CN107398345A - 一种高硫复合铁矿石选矿工艺 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种高硫复合铁矿石选矿工艺，属于高炉改造施工技术领域。本发明的高硫复合铁矿石选矿工艺，将复合矿石破碎后，产品经一段磨矿；然后对矿浆进行弱磁选，得弱磁精矿和尾矿；对弱磁精矿进行二段磨矿；对矿浆进行阶段弱磁选，得铁精矿和尾矿，再尾矿浓缩后进行浮选，获得硫精矿和尾矿。本发明克服了现有选矿中“先浮—后磁”工艺的行业偏见，在高硫复合铁矿石脱硫时采用“先磁后浮再重选”工艺，回收多种有用矿物，实现了提精降硫、节约能耗的目的，提高经济效益。解决了高硫复合铁矿石脱硫时对设备腐蚀大、浮选药剂用量大、对硫无回收的技术问题。

Description

一种高硫复合铁矿石选矿工艺

技术领域

本发明涉及选矿技术领域，尤其涉及一种高硫复合铁矿石选矿工艺。

背景技术

节能降耗，就是节约能源、降低消耗，用最少的投入去获取最大的经济效益。节能降耗已成为我国的基本国策，我国正在以科学发展观为指导，加快发展现代能源产业，坚持节约资源和保护环境的基本国策，把建设资源节约型、环境友好型社会放在工业化、现代化发展战略的突出位置，努力增强可持续发展能力，建设创新型国家，继续为世界经济发展和繁荣作出更大贡献。目前我国已进入了节能型社会，而且能源成本愈来愈高，而矿业是我国能源消耗较大的行业，这就要求矿山企业根据自身不同条件和矿石特点，从细微处入手，找出节能降耗的关键点，在保证选矿技术指标的前提下，综合研究并采用相应的节能技术、设备和工艺，降本增效。

随着我国经济发展模式继续进行深度调整，进入结构转型期，钢铁需求继续下降，从统计数据来看，2015年全国铁矿石产量13.81亿t，比2014年下降7.7％，而国际上铁矿石巨头坚定增产，全球铁矿资源供应过剩的情况进一步加剧，加上多方面因素的放大效应，导致铁矿石市场价格继续下跌；进入2016年，铁矿石价格总体较去年处于上升阶段，但从目前的国际铁矿石价格和国外几大矿山的生产成本预测，国际铁矿石的价格虽有反复，从长期来看价格下跌幅度不会太大。当前钢铁、矿山行业整体低迷，在环保政策日趋严厉的情况下，选矿工艺优化、实施节能减排、铁精矿提质降本是改善矿山生产经营、提高矿山市场竞争力的有效手段。

硫能使钢产生热脆性，使钢在高温下锻造和轧制时产生断裂，因此钢中硫含量一般不超过0.05％。这就要求炼钢的铁精矿中的硫不能过高。

目前国内外针对高硫复合铁矿石的分离，铁精矿脱硫是一项关键难题，同时也是限制铁精矿质量的关键因素之一。一直以来，为降低铁精矿中硫品位，矿业工作者做了大量的工作。

经检索，现有的针对高硫复合铁矿石分离的改进工艺有：中国专利申请号：201410222983.3，公开日：2014.08.13的专利文献公开了一种磁铁精矿提质降杂工艺，该发明采用磁选-反浮选的方法处理磁铁矿，以HLO2为捕收剂，淀粉为抑制剂，CaO为活化剂，NaOH为调整剂，可获得合格铁精矿。存在问题：仅适用于含硫品位较低(硫品位0.1％)，杂质较多的矿石，矿浆温度要求在25～40℃，冬季寒冷地区能耗较大。

