无氰金盐亚硫酸金钠中氯离子的脱除研究

亚硫酸金钠是无氰电镀金主要使用的金盐，但有关亚硫酸金钠中氯离子的脱除与含量控制还未有报道。试验制备了亚硫酸金钠溶液，并开展了氢氧化金中氯离子吸附行为和脱除研究。利用去离子水充分洗涤氢氧化金沉淀至滤液中滴加硝酸银无白色沉淀，制得的50 g/L(按Au计)亚硫酸金钠溶液中氯离子质量浓度在220 mg/L左右。通过吸附等温曲线拟合，氢氧化金对氯离子的吸附更加符合Langmuir吸附模型，吸附反应吉布斯自由能ΔG为-18.4 kJ/mol,氯离子吸附主要为物理吸附。采用乙醇反溶剂沉淀可以进一步脱除亚硫酸金钠中的氯离子，单次反溶剂沉淀氯离子脱除率约为43%,经3次反溶剂沉淀后可以使50 g/L(按Au计)亚硫酸金钠溶液中氯离子质量浓度降低至40 mg/L。研究结果可以为提高无氰金盐亚硫酸金钠产品质量提供一定的理论和技术指导。     

pH对中度嗜热混合菌氧化载金黄铁矿生物氧化的影响

以载金黄铁矿为研究对象,研究pH值对中度嗜热混合菌氧化载金黄铁矿的影响.载金黄铁矿生物氧化过程中由于载金黄铁矿氧化溶解产酸使生物氧化体系不断下降,经过5 d搅拌氧化pH值已降至0.9左右,低于中度嗜热菌的最适生长pH值,抑制微生物的生长和载金黄铁矿生物氧化.控制生物氧化体系的pH值至1.2和1.6使铁离子浓度从13.08 g/L增大至15.75 g/L和13.58 g/L, 控制载金黄铁矿生物氧化体系pH值至1.2显著促进载金黄铁矿生物氧化.XRD分析结果表明:中度嗜热菌氧化载金黄铁矿过程中不生成黄钾铁矾和单质硫等产物.      

降低分金渣中金含量的工艺研究

铜阳极泥硫酸化焙烧后的蒸硒渣经分铜分金后,分金渣金含量高、波动大。为了使分金渣金含量降低到一个新的水平,在现有工艺主流程不变的条件下,主要考察分金工序中的液固比、硫酸浓度、氯化钠浓度对分金渣中金含量的影响。研究结果表明,粗蒸硒渣直接处理,分金控制液固比适宜为3∶1或6∶1;当液固比3∶1、硫酸浓度80 g/L、氯化钠浓度60 g/L时,分金渣金含量降到27. 38 g/t;当液固比6∶1、硫酸浓度100 g/L、氯化钠浓度40 g/L时,分金渣金含量降到31. 12 g/t。     

氯化挥发金泥提金试验

采用氯酸钠浸出—亚硫酸钠还原工艺从金泥中提金,考察了氯酸钠用量、盐酸用量、浸出时间、温度和硫酸添加量等对金浸出率的影响以及电位对金还原率的影响。结果表明,在液固比2∶1、氯酸钠用量为矿量的5%、盐酸用量1mol/L、时间1h、温度85℃、硫酸添加量40g/L的条件下,金浸出率高于98.5%;控制电位600~700mV,金还原率高于97%,金粉中金品位达到68.5%以上。     

难浸金矿硫脲浸出试验研究

在有氧化剂存在的条件下,采用硫脲酸性浸出难浸金矿中的金,并考察了各种影响金浸出率的因素。结果表明,最佳浸金条件是:硫酸初始浓度1.3mol/L、硫脲浓度14g/L、硫酸铁浓度24g/L、液固比10∶1、浸出时间10h,金浸出率可达80%左右。     

卡林型金精矿加压氧化—铁矾分解—非氰提金研究

某卡林型金精矿为典型难处理金精矿,绝大部分金被黄铁矿和砷黄铁矿包裹,直接浸出时金浸出率仅为7.8%。针对卡林型金精矿提金困难、氰化提金污染严重等问题,创新性提出了加压氧化—铁矾分解—非氰提金方法。卡林型金精矿经加压氧化预处理和铁矾分解处理可实现包裹金的高效解离,氧压渣和破矾渣在反应时间2 h、活性炭用量50 g/L、搅拌速度400 r/min、温度30℃、pH值1.3～1.5、空气流量2 L/min、液固比4∶1、硫脲用量4 g/L条件下,金浸出率分别为76.2%和86.1%,实现了卡林型金精矿的高效、清洁提取。     

萃取法生产高纯金的试验研究及应用

本文介绍了使用萃取法生产高纯金的工艺,并详细考察了萃取过程中料液金浓度、搅拌转速、相比、萃取级数及洗液酸浓度等因素对金萃取率影响.试验结果表明:在料液金浓度为20g/L,盐酸浓度为1～1.5mol/L,搅拌转速为250r/min,O/A相比为2/1的条件下进行4级连续逆流萃取,金萃取率可达98％以上;萃取液用0.5mol/L的盐酸洗涤,得到的金溶液经还原后,可以得到纯度大于99.999％的高纯金.     

