氰化金泥综合回收新工艺

氰化金泥中都含有Cu、Zn、Pb、Zg等有价金属,过去对金泥处理的最终产品是合质金。Ag、Cu、Zn、Pb不能单独回收,这不但浪费资源,而且对环境造成污染。本工艺解决了这些问题,Ag、Cu、Zn、Pb以不同的形式得以回收,Ag回收率＞96．5％,Au回收率＞99％。     

锌丝置换氰化镀银废水中低浓度银的研究及应用

氰化镀银工艺产生了大量的含银清洗废水,采用锌丝置换氰化镀银漂洗废水中的低浓度银有助于节约资源、保护环境。考察了锌丝用量、反应时间、温度、pH值、搅拌速度对银回收率的影响。最佳置换条件为,锌丝用量1 g/200 mL,pH值8~9,温度30 ℃,搅拌速度400 r/min,反应时间30 min,银置换率99.44%。动力学分析表明,氰化镀银漂洗废水中银的置换反应符合一级动力学,扩散为控制步骤,以反应Arrhenius方程计算出反应活化能为19.95 kJ/mol。参考研究结果,设计了回收装置,银回收率99%,回收成本比树脂法低。     

全湿法从黄金矿山氰化金泥中直接提取分离纯金

在对氰化金泥的主要成分进行统计分析的基础上,将从氰化金泥中提取金的方法主要分为3大类：火法工艺、湿法-火法联合工艺和全湿工艺,比较了备种工艺的优缺点,提出了对黄金矿山最适宜的工艺方法要点。     

氰化金泥处理过程产生的银渣中金、银的回收

为了回收金精炼氯化分金后生产银锭过程中副产品银渣中的金和银,对直接氰化及先酸溶再氰化处理效果进行了对比研究。结果表明,银渣经酸处理后,在优化条件下,其金浸出率可达95%以上,银浸出率可达90%左右,明显高于直接氰化;采用直接氰化处理方法,当银渣细磨至-0.038 mm占95%以上粒度时,氰化过程中加入碳酸氢铵,且氰化分段进行洗涤,延长浸出时间,可显著提高金、银浸出率。通过多次分段洗涤-氰化浸出工业试验,银渣中金回收率高达92.93%,银回收率84.17%。采用的方法操作过程简单,试剂消耗少,经济效益显著。     

高杂质氰化金泥生产高纯金、高纯银实践

遂昌金矿针对高杂质氰化金泥采用的工艺为:硫酸加络合剂联合酸洗除铜锌、还原熔炼气氛下铅捕集金银生产银阳极板、一次银电解过程实现金银铅的分离、酸碱联合处理黑金粉、高酸低铜银电解生产工艺、非对称交流电源用于金电解生产等。该工艺生产的高纯银达99.996%以上、高纯金的质量稳定在99.997%以上,杂质含量远远小于高纯金(99.999%)的要求,流程操作简单,成品金银质量在国内处于领先地位。     

鼓泡油膜萃取法处理氰化提金废水的新工艺

介绍一种鼓泡油膜萃取法处理氰化提金废水的新方法。结果表明：鼓泡油膜萃取法不仅可回收废水中高浓度的铜,还可经济回收极低浓度的金。废水中铜的脱除率达99%,金的萃取率达99%,氰根脱除率达91.9%。萃余液可返回选矿工艺重复利用,实现含氰废水的零排放。负载有机相经酸性硫脲反萃后可循环使用。采用锌粉置换法回收硫脲反萃余液中的金和铜。锌粉置换渣采用稀酸溶解法可实现金和铜的分离。金的总回收率达98.06%,铜的总回收率达94.74%。锌粉置换后液可制备硫化锌产品,锌回收率达96%。该工艺成本低,绿色环保,具有潜在的应用推广前景。     

从复杂硫化精矿中浸取金和银 1.氰化浸取动力学的研究

报导了从含铜硫化金精矿中氰化浸取金和银的动力学。实验考察了室温下氰化过程中精矿粒度、矿浆搅拌强度、初始氰浓度和氧分压等过程参量对金和银溶解动力学的影响。其实验数据以末反应核收缩模型进行数学处理,得到一个关联初始氰浓度和氧分压的溶解速度常数表达式。速率模型和贵金属氧化溶解的电化学机理相符,并表明氰离子和溶解氧分子扩散通过金粒表面的多孔层是速率控制步骤。     

