CN103894283B - 一种含铁高硅酸盐型铁矿的选矿工艺 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种含铁高硅酸盐型铁矿的选矿工艺，包括分类、降尾、提质步骤，所述降尾包括S1降尾流程和S2降尾流程。本发明不需要焙烧、反浮选工艺，工艺流程短，过程管理的要求低、运行成本低、环境污染小，适于工业化生产。同时实现提高细粒含铁硅酸盐型铁精矿的铁品位、降低硅含量，降低细粒高硅酸盐型铁尾矿品位，铁精矿的品位提高10个百分点左右、硅含量降低10个百分点左右；有效回收尾矿中的铁矿物，总尾矿的综合品位由16.2%降至10.53%左右。本发明具有绿色环保、能耗少、成本低和精细化与集中程度高等特点，是一种可有效提高资源综合利用率、增加效益和节能减排的选矿方法。

Description

一种含铁高硅酸盐型铁矿的选矿工艺

技术领域

本发明属于矿物工程技术领域，具体涉及一种含铁高硅酸盐型铁矿的选矿工艺。

背景技术

我国经济社会发展的阶段性特征和资源国情，决定了我国铁矿资源消耗量大，国内铁矿石严重的供应不足，铁矿石进口量连年增长，2012年我国铁矿石原矿产量11亿吨以上，进口铁矿石总量达7.43亿吨，对外依存度高达67%以上，这对我国钢铁行业的健康、平稳的发展带来严重的危机，成为国家经济发展的重大安全隐患。

大红山矿区是1959年发现的火山喷发熔浆及火山气液富化成矿的大型铁矿床，资源丰富，铁矿石量4.85亿、平均品位40%左右、经济价值约为3000多亿元。矿区可划分为5个具有工业价值的含铁矿带，是国内最大的地下铁矿山。整个地下矿具有上小下大、上下贫中间富的特点，矿床上部为含铁品位低的熔岩矿，中部为高铁球状熔岩矿，下部为块状低铁熔岩。选矿厂设计初期主要处理矿床中部产出的高铁球状熔岩矿。随着铁矿资源的开采，矿石不断地贫化，矿床上部低铁熔岩矿、下部块状低铁熔岩铁矿石与中部高铁球状熔岩矿的性质相比发生了较大的变化，矿铁品位不断的下降，强磁性矿物含量比例逐渐降低，赤褐铁矿含量不断增高，强磁性铁占有率由设计的60%下降至40%，选矿难度在不断地增加。目前，大红山铁选矿厂存在精矿铁品位低、硅含量高，以及尾矿中铁损失率大的问题，因此必须针对这写问题，提出合理的解决方案，不仅是对资源高效利用的要求，也是为满足后续冶炼过程对铁精矿品质不断提高的要求。

大红山铁矿每年排放上百万吨尾矿，造成了大量铁金属流失，通过该提质、降尾技术的改造，每年不仅可以大量减少铁金属的损失，创造巨大的经济价值，而且可以大量减少尾矿量的排放，减小尾矿库压力，延长尾矿库的使用年限。因此，降低尾矿中铁损失率，是节能减排的重要体现，对提高企业的资源保障率、经济效益、环境效益和社会效益都具有重要的现实意义。

目前，大红山铁矿处理的矿石主要为高硅酸盐型铁矿，采用的主要工艺流程为一段弱磁粗选-两段弱磁精选-两端强磁扫选的闭路全磁选流程，其中铁精矿主要由三段弱磁精矿和二段强磁精矿组成，其中三段弱磁精矿的铁品位为66%左右、SiO₂含量达3%左右，二段强磁精矿铁品位仅50%左右、SiO₂含量达15%左右，将其并入三段弱磁精矿后，铁精矿的铁品位下降明显、SiO₂含量上升明显，最终铁精矿的品位仅为60%、SiO₂含量高达9%；显然，要使球团精矿的品位提高、SiO₂含量降低，必须对二段强磁精矿进行提质降硅处理。原工艺流程中选铁尾矿由一段强磁尾矿和二段强磁的尾矿合并后排入尾矿库中，其品位分别为10%～11%和26%～28%，总尾矿品位为16%～17%，其尾矿中的含铁量较高，铁品位超过了我国铁尾矿的平均铁品位11%。

而采用上述全磁选流程技术无法实现微细粒弱磁性赤褐铁矿和与其比磁化系数相近贫连生体、硅酸盐脉石矿物的有效分离，也无法实现从含铁高硅酸盐型尾矿中有效回收-45μm以下的微细粒铁矿物。因此，必须通过技术创新，提高铁精矿品位、降低硅含量，回收尾矿中的铁矿物，提高铁的回收率、减少尾矿的排放量。

