一种从炭浆法提金尾渣中回收强磁性铁矿的选矿方法

1.本发明涉及一种从炭浆法提金尾渣中回收强磁性铁矿的选矿方法，所属选矿领域，涉及磁选技术领域。


背景技术：

2.选矿是根据矿石中不同矿物的物理、化学性质，把矿石破碎磨细以后，采用重选法、浮选法、磁选法、电选法等，将有用矿物与脉石矿物分开，并使各种共生(伴生)的有用矿物尽可能相互分离，除去或降低有害杂质，以获得冶炼或其他工业所需原料的过程。 选矿能够使矿物中的有用组分富集，降低冶炼或其它加工过程中燃料、运输的消耗，使低品位的矿石能得到经济利用。目前，磁选是铁矿物主要选矿方法，有弱磁选、中磁场磁选、强磁选（高梯度强磁选）。强磁性铁矿物采用弱磁选或中磁场磁选，主要针对磁铁矿、钛磁铁矿、磁赤铁矿、铁尖晶石等，其有效回收粒径为d≥20um，对粒径＜20um强磁性铁矿，其比磁化系数急剧下降，磁力不能克服矿浆拽力，且颗粒与磁选滚筒碰撞接触概率急剧下降，回收率和选矿速度较低。弱磁性铁矿物采用强磁选（高梯度强磁选），主要针对赤铁矿、褐铁矿、针铁矿、菱铁矿等，其有效的回收粒径为d≥10um，对粒径＜10um矿物，回收率和选矿速度较低，原因是磁力不能抵消矿浆的拽力；如果在弱磁选过程中，强磁性铁矿未得到彻底回收，在后端，采用强磁场回收弱磁性铁矿物时，强磁性矿物会被磁化，会造成强磁选设备堵塞，使生产停滞的问题；同时，自然界中强磁性铁矿物种类较多，不同矿物种类的结构和比磁化系数差异较大，能够有效回收的粒度下线不同，设备配置过程中工艺流程磁选段数较多；在弱磁选过程中，由于弱磁选设备对微细粒或超微细粒选矿效率低，为了提高强磁性矿物的回收率，需多次弱磁选和不断提高磁场强度，造成选矿工艺流程复杂，难以操控。目前针对含铁较低，氧化率较高的矿山，采用的工艺是先弱磁选再强磁选，工艺结构和设备配置多种多样，但始终没有解决矿石需磨得很细（微细或超微细）时，有效回收强磁性铁矿和强磁选机堵塞，且存在选矿工艺流程复杂，难以操控、生产成本高的问题。
3.炭浆法提金是一种针对原矿氧化程度高，品位较低的含金矿物进行回收的常见黄金选矿工艺，该工艺为了尽可能回收黄金，在提金过程中，将矿石磨得很细。在黄金冶炼行业，炭浆法提金产生的尾渣中有价金属的回收，一直是黄金冶炼行业的重大难题，其有价金属主要是铁。对于尾渣中的有价金属，常作为附属产品进行回收，由于附属产品价值相对较低，现场对尾渣中附加金属的回收不是很重视，导致资源的浪费。现存工艺中，对金与铁矿物回收难以同时最大化，该矛盾问题依然是本研究领域最具有挑战性的课题之一。一方面，对于金而言，磨矿越细，金的浸出效果越好， 因此现场生产一般会保证磨矿细度-0.074mm粒级占有率在90％以上，-0.02mm粒级占有率在40%以上，以保证金浸出率在90％以上，实现金价值最大化；但另一方面，对于铁矿物的回收，给矿粒度越细，铁回收率越低，而一般炭浆法提尾渣中总铁含量在30％～45％，因此，资源的综合利用主要集中在高效而经济地回收其中铁的方法研究上。
4.cn2016101563525公开了一种金铁氧化矿分组分类综合回收的选矿方法，但其是