氯离子对难处理金精矿生物预氧化-炭浸氰化的影响

高盐矿区往往缺乏淡水资源供生产使用。针对矿区盐水现状,进行高砷难处理金精矿生物氧化-氰化提金试验,考查不同氯离子浓度对硫化物氧化率、金浸出率等技术指标的影响。结果表明,氯离子浓度对金精矿生物氧化的不利影响随着浓度的升高而增强,氯离子浓度1.5 g/L以上时,硫化物的氧化率显著降低,10 g/L氯离子盐水生物氧化延长至18 d,砷浸出率88.4%,硫氧化率仅为35.3%。相同生物氧化渣在相同氰化条件下采用清水和10 g/L氯离子盐水进行氰化浸出时,盐水将降低金的浸出率。1.5 g/L、5 g/L氯离子盐水生物氧化10 d后的氧化渣采用10 g/L氯离子盐水氰化,金的浸出率分别比清水氰化时的分别低2.8、3.4个百分点。难处理金精矿生物氧化砷浸出率均高于硫氧化率,表明毒砂氧化率高于黄铁矿,金浸出率与毒砂氧化率的相关性较黄铁矿氧化率更加密切。     

低品位含硒物料加压浸出生产实践

低品位含硒物料经过湿法预处理,控制终点酸度10g/L,主要杂质铜由5.25%降至0.67%;在最佳加压浸出条件下,控制浸出压力1MPa、初始碱度100g/L、反应温度125～130℃,硒浸出率90.35%、回收率93.02%,浸出渣金、银含量分别富集了5.7倍、4.0倍,浸出液经还原得到品位91.20%的硒粉。     

铜陵天马山含砷硫金精矿酸性氧化预处理试验研究

铜陵天马山含砷硫金精矿中金矿物嵌布粒度细且大部分被硫化矿包裹,致使金的氰化浸出难以进行。为了使金达到较好的浸出效果,在HCl-H2O2-添加剂体系中,对该金精矿进行了氧化预处理试验研究。在磨矿细度-0.048 mm占90%以上、矿浆浓度40 g/L、搅拌速度400 r/min、温度60℃、搅拌时间4 h、HCl浓度0.7 mol/L、H2O2浓度0.5 mol/L及添加剂乙二醇用量9 m L/L的氧化预处理条件下,Fe、As、Cu的溶解率分别为48.1%、99.3%和89.76%。金精矿经氧化预处理后,金的氰化浸出率比直接氰化浸出提高了33.6%,效果显著。该预处理方法可为同类含砷硫难选金精矿的开发利用提供一定的借鉴意义。     

从高酸低浓度尾液中萃取金的试验

试验研究了二丁基卡必醇(DBC)从含金约20 mg/L的HCl-HAuCl4溶液中萃取金的方法。通过分析有机相组成、萃取时间、温度、相比对萃取金的影响,获得萃取金的基本规律,实际生产含金19 mg/L的料液,萃取回收率为97.01%。试验结果显示DBC能有效萃取低浓度金。     

某毒砂金矿硫氰酸盐氨性体系加压氧化提金探索试验

对某毒砂金矿进行了硫氰酸盐氨性体系氧压提取金的探索试验,考察了反应温度、Cu2+浓度、浸出时间、液固比、氨水浓度、氧分压和硫氰酸铵浓度等对金浸出率的影响。结果表明,在下述优化条件下金浸出率为61.7%,即硫氰酸铵浓度3mol/L,液固比5∶1,反应温度150℃,浸出时间6h,搅拌速度750r/min,氨水浓度4.64mo/L,铜加入量1.5g/L。而经400℃焙烧预处理后金浸出率达到86.2%。     

从酸性淋洗液中萃取提金

某黄金冶炼渣经过高温氯化焙烧处理,金以氯化物的形式挥发到烟尘中,后续被冷却塔喷淋收集,获得金含量1.21mg/L的酸性淋洗液。采用溶剂萃取的方法回收酸液中的金,研究了萃取剂种类、萃取剂浓度、相比、温度、时间对金萃取率的影响。结果表明:以浓度90%的二丁基卡必醇为萃取剂,在常温、相比O/A=1/4、1 600r/min振荡10min后金的萃取率可达到99.01%,再用草酸进行反萃可制得海绵金产品。     

固相萃取-硫代米蚩酮光度法测定金

研究了用多孔石墨化碳黑作反向色谱柱填料，用合成的5-（2-羟基-5-硝基苯偶氮）-硫代若丹宁（HNATR）附着在多孔石墨化碳黑上作吸附剂，制成固相萃取柱来分离和富集金。含金样品以1．0mol／L的磷酸介质过柱，金定量吸附在小柱上，用0．1mol／L的硫代硫酸钠洗脱小柱上富集的金，可实现样品中低浓度金的高倍数富集和与大部分干扰离子的分离。在一定条件下用硫代米蚩酮（TMK）显色，用分光光度法在545nm波长处进行测定，取得满意结果。     

