我国高磷鲕状赤铁矿资源主要为宁乡式鲕状赤铁矿，已探明储量3. 72 ×109 t。据成矿地质条件分析资源潜力较大，预测远景资源储量100 亿t 以上[6]。高磷鲕状赤铁矿是由鲕粒组合而成，鲕粒由鲕核、鲕体组成。鲕核大多数为石英碎屑，也有胶磷矿或绿泥石等矿物碎屑;鲕体由赤铁矿、褐铁矿与鲕绿泥石、胶磷矿等脉石矿物的球型薄层组成。矿石中的磷元素主要是以磷辉石与其他矿物形成的连生体形式存在，也有很少一部分赋存在铁矿物的晶格中。磷灰石晶体主要呈柱状、针状、集晶状嵌布于铁矿物及脉石矿物中，粒度较小，甚至为-2 μm，不易分离[7]。20 世纪60 年代起，我国开展鲕状赤铁矿的选矿研究工作，探索各种可能的分选途径。
1 传统选矿工艺
1. 1 浮选工艺刘万峰等[8]对铁品位48. 97%、含磷0. 92% 的某高磷鲕状赤铁矿进行浮选试验研究，在磨矿细度-0. 074 mm 80%的条件下进行反浮选脱磷试验，并确定适宜的药剂制度:捕收剂TL 用量200 g/t、辅助捕收剂煤油用量80 g/t、调整剂CH 用量5 000 g/t、抑制剂DF 用量1 500 g/t。最终通过闭路试验获得铁品位54. 21%、回收率64. 60%、磷含量0. 28%的浮选精矿。闫武等[9]采用脱泥—脱磷反浮选—脱硅反浮选工艺流程进行试验研究，全流程闭路试验可得到铁精矿品位58. 89%、回收率74. 05%、含磷0. 24% 的良好指标。林祥辉等[10]采用磁选—脱泥—浮选工艺处理该矿石，在RD-31 用量800 g/t、DA-18 用量1 000 g/t 的条件下进行闭路试验，能获得铁品位56. 29%、回收率59. 21%、磷含量0. 11%的铁精矿。Nunes 等[11]对巴西某含磷0. 82% 的赤铁矿进行脱泥—浮选试验。以水玻璃为抑制剂，采用阴离子捕收剂和两性捕收剂进行脱磷试验。在水玻璃用量350 g/t、脂肪酸用量500 g/t 条件下，脱磷率为63. 41%。在抑制剂淀粉用量500 g/t、胺类捕收剂Flotigam EDA 用量150 g/t 的条件下进行浮选脱磷试验，脱磷率可达77. 70%。
1. 2 磁浮联合工艺唐云等[12]采用强磁选—反浮选工艺对铁品位45. 56%、含磷0. 63% 的贵州赫章某鲕状赤铁矿进行提铁降磷试验，1 粗1 精1 扫强磁选、中矿返回磨矿闭路流程可获得铁品位52. 13%、回收率72. 16%、磷含量为0. 45% 的磁精矿。采用高效调整剂和高效捕收剂对强磁精矿进行反浮选，获得了铁品位56. 14%、回收率62. 48%、磷含量0. 22%的铁精矿。董怡斌等[13-14]研制了QD 系列阴离子捕收剂和改性羧甲基阴离子淀粉( CMS) ，并采用细磨—强磁选—反浮选对鄂西某铁品位42. 93%、含磷0. 98% 的高磷鲕状赤铁矿进行选别试验。结果表明，在磁场强度1 440 kA/m 的条件下，强磁选原则流程可得铁品位47. 87%、磷含量0. 78%的磁精矿;对强磁精矿进行浮选，获得了铁品位大于53. 22%、磷含量小于0. 47%的铁精矿。陈文辉等[15]对铁品位39. 52%、含磷0. 45%的鲕状赤铁矿进行选矿研究，发现磨矿—分级产品中，各粒级铁分布率存在差异，因此提出粗细分级—磁选工艺。将3 段的磁精矿混合，得到铁品位46. 83%、回收率82. 06% 的磁选粗精矿，再磨后进行浮选试验，可获得铁品位54. 54%、回收率68. 33%、磷含量0. 13%的铁精矿。
2 磁化焙烧工艺
