CN109701737B - 一种从氰化尾渣中综合回收磁铁矿的选矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种从氰化尾渣中综合回收磁铁矿的选矿方法。该方法包括弱磁粗选、弱磁扫选、强磁粗选、强磁扫选、弱磁精选和强磁精选步骤。本发明在对现有选矿厂改动较小、改动成本低的条件下，通过合理强弱磁场的前后分级配合设计，不需要对磁选尾矿进行焙烧处理，在保证金得到最大回收的前提下，不仅能保证铁品位，而且能实现磁铁矿的产率和回收率大幅提高，实现了资源价值最大化，有良好的商业推广价值；解决了金和铁同时存在于矿石中，由于主金属金银的氰化浸出要求给矿的粒度非常细，细到一定程度又会严重影响铁的磁选回收，导致物理选矿分离磁铁矿存在困难，难以获得回收率高且铁品位含量合格的磁铁精矿和褐铁精矿的技术难题。

Description

一种从氰化尾渣中综合回收磁铁矿的选矿方法

技术领域

本发明属于矿物加工技术领域。具体地，涉及一种从氰化尾渣中综合回收磁铁矿的选矿方法。更具体地，涉及一种从磨矿细度较细的含金磁赤铁矿浸出氰化尾渣中回收磁铁矿的选矿方法。

背景技术

对于黄金矿山，全泥氰化浸出仍然是主要含金氧化矿矿石的处理工艺，氰化尾渣是主要的固体废弃物。在黄金冶炼行业，产生的氰化尾渣中有价金属的回收，一直是黄金冶炼行业的重大难题。氰化尾渣中的有价金属主要是铜、铁等金属，对于尾渣中的有价金属，企业常作为附属产品进行回收，由于附属产品价值相对较低，现场对氰化尾渣中附加金属的回收不是很重视，导致资源的浪费。现有金银的回收与铁矿物的回收难以同时最大化的矛盾问题依然是本研究领域最具有挑战性的课题之一，也是黄金冶炼行业实现资源高效综合利用急迫需要解决的问题之一。一方面，对于金银而言，磨矿越细，金银的浸出效果越好，因此现场生产一般会保证磨矿细度-0.043mm粒级占有率在80％以上，以保证金浸出率在90％以上，实现金银价值回收最大化；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，而一般氰化尾渣中总铁含量在30％～40％，因此，资源化利用主要集中在高效经济回收其中铁的方法研究上。

对于大多数金矿选厂，所处理的矿石属于典型的含金磁赤铁矿氧化矿，现场采用的是“全泥氰化-磁选选铁”工艺。这种方法金银浸出率可达到很好的效果，而铁的回收效果较差。焙烧后氰化尾渣的主要成分为硅酸盐、磁铁矿、赤铁矿等矿物，这部分焙烧渣总含铁量占33％左右，不能作为炼铁原料。有少部分单位将还原后磁铁矿通过磁选回收铁，但是这样回收只占整个氰化渣5％左右，大部分做助熔剂用于水泥生产、做掺和料用于建筑工程。目前国内处理的氧化矿中铁含量近几年逐渐提高，处理矿石中铁品位高达30％～40％，如何最大工业化利用此类含铁工业废渣，是摆在矿山企业面前的紧迫难题。

国内目前大多数选矿厂采用的是全泥氰化工艺，基本都是一次性磨矿再对铁矿物回收，其获得的氰化尾渣磨矿粒度很细，但磨矿细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难度加大，存在难以获得回收率高且铁品位合格的磁铁精矿和褐铁精矿的技术难题。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氰化尾渣的处理；而且，这种方法将原矿先分类再分开氰化的工艺，像铁矿物比重较大，搅拌起来较为不便，会存在沉槽等问题，所以该分类氰化方法目前选矿厂实际采用的比较少；另外，若采用先磁选再氰化工艺，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。

目前针对氰化尾渣中铁的回收，采用最广泛的工艺是对氰化尾渣首先进行氰根的低温热解，然后对脱除氰根的尾渣进行焙烧-磁化，对改性之后的铁矿物通过磁选再进一步回收。另外针对硫化矿类型的含金矿床，对氰化尾渣首先进行氰根的脱除，然后对脱除氰根后的氰化尾渣进行焙烧-浮选。目前研究的方法基本都是通过焙烧-磁选工艺对氰化尾渣中的铁进行回收，焙烧之前考虑到氰根的影响，首先需进一步脱除氰根离子。由于近几年在资源高效综合利用的背景下，矿企对氰化尾渣中铁的综合利用回收也越来越重视，但为了保证主金属金银的回收，不能降低浸出给料的磨矿细度，因此只能针对氰化尾渣进行铁的回收。另外，脱氰以及焙烧工艺投入成本较大，而且焙烧对环境有所影响。因此，对于最终获得的磨矿细度较细的氰化尾渣，如何通过环保、高效、最简单的工艺改造方法实现对磁铁矿回收的问题也被提了出来。

