CN101619391A - 从氰化浸金贫液中分离萃取金的方法 - Google Patents
从氰化浸金贫液中分离萃取金的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN101619391A CN101619391A CN200910041758A CN200910041758A CN101619391A CN 101619391 A CN101619391 A CN 101619391A CN 200910041758 A CN200910041758 A CN 200910041758A CN 200910041758 A CN200910041758 A CN 200910041758A CN 101619391 A CN101619391 A CN 101619391A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- gold
- leaching
- solution
- cyanide
- organic phase
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Granted
Links
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 86
- 239000010931 gold Substances 0.000 title claims abstract description 86
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 86
- 238000002386 leaching Methods 0.000 title claims abstract description 43
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 28
- XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N Cyanide Chemical compound N#[C-] XFXPMWWXUTWYJX-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 21
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims abstract description 57
- 239000012074 organic phase Substances 0.000 claims abstract description 53
- STCOOQWBFONSKY-UHFFFAOYSA-N tributyl phosphate Chemical compound CCCCOP(=O)(OCCCC)OCCCC STCOOQWBFONSKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 23
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims abstract description 16
- 238000005185 salting out Methods 0.000 claims abstract description 8
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 56
- WCUXLLCKKVVCTQ-UHFFFAOYSA-M Potassium chloride Chemical class [Cl-].[K+] WCUXLLCKKVVCTQ-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 15
- KWGKDLIKAYFUFQ-UHFFFAOYSA-M lithium chloride Chemical compound [Li+].[Cl-] KWGKDLIKAYFUFQ-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 12
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 8
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 8
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 8
- KBPLFHHGFOOTCA-UHFFFAOYSA-N caprylic alcohol Natural products CCCCCCCCO KBPLFHHGFOOTCA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- 235000011164 potassium chloride Nutrition 0.000 claims description 7
- 239000001103 potassium chloride Substances 0.000 claims description 7
- OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N Phosphorus Chemical compound [P] OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- INHCSSUBVCNVSK-UHFFFAOYSA-L lithium sulfate Chemical compound [Li+].[Li+].[O-]S([O-])(=O)=O INHCSSUBVCNVSK-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 5
- 239000011574 phosphorus Substances 0.000 claims description 5
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 claims description 5
