采用过氧化氢氧化法处理酸性含氰废水技术的研究

对于黄金生产所产生的含氰废水的处理，国内主要采用氧化法或酸化法。酸化法适用于高浓度含氰废水的处理，处理后的废液含氰一般在５－５０ｍｇ／Ｌ，需进行二次处理方能排放。本文通过小型试验、工业试验研究结果，探讨了过氧化氢氧化法处理酸性含氰废水的可行性。试验表明：采用过氧化氢氧化法处理酸性含氰废水可将其中的氰化物（以ＣＮＴ计）在车间排放口降至０．５ｍｇ／Ｌ以下，药剂万分为５．９元／ｍ＾３     

某金矿氰化贫液净化试验工艺参数研究

某金矿氰化提金过程产生的氰化贫液中总氰化合物质量浓度3 303.5 mg/L,硫氰酸盐质量浓度3 855.0 mg/L,铜质量浓度1 527.2 mg/L,试验确定了采用酸化吹脱-碱液吸收法去除影响选矿指标的铜离子并回收氰化物的可行性,优化了酸化吹脱法的工艺条件。在最佳试验条件下,氰化贫液中总氰化合物去除率达99.06%,铜去除率98.65%,氰化物回收率78.00%,处理后的溶液进行氰化浸出试验,效果较好,即返回液对氰化浸出过程无影响。     

氰化废水回收技术综述

氰化浸出工艺至今仍是占绝对统治地位的提金方法,金矿石中常常伴生含量不等的各类杂质金属矿物,导致氰化物消耗和氰化尾液中氰化物含量显著增加。目前普遍应用的氰化废水净化工艺对处理简单的含游离氰化物的废水是非常有效的。如果矿石中存在其他有价金属如铜等,则氰化物将流失于尾矿、尾渣中难以有效回收,杂质元素的存在增加了氰化物的消耗,严重时甚至使整个金氰化回收工艺失效。针对黄金矿山含氰废水的性质和特点,已研究开发了多种回收技术和方法。由于各种杂质金属的累积效应,含氰废水直接返回工艺通常很难实现。AVR法及由此技术衍生的方法如硫化物沉淀技术生产成本较高、且不能有效回收含氰废液中的有价金属。受制于对氰化物的吸附能力,活性炭只能处理低氰废水。树脂吸附和溶剂萃取工艺可以针对含氰废水性质进行合理的选择性设计,但通常生产成本较高,操作工序繁琐复杂。采用液膜和其他如渗析法等技术仍然处于实验室研究阶段,能够有效应用于工业实践的氰化废液回收技术仍有待开发。     

含铜金精矿选择性浸金研究

以山西某地含铜金精矿为研究对象,进行实验室试验和扩大试验,讨论分析了氨氰法、硫脲、硫代硫酸盐和分步浸取法的浸出条件和浸出效果。试验结果表明,对于金以非包裹形式存在的含铜金矿石,与硫脲法、硫代硫酸盐法、分步浸取法等选择性浸金方法相比,氨氰法具有浸出率高、试剂廉价、工艺简单等明显的优点。该方法与直接氰化相比,在金的浸出率达到92％的同时,大幅度地降低了氰化物耗量。根据实验室试验结果进行的扩大试验和半工业生产试验结果表明,氨氰法的工艺指标合理、稳定,是该含铜金矿石回收金的有效方法。     

某金精矿冶炼厂氰化尾矿浆综合处理试验研究

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。     

全泥氰化炭浆提金工艺含氰尾矿处理技术改造与实践

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。     

酸化法回收氰化物现状与前景

自一九八一年用酸化回收法处理含氰废水的工艺装置投入运行到现在,已有四年多时间了,在此期间,人们对酸化回收法在黄金矿山的应用,各抒己见,褒贬不一.下面根据酸化回收法处理含氰废水的实际情况,谈一谈我们的看法.采用浮选—氰化工艺提金的矿山、其贫液组成大致如下(单位mg/1),见表1.     