国外铁矿资源丰富、铁含量高，可直接或只需经过简单的加工就可冶炼，而品位20%左右的铁尾矿一般直接抛尾。国内的情况恰恰相反，很多专家和工程研究人员做了很多相关的研究工作。

国内外在铁尾矿降尾的研究方面，主要是针对粒度较粗、脉石与铁矿物比重和比磁化系数相差较大的矿石，采用的主要是高强磁场设备、磁重复合力场设备等；在铁精矿提质的研究主要集中在反浮选脱硅捕收剂方面；虽然，国内外对铁矿资源的高效综合利用，进行了很多的研究工作，取得了一些很好的研究成果，但是由于铁矿石资源的地域性和复杂性，还有很多工作需要完善，特别是针对以微细粒的赤铁矿、褐铁矿为主，脉石为含铁硅酸盐矿物，硅酸盐脉石与赤褐铁矿的比磁化系数、比重非常相近的大红山式铁矿资源的高效综合利用的研究较少。

同时，最重要的是，目前针对难处理铁矿资源的尾矿降尾与精矿提质除杂的研究，均视为两个独立的过程，分别开展研究；其造成的主要问题是，既难以掌握两者之间的平衡点，又易造成流程复杂、设备利用效率不高、分选指标不佳；从国内外针对磁铁矿、赤褐铁矿在精矿提质降硅或降尾方面取得的突破性进展，通常研究只针对某一方面，有一定局限。因此，开发一种解决上述问题的选矿工艺是非常必要的。

发明内容

本发明的目的在于提供一种适于微细粒、含铁高硅酸盐型铁矿石的选矿技术，在提高铁精矿质量的同时提高其回收率，同时实现提高铁精矿品位和降低尾矿品位的选矿工艺。

本发明的目的是这样实现的，包括分类、降尾、提质步骤，具体包括：

A、分类：根据尾矿的含铁品位、铁金属的分布率以及与脉石矿物的嵌布关系、尾矿的粒度组成特性，将尾矿分为性质差异较大的两类尾矿，即第一类尾矿：铁品位在26%～28%之间，粒度组成主要集中在-45μm到+19μm粒级之间；第二类尾矿：铁品位在10%左右，采用的分类方法是在流程分选过程中产生的支流尾矿汇入总尾矿前，将性质相近的支流尾矿经由管道给入相应的降尾流程。

B、降尾：包括S1降尾流程和S2降尾流程；

（1）S1降尾流程：

①将铁品位在26~28%，粒级－45μm~＋19μm的原矿进入斜板浓密机浓缩，给入一级磁选，得到精矿a和尾矿b，精矿a给入一级离心机精选，尾矿b直接给入S2降尾流程中的摇床扫选；

②将一级离心机精选得到的精矿a′浓缩、过滤得到烧结精矿，得到的离心机尾矿b′给入二级磁选扫选得到精矿a″和二级磁选尾矿b″，二次磁选尾矿b″给入摇床扫选，将摇床扫选后的摇床精矿与二级磁选得到的精矿a″混合浓缩、过滤得到次级铁精矿，摇床扫选后的尾矿直接进入终尾矿；

（2）S2降尾流程：

将铁品位在5~15%的原矿进入斜板浓密机浓缩，给入一级磁选得到精矿a₁和尾矿b₁，尾矿b₁直接进入终尾矿，精矿a₁给入二级磁选得到精矿a₁′和尾矿b₁′，精矿a₁′与S1降尾流程中得到的次级铁精矿混合。

C、提质：将铁品位仅50%、SiO₂高达15%左右的微细粒不合格铁精矿，给入离心机进行重选，重选后即获得最终产品，产生的尾矿给入S1降尾流程循环。

本发明不需要焙烧、反浮选工艺，工艺流程短，过程管理的要求低、运行成本低、环境污染小，适于工业化生产。同时实现提高细粒含铁硅酸盐型铁精矿的铁品位、降低硅含量，降低细粒高硅酸盐型铁尾矿品位，铁精矿的品位提高10个百分点左右、硅含量降低10个百分点左右；有效回收尾矿中的铁矿物，总尾矿的综合品位由16.2%降至10.53%左右。本发明具有绿色环保、能耗少、成本低和精细化与集中程度高等特点，是一种可有效提高资源综合利用率、增加效益和节能减排的选矿方法。