针对磨矿较粗的原矿，该方法不适合用于磨矿已经很细的炭浆提金尾渣的处理；而且，这种方法将原矿先分类再分开提金的工艺，像铁矿物比重较大，搅拌起来较为不便，会存在沉槽等问题，所以该分类提金方法目前选矿厂实际采用的比较少；另外，若采用先磁选再提金工艺，对目前大多数选矿厂来说存在改造工程量大、改造成本过高、改造不方便等问题，不利于大规模推广；cn108246494a提出了一种分离高铁氰化尾渣的方法。该法是先用自然降解法使物料中的大量氰根降解，将氰化尾渣酸化并干燥，在还原性气氛中焙烧氰化尾渣，氰化尾渣中的三价铁还原成具有磁性的四氧化三铁，氰化尾渣焙烧后冷却，加入水调成矿浆，将矿浆通过磁选机，选出铁精矿。该工艺通过脱氰-焙烧-磁选工艺实现了高铁尾渣中的铁的高效回收，但是该方法脱氰成本较高，而且焙烧工艺投入成本较大，后续还需处理焙烧产生的废气问题，整个处理工序较繁琐、复杂；cn106498177a提出了一种焙烧氰化尾渣中金银铁回收及同步无害化的工艺，该法 将烘干的焙烧氰化尾渣与助熔剂和还原剂混合，于750～900℃下焙烧3～5h，热焙砂水淬冷却，磨矿后浮选脱除残留碳，再浸出金银，浸出渣磁选获得铁精矿。本工艺也是采用焙烧工艺对其中金银铁进行了综合回收，而针对金银含量较低，铁含量较高的氰化尾渣，这种方法成本太高，而且对环境不利；傅平丰 (基于强磁预选的某氰化尾渣磁化焙烧-磁选工艺[j] .过程工程学报 ,2018 ,18(04):774-778 .)，针对氰化尾渣提出通过焙烧后进行湿式强磁预选-磁化焙烧-磁选联合工艺获得粗精矿后，对此粗精矿进行二次焙烧、二次磨矿、二次弱磁选最终能获得合格磁铁精矿，但是这种方法针对目前选厂改造工作量较大，还要引进火法焙烧工艺，对环境影响较大，改造工作的开展不易进行；总体来说，目前，科技工作者针对氰化尾渣中铁的回收作了大量的研究，重点是通过焙烧工艺改变矿石中铁矿物的性质，调整焙烧的条件以及还原剂种类等方式以达到氰化尾渣中铁回收的目的，但是并未提出从根本上在不改变矿石性质的前提下，通过简单改造工艺的技术措施实现铁的综合回收的方法。
[0005]
申请人在cn109701737a的专利中提出了一种从氰化尾渣中综合回收磁铁矿的选矿方法。该方法将弱磁选粗精矿、弱磁扫选精矿及强磁选混合后进入弱磁精选，然后弱磁精选尾矿再进行强磁精选，但是这种方法弱磁选阶段没有把磁铁矿回收完全，大量的微细粒磁铁矿进入强磁选阶段，由于磁铁矿磁化，使强磁选机堵塞，生产难以进行，同时，因强磁粗选过程中磁团絮，包裹了大量的矿泥进入弱磁精选，使磁铁精矿品位和回收率下降，特别对含粘土矿较重的红土型氰化尾渣的选矿，指标较差。且该工艺流程复杂，稳定性较差，难以控制，生产成本相对较高。


技术实现要素：

[0006]
本发明要解决的技术问题是针对含铁矿石需磨得很细，很大一部分强磁性铁矿粒径超过了弱磁选机回收的最佳粒度，强磁性铁矿回收效果较差，或大量强磁性铁矿进入到弱磁性铁矿中，只能贱价处理，导致矿山应得利益受损，且强磁性铁矿含量大时，引起强磁性机堵塞，生产无法正常进行，提供一种从炭浆法提金尾渣中综合高效回收强磁性铁矿的选矿方法。
[0007]
具体技术方案为：一种从炭浆法提金尾渣中回收强磁性铁矿的选矿方法，具体步骤包括：（1）弱磁粗选：将含粒度小于20um、占比大于40%的炭浆法提金尾渣矿浆在弱磁选机中进行粗选，获得强磁性铁粗精矿ⅰ和尾矿i，弱磁选机磁感应强度为0.2t~0.4t，矿浆质量浓度控制在15%~30%；（2）高梯度弱磁扫选：将步骤（1）所获得的尾矿i在高梯度弱磁选机中进行再选，获得强磁性粗精矿ⅱ和尾矿ii，高梯度弱磁选机的磁介质直径为3～8mm，背景磁感应强度为0.3t～0.5t，矿浆质量浓度控制在15%~30%；背景磁感应强度，是指激发磁场的磁源产生的磁场强度，一般用在强磁选机上，因强磁选机内部的磁介质也产生磁感应强度，但难以检测，所以难以计算出合磁场的磁感应强度，只能用磁源体产生磁感应强度表示。