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。

发明内容

本发明要解决的技术问题是针对金银矿山中磁铁矿回收效果较差，大量磁铁矿进入到褐铁矿以及尾矿中，只能贱价处理，导致矿山应得利益受损的问题，提供一种从氰化尾渣中综合回收磁铁矿的选矿方法，实现全面综合回收磁铁矿。

本发明上述目的通过以下技术方案实现：

一种从氰化尾渣中综合回收磁铁矿的选矿方法，包括弱磁粗选、弱磁扫选、强磁粗选、强磁扫选、弱磁精选和强磁精选步骤；具体包括：

S1.弱磁粗选：将氰化浸出后获得的氰化尾渣经磨矿处理后，直接在磁场强度为0.1～0.4T的条件下进行弱磁粗选，得到弱磁粗选精矿和弱磁粗选尾矿；

S2.弱磁扫选：将步骤S1所得弱磁粗选尾矿，在磁场强度为0.1～0.4T的条件下进行弱磁扫选，得到弱磁扫选精矿和弱磁扫选尾矿；

S3.强磁粗选：将步骤S2所得弱磁扫选尾矿，在磁场强度为0.8～1T的条件下进行强磁粗选，得到强磁粗选精矿和强磁粗选尾矿；

S4.强磁扫选：将步骤S3所得强磁粗选尾矿，在磁场强度为0.8～1T的条件下进行强磁扫选，得到强磁扫选精矿和强磁扫选尾矿；

S5.弱磁精选：将步骤S1所得弱磁粗选精矿、步骤S3所得强磁粗选精矿、步骤S4所得强磁扫选精矿合并后，在磁场强度为0.1～0.4T的条件下进行弱磁精选，得到弱磁精选精矿和弱磁精选尾矿；将所得弱磁精选精矿和步骤S2所得弱磁扫选精矿作为最终磁铁精矿；

S6.强磁精选：将步骤S5所得弱磁精选尾矿，在磁场强度为0.8～1T的条件下进行强磁精选，得到褐铁精矿和强磁精选尾矿；所得强磁精选尾矿和步骤S4所得强磁扫选尾矿为最终尾矿。

本发明通过合理强弱磁场的前后分级配合设计，规避了强磁选选择性差的缺点，同时发挥了弱磁选选择性好的特点，针对不同步骤中的物料特性选择特定的磁选作业，不仅可以保证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“全泥氰化-磁选选铁”工艺流程改动较小的情况下，不仅在保证主金属金得到最大回收(金浸出率在92％～93％)，实现金价值回收最大化的前提下，而且在保证铁品位的同时，能够实现磁铁矿的产率和回收率大幅提高，实现了磁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。

本发明对步骤S1中的弱磁粗选尾矿增加弱磁扫选作业，可以保证磁铁矿在进入强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S2中的弱磁扫选尾矿经过强磁作业，可以强化细颗粒磁性物质的磁性，实现磁团聚，进一步提高后续弱磁选对其中磁铁矿的回收率，同时保证铁品位；对步骤S3中的强磁粗选尾矿进行强磁扫选作业，可以提高总铁的回收率；对步骤S5中的弱磁精选尾矿进行强磁精选作业，能充分保证回收的褐铁精矿质量达到销售要求；解决了金和铁同时存在于矿石中，由于主金属金的氰化浸出要求给矿的粒度非常细，细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，难以获得回收率高且铁品位含量合格的磁铁精矿和褐铁精矿的技术难题。

本发明不需要对氰化尾渣进行焙烧处理，可直接进行磁选回收其中的磁铁矿，并且在保证铁品位的前提下，磁铁矿的回收率大幅提高。所述氰化浸出采用现有传统工艺进行即可。

进一步地，在本发明较佳的实施例中，所述氰化尾渣中磨矿细度为-0.074mm粒级含量大于或等于95％。实验发现，随着磨矿细度的增加，磁铁精矿产率和回收率呈现下降趋势，尤其是磨矿细度-0.074mm占比超过66.45％后，下降趋势更加明显，说明粗磨有利于磁铁矿的回收，而细磨不利于磁铁矿的回收。

