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。     

利用碳抑制剂降低含碳氰渣中金品位的试验研究

鑫汇金矿矿石为多金属硫化矿,有用元素为Au、Ag、Cu和Zn等,但同时含有一定量的有害元素C,并且随着井下开采深度的增加,矿石和精矿中的含碳量也逐渐增加。由于碳的劫金特性,金精矿中含碳量增多,导致浸出和洗涤效果差,氰渣品位偏高,氰化回收率较低。为了减少碳对氰化指标的影响,提高金的回收率,从2011年初开始,在实验室进行了“在浸出过程中添加碳抑制剂”的小型试验,在对大量的试验结果综合分析后认为,在浸出过程中添加碳酸钠能够抑制碳的劫金性能,有利于提高金的回收率。从2011年6月开始进行工业试验,在氰化生产中添加碳酸钠,通过对比2011年6-12月的生产指标与2010年同期指标可以看出,氰渣品位同比降低了0.26 g/t,每年为公司增加经济效益155万元。     

某铜金氧化矿高氰高碱综合回收金铜试验

针对某含铜氧化金矿开展高氰高碱综合回收金铜试验。结果表明,在矿石细度-0.074mm占93.54%、氰化钠浓度1000mg/L、矿浆浓度40.00%、浸出时间48h、炭用量10g/L的条件下,金浸出率为89.67%,炭金品位313.20g/t,铜品位1304.48g/t。炭浸贫液通过酸化法脱铜回收氰根,氰根回收率超过99%,同时铜以品位超过60%铜精矿回收。     

金矿氰化提金工艺优化试验研究

针对金矿石中,金与硫化矿物伴生的特点,将金矿矿石充分细磨后,采用强化措施进行全泥氰化浸出。然而,硫化矿物在一定程度上溶于氰化物溶液,产生的可溶性硫化物将阻碍金的氰化浸出。为减少硫化矿物对金氰化浸出的影响,采用鼓空气的方法对矿浆进行预处理。同时,在氰化浸出过程中,通过对磨矿细度、溶解氧、硝酸铅以及氰化钠质量分数的控制,优化了金浸出效果。最终,在减少氰化物消耗量的前提下,金浸出率提高到95．4％。     

温杖子金矿含铜金矿脱铜浸金研究

含铜金矿石是重要金矿资源．含铜金矿石的细菌氧化作用导致硫化物溶解，铜呈硫酸铜形式被脱除．生物浸渣用氰化物提金获得较高的金回收率．采用焙烧氧化、酸浸脱铜、氰化提金的处理方法，也能使含铜金矿达到脱铜提金的效果．细菌预氧化处理含铜金矿是一条经济有效的途径．     

高浓度盐对氰化物和金属铜的解吸研究

从提金废液中回收氰化物和金属铜一直具有重要的经济价值和环保意义。文中研究了用离子交换法处理含氰废水工艺中的解吸过程，针对试验使用的离子交换树脂寻找了一种简单有效的解吸剂；探索了解吸过程的温度、质量浓度和时间等影响因素，确定了解吸的优化条件。研究表明：高浓度的NaCl溶液能有效地将离子交换树脂上的金属分离解吸下来：该解吸剂尤其适合于高浓度的含铜废液，用20倍床层体积的解吸液对总氰的解吸率达到90％以上，对铜的解吸率达到85％以上，基本不解吸锌；解吸后的溶液可用传统的AVR（酸化、挥发、中和）法或电解．法回收铜和氰。该解吸工艺使解吸过程变得简单、有效，而且解吸剂价格低廉，解吸中无有毒物质产生，同时解决了离子交换树脂再生困难的问题。     

全泥氰化工艺尾水综合回收新工艺

针对全泥氰化工艺尾水开展100t/d工业试验研究,开发纳滤、反渗透二段浓缩铜银络合离子工艺,通过置换、中性萃取、酸性反萃、电积全新工艺技术,在不改变尾水理化性能的条件下,实现了活化游离氰根,提高金、银浸出率,综合回收电积铜的目的。     

Development of Gold and Silver Extraction Technology from Ores and Intermediate Products Containing Mercury

For a long time the ores of placer deposits were processed using amalgamation method, and this resulted in contamination of mine sites and products of treatment with mercury. Adverse effects of mercury manifested themselves at different stages of the precious metals extraction process using cyanide technology.