[0008]
这样一来，强磁性铁矿物直接给在矿物载体磁介质上，大大提高了碰撞接触概率，克服了弱磁选机磁滚筒与槽体，因工作间隙大，微细粒或超微细粒难以被捕获的缺陷，同时，将高梯度磁选机矿物载体磁介质设计为3～8mm,背景磁感应强度降低到0.3t～0.5t，克服了强磁性铁矿物，因磁化易堵塞强磁选机的缺点，也克服了把弱磁性铁矿物选入强磁性铁精矿中缺点，也降低了各产品相互掺杂，使其物化性质清晰，为进一步利用带来益处。
[0009]
步骤（2）中专属高梯度弱磁选机外形和结构与强磁选机（slon立环脉动高梯度磁选机，参见李建设等在《现代矿业》第558期发表的《高梯度磁选机磁介质丝的断裂分析与改进措施》.2015年10月第10期，图1所示.）整体结构相同，只是要求的磁感应强度上线值较低（背景磁感应强度为0.3t～0.5t），载体磁介质直径较大（磁介质直径为3～8mm），其只针对强磁性铁矿物有较好的捕收能力，对弱磁性铁矿物没有实质性的磁选功能，其设备制造成本相对于强磁选机低得多。
[0010]
该发明采用的专属高梯度弱磁选机，强化难选强磁性铁矿（微细粒或超微细粒）捕收，是通过完全改变其现有弱磁选机的给料方式，将磁介质从矿浆中远距离吸附捕收改变为直接给到磁介质表面上而捕收；同时背景磁感设计为弱磁场，磁介质设计为大直径，克服了弱磁选机和强磁选机各自的不足，简化了工艺流程，提高了可操控性。
[0011]
（3）粗精矿弱磁精选：将完成上述步骤（1）和（2）所获得的强磁性粗精矿ⅰ和强磁性粗精矿ⅱ合并后，在弱磁选机中进行精选，获得铁品位在60%以上的强磁性铁精矿和中矿i，弱磁选机磁感应强度为0.2t~0.3t，矿浆质量浓度控制在15%~30%；（4）中矿i、尾矿i高梯度弱磁扫选：将完成上述步骤（3）获得的中矿i与步骤（1）获得的尾矿i合并一起进入步骤（2）中的高梯度弱磁选机进行选矿；由于通过步骤（4）将步骤（3）获得的弱磁精选中矿i与步骤（1）获得的尾矿i一起进入高梯度弱磁选机形成闭环，巧妙克服了弱磁选机选择性好，捕收能力相对差一些的弱势，保证了强磁性铁矿的全面高效回收。
[0012]
（5）尾矿ii强磁粗选：将完成上述步骤（2）获得的尾矿ii，在强磁选机中进行弱磁性铁矿的粗选，获得弱磁性铁粗精矿和尾矿iii，在选矿过程中，强磁选机的磁介质直径为1.5mm，背景磁感应强度在1.0~2.0t，矿浆质量浓度控制在18%~20%。
[0013]
由于步骤（2）对强磁性铁矿有充分的回收，使步骤（5）中的强磁粗选作业对弱磁性铁矿，在较高磁场磁感应下顺利的进行高效回收。
[0014]
（6）弱磁性铁粗精矿强磁精选:将完成上述步骤（5）获得弱磁性铁粗精矿，在强磁
选机进行精选，获得铁品位48%~52%的弱磁性精矿和尾矿iv，该尾矿iv与上述步骤（5）获得的尾矿iii合并作为总尾矿，在选矿过程中，强磁选机的磁介质直径为1.5mm，背景磁感应强度在0.8~0.9t，矿浆质量浓度控制在10%~15%。
[0015]
