我国具有丰富的铁矿资源，已探明储量近500亿t，可供开发利用的约260亿t，其中96%为贫矿，平均品位为32.6%。随着钢铁工业的快速发展，铁矿资源消耗速度很快，富矿越来越少，已不能满足钢铁生产的需要，国内多数大型钢铁企业不得不利用大量外汇高价购买澳大利亚、巴西等国的进口矿进行高炉冶炼。自2003年以来，我国对进口铁矿石的依赖程度已达55%以上，比较分散的中小型钢铁企业则只能使用较低品位的铁矿。此外，我国电弧炉炼钢需要大师的废钢原料，来源紧张，造成不少电炉炼钢厂处于半停产状态。因此，寻找新的钢铁原料来源已经迫在眉睫。本研究在前期对国内某超微细贫赤铁矿进行磁选、浮选、磁选-浮选等常规选矿试验都无法获得满意结果的情况下，采用煤基直接还原-磁选工艺，实现了铁的有效富集，为这种铁矿石的开发利用提供了新的技术路线。
1、试验原料
1.1、铁矿石
试验所用铁矿石为湖南某贫赤铁矿石。矿石采样粒度10~50mm，用颚式破碎机在加对辊破碎机至-1mm备用。原矿化学多元素分析结果如表1所示。
由表1可见，矿石铁品位仅为28.83%，SiO2含量高达45.18%，但P、S等有害杂质含量较低，如果能够通过选矿富集的话，将是一种优质的高炉原料。
岩相分析表明：矿石结构较致密，但很脆，并不坚实。矿石中主要是赤铁矿和石英这两种矿物，赤铁矿含量为26.35%，石英含量为61.27%，其次还有少量的三氧化二铝、氧化镁、氧化钙等。铁矿物主要以赤铁矿形式存在，并以微细粒（3~5μm）嵌布在脉石中，分布比较均匀。赤铁矿中含有少量的脉石和杂质，且以浸染状与脉石矿物混杂交生，局部可过渡为稠密浸染状。石英颗粒大小不一，大多为10~30μm。因此，该矿石具有铁质板岩的特征，将极难分选，预计即便将矿石磨至全部小于10μm，绝大部分赤铁矿仍将与石英呈连生体产出，这就决定了采用传统的选矿工艺无法实现赤铁矿和石英的有效分离。
1.2、还原剂
试验所用还原剂为新疆奇台煤，破碎至-1mm备用。煤样的工业分析结果及灰份化学分析结果分别示于表2和表3。
由表2和表3可以看出，试验用煤灰份少，固定碳和挥发份含量高，有害元素S含量及结焦指数低，是良好的还原剂。该煤灰渣的软熔特性为变形温度1100℃、软化温度1170℃、半球温度1190℃、流动温度1260℃，符合一般煤基直接还原的要求。
2、试验方法
试验工艺为：原矿加水混匀->压团->干燥->预热->直接还原->冷却->磨矿->磁选。该工艺采用将原矿压团预热后再还原的方法，可以明显提高铁矿石的还原速度和金属化率，有利于后续磁选时获得较高的铁回收率。
团块制备采用φ13mm×50mm的模具将原矿压制成φ13mm×8mm的圆柱；烘干的团块在900℃下预热10min，添加一定量的煤，置于φ65mm×100mm热不锈钢还原罐中按预定还原温度和时间进行还原后取出，盖煤冷却，得到还原团块；将还原团块破碎后用XMQ240×90型锥形球磨机磨矿，磨矿细度采用JL-1166型激光粒度分析仪测定；磁选设备为XCGS-73型磁选管，直径50mm，磁场强度可调。
3、试验结果及分析
3.1、原矿直接还原试验
3.1.1、还原温度试验
还原温度对还原矿金属化率的影响如图1所示。可见：当还原温度从900℃提高到950℃时，还原矿金属化率从80%左右增加到89%左右；还原温度继续上升，还原矿金属化率反而降低，在温度达到1000℃时下降到81%左右，这主要是因为原矿中含量高达45.18%的SiO2在还原性气氛下极易与还原生产的FeO发生反应，形成低熔点的铁橄榄石，高温时铁橄榄石会在还原矿的表面形成大师液相，阻碍还原气氛向内部扩散。因此，可以确定*佳的还原温度为950℃，这个温度比通常用高品位铁矿石直接还原生产海绵铁的适宜温度1050℃要低100℃。