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- CTQNGGLPUBDAKN-UHFFFAOYSA-N O-Xylene Chemical compound CC1=CC=CC=C1C CTQNGGLPUBDAKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- SNRUBQQJIBEYMU-UHFFFAOYSA-N dodecane Chemical compound CCCCCCCCCCCC SNRUBQQJIBEYMU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 239000003350 kerosene Substances 0.000 claims description 4
- 229940094933 n-dodecane Drugs 0.000 claims description 4
- 239000012266 salt solution Substances 0.000 claims description 4
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 claims description 4
- TVMXDCGIABBOFY-UHFFFAOYSA-N n-Octanol Natural products CCCCCCCC TVMXDCGIABBOFY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 159000000000 sodium salts Chemical class 0.000 claims description 3
- PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L Sodium Sulfate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])(=O)=O PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 2
- 229910003002 lithium salt Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 159000000002 lithium salts Chemical class 0.000 claims description 2
- 239000003960 organic solvent Substances 0.000 claims description 2
- 229910052938 sodium sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 235000011152 sodium sulphate Nutrition 0.000 claims description 2
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 claims 5
- 208000006558 Dental Calculus Diseases 0.000 claims 1
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 claims 1
- WHXSMMKQMYFTQS-UHFFFAOYSA-N Lithium Chemical compound [Li] WHXSMMKQMYFTQS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 229910002651 NO3 Inorganic materials 0.000 claims 1
- NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N Nitrate Chemical compound [O-][N+]([O-])=O NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 claims 1
- 229910052744 lithium Inorganic materials 0.000 claims 1
- 150000003016 phosphoric acids Chemical class 0.000 claims 1
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 claims 1
- 239000011591 potassium Substances 0.000 claims 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 claims 1
- 239000011734 sodium Substances 0.000 claims 1
- MXZVHYUSLJAVOE-UHFFFAOYSA-N gold(3+);tricyanide Chemical compound [Au+3].N#[C-].N#[C-].N#[C-] MXZVHYUSLJAVOE-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 17
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 14
- 238000005191 phase separation Methods 0.000 abstract description 9
- 230000008901 benefit Effects 0.000 abstract description 4
- 239000003085 diluting agent Substances 0.000 abstract description 4
- 239000012071 phase Substances 0.000 abstract description 4
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 abstract description 2