由于步骤（2）对强磁性铁矿有充分的回收，使步骤（6）中的强磁精选作业对弱磁性铁矿，在较高磁场磁感应下顺利的进行高效回收。
[0016]
弱磁选机简单的说就是用磁性体（块）吸；强磁选机是将磁介质放进电流产生的磁场中，使磁介质产生磁力而吸引铁矿。
[0017]
有益效果：本发明针对目前选矿厂广泛采用“炭浆法提金-磁选选铁”工艺获得的炭浆法提金尾渣进行研究，创造性地对弱磁选尾矿采用专属高梯度弱磁扫选，弱磁选精矿与高梯度弱磁选精矿合并进行弱磁精选，其强磁性铁矿得到高效回收，对所得弱磁选尾矿单独进行强磁选粗选和精选，不仅保证了强磁性铁矿铁品位，同时大幅提高了其中强磁性铁矿铁品位和回收率，且保证了生产的长时间正常进行。 在不改变现有提金工艺的前提下，不影响金回收率，通过对现有选矿方法进行简单改造，不仅保证了铁品位，而且大幅提高了强磁性铁矿的回收率，实现了炭浆法提金尾渣中强磁性铁矿的全面综合回收，在实现资源的综合利用的同时，实现资源价值最大化。
[0018]
其中，主要解决的技术问题是针对含铁矿石需磨得很细，很大一部分强磁性铁矿细度超过弱磁选机回收的最佳粒度，强磁性铁矿回收效果较差，或大量强磁性铁矿进入到弱磁性铁矿中，只能贱价处理，导致矿山应得利益受损，且强磁性铁矿含量大时，引起强磁性机堵塞，生产无法正常进行。
[0019]
（1）高效回收湿式弱磁选难以捕收到的微细粒或超微细粒强磁性矿物；（2）自然界强磁性铁矿物种类多，不同强磁性铁矿物结构和比磁化系数差异较大，能有效回收的粒度下线不同的问题；（3）提高湿式弱磁选磁介质与微细粒或超微细粒强磁性铁矿的碰撞接触概率，解决由于弱磁选机工作间隙大和其矿浆拽力对微细粒或超微细粒的影响而造成接触概率降低的问题；（4）解决由于弱磁选过程中强磁性铁矿未回收彻底，弱磁选尾矿中含大量弱磁性铁矿物需强磁选回收，造成强磁选设备堵塞，使生产停滞的问题；（5）解决弱磁选过程中，由于弱磁选设备对微细粒或超微细粒选矿效率低，而为了提高回收率，需增加多次弱磁选和不断提高磁场强度，造成选矿工艺流程复杂，难以操控的问题。
[0020]
本发明通过对弱、强磁场的前后合理配合设计，发挥了弱磁选选择性好的特点，也规避了强磁选选择性差的缺点，而高梯度弱磁选同时具有高选择性和高捕收的双重功能（高选择性指的是相对于专属性较强；高捕收能力指的是获得能力强）。针对不同步骤中物料特性选择特定的磁选作业，不仅可以保证各磁选精矿和磁选尾矿分离效果最佳，而且在对现有绝大多数选矿厂“炭浆法提金-—磁选选铁”工艺流程，只要对磁选作业进行较小改动的情况下，能够实现强磁性铁矿和弱磁性铁矿铁品位和回收率大幅提高，实现了矿石中有价成分的全面综合回收，在实现资源的综合利用的同时，实现资源价值及选矿经济利益最大化。
[0021]
本发明对步骤（1）中的弱磁粗选尾矿i增加高梯度弱磁扫选（步骤（2））作业，可以保证强磁性铁矿在进入磁选作业之前有较好的回收，同时保证后续强磁选作业的通畅；对步骤（2）中的高梯度弱磁扫选尾矿ii经过采用较强磁场的强磁作业（步骤（5）），可以强化细颗粒弱磁性铁粗精矿的回收；对步骤（5）中的弱磁性铁粗精矿进行强磁精选作业（步骤（6）），能充分保证回收的弱磁性精矿质量达到销售要求；解决了金和铁共存于矿石中，由于主金属金的浸出，要求给矿的粒度非常细，细度达到一定程度又会严重影响铁的磁选，导致物理选矿分离磁铁矿存在困难，难以获得回收率高而铁品位合格的强磁性铁精矿和弱磁性铁精矿的技术难题。
