本发明涉及含细泥量高的铁金氧化矿的选矿方法，更具体地，涉及一种包括了强磁选预先抛除金铁氧化矿中细泥的强化浸金方法。
背景技术：
黄金自古以来就是一种非常重要的贵金属。由于其良好的物理和化学性质，被广泛应用于首饰加工、金融储备、航空航天和现代通讯等行业。
但是，随着黄金开采量的加大，目前易选矿石越来越少，本领域所面对的难
选矿石越来越多，可通过重选浮选的方法有效回收的金矿石也越来越少。
现有研究提供了难浸金矿的提金工艺，例如，公开号为CN201010581979的中国专利申请公开了一种难浸金矿的提金工艺，采用硫酸化焙烧-烧渣二次低温酸性焙烧-中温硫酸酸化分解-氰化提金的连续作业，利用常规硫酸化焙烧的烧渣进行二次低温酸性焙烧氧化，之后进行中温焙烧分解硫酸盐，然后经过细磨再进行氰化浸出，使包裹在碳、砷、硫中的难浸金被高效回收，该技术方案的缺点是
酸化焙烧和低温中温的酸化分解，不容易操作，流程较为复杂，不利于工业生产的推广；公开号为CN02114574的中国专利申请公开了一种活化氰化物浸金法，该方法所使用的活化氰化物浸金法是在活化剂的作用下使金在矿物内部结构发生变化而激活，然后采用氰化法提取金，该技术方案的核心是利用一氧化二氮与金属的催化反应机理，是原子氧与金反应，使金脱离晶格后与氰化物反应，但是由于持续的通入一氧化二氮在工业上并不容易实现，因此该技术方案在实际生产中有明显的局限性，金的回收率也并无明显的提高；公开号为CN200810050526的中国专利申请公开了一种复合浸矿菌群及其在生物冶金应用，指出在35℃～52℃的温度范围里进行了该种复合浸矿菌群的浸金试验研究，由于菌群对于温度条件的限制和浸出周期长等因素，因此该技术方案目前也不利于工业的推广。
此外，还有通过浮选法对金矿石进行选别的研究，但由于浮选法不能将金矿石的品位提高到一个较高的级别，因此后期还是需要经过氰化浸出的处理。
最为经济有效的方法仍然是氰化浸出的方法，但现有技术方案难以保证金矿石中金的回收率。因此，为了提高金的回收率和浸出的效率，亟需总结出一种更为有效、更合理的浸出技术方案。
技术实现要素：
本发明的目的是针对现有含泥量高的铁金氧化矿的选矿方法中存在的回收率低、生产成本高、品位偏低等不足，提供一种包括强磁选预先抛除金铁氧化矿中细泥的强化浸金技术的方法。
本发明的目的通过以下技术方案予以实现：
本发明提供了一种包括强磁选预先抛除金铁氧化矿中细泥的强化浸金技术的方法，是将给矿先通过弱磁选富集载体矿物磁铁矿，得到强磁性矿物和弱磁选尾矿，将所得弱磁选尾矿进行强磁选选矿，得到弱磁性矿物和非磁性矿物；抛除非磁性矿物；然后针对强磁性矿物和弱磁性矿物分别进行氰化浸出处理，分别得到磁铁精矿、褐铁精矿和载金炭。本发明采用的是先通过弱磁选富集载体矿物磁铁矿，然后针对性的氰化浸出；再通过强磁选富集金的载体矿物褐铁矿，然后针对性的氰化浸出。并且，通过强磁选预先抛除铁金矿石中的细泥，而避免了细泥对于已经氰化溶出的金的吸附。
优选地，所述给矿是在经粗磨、分级，将磨矿粒度为-0.074mm占60～80％的矿料后进入弱磁选；优选将磨矿粒度为-0.074mm占70％的矿料进入弱磁选。
优选地，所述弱磁选的磁场强度为0.15T～0.25T。