附图说明

图1为本发明工艺流程示意图；

图中：S1-降尾流程S1，S2-降尾流程S2，S3-提质流程。

具体实施方式

下面结合附图对本发明作进一步的说明，但不以任何方式对本发明加以限制，基于本发明教导所作的任何变换或替换，均属于本发明的保护范围。

本发明所述含铁高硅酸盐型铁矿的选矿工艺，包括分类、降尾、提质步骤，具体包括：

A、分类：根据尾矿的物性（主要包括尾矿的含铁品位、铁金属的分布率以及与脉石矿物的嵌布关系、尾矿的粒度组成等特性），将尾矿分为性质差异较大的两类尾矿（第一类尾矿：铁品位在26%～28%之间，粒度组成主要集中在-45μm到+19μm粒级之间，其次是-5μm粒级；第二类尾矿：铁品位在10%左右，粒度组成较粗，铁矿物和分布率较高的粒级在不同粒级中交叉出现）；采用的分类方法：在原流程分选过程中产生的支流尾矿汇入总尾矿前，将性质相近的支流尾矿经由管道给入相应的降尾流程。

B、降尾：包括S1降尾流程和S2降尾流程；

（1）S1降尾流程：

①将铁品位在26~28%，粒级－45μm~＋19μm的原矿进入斜板浓密机浓缩，给入一级磁选，得到精矿a和尾矿b，精矿a给入一级离心机精选，尾矿b直接给入S2降尾流程中的摇床扫选；

②将一级离心机精选得到的精矿a′浓缩、过滤得到烧结精矿，得到的离心机尾矿b′给入二级磁选扫选得到精矿a″和二级磁选尾矿b″，二次磁选尾矿b″给入摇床扫选，将摇床扫选后的摇床精矿与二级磁选得到的精矿a″混合浓缩、过滤得到次级铁精矿，摇床扫选后的尾矿直接进入终尾矿；

（2）S2降尾流程：

将铁品位在5~15%的原矿进入斜板浓密机浓缩，给入一级磁选得到精矿a₁和尾矿b₁，尾矿b₁直接进入终尾矿，精矿a₁给入二级磁选得到精矿a₁′和尾矿b₁′，精矿a₁′与S1降尾流程中得到的次级铁精矿混合。

C、提质：将原流程中的不合格铁精矿给入离心机进行重选，重选后即获得最终产品，产生的尾矿给入S1降尾流程循环。

S1降尾流程中所述的一级磁选机和二级磁选机均为立环脉动高梯度磁选机、周期式高梯度磁选机、联连续式高梯度磁选机或双立环式磁选机中的一种。

S1降尾流程中的一级磁选机的磁场强度为8000~10000奥斯特。

S1降尾流程中的二级磁选机的磁场强度为7000~8000奥斯特。

S1降尾流程中所述的离心机为连续式离心机，工艺条件为：离心机转速为200~250r/min,射流压力为0.5~0.6MPa，给矿浓度为17~23%，洗涤水量为10~13L/min，精选时间为70~80s。

S2降尾流程中所述的一级磁选机和二级磁选机均为立环脉动高梯度磁选机、周期式高梯度磁选机、联连续式高梯度磁选机或双立环式磁选机中的一种。

S2降尾流程中的一级磁选机的磁场强度为9000~10000奥斯特。

S2降尾流程中的二级磁选机的磁场强度为8000~9000奥斯特。

C步骤中所述的离心机为连续式离心机，工艺条件为：离心机转速为200~300r/min,射流压力为0.4~0.5MPa，给矿浓度为16~17%，洗涤水量为9~11L/min，精选时间为70~80s。

所述离心机产生的铁品位在35~40%的中矿给入S1降尾流程。

本发明所述的含铁高硅酸盐型铁矿的选矿工艺在于适于微细粒、含铁高硅酸盐型铁矿石的选矿技术，在提高铁精矿质量的同时提高其回收率，同时实现提高铁精矿品位和降低尾矿品位的选矿工艺，且该工艺具有绿色环保、能耗少、成本低和精细化与集中程度高等特点，是一种可有效提高资源综合利用率、增加效益和节能减排的选矿方法。

发明人分析了铁精矿、铁尾矿的矿物特性，由于不同工艺生产出的铁精矿与产生的尾矿，铁品位相差较大、矿物组成不均匀以及粒度组成趋势变化不一致等特点，因此将处理对象分为三大类，S1为粒度组成较细的高硅酸盐型赤褐铁尾矿，S2为粒度组成较粗的高硅酸盐型赤褐铁尾矿，S3为不合格铁精矿，分别开展选矿工艺研究。