中国专利申请号：200710036078.9，公开日：2008.04.09的专利文献公开了一种高硫铁矿粉脱硫的方法。该发明采用异步选矿的方法，首先分离出易选磁黄铁矿和磁铁矿，再分离出难选磁铁矿和磁黄铁矿。利用浮选与磁选相结合的方法，首先以硫酸为调整剂，丁基黄药为捕收剂，2#油为起泡剂，浮选得到硫精矿1，再通过对尾矿磁选得到铁精矿1；在磁选尾矿中以腐殖酸为分散剂，丁基黄药为捕收剂，2#油为起泡剂，浮选得到硫精矿2，再通过对浮选尾矿进行磁选得到铁精矿2。该工艺存在问题：工艺流程较为复杂，适用硫品位15％以上矿石，药剂中有硫酸，对设备腐蚀性较大。

论文《某磁铁矿提铁降硫选矿工艺》(现代矿业，2013，(4):23-27)中介绍了针对原矿中主要矿物为磁铁矿，次要矿物为赤铁矿、磁黄铁矿、黄铁矿，铁品位33.02％，硫品位0.62％的矿石，采用阶段磨矿-阶段磁选-浮选脱硫工艺，使最终铁精矿品位66.08％，铁精矿含硫品位0.28％。但该工艺未涉及对硫的回收。

发明内容

1.发明要解决的技术问题

针对现有技术中存在的高硫复合铁矿石脱硫时对设备腐蚀大、浮选药剂用量大、对硫无回收的问题，本发明提供了一种高硫复合铁矿石选矿工艺。它克服了选矿中“先浮—后磁”工艺的行业偏见，在高硫复合铁矿石脱硫时采用“先磁后浮再重选”工艺，回收多种有用矿物，实现了提精降硫、节约能耗的目的，提高经济效益。

2.技术方案

为达到上述目的，本发明提供的技术方案为：

一种高硫复合铁矿石选矿工艺，步骤为：

步骤一、复合矿石破碎后，产品经一段磨矿，呈矿浆状态；

步骤二、对矿浆进行弱磁选，得弱磁精矿和尾矿，进行第一步的初选；

步骤三、对弱磁精矿进行二段磨矿，细度进一步降低；

步骤四、对矿浆进行阶段弱磁选，得铁精矿和尾矿，再次磁选获得符合冶炼要求的精矿；

步骤五、将步骤二和四中的尾矿浓缩后进行浮选，获得硫精矿和尾矿。

进一步的技术方案，增加以下步骤，对硫进行回收：

步骤六、对尾矿进行强磁选，得强磁精矿；

步骤七、对强磁精矿进行选别，得赤铁矿精矿和尾矿。

进一步的技术方案，步骤四中阶段弱磁选次数为2～3次，提高精矿纯度。

进一步的技术方案，步骤五中的浮选方式为一粗一扫二精，一次粗选后，粗选精矿再经过两次精选产出精矿，而粗选后的尾矿则要再经过一次扫选；捕收剂为AT708、丁基黄药或乙基黄药，以获得纯度较高的硫精矿。

进一步的技术方案，捕收剂用量为30～450g/t，根据不同的药剂各类进行相应的调整。

进一步的技术方案，弱磁选磁场强度为119～151kA/m，强磁选磁场强度为1.0～1.5T。

进一步的技术方案，步骤七中对强磁精矿进行螺旋溜槽选别，进一步提高精矿纯度。

进一步的技术方案，复合矿石的TFe品位30％～38％，其中磁铁矿占有率55％～70％，赤铁矿占有率18％～25％，过高则回收率降低；TS品位4％～8％。

进一步的技术方案，步骤一中破碎后碎矿粒度控制在2mm以下；一段磨矿后磨矿细度控制在过200目筛占50％～60％；步骤三中二段磨矿的磨矿细度控制在过200目筛占75％～85％。

进一步的技术方案，增加以下步骤：

步骤八、将尾矿进入直线振动筛脱水至筛上产品的固体浓度不低于85％后，由胶带机运输至堆场作为建材产品，减少固体废弃物的排放，筛下矿浆作为最终尾矿进入尾矿库。而常规的磨选尾矿由于粒度较细，通常需排放的尾矿库堆存，这不但占有土地，也存在尾矿库的安全隐患。