更进一步地，在本发明较佳的实施例中，所述氰化尾渣中磨矿细度为-0.043mm粒级含量大于或等于80％。-0.043mm粒级含量可以为80％、81％、82％、83％、84％、85％、86％、87％、88％、89％、90％、91％、92％等。本发明在磨矿细度较细的前提下，保证金得到较好回收后，通过新的工艺流程实现了磁铁矿的全面综合回收，改造成本低，对环境无害。

进一步地，在本发明较佳的实施例中，步骤S1所述弱磁粗选的磁场强度为0.15～0.22T。

进一步地，在本发明较佳的实施例中，步骤S2所述弱磁扫选的磁场强度为0.2～0.35T。

进一步地，在本发明较佳的实施例中，步骤S5所述弱磁精选的磁场强度为0.1～0.2T。

更进一步地，在本发明较佳的实施例中，步骤S1所述弱磁粗选的磁场强度为0.22T；步骤S2所述弱磁扫选的磁场强度为0.33～0.35T；步骤S5所述弱磁精选的磁场强度为0.15T。

进一步地，在本发明较佳的实施例中，步骤S3所述强磁粗选的磁场强度为1T；步骤S4所述强磁扫选的磁场强度为0.8T；步骤S4所述强磁精选的磁场强度为0.8T。

本发明的强磁选、弱磁选作业均可用普通磁选机完成，磁场强度均为磁选正常磁场强度范围。

与现有技术相比，本发明具有以下有益效果：

(1)本发明针对目前选矿厂广泛采用“全泥氰化-磁选选铁”工艺获得的氰化尾渣进行研究，创造性地对所得强磁粗精矿进行弱磁精选处理，对所得弱磁精选尾矿进行强磁精选，不仅保证了铁的品位，而且大幅提高了其中磁铁矿的回收率。本发明不需要对磁选尾矿进行焙烧后再回收其中的磁铁矿，可直接进行磁选处理，在不改变磨矿细度的前提下，保证金得到较好回收后(金浸出率在92％～93％)，通过对现有选矿方法进行简单改造，不仅保证了铁品位，而且大幅提高了磁铁矿的产率和回收率，实现了氰化尾渣中磁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。

(2)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，在增加少量成本的前提下，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。本发明适用于从磁赤铁矿型金矿浸出氰化尾渣中磁铁矿的回收。

(3)本发明磁铁矿回收率提高了13.93％，褐铁矿回收率降低了2.71％，总铁回收率提高了11.23％，吨矿价值提高了30.30元/t，一年为企业增效3000余万，不仅实现了资源综合利用，也为企业实现了增效创收。

附图说明

图1为对原矿进行氰化浸出处理的工艺流程图。

图2为本发明实施例1和实施例2的工艺流程图。

图3为本发明对比例1的工艺流程图。

具体实施方式

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；若未特别指明，实施例中所用的技术手段为本领域技术人员所熟知的常规手段。

除非特别说明，以下实施例所用试剂和材料均为市购。

实施例1一种从氰化尾渣中综合回收磁铁矿的选矿方法

1、选矿方法

本实施例给矿为云南黄金集团某地氧化矿型金矿氰化尾渣，其中氰化尾渣中的铁品位为32.61％。如图2所示，采用以下步骤的方法进行磁铁矿的回收：

S1.弱磁粗选：将氰化浸出后获得的氰化尾渣，磨矿至矿料细度为-0.043mm占82.36％，然后直接经0.22T弱磁场进行弱磁粗选作业，得到弱磁粗选精矿和弱磁粗选尾矿；

S2.弱磁扫选：将步骤S1所得弱磁粗选尾矿于0.33T弱磁场进行弱磁扫选作业，得到弱磁扫选精矿和弱磁扫选尾矿；

S3.强磁粗选：将步骤S2所得弱磁扫选尾矿于0.8T强磁场进行强磁粗选作业，得到强磁粗选精矿和强磁粗选尾矿；

S4.强磁扫选：将步骤S3所得强磁粗选尾矿于1T强磁场进行强磁扫选作业，得到强磁扫选精矿和强磁扫选尾矿；

S5.弱磁精选：将步骤S1所得弱磁粗选精矿、步骤S3所得强磁粗选精矿、步骤S4所得强磁扫选精矿合并后，于0.15T弱磁场进行弱磁精选作业，得到弱磁精选精矿和弱磁精选尾矿；将所得弱磁精选精矿和步骤S2所得弱磁扫选精矿作为最终磁铁精矿；

S6.强磁精选：将步骤S5所得弱磁精选尾矿于0.8T强磁场进行强磁精选，得到强磁精选精矿和强磁精选尾矿；将所得强磁精选精矿作为最终褐铁精矿，所得强磁精选尾矿和步骤S4所得强磁扫选尾矿合并作为最终尾矿。