优选地，针对强磁性矿物进行氰化浸出处理的方法是将所述强磁性矿物经浓缩调浆至20％～30％的矿浆浓度，并调整矿浆pH值为11，加入氰化钠进行氰化浸出，得浸出液1，将浸出液1用活性炭吸附，得到磁铁精矿和载金炭。优选地，浓缩调浆至25％的矿浆浓度。
优选地，所述强磁选的磁场强度为0.5T～1T。
优选地，针对弱磁性矿物进行氰化浸出处理的方法是将所述弱磁性矿物经浓缩调浆至35％～40％的矿浆浓度，并调整矿浆pH值为11，加入氰化钠进行氰化浸出，得浸出液2，将浸出液2用活性炭吸附，得到褐铁精矿和载金炭。优选地，浓缩调浆至35％的矿浆浓度。
优选地，将所述强磁性矿物或弱磁性矿物分别分级后得-0.043mm占80～90％的矿料再进行氰化浸出，优选占80～85％。进一步优选地，将所述强磁性矿物或弱磁性矿物分别分级后得-0.043mm占81％的矿料再进行氰化浸出，在此比例下，不仅获得较佳的浸出效果，而且产生的磨矿成本比较合理。
优选地，所述调整矿浆pH值为11是采用石灰氢氧化钠或碳酸钠中的一种或多种的混合物进行调节；加入氰化钠的量为2000～2500g/t·给矿。
具体地，本发明方法包括以下步骤：
S1.将原矿(给矿)经粗磨、分级，将磨矿粒度为-0.074mm占70％的矿料进入弱磁选，得到强磁性矿物和弱磁选尾矿；
S2.将步骤S1所得强磁性矿物经浓缩至20％～30％(质量百分比)的矿浆浓度，并调整矿浆pH值为11，分级后-0.043mm占80～85％(尽量整数)的矿料直接氰化浸出，得浸出液1，将浸出液1用活性炭吸附，得到磁铁精矿和载金炭；优选地，分级后-0.043mm占81％的矿料直接氰化浸出。
将步骤S1所得弱磁选尾矿在0.5T～1T的磁场强度下进行强磁选选矿，得到弱磁性矿物和非磁性矿物，所得非磁性矿物作为细泥尾矿直接抛弃不参与浸出处理；强磁选所得的弱磁性矿物经过浓缩调浆至35％～40％的矿浆浓度，将矿浆pH值调整至11，然后进行氰化浸出，得浸出液2，将浸出液2用活性炭吸附，得到褐铁精矿和载金炭。
吸附后的废液过安全筛、浓缩、过滤后相应得到碎炭、回水和磁铁矿精矿。
其中，步骤S1所述弱磁选是在0.15T～0.25T的场强下进行；可以采用旋流器溢流进行弱磁选。
步骤S1所述分级可以采用旋流器分级或螺旋分级机分级。
步骤S2所述弱磁尾矿在0.5T～1T的磁场强度下进行强磁选选矿，得到弱磁性矿物和非磁性矿物。
优选地，步骤S2所述粒度为-0.043mm占81％。
优选地，步骤S2所述将矿浆pH值调整至11是加入石灰进行调节。
优选地，步骤S2所述氰化浸出的氰化浸出处理，氰化钠加入量为2000～2500g/t·给矿(一次添加)。
优选地，步骤S2分级后的不合格粒级料可以进行再次磨矿然后分级，-0.043mm占80～85％的矿料可以进行氰化浸出处理。
本发明的有益效果如下：
本发明创造性地针对金的不同载体矿物的磁性不同而对金的载体矿物分组，分组后再进行针对性的氰化浸出处理，有效提高了氰化浸出处理的金浸出效率和金的回收率；本发明通过合理场强下的强磁选预先抛除没磁性的矿物例如细泥和脉石，由于非磁性矿物含铁量仅为13％，且不是金银载体铁矿物，因此，采用直接抛除的方法来脱除这部分细泥，从而减少其对后期的氰化浸出中已溶金的吸附作用。本发明科学系统地设计了包括预先抛除和针对性氰化浸出处理的整体技术处理步骤，在提高金浸出效率和金的回收率的同时，较为有效地综合回收了铁矿物。本发明效果明显、生产成本低、能较大地提高浸金效率的选矿方法，尤其适用于含泥量较大的金铁氧化矿金铁的回收。
