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采用偏重亚硫酸钠—空气法处理氰化尾渣进行脱氰的研究,考察Na2S2O5浓度、Cu2+浓度、空气速率、初始pH和反应时间对脱氰效果的影响。结果表明,在Na2S2O5浓度0.2g/L、Cu2+浓度80mg/L、空气鼓入速率250mL/min、初始pH≈10的条件下反应2h,氰化尾渣矿浆中全氰浓度从91.5mg/L降到0.2mg/L左右,可以满足GB8978-1996污水综合排放标准。 相似文献
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某黄金矿山生物氧化-氰化炭浸工艺产生的氰化尾渣中金品位较高,为2. 40~3. 60 g/t。试验考察了焙烧氧化-氰化浸出工艺回收金的可行性。结果表明:在焙烧温度500℃、弱氧化气氛下焙烧120 min,获得的焙砂在氧化钙用量15 kg/t、矿浆浓度33%、氰化钠用量1. 0 kg/t、浸出时间24 h条件下进行氰化浸出,浸渣产率为88. 80%,金浸出率在94. 92%以上;采用焙烧氧化-氰化浸出工艺回收氰化尾渣中的金是可行的。该研究为氰化尾渣中金的回收利用提供数据参考。 相似文献
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全泥氰化炭浆提金工艺含氰尾矿处理技术改造与实践 总被引:2,自引:0,他引:2
介绍了一种全泥氰化炭浆提金工艺含氰尾矿处理技术新工艺方法。该方法基于采用压滤机将含氰尾矿浆压滤进行固液分离,滤饼送至尾矿库堆放,滤液用锌粉置换回收金、银;置换后的尾液采用酸化中和法处理。回收重金属离子,含氰废水返回流程利用。生产实践表明。该工艺不但综合回收尾液中的金、银、铜等有价元素,实现了含氰废水闭路循环。而且节约了处理成本。解决了尾渣的堆放难题和环境污染,具有极大的经济效益和社会效益。 相似文献
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根据某金精矿冶炼厂氰化尾矿浆中氰化物质量浓度较高的特点,开展综合处理试验研究。采用3R-O法、Colt’s法和臭氧氧化法组合工艺回收处理氰化尾矿浆中的氰化物和SCN^-,并对试验条件进行了优化。试验结果表明:氰化尾矿浆中的总氰化合物质量浓度降至2. 86 mg/L,去除率达99. 82%,SCN^-质量浓度降至2. 04 mg/L,去除率达99. 95%,压滤液可回用到氰化浸出工艺;处理后的氰渣达到了HJ 943-2018 《黄金行业氰渣污染控制技术规范》尾矿库处置标准要求,可实现尾矿库堆存。该研究为氰化尾矿浆无害化处理工程化应用提供数据参考。 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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针对某低硫、金粗细不均匀嵌布蚀变岩型金矿石,进行了阶段磨选(重选)替代传统全泥氰化炭浸工艺研究。结果表明:阶段磨选(重选)尾矿金品位同全泥氰化炭浸浸渣金品位相当,可替代传统全泥氰化炭浸工艺实现绿色选矿;采用两段磨矿+三段尼尔森重选+重尾溜槽扫选+终尾磁选选别工艺,获得的金精矿(冶炼)金品位11 118.47 g/t,中矿(外售)金品位26.97 g/t,尾矿金品位0.22 g/t,金总回收率95.21%。 相似文献