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进行，作为优选地，如图1所示，所述氰化浸出为：将原矿经磨矿分级(磨矿细度-0.043mm粒级占82.36％的氰化给矿)后，进行浓缩脱水和氰化浸出后，即可分离得到载金碳(金的浸出率达93％)和氰化尾渣。

本实施例最终获得产率为16.38％，铁品位60.21％，铁回收率30.24％的磁铁精矿；以及获得产率为23.85％，铁品位50.63％，铁回收率37.03％的褐铁精矿；总尾矿中铁品位降至16.29％。

实施例2一种从氰化尾渣中综合回收磁铁矿的选矿方法

1、选矿方法

本实施例给矿为云南黄金集团某地氧化矿型金矿氰化尾渣，其中氰化尾渣中的铁品位为37.81％。如图2所示，采用以下步骤的方法进行磁铁矿的回收：

S1.弱磁粗选：将氰化浸出后获得的氰化尾渣，磨矿至矿料细度为-0.043mm占91.56％，然后直接经0.3T弱磁场进行弱磁粗选作业，得到弱磁粗选精矿和弱磁粗选尾矿；

S2.弱磁扫选：将步骤S1所得弱磁粗选尾矿于0.4T弱磁场进行弱磁扫选作业，得到弱磁扫选精矿和弱磁扫选尾矿；

S3.强磁粗选：将步骤S2所得弱磁扫选尾矿于0.8T强磁场进行强磁粗选作业，得到强磁粗选精矿和强磁粗选尾矿；

S4.强磁扫选：将步骤S3所得强磁粗选尾矿于1T强磁场进行强磁扫选作业，得到强磁扫选精矿和强磁扫选尾矿；

S5.弱磁精选：将步骤S1所得弱磁粗选精矿、步骤S3所得强磁粗选精矿、步骤S4所得强磁扫选精矿合并后，于0.2T弱磁场进行弱磁精选作业，得到弱磁精选精矿和弱磁精选尾矿；将所得弱磁精选精矿和步骤S2所得弱磁扫选精矿作为最终磁铁精矿；

S6.强磁精选：将步骤S5所得弱磁精选尾矿于0.8T强磁场进行强磁精选，得到强磁精选精矿和强磁精选尾矿；将所得强磁精选精矿作为最终褐铁精矿，所得强磁精选尾矿和步骤S4所得强磁扫选尾矿合并作为最终尾矿。

本实施例所述氰化浸出处理的工艺条件可参照国内现有选矿厂的工艺流程按照常规技术进行。

本实施例金的浸出率达93％，最终获得产率为19.56％，铁品位61.06％，铁回收率31.55％的磁铁精矿；以及获得产率为30.26％，铁品位51.56％，铁回收率41.22％的褐铁精矿；总尾矿中铁品位降至20.54％。

对比例1

参考实施例1的选矿方法，其他条件与实施例1相同，如图3所示，采用以下步骤的方法进行磁铁矿的回收：

S1.弱磁粗选：将氰化浸出后的氰化尾渣(-0.043mm占比为82.36％)先经0.22T弱磁场进行弱磁粗选作业，得到弱磁粗选精矿和弱磁粗选尾矿；

S2.弱磁精选：将步骤S1所得弱磁粗选精矿于0.15T弱磁场进行弱磁精选作业，得到弱磁精选精矿和弱磁精选尾矿；将所得弱磁精选精矿作为最终磁铁精矿；

S3.弱磁扫选：将步骤S1所得弱磁粗选尾矿和步骤S2所得弱磁精选尾矿于0.33T弱磁场进行弱磁扫选作业，得到弱磁扫选精矿和弱磁扫选尾矿；

S4.强磁选：将步骤S2所得弱磁扫选尾矿于1T强磁场进行强磁选作业，得到强磁选精矿和最终尾矿；将所得强磁选精矿作为最终褐铁精矿。

表1实施例1、2和对比例1的产品性质图

由上表可知，与对比例1相比，实施例1对弱磁扫选尾矿经过进一步的强磁作业，可进一步提高后续弱磁选对磁铁矿的回收率，磁铁矿产率提高7.82％，磁铁精矿中铁回收率提高了13.93％，褐铁精矿产率降低了0.77％，褐铁精矿回收率降低了2.71％，总铁回收率提高了11.23％，尾矿中铁品位从原来的21.45％降至16.29％。

以目前磁铁矿400元/t，褐铁矿90元/t销售价格计算，矿石经济价值从原来56.40元/t提高至86.70元/t，吨矿价值提高了30.30元，按照目前选厂处理矿石3000t/d，年工作330天，一年能为企业增效3028万元，不仅实现了资源综合利用，而且为企业实现了创收。

