电沉积回收氰化尾液中铜和氰化物的研究

采用热力学方法计算了高铜高氰溶液中铜氰络合离子的存在形式,以及溶液中各物质的阴极析出电位和阳极氧化电位.理论分析表明,在本实验条件下,溶液中铜氰络离子主要以Cu(CN)3-4和Cu(CN)2-3的形式存在,且以Cu(CN)3-4的形式为主,温度及pH值对铜氰络合离子的存在形式有明显影响.选用合适的电极材料通过电沉积法对氰化尾液进行处理,结果表明,该方法可以在回收废水中铜的同时有效避免氰化物的分解,铜的电流效率可以达到36%以上,溶液中游离氰根浓度由0.096 mol/L提高到0.316 mol/L.实验证明了采用电沉积法处理高铜高氰氰化尾液的可行性.     

难处理金矿中伴生矿物对氰化浸出的影响

对金矿石中常见的几种伴生矿物在氰化浸出中的影响进行了分析,同时采用化学试剂配制标准液的方式,考察了Fe2+,Cu2+,As3+对氰化物消耗的影响.试验结果表明:铁矿物中,磁黄铁矿对氰化浸出的影响较大,使溶金速率下降28.1%,氰化物耗量增加4倍,而黄铁矿与赤铁矿对氰化浸出的影响较小;铜矿物中,黄铜矿与辉铜矿对氰化浸出都具有很大影响,其中辉铜矿可使溶金速率下降36.81%,氰化物耗量增加10倍;砷矿物中,雄黄与雌黄对氰化浸出极其有害,使溶金速率分别下降41.95%和49.90%,氰化物耗量分别增加13.8倍和15.0倍,相反毒砂在氰化体系中比较稳定,对氰化浸出的影响较小.离子耗氰试验中,Fe2+...     

超盐体系下铜铁氰络合物的去除及机理

为解决由于浸出液中铜氰络离子(CuCN2-3,CuCN3-4)和铁氰络离子(FeCN4-6)的存在造成金矿石氰化浸出过程中NaCN和活性炭的消耗量增加的问题,初步探讨了超盐体系下铜、铁氰络离子的存在形式,并对比分析了过氧化氢氧化法、氯氧化法和酸化法对上述络合离子的去除效果.结果表明,3种方法对铜氰络离子的去除率均在99%以上,而对铁氰络离子的去除率分别为73%,62%和55%;同时,对于超盐体系的氰化废水,质子化作用比氧化作用更有利于铜、铁氰络离子的分解和去除.     

用废旧电路板酸浸-电沉积法回收金属铜

为了既保障环保又达到最佳铜回收效果的目的,以废旧电路板经过初步破碎分离,得到铜金属富集产品为研究对象,采用硫酸-双氧水浸出结合电沉积工艺回收物料中的铜。考察了铜浸出率与硫酸质量浓度、双氧水用量、浸出时间、液固比之间的关系,进行最佳金属浸出条件实验。结果表明：硫酸物质的量浓度为3.5 mol/L、浸出时间3 h、双氧水用量为20 mL、液固比10∶1条件下,铜金属浸出率最高可达到97.58%。电沉积尾液循环用以浸出铜,铜离子循环质量浓度不低于18 g/L,平均电流效率高于97.60%。在沉积温度40℃,阴极材料为T2紫铜,电流密度小于800 A/m2时,电流效率可以保持在97%以上。实验中铜回收率达到了97.58%。     

硫代氨基脲对铜阳极溶出和阴极沉积过程影响的CV和EQCM研究

Cu的阳极溶出和阴极沉积是镀铜、铜电解和有机电合成等领域中一个重要的过程.本文运用电化学循环伏安(CV)和石英晶体微天平(EQCM)方法研究了酸性介质中硫代氨基脲(HT)对铜阳极溶出和阴极沉积过程的影响.结果表明:在含HT的溶液中,铜阳极溶出和阴极沉积过程的M/n分别为33.0和31.6g/mol,是一个2-电子过程.实验条件下,HT能吸附在铜电极表面,阻化了铜的电极过程,但并不改变铜电极阳极溶出和阴极沉积的历程.本文从电极表面质量定量变化的角度提供了Cu阳极溶出和阴极沉积过程的新数据.     