采用本发明方法，金总回收率为91％以上，可高达93.5％，银总回收率为36.91％以上，可高达39.25％；铁总回收率为50.25％以上，可高达52.26％；铁精矿产品和尾矿中金的品位相比原矿中金的品味，可下降93.18％～94.21％；铁精矿和尾矿中银的品位相比原矿中银的品味，可下降35.06％～40.66％。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合具体实施例进一步说明本发明。下述实施例说明的矿石来源仅用于示例性说明，不能理解为对本发明的限制。除非特别说明，下述实施例中使用的原料为本领域常规市场渠道获得的原料，除非特别说明，下述实施例中使用的方法和设备为本领域常规使用的方法和设备。
本发明实施例中的工艺流程图如附图1所示。
实施例1
本实施例给矿为云南某铁金氧化矿，采用以下步骤的方法进行金的强化浸出：
S1.将原矿经球磨机粗磨和旋流器分级后，其中-0.074mm粒级占70％，采用FX75旋流器进行分级作业，旋流器溢流除渣后进行在磁场强度为0.35T的场强下进行弱磁选，得到强磁性矿物和弱磁选尾矿；
S2.步骤S1得到的强磁性矿物再进行浓缩，浓缩的回水返回磨矿磁选作业，浓缩后的矿浆进行分级，使得矿浆中-0.043mm粒级占81％，不合格粒级的颗粒进入球磨机再磨。把旋流器的溢流中加入石灰调整矿浆pH值为11，矿浆浓度为25％，加入氰化钠，氰化钠用量为2000克/吨·给矿(一次添加)，进行氰化浸出过程，得浸出液1，浸出液1用活性炭(本实施例采用的活性炭浓度为16g/L)进行吸附得到载金炭，矿浆则经过安全筛、浓缩、过滤后得到磁铁精矿和碎炭。回水返回再磨氰化浸出作业。
所得弱磁选的尾矿，进入强磁选作业，将磁场强度调整为0.9T，得到弱磁性矿物和非磁性矿物。非磁性矿物直接进入尾矿库。弱磁性矿物则经过浓缩调浆至矿浆浓度为35％，加入石灰调整pH值为11，氰化钠用量为2000克/吨·给矿(一次添加)，进行氰化浸出作业，得到浸出液2，浸出液2通过活性炭(本实施例采用的活性炭浓度为16g/L)吸附后得到载金炭，吸附后的浸出液经安全筛、浓缩过滤后得到褐铁精矿和碎炭。回水返回氰化浸出作业。
过滤后的废液可以重新进行浓缩处理。
本实施例所述氰化浸出处理的工艺条件可参照现有常规技术，作为优选地，所述氰化浸出的氰化浸出处理，氰化钠加入量为2000g/t·给矿，搅拌强度为1400转/分，氰化浸出的时间为36h。
本实施例得到了金总回收率为93.09％，银总回收率为36.91％，铁总回收率为51.30％的指标。其中铁精矿产品中金的品位也由2.07g/t下降为0.14g/t，下降了93.24％；铁精矿中银的品位也由原矿中的38.92g/t下降为铁精矿和尾矿中的24.55g/t，下降了36.92％。
实施例2
本实施例给矿为四川某铁金氧化矿，采用以下步骤的方法进行金的强化浸出：
S1.将原矿经球磨机粗磨和螺旋分级机分级后，其中-0.074mm粒级占75％；采用螺旋分级机进行分级作业，分级机溢流除渣后进行在磁场强度为0.3T的场强下进行弱磁选，得到强磁性矿物和弱磁选尾矿；