另一方面，本研究设计了“小闭路大开路”选矿流程，以及大规模的连续型离心机在微细粒、含铁硅酸盐型铁矿“提质降硅”工艺作业的应用，对铁矿选矿作业具有重要指导意义。特别是试验研究证实“开路与闭路流程优势互补，多级产品优势互补”的观点必将会促进资源的最大化利用，实现直接抛尾的进步，“分类逐级降尾、同步提质降硅的平衡”的观点改变了本行业的品位与回收率难以同时提高的观点，建立了更好的平衡模式，使“矛盾”的两端在更高的水平和层次上统一起来。

为解决上述技术问题，本发明按以下技术方案完成：如图1所示。

（1）将铁品位仅50%左右、SiO₂含量高达15%左右的高硅型强磁铁精矿，给入SLon离心机重选，为SLon-2400连续式离心机，选别工艺条件为：离心机转数250转/分,射流压力:0.4-0.5Mpa；给矿浓度：16.0%-17.0%；洗涤水量：9.0L/min-11.0L/min；选别时间：精选矿时间为70s-80s。经过离心机重选后，获得铁品位61%左右、SiO₂含量为5.7%左右的铁精矿。

（2）将离心机产生的尾矿品位为37%左右，与铁品位为26%~28%的二段强磁尾矿经过斜板浓缩、混合后，给入S1降尾流程中，首先经过SLon2000立环脉进行强磁分选，磁场强度为8000-10000奥斯特，获得强磁精矿品位42%以上，强磁尾矿品位14%左右。

（3）将（2）中获得的强磁选的精矿给入离心机精选，离心机参数：SLon-2400，选别工艺条件为：离心机转数220转/分,射流压力:0.5-0.6Mpa；给矿浓度：17.0%-23.0%；洗涤水量：10.0L/min-13.0L/min；选别时间：精选矿时间为70s-80s。获得的重选精矿经浓缩、过滤获得50%以上的烧结精矿；重选尾矿品位29%左右。

（4）将（2）中获得的强磁选的尾矿品位为14.63%，直接给入S2流程中的摇床扫选阶段。

（5)将（3）中的离心机尾矿给入二次强磁选扫选，SLon2000立环脉动高梯度磁选机，磁场强度为7000-8000奥斯特，获得强磁选精矿品位为33%以上，尾矿品位为25%以下。

（6）将（5）中二次强磁选的尾矿给入摇床扫选，获得摇床精矿与（5）中二次强磁选获得的精矿经过混合浓缩、过滤获得40%以上的次级铁精矿；摇床的尾矿直接进入总尾矿。

（7）将铁品位在10%左右的一段强磁尾矿给入S2“降尾”流程，将斜板浓缩后的尾矿首先给入强磁选，SLon2000立环脉动高梯度磁选机，磁场强度为9000-10000奥斯特，获得的磁选精矿品位为23%以上，尾矿品位为6%左右，直接进入总尾矿。

（8）将（7）中获得的磁精矿给入二次强磁精选，SLon2000立环脉动高梯度磁选机，磁场强度为8000-9000奥斯特，获得的磁选精矿品位为29%以上，尾矿品位为16%以下。

（9）将（8）中的磁选尾矿与（4）尾矿混合后给入摇床扫选，摇床精矿品位为34.5%以上，尾矿品位为12%以下，尾矿产率仅7%左右，直接进入总尾矿。

（10）将（9）中获得的精矿和（8）中的强磁选精矿以及（6）中的精矿混合，经斜板浓密机浓缩，获得40%以上的次级铁精矿。

上述技术方案的基本原理是：首先将不同矿物组成、不同粒度组成的多级尾矿进行分类，按照尾矿的矿物学性质划分为两类尾矿；然后通过SLon磁选机使入选的磁性矿石中具有各种不同比磁化系数的有价矿物得到有效的预先富集；再通过重选进一步使入选的比磁化系数相近的矿石按照不同比重进行比较分选，实现目的矿物与贫连生体、含铁硅酸盐矿物的有效分离。

本发明特别适合于提高微细粒含铁硅酸盐铁精矿的质量，回收细粒含铁高硅酸盐型赤褐铁尾矿中的细粒和微细粒赤褐铁矿物，进一步降低尾矿品位，实现直接抛尾；同时，本发明可以对品位为35%以下的低品位铁矿进行开发利用，提高资源的综合利用率。

