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聚四氟乙烯膜回收含氰废液中氰化物的机理研究 总被引:1,自引:1,他引:0
采用聚四氟乙烯膜回收含氰废液中的氰化物,并对回收机理进行了探讨。通过对HCN浓度,温度,膜孔径,孔隙率,膜厚度等因素的试验研究,建立了速率方程,计算了速率常数与活化能,从而证明了用聚四氟乙烯膜回收HCN的机理为膜扩散机理。 相似文献
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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%。 相似文献
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山东某黄金选冶厂氰渣中主要有价元素为铁,品位为20.29%,矿物主要以磁铁矿、褐铁矿、硅铁矿形式存在。因该氰渣嵌布粒度微细,且褐铁矿理论含铁偏低,为了尽可能获得高品位铁精矿,开展了选矿试验研究。试验结果表明:采用弱磁粗选—强磁粗选—摇床精选联合工艺流程可实现铁资源的回收利用。若将弱磁精矿、摇床中矿、摇床精矿合一可获得铁品位为59.27%、铁回收率为48.01%的铁精矿;若将弱磁精矿、摇床精矿合一,可获得铁品位为61.21%、铁回收率为46.66%的铁精矿。 相似文献
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Feng Xie David Dreisinger Fiona Doyle 《Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review》2013,34(6):387-411
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. 相似文献
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徐国强 《有色冶金设计与研究》2007,(Z1)
PCB产业所产生的含铜蚀刻废液是对环境存在较大潜在威胁的危险废物。本文通过比较两种主要工艺——中和沉淀法与溶剂萃取法,以“再生利用”并实现“零”排放为目的,论述了含铜蚀刻废液综合利用方面的研究进展。 相似文献
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徐国强 《有色冶金设计与研究》2007,28(2):68-71
PCB产业所产生的含铜蚀刻废液是对环境存在较大潜在威胁的危险废物。本文通过比较两种主要工艺——中和沉淀法与溶剂萃取法,以“再生利用”并实现“零”排放为目的,论述了含铜蚀刻废液综合利用方面的研究进展。 相似文献
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金精矿焙烧-氰化系统含氰贫液闭路循环需要定期开路部分贫液,贫液中的Cu元素具有一定的回收价值,本文在含氰贫液酸化法处理工艺基础上探索含氰贫液中Cu元素回收工艺的可行性。酸化处理后CN-挥发率为95.42%,铜沉淀率为97.82%。酸化后贫液固液分离所得酸化沉淀含铜22.77%~35.01%,采用焙烧-酸浸-萃取工艺回收铜,最佳实验条件如下:焙烧温度为640 ℃,液固比为5∶1,H2SO4质量浓度为5%,酸浸时间为3 h,此时可获得铜浸出率为92.27%~95.00%。以20%Lix984作为萃取剂,调节浸出液pH=2.3,有机相和水相相比为1∶1,萃取时间为3~5 min时,单级铜萃取率为98.96%;酸化后贫液固液分离所得液体平均铜浓度为72.89 mg/L,以硫化法深度沉淀铜,当Na2S用量为0.4~0.6 g/L,沉淀时间为1 h时,铜沉淀率为92.21%~99.09%。 相似文献
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陈庆根 《有色金属(冶炼部分)》2018,(5):62-64
研究氨氰洗涤贵液采用钢棉置换吸附回收金的可行性。结果表明,贵液在电压2 V、给入流速10mL/min(吸附时间1.83h)吸附置换金、铜,金吸附置换率超过95%,载金钢棉通过传统硝酸除杂、王水分金、亚硫酸钠还原得到合格金锭。 相似文献
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氰化钠浓度的在线自动检测是黄金生产中的重要研究课题.目前,常用的分析方法是银量法,而银量法手工操作,手续繁杂,难以实现分析自动化.研究了用比色法测定金矿氰化液中游离氰化钠的方法,即向氰化液中加入铜离子,生成Cu—CN配合物,再加入显色剂EDTA,用光度计测量有色配合物EDTA—Cu的吸光度值来求得氰化液中氰化钠浓度.为国内研制氰化钠自动分析仪作了前期准备工作。 相似文献
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氰化尾渣是难处理金矿经焙烧氰化浸出后的产物,含有金、银、铁等有价金属及微量氰,必须对其进行无害化处置和资源化利用。焙烧过程由于部分铁物相发生熔融或再结晶,导致部分金被致密赤铁矿二次包裹,要回收其中的金,最有效的途径是破坏包裹金的赤铁矿。在分析现有氰化尾渣无害化处置方法以及破坏包裹金赤铁矿方法研究与工艺应用现状的基础上,针对现有工艺将氰化尾渣无害化处置和除铁两工序分开的弊端,提出将氰化尾渣除铁和脱氰两过程合并进行以及浸出液光催化降解氰的新工艺,并对新工艺进行探索研究。 相似文献
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从超细粒氰化尾渣中回收有价元素是浮选中的难题,目前采用的方法主要是先加入氧化剂预处理脱氰,再加入捕收剂浮选。然而,该工艺存在药剂成本高、氰化物无法循环使用及矿物表面二次氧化等问题。以山东某高铅锌氰化尾渣为研究对象,在不脱氰的条件下,以氰化贫液为浮选用水,通过浮选试验和闭路试验等方法研究氰化尾渣的浮选回收效果。试验结果表明,在不脱氰的条件下,可浮选回收铅锌,铅精矿铅品位为56.61%,回收率为89.04%;锌精矿锌品位为32.6%,回收率为74.5%。SEM显微镜研究表明,铅精矿中铜矿物表面包裹一层小颗粒方铅矿,改变了黄铜矿界面性质,使得铜矿物表面特性趋于方铅矿界面性质,导致铜矿物大部分进入铅精矿中。 相似文献
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扩大试验通过电炉熔融氯化—烟气洗涤连续运转,考察物料性质、氯化钙添加、气氛等对氰化尾渣中金挥发率的影响。结果表明,在进炉氰化尾渣含水≤6%、氯化钙添加量7%~10%、氧化气氛条件下,氰化尾渣采用电炉熔融氯化挥发提金,渣含金可降至0.6g/t,砷可降至0.25%以下,铜、铅、锌等含量均可降至0.05%以下。在实际工业生产和设计中,建议采取干式进料、减少热损、自焙阳极等措施减少电耗和电极消耗,同时采取多级洗涤+电除雾器等措施来保障烟气中金属的回收。 相似文献
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以高铁高铝、硅氰化渣为原料,试验探讨了回收渣中铁的工艺,并运用XRD、SEM和EDS等分析铁回收机理。结果表明:氰化渣以赤铁矿为主,并与铝、硅等杂质化合物共生,呈相互包裹的复杂嵌布关系,采用常规的焙烧-磁选工艺不能有效地回收铁。采用添加复合添加剂的焙烧-水浸-磁选工艺,当氰化渣粒度为<74μm比例占85%,焙烧温度750℃,氰化渣:活性炭:添加剂A:添加剂B(质量比)=100:10:3:10,水浸温度60℃,水浸液固比5:1,水浸时间5min,搅拌速度20r/min,激磁电流为2A时,可获得铁精矿全铁品位为53.82%、回收率为76.55%的选别指标。复合添加剂可与大部分铝、硅等杂质化合物反应,生成复杂可溶性和难溶非磁性物质,水洗及磁选后可去除,使铁的品位和回收率提高。 相似文献