甘肃某金矿含氰贫液处理及再利用试验

针对甘肃某金矿含氰贫液特点,分别采用因科法和碱氯法处理,并对试验条件进行了优化。试验结果表明:因科法去除氰化物效果较好,在含氰贫液p H值11、焦亚硫酸钠用量1 800 mg/L、不充气搅拌1.5 h条件下,处理后贫液中总氰化合物质量浓度由79.59 mg/L降至0.47 mg/L,低于国家废水排放标准规定的0.5 mg/L,处理后尾渣毒性浸出指标均达到国家尾矿库处置污染控制要求。含氰贫液循环利用于浸出流程不影响金的浸出。     

印染废水中极高质量浓度氰化物处理试验研究

某印染废水中存在极高质量浓度氰化物,采用硫代硫酸盐法处理废水难度大、成本高。采用长春黄金研究院有限公司自主研发的3R-O净化回收技术处理该印染废水,总氰化合物质量浓度从7 520 mg/L降至低于50 mg/L,氰化物去除率超过97.5%;且绝大部分氰化物得到回收利用,氰化物回收率高达99.1%。3R-O净化回收技术处理该印染废水取得了较好的经济效益和环境效益。     

次亚磷酸盐在电解铜氰废液同时回收铜和氰过程中的作用

以高浓度铜氰溶液为研究对象,通过添加次亚磷酸盐,进行了高碱条件下电积回收铜与氰化物的研究.研究了次亚磷酸盐用量、温度对铜和氰化物沉积过程的影响;利用线性循环伏安、恒电位电解并结合X射线衍射分析阳极沉淀物的物相,分析了阳极反应机理和次亚磷酸盐抑制氰化物分解的机理;采用电解后余液进行金的氰化浸出实验.结果表明:次亚磷酸盐可有效抑制电沉积过程中氰化物的分解,其抑制效果随温度升高而增强.电解过程中阳极表面生成的Cu2+是造成氰化物分解的主要原因;次亚磷酸盐通过优先与Cu2+发生氧化还原反应从而抑制氰化物的分解.处理后余液对金的氰化浸出无不良影响,通过电解可综合回收铜氰废水中金属与氰化物,处理后废水可循环利用.      

含碲金精矿氰化浸出的试验研究

含碲金精矿是一种典型的难浸精矿。本文通过多种方案的对比试验，表明金碲精矿先经硝化预处理，然后进行常规氰化浸出，金的浸出率可达９５％以上，氰浸渣经硫化钠浸出，可回收６０％以上的金属碲。     

从某锌矿石中综合回收锌、金生产实践

某锌矿石中锌、金共生关系密切，极难分离。对该矿石采用优先浮选工艺，锌、金回收率低，效益差；采用混合浮选工艺产出锌金混合精矿，其经氰化处理后氰尾渣作为锌精矿出售。该工艺可获得较高的锌、金综合回收率及达到效益最大化。     

含金氧化钼矿石选矿试验研究

某含金钼矿石,钼氧化率高达68.5%。对该矿石采用优先浮选辉钼矿,将金富集到硫化钼精矿中,然后再浮选氧化钼矿物,硫化钼精矿经脱药抑制辉钼矿后氰化浸出回收金的工艺流程,使矿石中钼和金得到综合回收。选冶试验指标为:原矿钼品位0.52%,金1.53g/t,硫化钼精矿品位44.38%,氧化钼精矿品位23.6%,钼回收率78.2%,金回收率57.81%。     

提高含砷碳难处理氧化金矿石选冶回收率的试验研究

广西某地区金矿石为含砷碳难处理氧化金矿石,常规选矿回收率较低,仅为83.00%;金精矿氰化回收率为50.30%,选冶综合回收率为41.50%。为了提高该矿石选冶回收率,综合采用全泥氰化法、焙烧氧化预处理、细菌氧化预处理、加压氧化预处理及常规浮选后精矿再氰化等多种选冶方法开展试验研究,最终选用细菌氧化预处理后精矿再氰化的生产工艺处理该矿石,实现选冶回收率达到95.00%的良好技术指标。     