3.1.2、还原时间试验
还原时间对还原矿金属化率的影响如图2所示。可见：还原时间从30min增加到80min，还原矿的金属化率从78%左右提高到89%左右；但是随着还原时间的进一步延长，金属化率反而下降，这可能是由于随着还原时间的增加，煤被不断消耗，还原罐内的还原性气氛降低，而氧化性气氛增强，从而使已还原的矿石再氧化。因此，确定还原时间为80min。
3.1.3、煤/矿质量比试验
煤/矿质量比对还原矿金属化率的影响如图3所示。可见：当煤/矿质量比由1:1增加到2.5:1时，还原矿的金属化率由77.75%提高到93.72%；煤/矿质量比进一步增加，还原矿金属化率的变化趋于平缓。因此，煤/矿质量比定为2.5:1。
由于实验室还原罐为非封闭体系，需要远大于理论量的还原剂才能保证还原罐内有足够的还原气氛，，试验煤/矿质量比工业生产高得多（工业生产仅为0.5左右）。
3.2、还原矿磨矿-磁选试验
上述试验得到的*佳直接还原工艺参数为煤/矿质量比2.5:1、还原时间80min，还原温度950℃。按此条件制备出的还原矿全铁品位为31.87%、金属铁含量为29.90%、金属化率为93.82%。对该还原矿进行了磨矿-磁选试验。
3.2.1、磨矿细度试验
将还原矿按不同磨矿时间进行磨矿，产品的平均粒径见表4。
对不同磨矿时间下的磨矿产品分别进行1次磁选，精矿铁品位及回收率的变化如图4所示。可见，随着磨矿时间的延长，还原矿的平均粒径减小，精矿铁品位从50%左右提高到66%左右，而精矿中铁的回收率从86%左右降低到70%左右。显然，磨矿细度对精矿品位有很大的影响，欲获得品位在60%以上的铁精矿，须将还原矿细磨到8μm以下，这进一步证明试验矿石属超微细嵌布。
3.2.2、磁场强度试验
在不同磁场强度下对磨矿20min的还原矿进行1次磁选，精矿铁品位及回收率的变化如图5所示。可见：磁选精矿的铁品位随着磁场强度的提高而下降，当磁场强度由199.0kA/m提高到358.2kA/m时，精矿铁品位由68%左右降低到65%左右；而磁选精矿的铁回收率随着磁场强度的提高先上升后下降，在磁场强度为278.6kA/m时*高，超过79%。综合考虑精矿品位及回收率，磁场强度以278.6kA/m为宜。
3.2.3、还原矿磨矿-磁选流程试验
根据磨矿细度和磁场强度试验经进校，进行了还原矿的磨矿-磁选流程试验，结果见图6。图6表明，还原矿经过3段磨矿、 3段磁选，获得了精矿铁品位为69.54%、铁回收率为65.58%（对还原矿）的良好指标。
流程试验所得铁精矿的多元素化学分析结果示于表5。可见：铁精矿以金属铁为主，金属化率为98.02%，氧化亚铁含量很低，有害杂质含量也很少，可以作为转炉炼钢的原料。但是，铁精矿中SiO2含量仍然很高（26.76%），表明铁的嵌布粒度超细，难以与石英完全解离，这与岩相分析结果相吻合。
4、结论
（1）湖南某赤铁矿石属铁质板岩，铁品位低；矿石中赤铁矿嵌布粒度极细，大部分粒度仅3~5μm，且主要以浸染状与石英紧密共生，难以充分单体解离。
（2）由于矿石中主要铁矿物赤铁矿嵌布粒度超 微细，以常规选矿方法不能获得铁品位高于50%的铁精矿，因此采用煤基直接还原-磁选工艺，成功实现了铁的有效富集。
（3）在还原温度为950℃、还原时间为80min、煤/矿质量比为2.5:1的条件下，通过煤基直接还原，得到了全欠缺品位为31.87%、金属铁含量为29.90%、金属化率为93.82%的还原矿；还原矿在*终磨矿产品平均粒度为7μm左右条件下，经磁选管3次选别，得到了产率为铁品位为69.54%、铁回收率为65.58%（对还原矿）、金属化率高达98.02%的铁精矿。
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