3.有益效果

采用本发明提供的技术方案，与现有技术相比，具有如下有益效果：

(1)本发明的一种高硫复合铁矿石选矿工艺，提高了铁精矿品位，降低铁精矿中硫含量，解决了现有工艺铁精矿中硫含量过高的难题，达到提质降杂的效果；

(2)本发明的一种高硫复合铁矿石选矿工艺，最终获得产品有铁精矿(磁铁矿、赤铁矿) 和硫精矿，充分回收矿石中多种有用矿物，减少资源的浪费；

(3)本发明的一种高硫复合铁矿石选矿工艺，减少了入浮选机矿量，还可减掉一定数量的泵台数，节约药剂消耗、能耗，减轻浮选设备的磨损，达到降本增效的效果；

(4)本发明的一种高硫复合铁矿石选矿工艺，适用于复合矿石的TFe品位30％～38％，其中磁铁矿占有率55％～70％，赤铁矿占有率18％～25％；TS品位4～8％；虽然限定了矿石品位，但对符合该品位要求的铁矿石无需再试验，针对性强，避免重复劳动；

(5)本发明的一种高硫复合铁矿石选矿工艺，针对特定品位的铁矿石，克服了行业偏见，选用“先磁后浮再重选”的选矿工艺，起到了预料不到的技术效果。

附图说明

图1为本发明的工艺流程框架简图；

图2本现有技术常用的选矿工艺流程图；

图3为实施例3的选硫工艺流程图；

图4为实施例4的选硫工艺流程图；

图5为实施例5的二段磁选给矿磨矿曲线；

图6为实施例5的不同细度下磁选精矿中硫的品位对比；

图7为实施例6的选矿工艺流程图。

具体实施方式

为进一步了解本发明的内容，结合附图对本发明作详细描述。

以500万t/a某选矿厂为例，矿样取自该厂，该矿石主要为磁铁矿、赤铁矿、黄铁矿，原矿化学多元素分析、铁物相、硫物相结果分别见表1、表2和表3。

表1原矿化学元素分析结果

元素

TFe

mFe

TS

Ss

P

CaO

含量(％)

34.52

20.36

6.024

3.189

0.55

8.74

元素

Al2O3

K2O

Na2O

MgO

SiO2

/

含量(％)

4.02

0.76

0.76

2.24

16.20

/

表2铁物相分析结果

相别	磁铁矿	黄铁矿	赤铁矿	菱铁矿	硅酸铁	全铁
							含量(％)	22.08	3.42	7.06	1.12	0.84	34.52
分布率(％)	63.96	9.91	20.45	3.25	2.43	100.00

表3硫物相分析结果

相别	单质硫	硫化物之硫	硫酸盐之硫	全硫
					含量(％)	0.01	3.684	2.33	6.024
分布率(％)	0.17	61.15	38.68	100.00

实施例1

对以上矿石采用传统的如图2所示的“先浮—后磁”的工艺处理该复合铁矿石，即经实验室XMQ-67型240×90mm锥形球磨机进行一段磨矿之后，粒径-0.074mm占55％(即200目筛筛下物占55％)，给矿量200g，做了不同捕收剂用量的条件试验，试验结果见表4：

表4“先浮—后磁”工艺捕收剂用量条件试验结果(％)

根据上表可知，随着捕收剂用量的增加，全硫品位稍有下降，回收率有所提高。在AT708 用量由300g/t提高到350g/t时，TS品位由39.18％降至39.06％，回收率由47.95％上升至 48.30％，上升幅度较小。因此以AT708用量300g/t为最佳条件。

实施例2

对以上矿石采用本发明的如图1所示的“先磁—后浮”工艺，即采用经过阶段磁选后的尾矿(二段磨矿-0.074mm含量占80％，经两段磁选后的尾矿)作为浮选试样，TFe含量21.29％，TFe回收率44.55％，TS含量8.268％，TS回收率99.16％。进行不同捕收剂的条件试验，试验结果见表5：

表5“先磁—后浮”工艺捕收剂用量条件试验结果(％)