2. 1 磁化焙烧—磁选工艺王国军等[16]以CO 与N2 的混合气体作为还原剂，采用实验室循环流化床装置通过电加热方式来模拟煤粉还原焙烧气氛，对铁品位47. 20% 的鄂西某鲕状赤铁矿进行磁化焙烧—弱磁选试验。在适宜的焙烧条件下进行一段磁选—磁粗精矿磨矿( -0. 043 mm 80%) —二段磁选( 79. 20 kA/m) ，获得了铁品位56. 60%、回收率77. 79%的磁精矿。黄红军等[17]对某铁品位52. 43%的复杂难选高磷鲕状赤铁矿进行磁化焙烧—磁选研究，并进行了相应的机理分析。在焙烧温度950 ℃、焙烧时间15 min 的条件下，矿石中的Fe2O3 全部转化为Fe3O4。将焙烧产品磨矿至-0. 074 mm 87%左右进行磁选，获得了铁品位63. 06%、回收率88. 45%的铁精矿。左倩等[18]对铁品位43. 71%、磷含量0. 93%的鄂西某鲕状赤铁矿进行磁化焙烧—弱磁选试验。在温度750 ℃条件下进行焙烧，焙烧产品先进行粗粒弱磁选抛尾，然后磨矿至-0. 043 mm 96%进行2 次弱磁精选，可获得铁品位60. 12%、回收率77. 42% 的铁精矿，但磷含量高达0. 62%。
2. 2 磁化焙烧—磁选—反浮选联合工艺龙运波等[19]对某铁品位38. 52%、含磷1. 10% 的某鲕状赤铁矿进行磁化焙烧—弱磁选—反浮选联合工艺试验。在焙烧温度800 ℃、焙烧时间90 min 的条件下进行焙烧，对焙烧产品进行磨矿—磁选( 106 kA/m) 试验，得到了铁品位54. 12%、回收率83. 95%、磷含量0. 78%的弱磁精矿; 对弱磁精矿进行1 粗1 精2 扫反浮选试验，最终获得了铁品位58. 18%、回收率69. 37%、磷含量0. 28%的铁精矿。张汉泉等[20]将铁品位43. 76%、含磷0. 84%的某鲕状赤铁矿在焙烧温度750 ℃、焙烧时间60 min 的条件下进行磁化焙烧—弱磁选( 119. 4 kA/m) 试验，可获得铁品位54. 10%、回收率93. 19%、磷含量0. 80%的弱磁精矿; 弱磁精矿1 粗1 精反浮选获得了铁品位59. 87%、回收率71. 08% 的铁精矿，磷含量降低至0. 28%。李艳军等[21]对湖北某铁品位46. 31%、含磷1. 25%的某鲕状赤铁矿进行磁化焙烧( 焙烧温度800 ℃、焙烧时间30 min) ，焙烧产品磨矿至-0. 074 mm 75%，在磁场强度103. 5 kA/m 的条件下进行磁选，得到铁品位57. 17%、回收率82. 74%、含磷1. 12%的磁精矿; 磁精矿再磨至- 0. 074 mm 90%，在室温下进行1 粗1 精反浮选试验，最终获得铁品位60. 53%、回收率70. 22%、磷含量0. 32%的浮选铁精矿。
3 深度还原技术
深度还原技术是指将不能直接作为高炉原料的复杂难选铁矿石在比磁化焙烧更高的温度和更强的还原气氛下，使铁矿石中的铁矿物还原为金属铁，并使之生长为一定粒度铁颗粒的过程[22]。
3. 1 深度还原—提铁工艺高磷鲕状赤铁矿深度还原机理研究表明，铁氧化物按照Fe2O3→Fe3O4→FeO( Fe2SiO4，FeAl2O4) →Fe 的顺序还原为金属铁。还原过程可分为前、中和后期3 个阶段，前期符合成核长大模型，中期符合化学反应模型，后期符合扩散模型。铁颗粒成长过程为还原生成的Fe 原子在矿石表面析出，形成微小的金属颗粒核心，还原生成的Fe 原子向金属颗粒核心扩散迁移并生长为类球形的金属颗粒。Sun 等[23-26]采用深度还原—磁选工艺处理某铁品位42. 21%、含磷1. 31%的某高磷鲕状赤铁矿，在一系列工艺条件下获得了金属化率96% 的还原产品。还原产品磁选后，得到铁品位90%、铁回收率96%的铁金属相产物。刘淑贤等[27-28]认为阳离子对鲕状赤铁矿深度还原的助熔效果强弱顺序为K + > Na + > Li + > Ca2 + > Mg2 + 。采用Na2CO3 作为助熔剂，可获得铁品位和回收率均大于90%的铁金属相产物，说明助熔剂有利于降低还原温度。徐承焱等[29]认为煤中的固定碳、挥发分有利于提高铁金属相产物的铁品位和铁回收率，在适宜的煤粉用量条件下，不同种类的煤作为还原剂均可使铁金属相产物的铁品位达到90%以上。