With the aim of improving the process the physico-chemical behaviour of mercury during cyanidation, sorption and desorption using activated carbons and ion exchange resins, electrowinning and cementation was studied. The studies came up with a set of conditions of the cyanidation process which prevented mercury from passing into a solution or brought its solubilization up to 80%.

Studies on the selective removal of mercury from cyanide solutions using different chemical methods were carried out. A settling reagent for cyanide solutions causing almost complete precipitation of mercury was found.

Tests on gold and silver extraction from mercury-free cyanide solutions by sorption, electrowinning and cementation onto carbon were conducted. No problems were encountered during these tests. A process flowsheet including two stages of cyanidation in a cone-type device, removal of mercury from solutions, precipitation of gold and silver by electrowinning was devised. The flowsheet provides complete recycling of barren solutions and purification of cyanidation cakes. The suggested flowsheet was tested in plant conditions and is recommended for use.     

金矿非氰化浸金研究进展

随着易处理金矿石资源枯竭,含砷、含碳、高硫、超细颗粒金矿石已成为金矿开采的重点,这些难处理金矿通过常规氰化浸金等方法浸出效果差,由于氰化物有剧毒,会危害人体健康,并严重污染生态环境。非氰化法浸金因具有环保、浸出速率快、效率高等优点受到了广泛关注。在综述了硫代硫酸盐法、甘氨酸法、卤素法、石硫合剂法、碘化焙烧工艺、硫脲浸出法和非水溶液浸金7种非氰浸金方法的浸金原理及其在难处理金矿方面的最新研究进展的基础上,讨论了非氰浸金方法存在的浸出剂昂贵、浸出液中金回收困难、浸出体系复杂、浸出剂性质不稳定及消耗量大等问题,并对非氰浸金技术的发展方向进行了展望。      

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。     

含氰贫液酸化产物中铜元素回收工艺研究

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%。     

某难处理金矿热压氧化渣预处理试验研究

高铜难处理金矿经酸性热压氧化后,铜基本被浸出进入溶液中,消除了铜对氰化过程的影响,而银在热压处理过程中易与生成的黄钾铁矾相结合,生成难处理的银铁矾[AgFe₃（SO₄）₂（OH）₆],在随后的常规氰化试验中,金回收率达99%以上,但银回收率不足10%。针对银回收率低的问题,系统考察了矿浆浓度、NaCN浓度、石灰用量、预处理温度和时间、氰化时间及炭密度等因素对金、银浸出率的影响,进而确定了最佳浸出条件。试验结果表明：在85~90 ℃、矿浆浓度为40%、石灰用量为40 kg/t的条件下,对氧化渣进行碱性预处理,随后在NaCN用量为0.10%的条件下浸出8 h,银回收率得到大幅提高（达到85%）,金浸出率也保持在99%以上。     

含铜金矿石氨氰体系浸金机理研究

对于金以非包裹形式存在的含铜金矿石,直接氰化虽然能取得较高的金浸出率(92%),但氰耗高(130 kg/t),而且氰化物耗量并不与铜的浸出量成线性关系。氨氰体系浸金可以得到较高金浸出率的同时,降低氰化物耗量。该体系中最佳氨氰比为3∶1,最大的氰化钠用量为14.7 kg/t,继续增大氰化钠用量,金的浸出率并不明显增高,而过量的氨则会导致试样中铜的快速溶解,同样不利于金的浸出。试样中的可溶性铜使浸出液中的Cu2+浓度满足氨氰体系浸金的要求,过量的Cu2+对浸金不利。研究结果表明,氨氰体系浸出金的机理可能是铜氨络离子充当氧化剂,而氰铜络离子(以Cu(CN)32-为主)充当浸金剂,浸出液中铜浓度和金浓度变化的四个阶段支持了此浸金机理。     