从上表可以看出，随着AT708用量的增加，TS品位降幅较大，而TS回收率上升较缓。在AT708用量由250g/t上升至300g/t时，TS品位由37.95％下降至36.64％，回收率由49.43％上升至52.68％，在AT708用量为400g/t时，品位下降至34.62％。故从提高品位的角度考虑，选取AT708用量250g/t作为最佳条件。AT708是一种巯基羧酸酯类捕收剂，相较于丁基黄药和乙基黄药(均为固体药剂)而言，是一种液体药剂，其羧基为C2～C3的基团，其酯基为 C2～C8的基团，环境友好，合成工艺简单、气味小、性能稳定，与“先磁—后浮”工艺能够协同作用，先磁选将硫基矿粉选出后再浮选，与巯基羧酸酯的亲和力较强，提高了其捕收能力和选择性能。

实施例3

对以上矿石采用传统的“先浮—后磁”的工艺处理该复合铁矿石进行选硫处理，步骤为：如图3所示，

步骤一、复合矿石破碎后，将碎矿产品入磨粒度控制在2mm以下，再经一段磨矿，磨矿细度通过旋流器分级控制在-200目占55％；

步骤二、将矿浆流至浮选搅拌池搅拌，粗选捕收剂AT708用量250g/t，起泡剂2#油(ROH) 30g/t，获得硫精矿，经检测，硫精矿TS品位39.18％和尾矿；对尾矿进行二次浮选和一次扫选，得TS品位28.45％的硫中矿和最终尾矿(TS品位2.99％)。

实施例4

对以上矿石采用本发明的“先磁—后浮”工艺处理该复合铁矿石进行选硫处理，步骤为：如图4所示，

步骤一、复合矿石破碎后，将碎矿产品入磨粒度控制在2mm以下，再经一段磨矿，磨矿细度通过旋流器分级控制在-200目占55％；

步骤二、对矿浆进行一段弱磁选，得弱磁精矿和尾矿；

步骤三、对弱磁精矿进行二段磨矿；

步骤四、对分级后矿浆经2段弱磁选，经检测，得铁精矿以及尾矿；

步骤五、对上述各磁选尾矿进行汇总，用泵打入浓密机浓缩后，流至浮选搅拌池搅拌，采用“一粗一扫二精”进行浮选，粗选捕收剂AT708用量250g/t，起泡剂2#油(ROH)30g/t，获得硫精矿，经检测，硫精矿TS品位37.96％。

对比实施例3和4，在两种不同工艺条件下，其药剂用量见下表6：

表6不同工艺条件下药剂用量对比

由表7可以看出，在两者经浮选后，得到TS品位相近(39.18％、37.96％)、回收率相近 (47.85％、49.07％)产品的情况下，“先磁后浮”工艺选硫试验(250g/t阶段磁选尾矿，相当于175.325g/t原矿)，较“先浮后磁”工艺选硫试验所需捕收剂用量(300g/t原矿)减少约40％。

实施例5

确定“先磁后浮”的工艺后，本实施例确认最终精矿中的硫含量与磨矿细度的关系，将实施例4的步骤三中的二段磁选给矿进行了磨矿后，进行两次磁选(弱磁粗选+弱磁精选)。磨矿时间与磨矿细度的关系曲线见图5，不同磨矿细度下的磁选指标见表7，不同磨矿细度下最终精矿中的硫含量与磨矿细度的关系曲线见图6。

磨矿机为XMQ-240×90锥形球磨机，转数为96转/分，磨矿时矿浆浓度为固:液＝4:3(重量比)；

磁选机为鼓型湿式弱磁磁选机，磁选磁场强度固定为1700Oe；

表7二段磁选给矿磁选磨矿细度条件试验

由图5所示可知，磨矿时间6分钟后，曲线较为平缓，粒度变化不大，无需过度延长磨矿时间。由表7和图6所示可知，磨矿细度对精矿产品质量影响较大，磨矿细度越高，磁铁矿及黄铁矿的单体解离度越高，经二次磁选后铁精矿的品位越高，精矿中硫含量越低。在不同的磨矿细度条件下按照现场的磁场强度进行了磁选试验，当磨矿细度高于-0.074mm75％，经过两次磁选后，铁精矿品位达到68％以上，硫含量降低到0.2％以下，符合铁精粉成团冶炼要求，且磨矿细度在-0.074mm小于85％时细度对硫含量的影响较大，磨矿细度在-0.074mm 大于85％后脱硫效果变化较缓，表明磨矿细度在-0.074mm占85％时单体解离较完全，选别效果较好，故现场二段磨矿可提高细度至-0.074mm占85％再进行磁选。

