离子交换法处理含铁氰化提金尾液问题及解决办法

分析含铁氰化提金尾液的来源、特点及其危害,重点对具有离子交换法吸附、解吸含铁氰化提金尾液的原理、存在问题进行了深入分析研究,结果表明,采用化学沉淀法或电吸附处理技术对含铁氰化提金尾液进行预处理是解决离子交换法处理此类废水瓶颈的最佳途径。     

201×7树脂吸附回收提金尾液中的氰化物及金属铜

研究了201×7树脂吸附回收提金尾液中氰化物及金属铜的技术。通过对树脂的饱和吸附量、吸附速率及吸附等温线的研究,得到了201×7树脂对氰化物的饱和吸附量为44.39mg/ml湿树脂,铜的饱和吸附量为24.56mg/ml湿树脂;氰化物的吸附速率常数为k=9.30×10-4s-1,铜的吸附速率常数为k=1.39×10-3s-1;该树脂对氰化物及铜离子的吸附符合Freundlish方程;使用高浓度的NaCl溶液可以解吸树脂上负载的氰化物及金属铜,解吸率分别为85%和72%。     

从氰化矿浆中回收氰化物的工艺

随着黄金科学技术的发展,采用氰化炭浆(浸)法、锌丝(粉)置换法及堆浸法生产黄金的矿山越来越多,由于氰化法提金排放的有害物质较多,污染危害极大,引起人们的关注。尽管处理方法较多(碱氯法,酸化法、二氧化硫法、电化学法、自然净化法等),对污水进行了处理,但多数地区仍超过规定的排放标准,而且处理费用较高,增加了生产成本,目前已成为人们十分关心的问题。寻求方法简单、成本低、效果好又实用的污水处理方法是当前急待研究的新课题。 本文着重介绍从氰化矿浆回路中回收氰化物的新工艺、新方法,具有明显的经济效果和社会效益。     

离子交换树脂负载氰化铜的解吸

研究了从氰化尾液中回收铜的工艺过程,主要涉及铜在吸附解吸过程发生的物理化学变化。分析了铜在溶液中的存在状态和在树脂上的吸附状态以及树脂在解吸过程中颜色的变化所伴随的相关反应,根据这些变化确定了铜的解吸剂。结果表明,铜的状态变化和解吸剂的选择密切相关,根据铜的物理化学变化能够选出有效的解吸剂。     

用活性炭回收氰化物和氰化铜

X．Dai和P．L．Breuer提出了一种从含铜金矿石中浸出和回收金之后回收氰化物和氰化铜的方法。金属铜溶解进入尾液中,将剩余的游离氰化物转化成氰化铜,同时降低整个氰化物与铜的物质的量比,有利于用活性炭回收铜和氰化物。金属铜在游离氰化物和Cu（CN）3^2-溶液中都易溶解,使最后氰化物与铜的物质的量比小于3。在空气饱和溶液中,     

沉淀法净化电积提金贫液的新工艺

采用沉淀法新工艺，可充分地脱除氰化电积贫液中铜，铁，锌等杂质离子，还有效地回收金和部分游离氰根，经处理后的贫液可返回使用，实现闭路循环。本文对沉淀过程及电积贫液净化前后过提金过程影响的机理进行了系统分析。最后指出，该工艺可望用于净化其提金过程产生的氰化贫液。     

活性炭钎维织物(炭布)在氰化液中吸附金银直接电解金试验研究

以国产活性炭纤维织物(炭布)代替活性炭吸附氰化液中的贵金属,本文主要研究了活性炭布吸附金、银的特性,即吸附速度和吸附容量与活性炭的比较;活性炭布与活性炭耐磨性的比较;活性炭布在氰化液中吸附金、银后做为阳极直接电解金的可能性的研究;电解后的炭布活化再生的研究。试验证明了活性炭布比颗粒活性炭吸附金、银具有许多优点;吸附容量大,吸附速度快,金属回收率高,使用寿命长,吸附了金、银的炭布可做为阳极直接电解金,省去了解吸工序,降低了成本。     

氰化提金尾矿综合回收金、硫的工艺研究

某金精矿氰化尾矿中金量约为2.5 g/t,硫量为15%~20%。针对该氰化提金尾矿的特点,选择了一次粗选、两次精选、两次扫选的浮选工艺流程,同时试验了一种新型捕收剂HB-1;最终获得浮选精矿:硫品位46.13%、回收率91.7%,金品位6.4 g/t、回收率89.6%。     

从氰渣中回收金的浮选试验研究

某金矿堆存的氰渣金品位为3~5 g/t,有极高再回收价值,进行了从氰渣中浮选回收金的试验研究。试验结果表明:氰渣中部分金赋存于氧化矿物中,且硫化矿氧化严重,单独使用硫化矿类捕收剂,金回收率低,采用新型氧化矿捕收剂XJD-10与丁黄药配合使用则能显著提高金的浮选指标。在磨矿细度为-200目占95%,用硫酸铜做活化剂,两种捕收剂复合使用,经一次粗选、两次精选、四次扫选浮选流程闭路试验,可获得金品位为104.69 g/t金精矿,回收率为84.13%。     