本发明与公知技术相比存在的优点：

1、本发明独特设计的“大闭路小开路”流程与国内外目前同类型大型选厂比较，克服了“提质”与“降尾”独立处理的弊端，首次提出将均采用开路流程的“提质”与“降尾”结合，“提质”的中矿进入“降尾”流程，无中矿返回，也无中矿进入尾矿，可以极大地减少流程中贫连生体的逐步累积与弱磁性矿物的二次选别，有效地降低贫连生体对选别的干扰和弱磁性矿物的损失，既保证了精矿品位，又降低了尾矿中铁金属的损失率；同时这种集成工艺流程只需通过管道连接便可融入现有流程，保持了该流程一定的独立性，使“矛盾”的两端在更高的水平和层次上统一起来。

2、本发明与现有技术相比不需要焙烧、反浮选工艺，工艺流程短，过程管理的要求低、运行成本低、环境污染小，适于工业化生产。

3、本发明可同时实现提高细粒含铁硅酸盐型铁精矿的铁品位、降低硅含量，降低细粒高硅酸盐型铁尾矿品位，铁精矿的品位提高10个百分点左右、硅含量降低10个百分点左右；有效回收尾矿中的铁矿物，总尾矿的综合品位由16.2%降至10.53%左右。

4、本发明选用同时提高精矿品位与降低尾矿品位的方案实现资源的综合利用，已为实践证明是切实可行的方法，有利于资源的高效综合，同时实现了节能减排。

实施例1

1）将铁品位仅50%左右、SiO₂含量高达15%左右的高硅型强磁铁精矿，给入SLon离心机重选，为SLon-2400连续式离心机，选别工艺条件为：离心机转数250转/分,射流压力:0.4-0.5Mpa；给矿浓度：16.0%-17.0%；洗涤水量：9.0L/min-11.0L/min；选别时间：精选矿时间为70s-80s。经过离心机重选后，获得铁品位61%左右、SiO₂含量为5.7%左右的铁精矿。

2）将离心机产生的尾矿品位为37%左右，与铁品位为26%~28%的二段强磁尾矿经过斜板浓缩、混合后，给入S1降尾流程中，首先经过SLon2000立环脉进行强磁分选，磁场强度为8000-10000奥斯特，获得强磁精矿品位42%以上，强磁尾矿品位14%左右。

3）将（2）中获得的强磁选的精矿给入离心机精选，离心机参数：SLon-2400，选别工艺条件为：离心机转数220转/分,射流压力:0.5-0.6Mpa；给矿浓度：17.0%-23.0%；洗涤水量：10.0L/min-13.0L/min；选别时间：精选矿时间为70s-80s。获得的重选精矿经浓缩、过滤获得50%以上的烧结精矿；重选尾矿品位29%左右。

4）将（2）中获得的强磁选的尾矿品位为14.63%，直接给入S2流程中的摇床扫选阶段。

5)将（3）中的离心机尾矿给入二次强磁选扫选，SLon2000立环脉动高梯度磁选机，磁场强度为7000-8000奥斯特，获得强磁选精矿品位为33%以上，尾矿品位为25%以下。

6）将（5）中二次强磁选的尾矿给入摇床扫选，获得摇床精矿与（5）中二次强磁选获得的精矿经过混合浓缩、过滤获得40%以上的次级铁精矿；摇床的尾矿直接进入总尾矿。

7）将铁品位在10%左右的一段强磁尾矿给入S2“降尾”流程，将斜板浓缩后的尾矿首先给入强磁选，SLon2000立环脉动高梯度磁选机，磁场强度为9000-10000奥斯特，获得的磁选精矿品位为23%以上，尾矿品位为6%左右，直接进入总尾矿。

8）将（7）中获得的磁精矿给入二次强磁精选，SLon2000立环脉动高梯度磁选机，磁场强度为8000-9000奥斯特，获得的磁选精矿品位为29%以上，尾矿品位为16%以下。

9）将（8）中的磁选尾矿与（4）尾矿混合后给入摇床扫选，摇床精矿品位为34.5%以上，尾矿品位为12%以下，尾矿产率仅7%左右，直接进入总尾矿。

10）将（9）中获得的精矿和（8）中的强磁选精矿以及（6）中的精矿混合，经斜板浓密机浓缩，获得40%以上的次级铁精矿。

11）获铁精矿品位62.46%，尾矿品位9.35%；铁总回收率86.18%。

Claims (10)