实施例6

确定“先磁后浮”的工艺后，对以上矿石采用本发明的“先磁—后浮”工艺处理该复合铁矿石，具体步骤为，如图7所示：

步骤一、复合矿石破碎后，将碎矿产品入磨粒度控制在2mm以下，再经一段磨矿，磨矿细度通过旋流器分级控制在-200目占55％；

步骤二、对矿浆进行一段弱磁选，磁场强度为151.2kA/m，得弱磁精矿和尾矿；

步骤三、对弱磁精矿进行二段磨矿，二段磨矿产品粒度通过旋流器预先分级控制在-200 目占80％；

步骤四、对分级后矿浆经2段弱磁选(磁场强度分别为135.28kA/m、119.37kA/m)，经检测，得铁精矿TFe品位67.73％，含TS品位0.284％以及尾矿；

步骤五、对上述各磁选尾矿进行汇总，用泵打入浓密机浓缩后，流至浮选搅拌池搅拌，采用“一粗一扫二精”进行浮选，粗选捕收剂AT708用量250g/t，起泡剂2#油(ROH)30g/t，获得硫精矿，经检测，TS品位45.129％和尾矿；

步骤六、对尾矿进行强磁选(磁场强度1.2T)，得强磁精矿；

步骤七、对强磁精矿进行螺旋溜槽选别，得赤铁矿精矿，经检测，TFe品位54.20％和尾矿。

本实施例的“先磁—后浮”工艺，由于进入浮选槽的矿量减少，使得浮选机台数减少，浮选机装机功率降低，因此降低了能耗。而且，由于浮选矿量降低，可减掉一定数量的泵台数。经粗略计算，不同工艺条件下浮选机选择如下表8：

表8不同工艺条件下能耗经济指标

实施例7

本实施例的高硫复合铁矿石选矿工艺，基本步骤同实施例6，复合矿石的TFe品位30％左右，其中磁铁矿占有率55％左右，赤铁矿占有率18％左右；TS品位4％左右，具体步骤为：

步骤一、复合矿石破碎后，将碎矿产品入磨粒度控制在2mm以下，再经一段磨矿，磨矿细度通过旋流器分级控制在-200目占50％；

步骤二、对矿浆进行一段弱磁选，磁场强度为151.2kA/m，得弱磁精矿和尾矿；

步骤三、对弱磁精矿进行二段磨矿，二段磨矿产品粒度通过旋流器预先分级控制在-200 目占75％；

步骤四、对分级后矿浆经3段弱磁选(磁场强度分别为135.28kA/m、119.37kA/m、127.41kA/m)，得铁精矿TFe品位64.53％，含TS品位0.262％以及尾矿；

步骤五、对上述各磁选尾矿进行汇总，用泵打入浓密机浓缩后，流至浮选搅拌池搅拌，采用“一粗一扫二精”进行浮选，粗选捕收剂丁基黄药用量30g/t，起泡剂2#油(ROH)40g/t，获得硫精矿，经检测，TS品位47.170％和尾矿；

步骤六、对尾矿进行强磁选(磁场强度1.2T)，得强磁精矿；

步骤七、对强磁精矿进行螺旋溜槽选别，得赤铁矿精矿，经检测，TFe品位56.76％和尾矿；

步骤八、将尾矿进入直线振动筛脱水至筛上产品的固体浓度不低于85％后，由胶带机运输至堆场作为建材产品，筛下矿浆作为最终尾矿进入尾矿库。

实施例8

本实施例的高硫复合铁矿石选矿工艺，基本步骤同实施例6，复合矿石的TFe品位38％左右，其中磁铁矿占有率70％左右，赤铁矿占有率25％左右；TS品位8％左右，具体步骤为：