3. 2 深度还原—脱磷工艺深度还原—脱磷工艺主要通过控制还原条件并在还原过程中添加脱磷剂以获得低磷铁金属相产物。Li 等[30-31]研究发现随着内配煤量的增加，铁金属相产物铁回收率呈增加趋势，但磷含量随之增加。随着内配煤量由0 增加至15%，金属相中磷含量由0. 045%增加到0. 230%。还原过程中添加50% 的TS( 钙盐) 和2. 5%的NCP( 钠盐) 作为脱磷剂时，可获得铁品位91. 58%、回收率84. 96%、磷含量0. 049%的铁金属相产物。杨大伟等[32]考察了脱磷剂NCP 对铁品位43. 58%、含磷0. 83% 的鄂西某高磷鲕状赤铁矿深度还原铁金属相产物脱磷的影响。在NCP 用量30%的条件下，可获得铁品位90. 09%、铁回收率88. 91%、磷含量0. 06% 的铁金属相产物。Rao 等[33]认为矿石中的磷灰石在SiO2、Al2O3 共同作用下被还原为单质磷后进入铁粉，硫酸钠能够先于磷灰石与SiO2、Al2O3 反应，从而促进磷、铁分离。硫酸钠用量为20%时，可以使铁金属相产物中的磷含量降低至0. 02%。Xu 等[34]通过研究发现，在混合脱磷剂用量20%、SY1 与SY2 用量比为2 : 1 时，可阻止矿石中80%的磷灰石被还原，进而获得铁品位90. 23%、回收率87%、磷含量0. 06% 的铁金属相产物。Yu 等[35-37]认为矿石粒度为- 0. 1 mm 时，磷更容易进入铁金属相产物，而煤粉粒度则对铁金属相产物指标影响不大;采用硫酸钠作为脱磷剂时，能有效降低铁金属相产物的磷含量，但导致铁金属相产物中的硫含量急剧增加; 采用15%的氢氧化钙和3%的碳酸钠作为脱磷剂时，可使铁金属相产物中磷含量降至0. 05% ～0. 06%。
3. 3 深度还原—富磷工艺深度还原—富磷工艺是通过控制还原条件使磷尽可能多地进入金属相以获得高磷铁金属相产物。高磷铁金属相产物脱磷后可获得合格的钢液和作为钢渣磷肥使用的富磷渣，进而实现高磷鲕状赤铁矿的综合利用。韩跃新等[38]在不添加脱磷剂的条件下，对高磷鲕状赤铁矿深度还原过程中磷的迁移规律进行试验研究，认为提高还原温度、延长还原时间或在一定范围内提高C/O 摩尔比等均有利于磷向金属相迁移富集。通过还原产品X 射线衍射和扫描电镜等分析，认为矿石中的磷灰石主要被还原为单质磷，而后进入金属相。Sun 等[39]考察了不同还原条件下，高磷鲕状赤铁矿深度还原过程中磷在金属相、渣相和气相中的分布规律。认为矿石经深度还原形成金属相和渣相2 部分，磷灰石被还原为单质磷后，主要进入金属相，少部分挥发进入气相，未还原的磷灰石则留在渣相中。Gao 等[40]研究发现，在温度1 275 ℃、C/O 摩尔比2. 5、还原时间60 min 的条件下，可以使矿石中77%的磷进入铁金属相产物; 在碱度为4. 0、FeO 含量55%、温度1 600 ℃和脱磷时间9 ～12 min 的条件下对该铁金属相产物进行脱磷，可获得磷含量低于0. 3%的初钢和P2O5 含量大于15%、可直接作为钢渣磷肥使用的富磷渣。
4 ( 1) 采用传统选矿工艺处理鲕状赤铁矿存在铁精矿品位低、回收率低等问题，资源浪费严重，一般尾矿铁含量在20% 以上，且磷含量高，无法达到高炉冶炼的要求。
( 2) 采用磁化焙烧—磁选工艺处理鲕状赤铁矿有利于提高铁精矿品位和回收率，但磁化焙烧温度较低，多为700 ～900 ℃，不足以破坏矿石的鲕状结构，铁氧化物和脉石矿物微细的结晶粒度没有发生变化，致使铁精矿中磷含量仍然较高。
( 3) 深度还原技术可以有效回收高磷鲕状赤铁矿中的铁。针对矿石中磷含量水平可选择深度还原—脱磷或深度还原—富磷工艺，以获得低磷还原铁粉或实现磷铁资源的综合利用。深度还原技术将成为今后高磷鲕状赤铁矿开发利用的研究重点。
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