大相比鼓泡油膜萃取氰化废水中的低浓度金

提出一种大相比鼓泡油膜萃取新方法,从氰化提金废水中萃取回收极低浓度金。考察季铵盐N263萃取体系大相比鼓泡油膜萃取过程的水相流量、油相流量、有机相负载量、有机相再生等因素对极低浓度金萃取回收的影响。结果表明：大相比鼓泡油膜萃取可高效、经济地回收氰化提金废水中的极低浓度金。萃余液中金浓度可降至0.01 mg/L以下,金萃取回收率达99%以上。低浓度金的萃取速率取决于水相流量、气泡表面包覆的有机萃取剂油膜层厚度、以及有机油膜层中的金属离子负载量等。     

锌粉置换回收锑精矿碱浸液中的金

锑精矿碱浸液是湿法处理锑精矿产生的中间产物含有少量的金,必须回收。以山东某公司锑精矿碱浸液为原料,经多种提取剂对比,采用锌粉置换回收其中的金。考察了锌粉用量、料液pH、浸出温度、时间的影响,得到的最佳工艺条件为:锌粉用量4.0 kg/m³,溶液pH=11,反应时间3 h,反应温度80 ℃,多批次试验金回收率88%。工艺过程简单,经济性可行,有效解决了资源浪费问题,为锑精矿碱浸液回收金提供了一条新的工艺。     

亚硫酸钠浸出-甲醛还原回收氯化渣中的银

为了改善氰化金泥湿法精炼过程中氯化渣铁粉置换工艺熔炼粗银时的工作环境,提高银的回收率,采用亚硫酸钠浸出-甲醛还原方法处理氯化渣。结果表明,在pH=8.5、液固质量比为20:1、35℃的条件下用浓度为250g/L的亚硫酸钠溶液浸出氯化渣3h后,银浸出率大于99%;浸银液在40%甲醛与银比例为5:2 (mL/g)、50℃的条件下还原1.5 h,银还原率达99%以上。浸出渣返回金泥氯化分金流程,浸银液还原后可再生循环使用,银综合回收率可达98%以上。     

磁化焙烧对氰化尾渣中金、铁回收的影响(英文)EI北大核心CSCD

对氰化尾渣的焙烧预处理及其对有价金属综合回收的影响进行了研究。结果表明:当焙烧温度为750℃、焙烧时间为1.25h、还原剂添加量为6%时,铁的磁化率为86.27%,金的浸出率达到46.14%。结合矿物构造与赤铁矿磁化焙烧原理,探讨了焙烧对金浸出影响的机理,认为赤铁矿磁化焙烧后解离出的包裹金,是提高金浸出率的主要来源。     

焙烧氰化尾渣提金工艺研究现状

焙烧氧化过程中铁物相出现熔融或再结晶,对金造成二次包裹,使焙砂中部分金仍难以浸出,导致焙烧氰化尾渣金品位较高。破坏尾渣中铁氧化物对金的包裹可提高金的浸出率。综述了焙烧氰化尾渣主要提金工艺,包括直接酸溶法、还原焙烧法、氯化法、炼铁-电解法、硫酸熟化法和硫脲法等。直接酸溶工艺简单,金浸出效果较差;还原焙烧法金浸出率高,但工艺复杂、能耗大;氯化焙烧法对矿石适应性强,可综合回收有价金属,但基建及维护费用高;炼铁-电解法在富集金的同时可获得纯铁产品,对矿石有较高的要求;硫酸熟化法显著提高金银浸出率,与直接酸溶法相比,所需更高的温度与酸度;硫脲法反应速率快、选择性好,但生产成本较高。 关健词:有色金属冶金;氰化尾渣;铁氧化物;包裹金;提金     