步骤一、复合矿石破碎后，将碎矿产品入磨粒度控制在2mm以下，再经一段磨矿，磨矿细度通过旋流器分级控制在-200目占70％；

步骤二、对矿浆进行一段弱磁选，磁场强度为151.2kA/m，得弱磁精矿和尾矿；

步骤三、对弱磁精矿进行二段磨矿，二段磨矿产品粒度通过旋流器预先分级控制在-200 目占85％；

步骤四、对分级后矿浆经3段弱磁选(磁场强度分别为135.28kA/m、119.37kA/m、127.41kA/m)，得铁精矿TFe品位69.59％，含TS品位0.291％以及尾矿；

步骤五、对上述各磁选尾矿进行汇总，用泵打入浓密机浓缩后，流至浮选搅拌池搅拌，采用“一粗一扫二精”进行浮选，粗选捕收剂乙基黄药用量450g/t，起泡剂2#油(ROH)40g/t，获得硫精矿，经检测，TS品位49.190％和尾矿；

步骤六、对尾矿进行强磁选(磁场强度1.5T)，得强磁精矿；

步骤七、对强磁精矿进行螺旋溜槽选别，得赤铁矿精矿，经检测，TFe品位58.98％和尾矿；

步骤八、将尾矿进入直线振动筛脱水至筛上产品的固体浓度不低于85％后，由胶带机运输至堆场作为建材产品，筛下矿浆作为最终尾矿进入尾矿库。

实施例9

本实施例的高硫复合铁矿石选矿工艺，基本步骤同实施例6，复合矿石的TFe品位38％左右，其中磁铁矿占有率70％左右，赤铁矿占有率21％左右；TS品位6％左右，具体步骤为：

步骤一、复合矿石破碎后，将碎矿产品入磨粒度控制在2mm以下，再经一段磨矿，磨矿细度通过旋流器分级控制在-200目占60％；

步骤二、对矿浆进行一段弱磁选，磁场强度为151.2kA/m，得弱磁精矿和尾矿；

步骤三、对弱磁精矿进行二段磨矿，二段磨矿产品粒度通过旋流器预先分级控制在-200 目占85％；

步骤四、对分级后矿浆经2段弱磁选(磁场强度分别为135.28kA/m、119.37kA/m、)，得铁精矿TFe品位66.73％，含TS品位0.251％以及尾矿；

步骤五、对上述各磁选尾矿进行汇总，用泵打入浓密机浓缩后，流至浮选搅拌池搅拌，采用“一粗一扫二精”进行浮选，粗选捕收剂用量250g/t，按AT708：丁基黄药：乙基黄药＝3：1：1的配比配制(丁基黄药和乙基黄药能够溶于AT708中，相较于固体粉末，溶解后搅拌时更加均匀，而且，三者还能起到一定的协同作用效果)，起泡剂2#油(ROH)30g/t，获得硫精矿，经检测，TS品位47.350％和尾矿；

步骤六、对尾矿进行强磁选(磁场强度1.0T)，得强磁精矿；

步骤七、对强磁精矿进行螺旋溜槽选别，得赤铁矿精矿，经检测，TFe品位59.76％和尾矿；

步骤八、将尾矿进入直线振动筛脱水至筛上产品的固体浓度不低于85％后，由胶带机运输至堆场作为建材产品，筛下矿浆作为最终尾矿进入尾矿库。

实施例10

本实施例的高硫复合铁矿石选矿工艺，基本步骤同实施例6，复合矿石的TFe品位36％左右，其中磁铁矿占有率60％左右，赤铁矿占有率24％左右；TS品位7％左右，具体步骤为：

