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某金精矿中铅综合回收流程对比试验研究

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吕良, 姚旗升, 岳铁兵, 曹飞, 张耀, 刘磊. 某金精矿中铅综合回收流程对比试验研究[J]. 矿产保护与利用, 2018, (6): 60-64. doi: 10.13779/j.cnki.issn1001-0076.2018.06.012
引用本文: 吕良, 姚旗升, 岳铁兵, 曹飞, 张耀, 刘磊. 某金精矿中铅综合回收流程对比试验研究[J]. 矿产保护与利用, 2018, (6): 60-64. doi: 10.13779/j.cnki.issn1001-0076.2018.06.012
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LYU Liang, YAO Qisheng, YUE Tiebing, CAO Fei, ZHANG Yao, LIU Lei. Experimental Study on the Comprehensive Recovery Process of Lead in A Gold Concentrate[J]. Conservation and Utilization of Mineral Resources, 2018, (6): 60-64. doi: 10.13779/j.cnki.issn1001-0076.2018.06.012
Citation: LYU Liang, YAO Qisheng, YUE Tiebing, CAO Fei, ZHANG Yao, LIU Lei. Experimental Study on the Comprehensive Recovery Process of Lead in A Gold Concentrate[J]. Conservation and Utilization of Mineral Resources, 2018, (6): 60-64. doi: 10.13779/j.cnki.issn1001-0076.2018.06.012
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某金精矿中铅综合回收流程对比试验研究

  • 1.

    中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所，河南 郑州 450006

  • 2.

    自然资源部多金属矿评价与综合利用重点实验室，河南 郑州 450006

  • 3.

    河南省地矿局第一地质调查队，河南 洛阳 471023

  • 基金项目:
    中国地质调查局地质调查项目(DD20160072)
详细信息
    作者简介: 吕良(1978-), 男, 高级工程师, 博士研究生, E-mail:39248259@qq.com

  • 中图分类号: TD952.2

Experimental Study on the Comprehensive Recovery Process of Lead in A Gold Concentrate

  • 1.

    Zhengzhou Institute of Multipurpose Utilization of Mineral Resources, Chinese Academy of Geological Sciences, Zhengzhou 450006, China

  • 2.

    Key Laboratory of Evaluation and Multipurpose Utilization of Polymetallic Ores of Ministry of Natural Resources, Zhengzhou 450006, China

  • 3.

    The First Geological Prospecting Group, Henan Provincial Geological Bureau, Luoyang 471023, China

    摘要

  • 为了有效回收某金精矿中的铅，针对金品位45.60 g/t、铅3.01%的浮选金精矿，进行了选矿流程方案技术经济对比。试验结果表明：最终采用铅硫分离—铅、硫精矿分别再磨浸出工艺替代原有金精矿再磨浸出工艺，不仅可以综合回收伴生的方铅矿，而且可提高金银回收率，获得指标为：铅精矿铅品位56.73%、回收率79.83%，金总回收率为94.55%，银总回收率为91.67%，分别高出现场生产工艺3.85、9.42个百分点。该工艺解决了从原矿直接进行金、铅分离成本高、从浸渣中回收泥化方铅矿难的问题，分别再磨浸出避免了部分金进入铅精矿中导致金收益低的问题，有效提高了该类伴生资源综合利用水平。

    Taking a gold concentrate containing 45.60 g/t Au and 3.01% Pb as the research object, a process of lead-sulfur flotation separation, regrinding and leaching was finally selected to replace the original regrinding-leaching process based on the technical and economic comparison of beneficiation process. The associated galena was comprehensively recovered with a grade of 56.73% and a recovery of 79.83% in the lead concentrate, and the recoveries of gold and silver were also improved. The total recoveries of gold and silver were 94.55% and 91.67%, respectively, which were 3.85 and 9.42 percentage points higher than those of the original process. The process solves the problem of high production cost from raw ore and the difficulty in recovering fine-grained galena from the leaching residues. Meanwhile, separate grinding and leaching avoids the misplacement of some gold in lead concentrate, thereby effectively improving the comprehensive utilization level of associated resources.

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  • 图 1  黄铁矿与自然金连体

    Figure 1. 

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    图 2  微细粒团窝状方铅矿

    Figure 2. 

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    图 3  方案一工艺流程

    Figure 3. 

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    图 4  方案二工艺流程

    Figure 4. 

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    图 5  方案三工艺流程

    Figure 5. 