[0022]
本发明不需要对浸出尾渣进行焙烧处理，可直接进行磁选回收其中的强磁性铁矿，并且在保证各产品铁品位的前提下，强磁性铁的回收率大幅提高。所述炭浆提金工艺采用现有传统工艺进行即可。
[0023]
本发明对国内目前大多数选矿厂来说，改造工程量小，而且改造成本低，改造后的方法对环境无害，为矿山创造了巨大利润，是一种环境友好型，实现资源综合利用的选矿方法，利于大规模推广。本发明适用于尾渣中含难以回收的微细粒或超微细粒的强磁性铁矿的回收。
[0024]
与现有方法相比本发明具有的优点及积极效果（1）使强磁性铁精矿铁品位和回收率得到较大提升；（2）使弱磁性铁精矿铁回收率大幅度提高；（3）避免了弱磁性铁矿进入强磁选机，因磁化而设备堵塞，影响生产正常进行；（4）降低性质差异较大矿物相互掺杂，使其物化性质清晰，为进一步分类利用带来较好益处；（5）简化了工艺流程，其结构较简单，设备配置少，容易操控；（6）该工艺适应性强。特别适用于处理磨矿粒度较细，微细粒或超微细粒含量较高、强磁性铁矿物种类多、粘性较强的物料，如含赤铁矿较高的红土型炭浆法提金尾渣；（7）该工艺适用于新建厂和旧工艺改造。应用于新建厂，设备配置少，工艺简单，容易管控；应用在旧工艺的改造中改动量少，投资少，较为方便，具有较高的商业应用推广价值。
附图说明
[0025]
图1一种从炭浆法提金尾渣中回收强磁性铁矿的选矿方法流程图；图2一种从炭浆法提金尾渣中回收强磁性铁矿的选矿方法设备联系图；其中，1：1号搅拌桶；2：1号弱磁选机；3：2号搅拌桶；4：2号弱磁选机；5：1号矿浆泵；6：1号泵池；7：高梯度弱磁选机；8：2号泵池；9：2号矿浆泵；10：1号强磁选机；11：2号强磁选机。
具体实施方式
[0026]
以下结合具体实施例来进一步说明本发明，但实施例并不对本发明做任何形式的限定。在不背离本发明精神和实质的情况下，对本发明方法、步骤或条件所作的简单修改或替换，均属于本发明的范围。除非特别说明，以下实施例所用试剂和材料均为市购
如图2所示的一种从炭浆法提金尾渣中回收强磁性铁矿的选矿系统，包括1号搅拌桶1，1号搅拌桶1出料口与1号弱磁选机2进料口连接；1号弱磁选机2精矿出口（强磁性铁粗精矿ⅰ）与2号搅拌桶3连接，1号弱磁选机2尾矿出口（尾矿i）与高梯度弱磁选机7进料口连接；2号搅拌桶3出料口与2号弱磁选机4进料口连接，2号弱磁选机4精矿出口为强磁性铁精矿，2号弱磁选机4尾矿出口（中矿i）与1号弱磁选机2尾矿出口（尾矿i）一起与高梯度弱磁选机7进料口连接；高梯度弱磁选机7精矿出口（强磁性粗精矿ⅱ）通过1号矿浆泵5与2号搅拌桶3连接；高梯度弱磁选机7尾矿出口（尾矿ii）通过2号矿浆泵9与1号强磁选机10进料口连接；1号强磁选机10精矿出口（弱磁性铁粗精矿）与2号强磁选机11进料口连接；2号强磁选机11精矿出口为弱磁性精矿，1号强磁选机10尾矿和2号强磁选机11尾矿合并作为总尾矿。进一步，1号弱磁选机2磁感应强度为0.2t~0.4t。进一步，高梯度弱磁选机7的磁介质直径为3mm~8mm，磁感应强度为0.3t~0.5t。进一步，2号弱磁选机4磁感应强度为0.2t~0.3t。进一步，1号强磁选机10背景磁感应强度在1.0~2.0t。进一步，2号强磁选机11背景磁感应强度在0.8~0.9t。
[0027]