黄金冶炼废水铜的萃取回收

采用萃取工艺从黄金冶炼废水中回收铜,考查了萃取剂浓度、相比O/A、混合时间、pH值等因素对铜萃取率的影响,获得优化工艺条件:萃取剂浓度为20%,相比O/A=2:1,混合时间为3 min,pH值1.5～2。在优化工艺条件下开展了工业试验,铜萃取率可达95%以上,反萃液铜离子浓度可达到36 g/L以上,满足铜电积工序要求,实现了铜的高效回收。     

抛刀岭难处理金精矿细菌氧化-提金实验研究

抛刀岭金矿是典型的含砷难处理金矿,针对其金精矿,结合矿石特性,考察了细菌氧化预处理效果。实验结果表明：对于含金 20.30 g/t、含砷3.39%、含硫29.8%及含铁4.10%的抛刀岭金精矿,直接氰化浸出金的浸出率仅为30%。矿石中的主要金属矿物为黄铁矿、毒砂和雄黄;脉石矿物有长石、方解石、石英和绢云母等,属于难浸金矿石。该金精矿经HQ0211菌氧化预处理8 d后,脱砷率达到46.25%,细菌氧化渣金含量达32.1 g/t,失重率为42.53%。细菌氧化渣在通气情况下进行氰化提金,NaCN浓度为0.1%、pH值为10.5~11,48 h后氰化结束,氰化渣质量由原来的300 g减少为290 g,渣率为96.67%,氰化渣中金含量从32.1 g/t降低至2.7 g/t,金的浸出率达到91.59%,氰化过程中NaCN消耗量为13.53 kg/t。HQ0211菌氧化预处理氰化提金效果显著,为该矿处理工艺提供了可靠数据,并为此类矿石的有效利用提供了参考。     

某提金剂炭浆提金试验研究及应用

为了保护水资源环境,实现绿色发展和环保提金,试验研究通过小试对10种新型环保提金剂进行浸出,从中选择效果较好的环保提金剂进行工业试验。工业试验结果表明：该提金剂具有环保、浸出速度快及使用方法简便的优点,吨矿耗量为747 g/t,金浸出率达70.47%,尤其对氧化矿浸出效果更好,浸出率可达75.16%。某提金剂应用于炭浆提金生产中,6个月生产实践结果表明：某提金剂完全可以替代NaCN,吨矿耗量为650 g/t,金浸出率达到72.92%,单位成本可降低4.78 元/t,生产成本可节省57万元/年,具有良好的经济效益且环境效益显著,可在黄金行业推广应用。     

乙醚萃取法净化金电解废液

试验研究了用乙醚萃取法净化金龟解废液的原理及工艺方法．将合Au180g／l，Ag0．5g／l，HCl210g／l，Pt9．40g／l，Pd10．25g／l及其它贱金属元素的金电解废液，稀释后的料液，经过两段萃取－反萃取，得到含Au153g／l，Ag0．0025g／l，HCl180g／l和微量铂族元素及其它贱金属元素的电解液.在阳极含Au＞90％以上的条件下进行金电解精炼，可产出品位大于99．99％的电金．生产实践证明重视性，再现性良好．     

含氰废水处理方法的研究

针对采用湿法提纯金泥的企业处理含氰化物的废水,采用氯化法提纯金泥中的黄金,由于金泥含有大量氰化物,在预浸工序产生的废水中氰化物含量达到2 000 mg/L 左右。国家规定排放废水中含有的氰化物浓度不得超过0.5 mg/L,本企业要求排放废水中氰化物的浓度不得超过0.04 mg/L,预浸产生的废水必须经过脱氰化处理才能排放。经过实际研究,结合精炼厂现有工艺设备,采用酸性氯化法和活性炭吸附法相结合来脱出废水中的氰化物,经过处理的废水总氰含量低于0.04 mg/L,达到排放标准,最后排入焦家金矿选厂。     

某含碳微细粒难处理金矿浮选提金工艺研究

某含碳微细粒金矿金含量为5.56×10^-6,大部分金呈微细粒包裹于含碳硅质板岩碎屑中,有机碳和石墨含量分别为1.33%和1.50%,是典型的含碳难处理金矿。为实现该含碳难处理金矿的浮选预富集,进行了先浮选碳质后浮选金和直接浮选金等不同工艺流程的探讨试验,并在最佳流程基础上进行了直接浮选工艺的条件优化试验。结果表明：采用直接浮选工艺可以获得品位较高的金精矿,当磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%时,可获得金品位为30.01×10^-6,回收率为76.18%的金精矿,金回收率较先浮选碳质后浮选金工艺明显提高;调整工艺流程结构,采用一段粗磨浮选—扫选精矿再磨浮选工艺,可获得金品位为33.45×10^-6、金回收率为79.93%的金精矿。该流程选矿指标相较于一次磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%的指标更优,是适宜含碳微细粒难处理金矿石的处理流程。