- 229910001392 phosphorus oxide Inorganic materials 0.000 abstract 1
- VSAISIQCTGDGPU-UHFFFAOYSA-N tetraphosphorus hexaoxide Chemical compound O1P(O2)OP3OP1OP2O3 VSAISIQCTGDGPU-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 6
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 3
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 description 3
- OTYBMLCTZGSZBG-UHFFFAOYSA-L potassium sulfate Chemical compound [K+].[K+].[O-]S([O-])(=O)=O OTYBMLCTZGSZBG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 229910052939 potassium sulfate Inorganic materials 0.000 description 3
- 235000011151 potassium sulphates Nutrition 0.000 description 3
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 3
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 description 3
- RBTVSNLYYIMMKS-UHFFFAOYSA-N tert-butyl 3-aminoazetidine-1-carboxylate;hydrochloride Chemical compound Cl.CC(C)(C)OC(=O)N1CC(N)C1 RBTVSNLYYIMMKS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 2
- 229910021645 metal ion Inorganic materials 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- 239000003607 modifier Substances 0.000 description 2
- XAEFZNCEHLXOMS-UHFFFAOYSA-M potassium benzoate Chemical compound [K+].[O-]C(=O)C1=CC=CC=C1 XAEFZNCEHLXOMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 2
- 239000008096 xylene Substances 0.000 description 2
- JPGXOMADPRULAC-UHFFFAOYSA-N 1-[butoxy(butyl)phosphoryl]oxybutane Chemical compound CCCCOP(=O)(CCCC)OCCCC JPGXOMADPRULAC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- VYRDHRYMAZWQJH-UHFFFAOYSA-N [P].P Chemical compound [P].P VYRDHRYMAZWQJH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 1
- 150000001412 amines Chemical class 0.000 description 1
- 150000001450 anions Chemical class 0.000 description 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000007812 deficiency Effects 0.000 description 1
- 238000011549 displacement method Methods 0.000 description 1
- 239000012527 feed solution Substances 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 230000036632 reaction speed Effects 0.000 description 1
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 1
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 1
- 238000006467 substitution reaction Methods 0.000 description 1
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明公开了一种从氰化浸金贫液中萃取分离富集金的方法。该方法包括步骤:将三烷基氧化磷和磷酸三丁酯混合均匀,加入稀释剂,得到萃取有机相;向氰化浸金液中加入盐析剂;加入萃取有机相,在常温下振荡接触1~20min,静置分相,得到金负载有机相;萃取有机相和氰化浸金液体积比为1∶1~1∶20;在40~70℃用反萃剂对金负载有机相进行反萃取,得到反萃金溶液。采用本发明,萃取率达到96%以上,反萃率达到90%以上;萃取有机相可循环使用,具有显著的经济效益和环境效益;本发明操作简单,萃取效果好;萃取剂简单易得,价格低廉,用量少,萃取速度快,分相时间短,选择性较高,有利于工业实现,节约成本、提高效率。
Description
技术领域
本发明属于贵金属冶金领域,特别涉及一种从氰化浸金贫液中分离萃取金的方法。
背景技术
自八十年代以来,溶剂萃取法已经成为金富集分离的重要方法。磷类萃取剂是浸金溶液中萃取金常用的萃取剂,一直是研究的热点,其在酸性或者中性溶液中萃取金取得较高了的萃取率。1983年,Miller J.D.研究了加入磷酸三丁酯(TBP)、丁基膦酸二正丁酯(DBBP)等中性磷类改性剂,可改变胺类萃取剂的表观碱度,使其能较好地从碱性氰化物溶液中萃取金。后来人们也发现这种中性磷类改性剂本身也可以作为从碱性氰化液中萃取金的萃取剂,但是单独用TBP和DBBP萃取,萃取剂用量大,选择性不高,分配比较低。因此,寻找一种既能高效萃取分离富集金,同时又易于反萃,简单易得的萃取体系,一直是人们努力的方向。