实施例一：一种小于20um占50%炭浆法提金尾渣中，主要矿物为强磁性铁矿物（磁铁矿、磁赤铁矿）、弱磁性铁矿物（褐铁矿），由于矿石氧化程度较深，以褐铁矿占绝大多数；脉石矿物以白云石、方解石等碳酸盐类矿物为主，其次为绿泥石、高岭土、绢云母等土状矿物，其主要元素含量分别为：fe32.28%、pb0.35%、as0.034%、0.067s%、sio18.58%；主要矿物含量分别为：磁铁矿1.31%、磁赤铁矿10.57%、褐铁矿32.53%。
[0028]
采用本发明对该炭浆法提金尾渣进行实施，技术方案包括了弱磁粗选易选强磁性铁矿（简称磁铁矿）、高梯度弱磁选难选强磁性铁矿、弱磁精选，及强磁粗选和强磁精选弱磁性铁矿（简称褐铁矿）。其具体步骤包括：（1）将待处理的炭浆法提金尾渣矿浆输送至1号弱磁选机进行粗选，获得强磁性铁粗精矿ⅰ和尾矿i。在选矿过程中，磁感应强度在0.2t之间，矿浆质量浓度控制在30%；（2）将完成上述步骤（1）所获得的尾矿输送至高梯度弱磁选机进行再选，获得强磁性粗精矿ⅱ和尾矿ii。在选矿过程中，磁选机的磁介质直径在3mm之间，背景磁感应强度在0.5t之间，矿浆质量浓度控制在30%；这样一来，强磁性铁矿物直接给在矿物载体磁介质上，大大提高了碰撞接触概率，克服了弱磁选机磁滚筒与槽体，因工作间隙大，微细粒或超微细粒难以被捕获的缺陷，同时，将高梯度磁选机矿物载体磁介质设计为3mm,背景磁感应强度降低到0.5t，克服了强磁性铁矿物，因磁化易堵塞强磁选机的缺点，也克服了把弱磁性铁矿物选入强磁性铁精矿中缺点，也降低了各产品相互掺杂，使其物化性质清晰，为进一步利用带来益处。
[0029]
（3）将完成上述步骤（1）和（2）所获得的强磁性粗精矿ⅰ和ⅱ合并后，输送至2号弱磁选机进行精选，获得铁品位大于60%的强磁性铁精矿和中矿。在精选过程中，磁感应强度为0.2t；（4）将完成上述步骤（3）获得的中矿与步骤（1）获得的尾矿i合并一起进入高梯度弱磁选机进行选矿；（5）将完成上述步骤（2）获得的尾矿ii，输送至1号强磁选机进行弱磁性铁矿的粗选，获得弱磁性铁粗精矿和尾矿iii。在选矿过程中，磁选机的磁介质直径为1.5mm，背景磁
感应强度在1.0t，矿浆质量浓度控制在20%；（6）将完成上述步骤（5）获得弱磁性铁粗精矿，输送至2号强磁选机进行精选，获得铁品位48%~52%的弱磁性精矿和尾矿iv，该尾矿iv与上述步骤（5）获得的尾矿合并作为总尾矿。在选矿过程中，磁选机的磁介质直径为1.5mm，背景磁感应强度在0.8t，矿浆质量浓度控制在15%；采用该发明，最终取得的试验结果为：磁铁精矿铁品位为62.45%、回收率95.13%，褐铁精矿铁品位为50.32%,、回收率63.48%，总铁回收率为75.88%。
[0030]
实施例二：一种小于20um占45%炭浆法提金尾渣中，主要矿物为强磁性铁矿物（磁铁矿、磁赤铁矿）、弱磁性铁矿物（褐铁矿），由于矿石氧化程度较深，以褐铁矿占绝大多数；脉石矿物以白云石、方解石等碳酸盐类矿物为主，其次为绿泥石、高岭土、绢云母等土状矿物，此外还有石英、长石等硅酸盐矿物，其主要元素含量分别为：fe35.45%、pb0.31%、as0.032%、0.061s%、sio21.33%；主要矿物含量分别为：磁铁矿3.58%、磁赤铁矿11.27%、褐铁矿31.53%、砷铅铁矿0.04%。
[0031]