1.一种含铁高硅酸盐型铁矿的选矿工艺，其特征在于包括分类、降尾、提质步骤，具体包括：

A、分类：根据尾矿的含铁品位、铁金属的分布率以及与脉石矿物的嵌布关系、尾矿的粒度组成特性，将尾矿分为两类尾矿，即第一类尾矿：铁品位在26%～28%之间，粒度组成为-45μm~+19μm粒级；第二类尾矿：铁品位在8%~12%，采用的分类方法是在流程分选过程中产生的支流尾矿汇入总尾矿前，将性质相近的支流尾矿经由管道给入相应的降尾流程；

B、降尾：包括S1降尾流程和S2降尾流程；

（1）S1降尾流程：

①将铁品位在26~28%，粒级-45μm~+19μm的原矿进入斜板浓密机浓缩，给入一级磁选，得到精矿a和尾矿b，精矿a给入一级离心机精选，尾矿b直接给入S2降尾流程中的摇床扫选；

②将一级离心机精选得到的精矿a′浓缩、过滤得到烧结精矿，得到的离心机尾矿b′给入二级磁选扫选得到精矿a″和二级磁选尾矿b″，二次磁选尾矿b″给入S1的摇床扫选得到S1的摇床精矿和S1的摇床尾矿，将S1的摇床精矿与二级磁选得到的精矿a″混合浓缩、过滤得到次级铁精矿，S1的摇床尾矿直接进入终尾矿；

（2）S2降尾流程：

将铁品位在5~15%的原矿进入斜板浓密机浓缩，给入一级磁选得到精矿a₁和尾矿b₁，尾矿b₁直接进入终尾矿，精矿a₁给入二级磁选得到精矿a₁′和尾矿b₁′，将尾矿b₁′与S1降尾流程得到的尾矿b混合后给入摇床扫选得到S2的摇床精矿和S2的摇床尾矿，S2的摇床尾矿直接进入总尾矿，S2的摇床精矿、精矿a₁′与S1降尾流程中得到的次级铁精矿混合；

C、提质：将铁品位仅50%、SiO₂高达15%左右的微细粒不合格铁精矿，给入离心机进行重选，重选后即获得最终产品，产生的尾矿给入S1降尾流程循环。

2.根据权利要求1所述的含铁高硅酸盐型铁矿的选矿工艺，其特征在于S1降尾流程中所述的一级磁选机和二级磁选机均为立环脉动高梯度磁选机、周期式高梯度磁选机、联连续式高梯度磁选机或双立环式磁选机中的一种。

3.根据权利要求1或2所述的含铁高硅酸盐型铁矿的选矿工艺，其特征在于S1降尾流程中的一级磁选机的磁场强度为8000~10000奥斯特。

4.根据权利要求1或2所述的含铁高硅酸盐型铁矿的选矿工艺，其特征在于S1降尾流程中的二级磁选机的磁场强度为7000~8000奥斯特。

5.根据权利要求1所述的含铁高硅酸盐型铁矿的选矿工艺，其特征在于S1降尾流程中所述的离心机为连续式离心机，工艺条件为：离心机转速为200~250r/min,射流压力为0.5~0.6MPa，给矿浓度为17~23%，洗涤水量为10~13L/min，精选时间为70~80s。

6.根据权利要求1所述的含铁高硅酸盐型铁矿的选矿工艺，其特征在于S2降尾流程中所述的一级磁选机和二级磁选机均为立环脉动高梯度磁选机、周期式高梯度磁选机、联连续式高梯度磁选机或双立环式磁选机中的一种。

7.根据权利要求1或6所述的高硅酸盐型铁矿的选矿工艺，其特征在于S2降尾流程中的一级磁选机的磁场强度为9000~10000奥斯特。

8.根据权利要求1或6所述的含铁高硅酸盐型铁矿的选矿工艺，其特征在于S2降尾流程中的二级磁选机的磁场强度为8000~9000奥斯特。

9.根据权利要求1所述的含铁高硅酸盐型铁矿的选矿工艺，其特征在于C步骤中所述的离心机为连续式离心机，工艺条件为：离心机转速为200~300r/min,射流压力为0.4~0.5MPa，给矿浓度为16~17%，洗涤水量为9~11L/min，精选时间为70~80s。

10.根据权利要求1所述的含铁高硅酸盐型铁矿的选矿工艺，其特征在于C步骤所述离心机产生的铁品位在35~40%的中矿给入S1降尾流程。