），经28 ^# 转运站、11 ^# 胶带机（ B =1000mm）、3 ^# 转运站、12 ^# 胶带机（ B =1000mm）送至筛分间的SZZ ₂ 1800mm×3600mm双层自定中心振动筛分成25～50mm、10～25mm和0～10mm三种产品。分级后的矿石由可逆式胶带机（ B =650mm）卸入成品矿仓。成品矿仓用准轨铁路外运。

b.焙烧磁选。铁矿石经破碎洗矿后，筛上部分作为成品矿销售，筛下及洗矿尾泥经沉淀池回收部分粉矿，其余部分全部流进尾矿库。沉淀池回收的粉矿铁品位低，杂质（As、S）含量高，市场基本上无销路，粉矿积压严重，而且生产还在源源不断产生。洗矿尾泥不经回收就排进尾矿库，一方面增加库容，另一方面造成资源的浪费。为充分地利用铁尾矿资源，大宝山矿业有限公司为此做了大量的工作，先后采用强磁选、浮选、反浮选、重选等多种选矿方法进行试验研究和实践，由于矿石性质的原因，效果均不理想。2001年大宝山矿业有限公司科研所采用焙烧-磁选的方法，较好地解决了这一遗留多年的技术难题。这一问题的解决对大宝山矿的资源综合利用和延长矿山寿命具有重要意义，同时对同类型矿山及硫酸厂酸渣的回收利用也有较好的推广价值。

焙烧磁选技术主要用于资源综合利用、变废为宝。其技术特征是通过焙烧改变矿石性质，使矿石中的铁矿物由原来的弱磁性矿物变成强磁性矿物，从而能利用弱磁选分离有用矿物和脉石矿物，达到提高铁精矿质量的目的。本技术各阶段的功能及其原理如下所述。

第一阶段（烘干阶段）：温度350℃左右，吸附水脱除。

第二阶段（脱除结晶水阶段）：温度550℃左右，结晶水脱除。

第三阶段（脱砷、磁化阶段）：温度750℃左右，砷酸铁分解成气态的三氧化二砷，三氧化二铁开始磁化。反应式为：

Fe ₂ （AsO ₄ ） ₂ +2CO→Fe ₂ O ₃ +As ₂ O ₃ ↑+2CO ₂ ↑

3Fe ₂ O ₃ +CO→2Fe ₃ O ₄ +CO ₂ ↑

3Fe ₂ O ₃ +C→2Fe ₃ O ₄ +CO↑

第四阶段（脱硫、磁化阶段）：温度850℃左右，黄铁矿被氧化分解，三氧化二铁继续磁化，反应式为：

3FeS ₂ +8O ₂ →Fe ₃ O ₄ +6SO ₂ ↑

3Fe ₂ O ₃ +CO→2Fe ₃ O ₄ +CO ₂ ↑

3Fe ₂ O ₃ +C→2Fe ₃ O ₄ +CO↑

第五阶段（稳定阶段）：温度750℃，达到要求的物料降温出窑。

第六阶段（淬水、冷却阶段）：温度降到150℃以下，确保物料不再被氧化。

第七阶段（分级阶段）：大于5mm直接作为产品，小于5mm进弱磁选。

第八阶段（弱磁磁选）。前5阶段均在同一回转窑内完成。

焙烧磁选厂工艺流程如图3.62所示。焙烧磁选厂2003年3月开工建设；2004年7月完成年处理量25万吨生产厂的建设并试运行；2005年7月完成整改，投入正常运行，至2005年12月止累计处理原矿9万吨，生产出成品矿6万吨。

焙烧工艺过程为：还原煤经破碎后储存于煤仓（80m ³ ），原矿经汽车运输至矿仓（3×80m ³ ），原矿与还原煤同时由电振给矿机传送到运输胶带（ B =500mm），经运输胶带进入回转窑（ ф 3.3m×48m）。燃烧煤经破碎机与煤磨机后由煤枪注入回转窑，原矿和还原煤在回转窑内进行焙烧；煤磨机产生的煤尘由布袋收尘器收尘后排空。回转窑产出的烟尘废气经烟室进入电收尘器收尘，产出的废气经风机和爬山烟道后排空，烟尘制浆后排放至尾矿库；回转窑产出的焙烧矿通过螺旋分级机及胶带运输机后进入磁滚筒（ ф 500mm）磁选，获得铁精矿，堆存于产品堆场。螺旋分级机的溢流经湿式磁选机后，废渣排放至尾矿库，铁精矿进入产品堆场。

该工艺的技术特点为：①粉料（含水量12％）不经球团或造块处理直接入窑，烘干、焙烧一体化，砷、硫脱除，铁矿物磁化一体化，确保铁回收率在85％以上，流程简单，投资少，易操作控制；②窑内温度及还原气氛易控制，生产条件比较稳定；③还原剂、燃料均采用烟煤，成功地解决了煤灰分对工艺的影响的问题，不再受本地没有煤气、天然气等气体燃料的制约；④最终的产品质量较好，铁品位高，杂质含量低，市场前景好。大宝山低品位褐铁矿粉矿焙烧工程具有很广的推广应用前景，适用于低品位高杂质弱磁性铁矿石的综合利用，同时适用于硫酸厂酸渣的综合利用。

工艺条件：磁化区温度850℃，停留时间60min，还原煤配比100:6，磁选机磁选强度98kA/m。技术指标：低品位高杂质褐铁矿粉矿（简称原矿）及最终铁精矿（简称精矿）多元素分析结果见表3.114。

破碎筛分、磨煤设备：煤的破碎设备选择PC400×600锤式破碎机一台，钢球煤磨机为DTM2200×2600一台。

焙烧、收尘设备焙烧设备：3.3m×48m回转窑一台，卧式电除尘器40m ³ 一台。

淬水分级及磁选设备：焙烧矿的淬水分级设备为FG-12型高堰式螺旋分级机一台，磁选设备为CTB-712型湿式永磁筒式磁选机一台、永磁滚筒一台。

大宝山铁矿经过筛分破碎、焙烧等阶段形成的最终工艺流程见图3.63。

焙烧厂技术经济指标见表3.115。