采用本发明对该炭浆法提金尾渣进行实施，技术方案包括了弱磁粗选易选强磁性铁矿（简称磁铁矿）、高梯度弱磁选难选强磁性铁矿、弱磁精选，及强磁粗选和强磁精选弱磁性铁矿（简称褐铁矿）。其具体步骤包括：（1）将待处理的炭浆法提金尾渣矿浆输送至1号弱磁选机进行粗选，获得强磁性铁粗精矿ⅰ和尾矿i。在选矿过程中，磁感应强度在0.3t之间，矿浆质量浓度控制在20%；（2）将完成上述步骤（1）所获得的尾矿输送至高梯度弱磁选机进行再选，获得强磁性粗精矿ⅱ和尾矿ii。在选矿过程中，磁选机的磁介质直径在5mm之间，背景磁感应强度在0.4t之间，矿浆质量浓度控制在20%；这样一来，强磁性铁矿物直接给在矿物载体磁介质上，大大提高了碰撞接触概率，克服了弱磁选机磁滚筒与槽体，因工作间隙大，微细粒或超微细粒难以被捕获的缺陷，同时，将高梯度磁选机矿物载体磁介质设计为5mm,背景磁感应强度降低到0.4t，克服了强磁性铁矿物，因磁化易堵塞强磁选机的缺点，也克服了把弱磁性铁矿物选入强磁性铁精矿中缺点，也降低了各产品相互掺杂，使其物化性质清晰，为进一步利用带来益处。
[0032]
（3）将完成上述步骤（1）和（2）所获得的强磁性粗精矿ⅰ和ⅱ合并后，输送至2号弱磁选机进行精选，获得铁品位大于60%的强磁性铁精矿和中矿。在精选过程中，磁感应强度为0.25t；（4）将完成上述步骤（3）获得的中矿与步骤（1）获得的尾矿合并一起进入高梯度弱磁选机进行选矿；（5）将完成上述步骤（2）获得的尾矿ii，输送至1号强磁选机进行弱磁性铁矿的粗选，获得弱磁性铁粗精矿和尾矿iii。在选矿过程中，磁选机的磁介质直径为1.5mm，背景磁感应强度在1.5t，矿浆质量浓度控制在19%；（6）将完成上述步骤（5）获得弱磁性铁粗精矿，输送至2号强磁选机进行精选，获得铁品位48%~52%的弱磁性精矿和尾矿iv，该尾矿iv与上述步骤（5）获得的尾矿合并作为总尾矿。在选矿过程中，磁选机的磁介质直径为1.5mm，背景磁感应强度在0.8t，矿浆质量浓度控制在12%；
采用该发明，最终取得的试验结果为：磁铁精矿铁品位为62.21%、回收率95.67%，褐铁精矿铁品位为50.53%、回收率62.77%，总铁回收率为75.39%。
[0033]
实施例三：一种小于20um占40%炭浆法提金尾渣（红土型）中，主要矿物为强磁性铁矿物（磁铁矿、磁赤铁矿）及弱磁性铁矿物（赤铁矿、褐铁矿），由于矿石氧化程度较深，以赤铁矿和褐铁矿占绝大多数；脉石矿物以白云石、方解石及绿泥石、高岭土、绢云母等黏土矿物，其主要元素含量分别为：fe37.66%、pb0.29%、as0.024%、0.047s%、sio25.98%；主要矿物含量分别为：磁铁矿2.65%、磁赤铁矿10.87%、赤铁矿16.45、褐铁矿17.53%。
[0034]
采用本发明对该炭浆法提金尾渣进行实施，技术方案包括了弱磁粗选易选强磁性铁矿（简称磁铁矿）、高梯度弱磁选难选强磁性铁矿、弱磁精选，及强磁粗选和强磁精选弱磁性铁矿（简称褐铁矿）。其具体步骤包括：（1）将待处理的炭浆法提金尾渣矿浆输送至1号弱磁选机进行粗选，获得强磁性铁粗精矿ⅰ和尾矿i。在选矿过程中，磁感应强度在0.4t之间，矿浆质量浓度控制在15%；（2）将完成上述步骤（1）所获得的尾矿输送至高梯度弱磁选机进行再选，获得强磁性粗精矿ⅱ和尾矿ii。在选矿过程中，磁选机的磁介质直径在8mm之间，背景磁感应强度在0.3t之间，矿浆质量浓度控制在15%；这样一来，强磁性铁矿物直接给在矿物载体磁介质上，大大提高了碰撞接触概率，克服了弱磁选机磁滚筒与槽体，因工作间隙大，微细粒或超微细粒难以被捕获的缺陷，同时，将高梯度磁选机矿物载体磁介质设计为8mm,背景磁感应强度降低到0.3t，克服了强磁性铁矿物，因磁化易堵塞强磁选机的缺点，也克服了把弱磁性铁矿物选入强磁性铁精矿中缺点，也降低了各产品相互掺杂，使其物化性质清晰，为进一步利用带来益处。