焙烧氰化尾渣中金、银和铁的回收利用研究进展

焙烧氰化尾渣是黄金生产排放的一类危险固体废物,其中的金、银和铁等有价金属元素仍可作为二次资源利用。系统总结了国内外在回收焙烧氰化尾渣中金、银和铁的研究进展,分析了磁化焙烧法、硫脲浸出法、氯化浸出法、高温氯化焙烧法、强酸预浸-氰化浸出法、直接还原焙烧法和细磨法在资源综合回收利用中的优缺点,指出焙烧氰化尾渣的资源化、减量化和无害化的发展方向。     

化学氧化法脱氰处理超细黄金氰渣（英文）

黄金氰渣中含有大量高毒性氰化物,为保护环境必须对其进行脱氰处理。首先对氰渣的工艺矿物学进行研究,然后使用三种化学氧化法进行脱氰处理。研究发现,该氰渣中主要含有元素Si,S和Fe。黄铁矿是渣中主要的金属矿物,其产生的铁络合氰化物给脱氰过程造成困难。氰渣中矿物粒度超细,单体解离度高。在H₂O₂氧化过程中,自分解和副反应导致H₂O₂大量消耗。在Na₂S₂O₅-空气氧化过程中,由于Na₂S₂O₅与O₂发生反应,因此整个脱氰过程耗时较长。Na₂SO₃氧化法是一种无充气装置的脱氰新方法。当pH为9.0,Na₂SO₃添加量为2.0 g/L,反应90 min后尾渣中氰化物含量降至国家标准水平。     

全湿法短流程高纯银的制备工艺

以铜阳极泥中间物料分金渣为原料,提出一种“亚钠分银-酸化沉银-净化除杂-银粉还原”的全湿法短流程制备高纯银粉的新工艺。对工艺的机理及最佳工艺条件进行研究,在最佳工艺条件下,银的浸出率达到98.4%,粗氯化银中杂质元素Pb和Te的脱除率分别为97.7%和96.7%,银的直收率到达98.1%。采用OES、XRD、SEM检测方法对产物的化学成分、表观形貌和晶体结构分析。结果表明：制备出颗粒均匀的99.995%高纯银粉。     

低品位微细粒金矿浮选精矿的处理工艺研究

针对低品位微细粒金矿中金的赋存特点,对其浮选精矿进行高压氧化-氰化浸出工艺处理。重点考察了高压氧化预处理过程中的温度、液固比和氧化时间对预处理效果的影响。预处理渣再磨后氰化浸出,金的浸出率(对浮选精矿)为94.30%,渣率为10.88%。     

氰化尾渣还原焙烧酸浸提铁及氰化浸金新工艺

以氰化尾渣为原料,采用还原焙烧酸浸工艺对其进行处理。当还原温度为850 ℃、加入煤粉质量为氰化尾渣质量的13%、还原时间为100 min 时,对氰化尾渣进行还原,氰化尾渣中Fe2O3 转化为Fe3O4 或FeO。还原后采用硫酸浸出,当硫酸浓度为50%、硫酸用量系数为1.2、反应温度为105 ℃、反应时间为3 h 时,铁的浸出率达到93.66%。还原焙烧渣在600 ℃氧化焙烧2 h 经过脱碳后氰化浸金,当氰化钠用量为4 kg/t、反应时间为28 h、液固比为2:1 时,金的浸出率达到92.4%。经过还原焙烧、硫酸浸出、氧化焙烧及氰化浸金,氰化尾渣渣量减少了38.8%。     

含砷废水水热法臭葱石沉砷

本文以铜冶炼过程所产生的含砷废水为研究对象,研究了Fe/As摩尔比、初始pH值、氧分压、反应时间以及反应温度等宏观技术参数对水热臭葱石沉砷过程及沉砷渣物相转变的影响规律。结果表明：在Fe/As摩尔比1.5、初始pH1.0、反应温度160 ℃、搅拌转速500 r/min、氧分压0.6 MPa和反应时间3 h的优化技术条件下,砷与铁的沉淀率分别为98.09%和87.64%,获得了纯度较高的臭葱石沉砷渣;沉砷渣中砷、铁及硫的含量分别为22.21%、25.36%及3.34%,其中硫主要以亚稳态铁矾的形式存在;降低Fe/As摩尔比和初始pH值、延长反应时间均有利于亚稳态铁矾的返溶、重结晶,进而形成性质稳定的臭葱石物相。