A Review on Recovery of Copper and Cyanide From Waste Cyanide Solutions

The mainstream technology for leaching gold from gold ore is still leaching in aqueous alkaline cyanide solution. However, when copper minerals are present in the gold ore, high levels of free cyanide must be maintained during leaching because many common copper minerals react with cyanide, forming copper cyanide complexes that deplete the solution of free cyanide. This results in a significant economical penalty through excessive cyanide consumption and loss of valuable copper in tails. Environmental constraints controlling the discharge of cyanide from mining industry are being tightened by local governments worldwide. The solution chemistry of copper in cyanide solution and various technologies for the recovery of copper and cyanide from barren gold cyanide solutions were reviewed in the paper. Direct recovery methods are mainly based on the acidification–volatilization–reneutralization (AVR) process or its modifications. These processes are not very efficient for treating low cyanide solutions and high metal cyanide solutions due to their substantial operational cost. Indirect recovery technologies by activated carbon, ion-exchange resins (IX) and solvent extraction (SX) have been extensively studied. The basic principle of these technologies is to pre-concentrate copper (and part of cyanide) into a small volume of eluant or stripping solution. The copper and cyanide in the resulted solutions can be further recovered by AVR or similar processes or by the electrowinning process. Activated carbon is only suitable for use as a polishing process to remove cyanide to lower levels from those cyanide solutions where the cyanide content is already low. Compared to activated carbon, ion exchange resins are less easily poisoned by organic matter and can usually be eluted at room temperature, and selectivity for particular metals can be achieved by the choice of the functional group incorporated into the bead or by the selective elution process. Solvent extraction process developed base on guanidine and modified quaternary amines exhibit relative fast extraction kinetics and can be operated in a continuous manner. It will be necessary to thicken and wash the solids in order to produce a clarified feed solution while treating the slurry from operations using carbon-in-pulp (CIP) for the recovery of gold. Other copper and cyanide recovery technologies such as biosorption or direct electrowinning were also proposed, but they have still not found their way to practical application.     

从稀贵液中直接电沉积金的研究

用电极过程动力学对从氰化贵液中直接电沉积金过程进行分析,可得出提高Au（CN）2离子与阴极碰撞几率和减小析H2副反应是提高电沉积金效率的关键因素。采用多孔电极、析出H2小的电极材料和分两段电解措施,使从低浓度含金贵液中直接电沉积金的效率达到98％以上。     

某含铜氧化金矿石氨氰法浸金工艺试验研究

针对某含铜金矿石进行了氨氰法浸金及浸出贵液脱铜试验研究。其结果表明:在一定条件下,可获得较好的技术指标,浸渣金品位0.38 g/t,浸出贵液金、铜平均质量浓度分别为2.27 mg/L、61.94 mg/L,渣计金浸出率为89.44%;采用双氧水除铜,铜沉淀率为85.85%,氧化沉淀渣铜品位超过50%,可以铜精矿出售。     

18K金镀液的研制及黄金回收与精炼

首饰工艺品和电子、电器元件、印制电路板的镀金正在迅速发展。新研制了18K金镀液，获得了优质金镀层。但是，无论是酸必或碱性镀金镀液，在达到一定镀金时间过程之后，镀液将报废，而每升废镀液中至少仍含有1－2g金，因此金回收的经济效益和环境效益都很高。     

堆浸法从剥离贫矿石中提取黄金的工业试验

介绍了用堆浸法从剥离贫矿石中回收黄金的工业试验条件及结果，在入堆矿石平均金品位为0．757g/t条件下，金浸出率可达52．79％，提高了矿产资源利用率，为矿山创造了较好的经济效益。     

某氰化尾矿中金铜铅铁的综合回收试验研究

云南某矿氰化尾矿中含有金铜铅铁等有价元素。为了充分利用矿产资源,对该氰化尾矿进行了选矿综合回收试验研究。试验结果表明：通过提高磨矿细度和延长浸出时间,氰化尾矿金品位由0.83 g/t可以降至0.35 g/t;采用异戊基黄药和环烷酸皂混合捕收剂选铅,可得到品位和回收率分别为46.83%和35.15%的铅精矿;采用CL-5消除矿浆中游离氰以及铅浮选残留药剂对铜浮选的影响,活化剂AS-2和Na2S活化铜,混合黄药T820、F-1黑药和C5-9羟肟酸作混合捕收剂选铜,可得到品位和回收率分别为17.72%和53.33%的铜精矿;磁选回收铁矿物,先弱磁后强磁,可以得到品位64%和51%两种铁精矿。