与对比例1相比，实施例2对弱磁扫选尾矿经过进一步的强磁作业，可进一步提高后续弱磁选对磁铁矿的回收率，磁铁矿产率提高7.82％，磁铁精矿中铁回收率提高了11.00％，褐铁精矿产率提高了了1.30％，褐铁精矿回收率基本没有变化，总铁回收率提高了10.99％；虽然产品中铁品位均有所下降，但均能满足精矿铁品位要求，尾矿中铁品位从原来的24.63％降至20.54％。

实施例3不同磁场强度磁选试验

1、不同磁场强度对氰化尾渣磁选的影响

对氰化尾渣分别进行了磁场强度为0.3T、0.35T、0.4T条件下的弱磁选试验，试验结果如表2所示。

表2不同磁场强度下磁选试验结果

从表2试验结果可知，提高磁场强度，磁铁精矿产率和回收率均有一定程度的增加，但是增幅较小，说明对于磨矿较细的氰化尾渣，通过提高磁场强度的方法也较难实现磁铁矿较好的回收。

2、不同磁场强度对现有褐铁精矿磁选的影响

对对比例1的褐铁精矿分别进行了磁场强度为0.15T、0.22T、0.30T条件下的弱磁选试验，试验结果如表3所示。

表3不同磁场强度下磁选试验结果

从表3试验结果可知，通过进一步弱磁选作业，能从褐铁精矿中回收部分磁铁矿，磁铁精矿产率在8％(对氰化尾渣)左右，回收率为15％左右(对氰化尾渣)，磁铁矿回收率得到了较大的提高，说明对褐铁精矿进一步弱磁选能有效回收部分磁铁矿，其中合适的磁场强度为0.15T左右。

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、等同变化与修饰，均仍属于本发明权利要求书所限定技术方案的范围内。

Claims (7)

1.一种从氰化尾渣中综合回收磁铁矿的选矿方法，其特征在于，包括弱磁粗选、弱磁扫选、强磁粗选、强磁扫选、弱磁精选和强磁精选步骤；具体包括：

S1.弱磁粗选：将氰化浸出后获得的氰化尾渣经磨矿处理后，直接在磁场强度为0.1～0.4T的条件下进行弱磁粗选，得到弱磁粗选精矿和弱磁粗选尾矿；步骤S1所述氰化尾渣中磨矿细度为-0.074mm粒级含量大于或等于95％；

S2.弱磁扫选：将步骤S1所得弱磁粗选尾矿，在磁场强度为0.1～0.4T的条件下进行弱磁扫选，得到弱磁扫选精矿和弱磁扫选尾矿；

S3.强磁粗选：将步骤S2所得弱磁扫选尾矿，在磁场强度为0.8～1T的条件下进行强磁粗选，得到强磁粗选精矿和强磁粗选尾矿；

S4.强磁扫选：将步骤S3所得强磁粗选尾矿，在磁场强度为0.8～1T的条件下进行强磁扫选，得到强磁扫选精矿和强磁扫选尾矿；

S5.弱磁精选：将步骤S1所得弱磁粗选精矿、步骤S3所得强磁粗选精矿、步骤S4所得强磁扫选精矿合并后，在磁场强度为0.1～0.4T的条件下进行弱磁精选，得到弱磁精选精矿和弱磁精选尾矿；将所得弱磁精选精矿和步骤S2所得弱磁扫选精矿作为最终磁铁精矿；

S6.强磁精选：将步骤S5所得弱磁精选尾矿，在磁场强度为0.8～1T的条件下进行强磁精选，得到褐铁精矿和强磁精选尾矿；所得强磁精选尾矿和步骤S4所得强磁扫选尾矿为最终尾矿。

2.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，步骤S1所述氰化尾渣中磨矿细度为-0.043mm粒级含量大于或等于80％。

3.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，步骤S1所述弱磁粗选的磁场强度为0.15～0.22T。

4.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，步骤S2所述弱磁扫选的磁场强度为0.2～0.35T。

5.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，步骤S5所述弱磁精选的磁场强度为0.1～0.2T。

6.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，步骤S1所述弱磁粗选的磁场强度为0.22T；步骤S2所述弱磁扫选的磁场强度为0.33～0.35T；步骤S5所述弱磁精选的磁场强度为0.15T。

7.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，步骤S3所述强磁粗选的磁场强度为1T；步骤S4所述强磁扫选的磁场强度为0.8T；步骤S6所述强磁精选的磁场强度为0.8T。

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