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采用Fenton预氧化-中和脱砷法对含砷含铁冶金废水进行净化处理,通过单因素试验分别研究了Fenton氧化剂用量、氧化时间对铁氧化率的影响,以及中和脱砷过程药剂用量、反应时间、搅拌速度和反应温度对脱砷效果的影响,并对最优条件的脱砷后液和中和渣与企业工艺参数进行对比。结果表明:向废水中加入5 mL/L过氧化氢(30%)预氧化5 min后,废水中Fe2+浓度从2.23 g/L降至0.01 g/L,Fe2+氧化率为99.55%。最优脱砷条件为:石灰加入量15 g/L、搅拌速率300 r/min、温度30℃、反应时间50 min,脱砷率为99.9%。中和渣毒性浸出试验结果为0.32 mg/L,满足危险废物浸出毒性鉴别标准(GB 5085.3—2007),实现砷无害化处理。 相似文献
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针对某黄金生产企业含砷氰化尾矿污染特征,开展了搅拌洗涤法、臭氧氧化法、酸化溶砷法、铁盐固砷法等多种无害化方法联合处理试验研究,旨在将该含砷氰化尾矿处理至满足氰渣规范回填利用污染控制要求。结果表明:该含砷氰化尾矿回填利用污染控制技术工艺为压滤调浆搅拌洗涤+臭氧氧化+酸化溶砷+铁盐固砷,最佳参数为原矿浆压滤后加水调浆,矿浆浓度40%,臭氧投加量0.66 g/L,酸化溶砷pH值3、曝气量0.1 m3/h、反应时间2 h,铁盐固砷七水合硫酸亚铁投加量20.0 g/L、反应时间1 h。研究结果为该黄金生产企业含砷氰化尾矿回填利用提供了技术支撑。 相似文献
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贵州某微细浸染型金矿石氰化尾渣金品位为2. 06 g/t,回收利用其中的金,减少尾渣堆存,具有重要的资源和环境意义。通过XRD及电子探针等分析方法对氰化尾渣中金的分布与嵌布特征进行分析,采用氧化焙烧—硫脲浸金工艺回收氰化尾渣中的金,并对试验条件进行优化。结果表明:在氧化焙烧温度500℃、焙烧时间1. 5 h,硫脲用量37. 50 kg/t、FeCl_3用量11. 25 kg/t、pH=4、液固比4∶1、常温(22℃)常压浸出1 h条件下,氰化尾渣金浸出率达92. 18%。该研究为微细浸染型金矿石氰化尾渣提金技术的工业化应用提供参考。 相似文献
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从高铜、高铅金精矿中氰化提取金、银的试验研究 总被引:3,自引:2,他引:1
对用氰化法从高铜、高铅金精矿中提取金、银进行了试验研究。试验结果表明,在氰化浸出时,采用CaO+NH4HCO3作为pH调整剂,同时加入SD助浸剂,可有效地提高金、银的氰化浸出率。与常规氰化法相比,金、银的氰化浸出率分别提高15.85%和30.44%。氰化尾渣用浮选法选铅,焙烧-酸浸法回收硫和铜,酸浸渣作为制备水泥原料,实现了金精矿所有组分的综合回收利用。 相似文献
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某金矿石浸渣浮选精矿预氧化及氰化提金研究 总被引:2,自引:0,他引:2
某金矿石氰化尾渣浮选精矿难浸,在<37μm占99.5%的磨矿细度下氰化浸出24h,金的浸出率仅有3.95%。采用常温常压碱性强化预氧化工艺处理后,金的浸出回收率提高到85.85%,炭吸附率99.62%。 相似文献
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采用一段焙烧-酸浸-氰化工艺处理某复杂银精矿,结果表明:在焙烧温度923 K,焙烧时间2 h,酸浸反应液固比1.5∶1,反应pH 值为0.8~1.0,反应温度368 K,反应时间1.5 h,氰化反应液固比2∶1,反应pH 值为10~11,NaCN 浓度1.5 ‰,反应时间48 h 条件下,氰化浸出时Au、Ag 的浸出率分别为72.01 %、18.41 %,尾渣银含量355 g/t.在复杂银精矿与其它矿样按一定比例重新配矿后,采用相同试验条件,氰化时Au、Ag 的浸出率分别提高24.89 %、15.66 %,尾渣中银含量降低了223.35 g/t. 相似文献