浙江某金矿全泥氰化浸出试验研究

对浙江某金精矿氰化浸出工艺进行改进,将贵液直接返回磨机边磨边浸,在富氧条件下直接全泥氰化浸出金,含氰污水全部返回流程。实践结果表明:工艺改进后不仅大大缩短了浸出时间,而且金、银总回收率均提高了5%以上,并有较好的环境效益。     

某高硫砷金精矿提取方法比较

对辽南某高硫砷金精矿提取方法进行了比较。固液比 1:3,pH =10 5,NaCN =1g/L ,2 5～ 30℃ ,电动搅拌 2 4h或 36h常规氰化 ,浸出率仅为 5%左右。固液比为 1:4 ,氧气 5× 10 5Pa ,加压酸性预氧化浸出效果不好 ,浸出率为 39 6 %。硫脲提取pH =0～ 1 0 ,硫脲 =2 0g/L ,2 5～ 30℃ ,固液比 1:4 ,FeCl3 为氧化剂 ,电动搅拌 1 5～ 2h ,浸出率为50 9%。采用Ca(OH) 2 固硫固砷浸出 ,效果较好。烧渣酸洗 ,硫脲浸出 ,时间短 ,浸出率达 94 5% ,并可避免高毒性的氰化物。     

难选铅锌矿无氰选矿新技术研究

针对复杂难选铅锌硫银多金属矿选矿生产中长期使用氰化钠分离铅锌硫的现状,研究寻求替代氰化钠使用的多组份抑制剂、捕收剂药剂制度,及合理可行的工艺流程方案。研究结果获得的组合抑制剂和组合捕收剂,以及铅优先浮选中矿再磨再选方案1,和铅优先浮选中矿顺序返回方案2选矿工艺技术,可以完全取消氰化钠选别分离铅锌硫矿物。与采用氰化钠工艺的生产指标比较,小型试验指标铅精矿回收率提高5%～10%、铅精矿中金、银回收率分别提高7%和11%;工业试验指标,在铅+锌原矿品位降低5%条件下,铅锌金银回收率也获得了提高。实现了对该矿山三种类型复杂难选铅锌硫矿石选矿取消使用氰化钠、采用低碱无毒药剂浮选分离铅锌硫的目标。     

黄金冶炼氰渣火法处理研究现状及展望

焙烧氰化尾渣是含金硫化矿氰化法提金产生的固废,占氰渣总量的50%以上。其中的金被铁矿石和脉石包裹,采用火法回收工艺才可有效回收金和铁。目前的火法回收工艺有氯化挥发焙烧法回收金银、还原焙烧—磁选法回收铁、氰渣-铜精矿协同冶炼同时回收金和铁。氰渣-铜精矿协同冶炼法具有高效性、经济性和环保性,前景更加广阔。     

选冶联合提高甘肃某难浸金矿浮选尾矿金回收率的试验研究

甘肃某金矿矿石金质量分数为4.3×10-6,锑、砷和碳依次为0.48%、0.37%和1.84%,属于典型的复杂难处理锑金矿,现场生产采用"重选-浮选-浮尾氰化"工艺回收金和锑。由于矿石中金嵌布粒度粗细不均,锑、砷和碳等杂质含量高,导致金总回收率仅为82%,金损失严重。为提高金回收率,采用电子探针对浮选尾矿中金的赋存状态进行了研究,在此基础上开展了提高金回收率的试验研究。试验结果表明:浮选尾矿中部分金以晶格金或包裹金形式赋存于毒砂、黄铁矿和辉锑矿等硫化矿物中,氰化浸出过程中难以与浸出液接触,是导致金损失过高的主要原因;氰化浸出前先对浮选尾矿进行分级,分级后对+0.038 mm粗粒级进行再磨和活化浮选,强化对包裹金和晶格金的回收,然后再将粗粒浮选尾矿与-0.038 mm细粒级合并进行氰化浸出,金总回收率可提高约9个百分点,尾渣中金质量分数降低至0.3×10-6以下。