S2.步骤S1得到的强磁性矿物再进行浓缩，浓缩的回水返回磨矿磁选作业，浓缩后的矿浆进行分级，使得矿浆中-0.043mm粒级占85％，不合格粒级的颗粒进入球磨机再磨。把旋流器的溢流中加入石灰调整矿浆pH值为11，矿浆浓度为30％，加入氰化钠，氰化钠用量为2000克/吨·给矿(一次添加)，进行氰化浸出过程，得浸出液1，浸出液1用活性炭(本实施例采用的活性炭浓度为16g/L)进行吸附得到载金炭，矿浆则经过安全筛、浓缩、过滤后得到磁铁精矿和碎炭。回水返回再磨氰化浸出作业。
所得弱磁选的尾矿，进入强磁选作业，将磁场强度调整为0.8T，得到弱磁性矿物和非磁性矿物。非磁性矿物直接进入尾矿库。弱磁性矿物则经过浓缩调浆至矿浆浓度为40％，加入石灰调整pH值为11，氰化钠用量为2000克/吨·给矿(一次添加)，得到的浸出液2通过活性炭(本实施例采用的活性炭浓度为16g/L)吸附后得到载金炭，吸附后的浸出液经安全筛、浓缩过滤后得到褐铁精矿和碎炭。回水返回氰化浸出作业。
其他条件参照实施例1。
本实施例得到了金总回收率为91.50％，银总回收率为38.25％，铁总回收率为52.26％的指标。其中铁精矿产品和尾矿中金的品位也由原矿中的2.20g/t下降为0.15g/t，下降了93.18％；；铁精矿中银的品位也由原矿中的40.53g/t下降为铁精矿和尾矿中的26.32g/t，下降了35.06％。
实施例3
本实施例给矿为广西某铁金氧化矿，采用以下步骤的方法进行金的强化浸出：
S1.将给矿经球磨机粗磨和螺旋分级机分级后，其中-0.074mm粒级占80％，采用螺旋分级机进行分级作业，分级机溢流除渣后进行在磁场强度为0.25T的场强下进行弱磁选，得到强磁性矿物和弱磁选尾矿；
S2.步骤S1得到的强磁性矿物进行浓缩，浓缩的回水返回磨矿磁选作业，浓缩后的矿浆进行分级，使得矿浆中-0.043mm粒级占85％，不合格粒级的颗粒进入球磨机再磨。将旋流器的溢流中加入石灰调整矿浆pH值为11，矿浆浓度为23％，加入氰化钠，氰化钠用量为2500克/吨·给矿(一次添加)，进行氰化浸出过程，得浸出液1，浸出液1用活性炭(本实施例采用的活性炭浓度为16g/L)进行吸附得到载金炭，矿浆则经过安全筛、浓缩、过滤后得到磁铁精矿和碎炭。回水返回再磨氰化浸出作业。
所得弱磁选的尾矿，进入强磁选作业，将磁场强度调整为0.8T，得到弱磁性矿物和非磁性矿物。非磁性矿物直接进入尾矿库。弱磁性矿物经过浓缩调浆至矿浆浓度为30％，进行分级使得矿浆中-0.043mm粒级占85％，加入石灰调整pH值为11，加入石灰调整pH值为11，氰化钠用量为2500克/吨·给矿(一次添加)，得到的浸出液2通过活性炭(本实施例采用的活性炭浓度为16g/L)吸附后得到载金炭，吸附后的浸出液经安全筛、浓缩过滤后得到褐铁精矿和碎炭。回水返回氰化浸出作业。
其他处理条件同实施例1。
本实施例得到了金总回收率为93.50％，银总回收率为39.25％，铁总回收率为50.25％的指标。其中铁精矿产品和尾矿中金的品位也由原矿中的1.90g/t下降为0.11g/t，下降了94.21％；铁精矿中银的品位也由原矿中的36.37g/t下降为铁精矿和尾矿中的21.58g/t，下降了40.66％。