水口山铅锌矿4#金矿体矿石室内试验

对水口山铅锌矿4#金矿体矿石进行了氰化物和硫脲室内浸出可行性研究,初步试验结果表明,可行性方案为氰化浸出工艺,并研究了氰化浸出工艺浸出剂浓度、氧化剂浓度、液固比等对浸出效果影响,金浸出率超过90%,获得了浸出的合适参数和工艺条件,可为下步现场试验提供参考依据.     

无氰K金电铸沉积层合金成分的研究

为了控制无氰Ｋ金（Ａｕ－Ｃｕ二元合金）电铸沉积层的合金成分,研究了影响沉积层合金成分的几个因素及其影响情况。进行电沉积实验时,阳极采用纯金平板,阴极采用纯铜板。每次实验采用不同的参数。实验所得沉积层用Ｔ－４５０型扫描电镜的能谱检测其合金成分,即可得各影响因素对合金成分的影响情况。实验结果表明：合金成分与镀液中金、铜离子质量浓度比、阴极电流密度、络合剂（ＤＴＰＡ）的含量以及镀液温度等因素有关,其中镀液中金铜比是最重要的影响因素。本文所研究的内容对于利用无氰Ｋ金电铸工艺生产空心、Ｋ金首饰技术生产时控制沉积层的合金成分具有很重要的意义。     

矿浆电解过程的浸出机理

介绍了高铅铜型难处理金矿矿浆电解浸出机理的研究结果。金精矿在矿浆电解时,铅的浸出可通过化学溶解、化学氧化、阳极氧化三种途径;铅浸出的主要途径是靠化学溶解,矿粒与阳极接触而被氧化对浸出的贡献不大。     

乳状液膜法回收酸性含铜废水中的铜

采用乳状液膜法处理电积铜粉生产过程中产生的酸性含铜废水,对其中的Cu2+进行回收,研究乳状液膜体系的配方以及影响Cu2+回收率的因素.结果表明:以P204为流动载体、Span80为表面活性剂制备的乳状液膜体系稳定性好、溶胀小、破乳容易;在P204体积分数5%、Span80体积分数为3%、油内比为1∶1、内相酸浓度为2mol/L、乳水比为1∶4的条件下,Cu2+的回收率可达90%以上;该液膜体系循环使用5次后,Cu2+的富集浓度可达91.31g/L.     

非氰化法浸出某低品位金矿的试验研究

采用无氰化堆浸法对甘肃某低品位金矿(金品位为0.5 g/t)进行试验研究,考察了浸出剂种类、浸出剂浓度、浸出时间等工艺参数对金矿浸出效果的影响规律。研究结果表明,选用硫代硫酸铵(浓度为0.5 mol/L)为浸出剂,草酸钠(氧化剂)、三氯化铁、硫脲为助浸剂,浓度分别为12.5 mmol/L、5 mmol/L、5 mmol/L,浸出固液比=1∶3,氨水调节pH=10时,金浸出率可达到85.37%,获得了较好的选别指标。试验所采用的工艺可将低品位金矿中的金回收,同时避免氰化浸出法所产生的氰化物污染,为处理同类型金矿提供了技术支持。     

Enrichment of copper and recycling of cyanide from copper–cyanide waste by solvent extraction

The enrichment of copper from copper–cyanide wastewater by solvent extraction was investigated using a quaternary ammonium salt as an extractant. The influences of important parameters, e.g., organic-phase components, aqueous pH values, temperature, inorganic anion impurities, CN/Cu molar ratio, and stripping reagents, were examined systematically, and the optimal conditions were determined. The results indicated that copper was effectively concentrated from low-concentration solutions using Aliquat 336 and that the extraction efficiency increased linearly with increasing temperature. The aqueous pH value and concentrations of inorganic anion impurities only weakly affected the extraction process when varied in appropriate ranges. The CN/Cu molar ratio affected the extraction efficiency by changing the distribution of copper–cyanide complexes. The difference in gold leaching efficiency between using raffinate and fresh water was negligible.     

铜(Ⅰ)离子对氰化物溶液中金属离子存在形态的影响

提出了可以描述在各种金属离子浓度和不同的pH条件下,随铜盐添加量的增加,氰化物溶液中金属离子和CN-存在形态的公式.基于其计算结果,探讨了将铜盐加入含金银的氰化物溶液中时金银的沉淀机理,以及在矿石中铜含量较高时氰化物消耗量增加而金银浸出率降低的原因.将铜盐加入氰化物溶液中时,铜(Ⅰ)离子首先与溶液中游离CN-反应,然后从锌、镉、镍等金属的氰根配合物中"劫持"几乎全部的CN-,以CuCN形式生成沉淀,金银的氰根配合物被"劫持"CN-,以AuCN和AgCN型沉淀物沉淀.     