步骤一、复合矿石破碎后，将碎矿产品入磨粒度控制在2mm以下，再经一段磨矿，磨矿细度通过旋流器分级控制在-200目占60％；

步骤二、对矿浆进行一段弱磁选，磁场强度为151.2kA/m，得弱磁精矿和尾矿；

步骤三、对弱磁精矿进行二段磨矿，二段磨矿产品粒度通过旋流器预先分级控制在-200 目占85％；

步骤四、对分级后矿浆经2段弱磁选(磁场强度分别为135.28kA/m、119.37kA/m、)，得铁精矿TFe品位66.73％，含TS品位0.251％以及尾矿；

步骤五、对上述各磁选尾矿进行汇总，用泵打入浓密机浓缩后，流至浮选搅拌池搅拌，采用“一粗一扫二精”进行浮选，粗选捕收剂用量250g/t，按AT708：丁基黄药：乙基黄药＝4：2：1的配比配制，起泡剂2#油(ROH)30g/t，获得硫精矿，经检测，TS品位45.540％和尾矿；

步骤六、对尾矿进行强磁选(磁场强度1.1T)，得强磁精矿；

步骤七、对强磁精矿进行螺旋溜槽选别，得赤铁矿精矿，经检测，TFe品位64.44％和尾矿；

步骤八、将尾矿进入直线振动筛脱水至筛上产品的固体浓度不低于85％后，由胶带机运输至堆场作为建材产品，筛下矿浆作为最终尾矿进入尾矿库。

以上示意性的对本发明及其实施方式进行了描述，该描述没有限制性，附图中所示的也只是本发明的实施方式之一，实际的结构并不局限于此。所以，如果本领域的普通技术人员受其启示，在不脱离本发明创造宗旨的情况下，不经创造性的设计出与该技术方案相似的结构方式及实施例，均应属于本发明的保护范围。

Claims (10)

1.一种高硫复合铁矿石选矿工艺，其特征在于，步骤为：

步骤一、复合矿石破碎后，产品经一段磨矿；

步骤二、对矿浆进行弱磁选，得弱磁精矿和尾矿；

步骤三、对弱磁精矿进行二段磨矿；

步骤四、对矿浆进行阶段弱磁选，得铁精矿和尾矿；

步骤五、将步骤二和四中的尾矿浓缩后进行浮选，获得硫精矿和尾矿。

2.根据权利要求1所述的一种高硫复合铁矿石选矿工艺，其特征在于，增加以下步骤：

步骤六、对尾矿进行强磁选，得强磁精矿；

步骤七、对强磁精矿进行选别，得赤铁矿精矿和尾矿。

3.根据权利要求2所述的一种高硫复合铁矿石选矿工艺，其特征在于：步骤四中阶段弱磁选次数为2～3次。

4.根据权利要求3所述的一种高硫复合铁矿石选矿工艺，其特征在于：步骤五中的浮选方式为一粗一扫二精，一次粗选后，粗选精矿再经过两次精选产出精矿，而粗选后的尾矿则要再经过一次扫选；捕收剂为AT708、丁基黄药或乙基黄药。

5.根据权利要求4所述的一种高硫复合铁矿石选矿工艺，其特征在于：所述捕收剂用量为30～450g/t。

6.根据权利要求5所述的一种高硫复合铁矿石选矿工艺，其特征在于：所述弱磁选磁场强度为119～151kA/m，强磁选磁场强度为1.0～1.5T。

7.根据权利要求5所述的一种高硫复合铁矿石选矿工艺，其特征在于：步骤七中对强磁精矿进行螺旋溜槽选别。

8.根据权利要求1至7任一所述的一种高硫复合铁矿石选矿工艺，其特征在于：所述复合矿石的TFe品位30％～38％，其中磁铁矿占有率55％～70％，赤铁矿占有率18％～25％；TS品位4％～8％。

9.一种根据权利要求8所述的高硫复合铁矿石选矿工艺，其特征在于：步骤一中破碎后碎矿粒度控制在2mm以下；一段磨矿后磨矿细度控制在过200目筛占50％～60％；步骤三中二段磨矿的磨矿细度控制在过200目筛占75％～85％。

10.根据权利要求9所述的一种高硫复合铁矿石选矿工艺，其特征在于，增加以下步骤：

步骤八、将尾矿进入直线振动筛脱水至筛上产品的固体浓度不低于85％后，由胶带机运输至堆场作为建材产品，筛下矿浆作为最终尾矿进入尾矿库。