目前,我国黄金的冶炼主要采用氰化物法浸出法。传统的金分离方法主要有沉淀法,置换法和炭浆吸附法。这些传统工艺流程冗长、复杂、效率低,金的回收率低;溶剂萃取法因其工艺简单,反应速度快,分离效果好,易实现自动化等优点而备受人们青睐。然而,溶剂萃取法也因缺乏合适的萃取剂、反萃困难及萃取剂损耗大等不足,使得从碱性氰化浸金液中回收金远未达到工业应用的要求。因此,研究合适的萃取体系,提高萃取率和反萃率,降低萃取剂损耗对金的分离富集,具有重要的实际意义。
发明内容
为了解决上述现有技术的不足之处,本发明的目的在于提供一种从氰化浸金贫液中分离萃取金的方法。
本发明的目的通过下述技术方案实现:一种从氰化浸金贫液中分离萃取金的方法,包括以下操作步骤:
(1)将三烷基氧化磷(TRPO)和磷酸三丁酯(TBP)按1∶1~4∶1的体积比混合均匀,加入稀释剂,得到萃取有机相;
(2)向氰化浸金贫液中加入盐析剂,混合均匀;加入步骤(1)所得萃取有机相,在常温下振荡接触1~20min,静置分相,得到金负载有机相;所述萃取有机相和氰化浸金贫液的体积比为1∶1~1∶20;
(3)用反萃剂对步骤(2)所得金负载有机相进行反萃取,得到反萃金溶液。
步骤(1)所述稀释剂在萃取有机相中的体积百分比浓度为50%~90%;步骤(2)所述盐析剂在萃取有机相中的摩尔浓度为0.1mol/L~5mol/L。
步骤(1)所述稀释剂是二甲苯、正十二烷、煤油、正辛醇或其它对TRPO和TBP有良好溶解性的有机溶剂。
步骤(2)所述盐析剂为钾盐、钠盐或锂盐,优选硫酸钾、氯化钾、硫酸钠、硫酸锂或氯化锂。
步骤(2)所述氰化浸金贫液中金的质量体积比浓度为1mg/L~50mg/L;所述氰化浸金贫液的pH值为9~12。
步骤(3)所述反萃剂是水或摩尔浓度为0.01mol/L~0.1mol/L的盐溶液;所述反萃剂和金负载有机相的体积比(相比O/A)为2∶1~1∶5。所述盐溶液是钾盐或钠盐溶液,优选氯化钠,氯化钾。
所述反萃取的温度为40~70℃。
本发明的原理是:磷(膦)类萃取剂是浸金溶液中萃取金常用的萃取剂。TRPO具有很好的萃取能力,但是萃取过程中会有分相时间长,反萃困难的缺点;而TBP萃取金需要很高的萃取剂浓度才能得到较好的萃取效果,分配比也很低;TBP与TRPO按本发明比例混合后萃取金,不仅分配比高,分相时间缩短,而且反萃效果好。在萃取有机相与氰化浸金贫液接触过程中,金会以络合阴离子的形式被萃取到萃取有机相中,随后采用合适的反萃剂对金负载有机相进行反萃,把金转移到反萃液中,同时萃取有机相可以循环使用。
本发明相对现有技术,具有如下的优点及有益效果:(1)能在碱性氰化浸金液中有效的定量萃取金,并且萃取金的pH值范围较广;(2)在采用本工艺萃取时,不仅有良好的萃取效果,萃取率达到96%以上,而且反萃效果也好,反萃率达到90%以上;(3)萃取有机相可以循环使用,具有显著的经济效益和环境效益;(4)本发明方法操作简单,萃取效果好;萃取剂简单易得,价格低廉,用量少,萃取速度快,分相时间短,选择性高,有利于工业实现,节约成本。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明作进一步详细的描述,但本发明的实施方式不限于此。
实施例1
(1)将三烷基氧化磷(TRPO)和磷酸三丁酯(TBP)按1∶1的体积比混合均匀,加入体积百分比浓度为50%的煤油,得到萃取有机相;
(2)向氰化浸金贫液中加入硫酸钾溶液混合均匀,其中初始金浓度为26.78mg/L,硫酸钾浓度为2mol/L。萃取有机相和氰化浸金贫液按体积比为1∶10混合,在常温下振荡接触5min,静置分相,得到金负载有机相;测得萃余金浓度为1.07mg/L,萃取率为96%;
(3)在60℃条件下,用水对步骤(2)所得金负载有机相进行反萃取,水和金负载有机相的体积比(相比O/A)为1∶1,得到反萃金溶液。反萃率为94.6%,取得了很好的萃取和反萃效果。
实施例2
(1)将三烷基氧化磷(TRPO)和磷酸三丁酯(TBP)按2∶1的体积比混合均匀,加入体积百分比浓度为90%的二甲苯,得到萃取有机相;
(2)向氰化浸金贫液中加入氯化钾溶液混合均匀,其中初始金浓度为26.78mg/L,氯化钾浓度为5mol/L。萃取有机相和氰化浸金贫液按体积比为1∶5混合,在常温下振荡接触5min,静置分相,得到金负载有机相;测得萃余金浓度为0.33mg/L,单级萃取率为98.8%;
(3)在50℃条件下,用摩尔浓度为0.01mol/L的氯化钠溶液对步骤(2)所得金负载有机相进行反萃取,水和金负载有机相的体积比(相比O/A)为1∶1,得到反萃金溶液,单级反萃率为90%,取得了较好的萃取和反萃效果。
实施例3
(1)将三烷基氧化磷(TRPO)和磷酸三丁酯(TBP)按2∶1的体积比混合均匀,加入体积百分比浓度为70%的正十二烷,得到萃取有机相;
(2)向氰化浸金贫液中加入硫酸锂溶液混合均匀,其中初始金浓度为50.14mg/L,硫酸锂浓度为1mol/L。萃取有机相和氰化浸金贫液按体积比为1∶5混合,在常温下振荡接触10min,静置分相,得到金负载有机相;测得萃余金浓度为0.5mg/L,单级萃取率为99.0%;
(3)在60℃条件下,用摩尔浓度为0.01mol/L氯化钠溶液对步骤(2)所得金负载有机相进行反萃取,反萃液和金负载有机相的体积比(相比O/A)为2∶1,得到反萃金溶液,单级反萃率约为98%,取得了很好的萃取和反萃效果。
实施例4
(1)将三烷基氧化磷(TRPO)和磷酸三丁酯(TBP)按3∶1的体积比混合均匀,加入体积百分比浓度为60%的正辛醇,得到萃取有机相;
(2)向氰化浸金贫液中加入氯化锂溶液混合均匀,其中初始金浓度为10.05mg/L,氯化锂浓度为3mol/L。萃取有机相和氰化浸金贫液按体积比为1∶1混合,在常温下振荡接触10min,静置分相,得到金负载有机相;测得萃余金浓度为0.28mg/L,单级萃取率为97.2%;
(3)在40℃条件下,用摩尔浓度为0.05mol/L氯化钾溶液对步骤(2)所得金负载有机相进行反萃取,反萃液和金负载有机相的体积比(相比O/A)为1∶5,得到反萃金溶液。单级反萃率为94.1%,取得了很好的萃取和反萃效果。
实施例5