碳质卡林型金矿细菌氧化-氰化浸出研究

利用混合嗜酸菌对云南某碳质卡林型金矿进行了细菌氧化和氰化浸出的试验研究.研究表明,该矿直接氰化金的回收率非常低,即使采用碳浆浸出的氰化方法,金的回收率只有129%.细菌氧化工艺可以有效地解决硫化物包裹金的问题,大幅度提高金的浸出率,同时利用活性碳的竞争吸附,可以有效地解决碳质物的“劫金”作用,进一步提高金的回收率.通过细菌氧化-碳浆氰化联合处理工艺,金的回收率达到8239%,同时氰化钠的用量降低4968%,因此细菌氧化-碳浆氰化浸出工艺是处理碳质卡林型金矿的有效方法.     

水口山铅锌矿4#金矿体矿石室内试验

对水口山铅锌矿4~#金矿体矿石进行了氰化物和硫脲室内浸出可行性研究,初步试验结果表明,可行性方案为氰化浸出工艺,并研究了氰化浸出工艺浸出剂浓度、氧化剂浓度、液固比等对浸出效果影响,金浸出率超过90％,获得了浸出的合适参数和工艺条件,可为下步现场试验提供参考依据。     

金银铜多金属黄铁矿烧渣综合回收试验研究

根据黄铁矿烧渣的物理、化学性质特征,完成了多金属综合回收试验.结果表明:烧渣组成以氧化铁为主,并含有贵金属及有色金属,部分金、银、铜包裹于黄铁矿等硫化物中,而锌主要以铁酸锌形式存在.对烧渣进行氰化浸出,在试样未磨情况下,采用石灰调节矿浆pH=10～11、矿浆浓度35%、浸出时间24 h、氰化钠耗量6 kg.t-1的试验条件,可以获得金、银浸出率分别为67.25%、60.08%;采用浮选法处理烧渣可获得金品位8.66 g.t-1、回收率为37.82%的浮选产品,其中银品位和回收率分别为100.3 g.t-1、20.26%;对浮选尾矿直接进行氰化浸出,可获得金、银浸出率分别为96.85%、70.08%.     

A review of gold extraction using noncyanide lixiviants: Fundamentals,advancements, and challenges toward alkaline sulfur-containing leaching agents

Alkaline sulfur-containing lixiviants, including thiosulfate, polysulfides, and alkaline sulfide solutions, stand out as a promising class of alternatives to cyanide because of their low toxicity, high efficiency, and strong adaptability. In this paper, we summarized the research progress and remaining challenges in gold extraction using these noncyanide reagents. After a brief introduction to the preparation method, the transformation process of various sulfur-containing species in alkaline solutions was discussed. Thereafter, some insights into the mechanism of gold leaching in alkaline sulfur-containing solutions were presented from different aspects, including thermodynamics analysis, electrochemical dissolution, and leaching kinetics. Moreover, recent progress in in-situ generation of sulfur-containing anions from gold-bearing sulfide minerals was outlined as well. Gold passivation caused by sulfur species was discussed in particular because it is considered the greatest challenge facing sulfur-containing leaching systems. Alkaline sulfur-containing lixiviants are expected to serve as alternatives in industrial applications of gold extraction, particularly for refractory gold ores containing copper and carbonaceous matter.     

Process mineralogy characteristics of acid leaching residue produced in low-temperature roasting-acid leaching pretreatment process of refractory gold concentrates

To provide a theoretical basis for a suitable process to extract gold from refractory gold concentrates, process mineralogy on the acid leaching residue of gold calcine was studied by chemical composition, X-ray diffraction, scanning electron microscopy-energy spectrum, and mineral dissociation analysis. The results showed that the acid leaching residue contained Au 68.22 g/t, Ag 92.71 g/t, Fe 0.44%, As 0.10%, and S 0.55%. Gold and silver minerals existed as native gold, argentite, and proustite. Quartz, the main gangue mineral, accounted for 78.33wt/%. The dissociation degree analysis showed that the proportions of monomer and exposed gold in acid leaching residue were 96.66wt%. The cyanidation results showed that the cyanide gold leaching rate of acid leaching residues was close to 100wt%. However, the maximum cyanide gold leaching rate of gold calcine was only 85.31wt%. This suggests that acid leaching can increase the gold dissolution rate in the cyanide process.