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    表 1  金精矿主要化学成分分析结果      /%

    Table 1.  Main chemical components of gold concentration

    成分 Au Ag Pb Zn As S TFe Al2O3 SiO2
    含量 45.60 142.00 3.01 0.14 0.023 21.45 21.21 5.41 28.12
    注：Au、Ag的含量单位为g/t。
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    表 2  方案一浮选闭路试验结果

    Table 2.  Closed-circuit test results of scheme 1

    产品名称 产率/% 品位/(g·t-1) 回收率/%
    Pb Au Ag Pb Au Ag
    铅精矿 5.26 44.44 385 874 80.16 45.43 36.17
    硫精矿 94.74 0.61 25.65 85.55 19.84 54.57 63.83
    金精矿 100.00 2.91 44.54 127.00 100.00 100.00 100.00
    注：Pb品位为%，下同。
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    表 3  方案一浸出试验结果

    Table 3.  Leaching test results of scheme 1

    产品名称 品位/(g·t-1) 作业浸出率/% 对原矿回收率/%
    Au Ag Au Ag Au Ag
    贵液 / / 84.09 79.19 45.89 50.55
    浸渣 4.08 17.8 15.91 20.81 8.68 13.28
    硫精矿 25.65 85.55 100.00 100.00 54.57 63.83
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    表 4  方案二一段浸出试验结果

    Table 4.  First leaching test results of scheme 2

    名称 品位/(g·t-1) 作业浸出率/% 对原矿回收率/%
    Au Ag Au Ag Au Ag
    贵液1 / / 80.47 57.91 80.47 57.91
    一段浸渣 8.70 53.46 19.53 42.09 19.53 42.09
    金精矿 44.54 127 100.00 100.00 100.00 100.00
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    表 5  方案二浮选闭路试验结果

    Table 5.  Closed-circuit test results of scheme 2

    产品名称 产率/% 品位/(g·t-1) 作业回收率/% 对原矿回收率/%
    Pb Au Ag Pb Au Ag Au Ag
    铅精矿 3.67 54.61 97.40 467.00 73.00 41.10 32.0 8.03 13.47
    硫精矿 96.33 0.77 5.32 37.70 27.00 58.90 67.93 11.50 28.62
    一段浸渣 100.00 2.75 8.70 53.46 100.00 100.00 100.00 19.53 42.09
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    表 6  方案二二段浸出试验结果

    Table 6.  Second leaching test results of scheme 2

    名称 品位/(g·t-1) 作业浸出率/% 对原矿回收率/%
    Au Ag Au Ag Au Ag
    贵液2 / / 36.84 54.38 4.24 15.54
    二段浸渣 3.36 17.2 63.16 45.62 7.26 13.48
    硫精矿 5.32 37.70 100.00 100.00 11.50 28.62
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    表 7  方案三浮选闭路试验结果

    Table 7.  Closed-circuit test results of scheme 3

    产品名称 产率/% 品位/(g·t-1) 回收率/%
    Pb Au Ag Pb Au Ag
    铅精矿 4.59 56.73 434 1211 79.83 41.88 38.33
    硫精矿 95.41 0.69 29.00 93.80 20.17 58.12 61.67
    金精矿 100.00 3.26 47.60 145.12 100.00 100.00 100.00
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    表 8  方案三浸出试验结果

    Table 8.  Leaching test results of scheme 3

    产品名称 品位/(g·t-1) 作业浸出率/% 对原矿回收率/%
    Au Ag Au Ag Au Ag
    贵液2 / / 93.50 59.80 39.16 22.92
    浸渣2 27.7 435 6.50 40.20 2.72 15.41
    铅精矿 434 1211 100.00 100.00 41.88 38.33
    贵液1 / / 9.38 13.51 52.67 53.34
    浸渣1 2.72 12.67 90.62 86.49 5.45 8.33
    硫精矿 29.00 93.80 100.00 100.00 58.12 61.67
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    表 9  经济技术对比

    Table 9.  Comparison of economic and technical indicators

    方案名称 作业名称 产品名称 产率/% 品位/(g·t-1) 回收率/% 产值/(万元·d-1)
    Pb Au Ag Pb Au Ag
    方案一 浮选段 铅精矿 5.26 44.44 385 874 80.16 45.43 36.17 27.79
    浸出段 贵液 / / / / / 46.57 50.83
    方案二 浮选段 铅精矿 3.67 54.61 97.40 467 73.00 8.03 13.47 28.16
    浸出段 贵液 / / / / / 83.97 73.53
    方案三 浮选段 铅精矿 4.59 56.73 27.7 435 79.83 2.72 15.41 29.11
    浸出段 贵液 / / / / / 91.83 76.26
    现场工艺 浸出段 贵液 / / / / / 90.70 82.25 27.33
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    • 参考文献(11)
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出版历程
收稿日期:  2018-10-31
刊出日期:  2018-12-25

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