碳纤维电解法从稀氰化金溶液提取金

本文研究了用碳纤维作阴极材料直接从氰化浸出液中电解提金,并考察了各种因素对电解过程的影响。试验表明,碳纤维电解法从稀氰化金溶液中提金具有实际应用意义。     

含铜金矿堆浸过程中铜的行为研究

紫金山金矿是中国第一大金矿,属于低品位氧化金矿,随着开采标高的降低,金矿中的铜含量不断升高,给金矿堆浸、炭吸附和载金炭解吸—电积等工艺造成了较大的影响。详细考查了紫金山金矿的生产工艺,对生产工艺参数进行了深入分析,剖析了含铜金矿堆浸过程中铜的行为,并对生产工艺参数优化提出了建议,应根据实际情况优化工艺参数,尽量降低浸出液中的游离氰化物浓度,减少铜矿物的浸出,并增加喷淋液中铜氰络合物转化为氰化亚铜的量,降低含铜浸出堆浸—炭吸附体系的铜浓度,从而减小铜对金浸出和吸附的影响,降低氰化钠的用量,这对紫金山金矿堆浸和炭吸附生产具有重要的指导意义。     

酸化-硫化沉淀工艺处理紫金山金矿堆浸贵液工业调试及评价

针对紫金山金矿二选厂堆浸贵液进行了酸化-硫化沉淀法处理工艺的工业调试,结果表明:该技术不仅可以消除氰化物可溶性的铜矿物对低品位金矿浸出造成的不良影响,而且可以回收氰化物使其循环利用,还可以回收可销售的铜精矿,降低了黄金生产的运行成本,提高了企业的综合效益,在紫金山金矿和其他相似资源的金矿生产企业具有极大的推广价值。     

高砷高碳氧化金矿石提金试验研究

甘肃某金矿矿石中金矿物嵌布粒度微细,属于典型的高砷高碳难处理类卡林型金矿。对该矿石采用单一浮选工艺进行处理时,金回收率仅为21.37%;直接全泥氰化时,金浸出率仅为34.62%。根据矿石的性质及探索试验结果分析,确定采用浮选碳金精矿—碱浸预处理—氰化炭浸工艺进行处理。通过优先浮选可浮性较好的碳,消除碳对氰化浸出"劫金"的影响;利用高浓度氢氧化钠对砷黄铁矿及硫化矿进行化学分解,打开包裹金;再利用氰化炭浸工艺浸出回收金。该工艺在1 000 t/d炭浸厂应用时,可以获得金品位130.21 g/t、回收率12.18%的碳金精矿,尾矿氰化炭浸金作业浸出率72.16%,原矿金综合回收率达到74.34%;这对中国西部类卡林型金矿的生产应用具有借鉴意义。     

Towards industrial implementation of glycine-based leach and adsorption technologies for gold-copper ores

The technology to selectively leach gold, silver and base metals from ores, concentrates, and wastes, using an alkaline glycine solution, has initiated significant interest in using the new technology in various environments such as in situ, in-place, dump, heap, and vat and agitated tank leaching. It has been shown that glycine acts synergistically with a number of other lixiviants to lower the net consumption of the other lixiviants while allowing low-cost glycine solution recovery. Glycine is a non-toxic, stable, environmentally benign reagent that is available in bulk industrial quantities. It has the ability to dissolve most copper oxide and sulphide minerals, as well as native copper, whilst not interacting with acid-consuming gangue nor dissolving iron and various or ubiquitous gangue elements. It acts synergistically with small amounts of cyanide to leach gold-copper ores at leach rates higher than either glycine or cyanide on their own, while significantly reducing cyanide consumption and eliminating detoxification requirements. The leaching behaviour of various glycine-based systems will be reviewed, followed by the evaluation of the adsorption of gold onto activated carbon. Where the economics merit it, copper can be easily recovered using solvent extraction or sulphide precipitation.     

从含碳金矿石中提金工艺方法的试验研究

拟定了一种从含碳金矿石中提取金的工艺方法,该方法采用氨水-煤油混合体系对矿样进行预处理,从而使可溶性铜形成铜氨络合物,使矿样中的碳吸附煤油而钝化,以消除碳在氰化过程中对金的吸附。在助浸剂H₂O₂存在的条件下,分别采用CaO和NaOH为pH值的调整剂进行氰化浸出,使金的氰化浸出率分别达到96.01%和97.79%,具有较好的经济效益和社会效益。