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（3）将完成上述步骤（1）和（2）所获得的强磁性粗精矿ⅰ和ⅱ合并后，输送至2号弱磁选机进行精选，获得铁品位大于60%的强磁性铁精矿和中矿。在精选过程中，磁感应强度为0.3t；（4）将完成上述步骤（3）获得的中矿与步骤（1）获得的尾矿合并一起进入高梯度弱磁选机进行选矿；（5）将完成上述步骤（2）获得的尾矿ii，输送至1号强磁选机进行弱磁性铁矿的粗选，获得弱磁性铁粗精矿和尾矿iii。在选矿过程中，磁选机的磁介质直径为1.5mm，背景磁感应强度在2.0t，矿浆质量浓度控制在18%；（6）将完成上述步骤（5）获得弱磁性铁粗精矿，输送至2号强磁选机进行精选，获得铁品位48%~52%的弱磁性精矿和尾矿iv，该尾矿iv与上述步骤（5）获得的尾矿合并作为总尾矿。在选矿过程中，磁选机的磁介质直径为1.5mm，背景磁感应强度在0.9t，矿浆质量浓度控制在10%；采用该发明，最终取得的试验结果为：磁铁精矿铁品位为63.45%、回收率96.73%，赤铁矿 褐铁精矿铁品位为50.79%,回收率60.62%，总铁回收率为76.88%。
[0036]
由上述实施例可知，该方法对强磁选铁矿能达到较高的回收率，针对不同矿石性质的矿浆，都能获得较理想的试验指标，其适应性较强。
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该方法（简称s1）与cn109701737a提出的一种从氰化尾渣中综合回收磁铁矿的选矿方法（简称s2）对比试验,试验结果见下表：
方法s1与s2试验指标及正常运行情况对比通过上述案例说明了，无论是单物相中强磁性铁精矿铁品位和回收率、弱磁性铁精矿铁品位和回收率及总铁回收率与现有工艺相比，都有较高幅度的提高；其工艺正常运行时间有较大幅度的延长，可以进行连续生产，有效的解决了现有工艺中弱磁选阶段没有把磁铁矿回收完全，大量的微细粒磁铁矿进入强磁选阶段，由于磁化，使强磁选机堵塞，生产难以进行，同时，因强磁粗选过程中磁团絮，包裹了大量的矿泥进入弱磁精选，使磁铁精矿品位和回收率下降，特别对含粘土矿较重的红土型氰化尾渣的选矿，指标较差，且工艺流程复杂，稳定性较差，难以控制，生产成本相对较高的问题。采用该发明，获得强磁性铁、弱磁性铁指标稳定、可靠，对不同炭浆法提金尾渣有较强的适应性。
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以上所述，仅是本发明的较佳实施例而已，并非对本发明作任何形式上的限制，故凡是未脱离本发明技术方案内容，依据本发明的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改与修饰，均仍属于本发明权利要求书所限定技术方案的范围内。