(1)将三烷基氧化磷(TRPO)和磷酸三丁酯(TBP)按4∶1的体积比混合均匀,加入体积百分比浓度为80%的煤油,得到萃取有机相;
(2)向氰化浸金贫液中加入氯化锂混合均匀,其中初始金浓度为1.63mg/L,氯化锂浓度为3mol/L。萃取有机相和氰化浸金贫液按体积比为1∶20混合,在常温下振荡接触10min,静置分相,得到金负载有机相;测得萃余金浓度为0.12mg/L,单级萃取率为92.63%;
(3)在70℃条件下,用摩尔浓度为0.01mol/L氯化钾对步骤(2)所得金负载有机相进行反萃取,反萃液和金负载有机相的体积比(相比O/A)为1∶10,得到反萃金溶液。单级反萃率接近100%,取得了很好的萃取和反萃效果。
实施例6
氰化浸金贫液中除了金之外,还有更高浓度的银、铜等金属。将三烷基氧化磷(TRPO)和磷酸三丁酯(TBP)按照1∶1混合均匀,用正十二烷稀释,得到萃取有机相;加入10mL的氰化浸金贫液(含1mol/LLi2SO4),相比为1∶1,振荡5分钟后,静置分相,得到萃取有机相对氰化浸金贫液中各种金属的萃取效果(见表1,C0为料液中金属离子的初始浓度,C为萃余相中金属离子浓度,E为萃取率)。
由表1可知,萃取有机相对金、银和铜有不同程度的萃取率,对金的萃取率很高,而对银的萃取率较低,对铜的萃取率更低。这说明该体系对金的选择性较好,经一次萃取分离富集,可以起到较好的分离效果。
表1萃取有机相的选择性
上述实施例为本发明较佳的实施方式,但本发明的实施方式并不受上述实施例的限制,其他的任何未背离本发明的精神实质与原理下所作的改变、修饰、替代、组合、简化,均应为等效的置换方式,都包含在本发明的保护范围之内。
Claims (9)
1、一种从氰化浸金贫液中分离萃取金的方法,其特征在于包括以下操作步骤:
(1)将三烷基氧化磷和磷酸三丁酯按1∶1~4∶1的体积比混合均匀,加入稀释剂,得到萃取有机相;
(2)向氰化浸金贫液中加入盐析剂,混合均匀;加入步骤(1)所得萃取有机相,在常温下振荡接触1~20min,静置分相,得到金负载有机相;所述萃取有机相和氰化浸金贫液的体积比为1∶1~1∶20;
(3)用反萃剂对步骤(2)所得金负载有机相进行反萃取,得到反萃金溶液。
2、根据权利要求1所述的一种从氰化浸金液中分离萃取金的方法,其特征在于:步骤(1)所述稀释剂在萃取有机相中的体积百分比浓度为50%~90%;步骤(2)所述盐析剂在碱性氰化浸金液中的摩尔浓度为0.1mol/L~5mol/L。
3、根据权利要求1所述的一种从氰化浸金液中分离萃取金的方法,其特征在于:步骤(1)所述稀释剂是二甲苯、正十二烷、煤油、正辛醇或其它对三烷基氧化磷和磷酸三丁酯具有良好溶解性能的有机溶剂。
4、根据权利要求1所述的一种从氰化浸金贫液中分离萃取金的方法,其特征在于:步骤(2)所述盐析剂是钾盐、钠盐、锂盐或它们中的任何二种或三种盐的混合盐。
5、根据权利要求4所述的一种从氰化浸金贫液中分离萃取金的方法,其特征在于:所述盐析剂是硫酸钾、氯化钾、硫酸钠、硫酸锂、氯化锂,或是锂、钠、钾的硝酸盐或磷酸盐。
6、根据权利要求1所述的一种从氰化浸金贫液中分离萃取金的方法,其特征在于:步骤(2)所述氰化浸金液中金的质量体积比浓度为1mg/L~50mg/L;所述氰化浸金贫液的pH值为9~12。
7、根据权利要求1所述的一种从氰化浸金贫液中分离萃取金的方法,其特征在于:步骤(3)所述反萃剂是水或摩尔浓度为0.01mol/L~0.1mol/L的盐溶液;所述反萃剂和金负载有机相的体积比为2∶1~1∶5。
8、根据权利要求7所述的一种从氰化浸金贫液中分离萃取金的方法,其特征在于:所述所述盐溶液是氯化钠溶液、氯化钾溶液或二种盐的混合盐溶液。
9、根据权利要求1所述的一种从氰化浸金贫液中分离萃取金的方法,其特征在于:步骤(3)所述反萃取的温度为40~70℃。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN2009100417589A CN101619391B (zh) | 2009-08-10 | 2009-08-10 | 从氰化浸金贫液中分离萃取金的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN2009100417589A CN101619391B (zh) | 2009-08-10 | 2009-08-10 | 从氰化浸金贫液中分离萃取金的方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN101619391A true CN101619391A (zh) | 2010-01-06 |
CN101619391B CN101619391B (zh) | 2011-11-16 |
Family
ID=41512802
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN2009100417589A Expired - Fee Related CN101619391B (zh) | 2009-08-10 | 2009-08-10 | 从氰化浸金贫液中分离萃取金的方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN101619391B (zh) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN106350677A (zh) * | 2015-07-16 | 2017-01-25 | 东北大学 | 一种溶剂萃取含铜氰化废液回收铜的方法 |
CN107429314A (zh) * | 2015-03-18 | 2017-12-01 | 奥图泰(芬兰)公司 | 从溶液中回收金 |
Family Cites Families (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN1011420B (zh) * | 1988-06-15 | 1991-01-30 | 中国有色金属工业总公司昆明贵金属研究所 | 用复合萃取剂生产高纯金的方法 |
CN100507029C (zh) * | 2006-09-07 | 2009-07-01 | 暨南大学 | 一种萃取富集氰化浸金贵液中金(i)的方法 |
-
2009
- 2009-08-10 CN CN2009100417589A patent/CN101619391B/zh not_active Expired - Fee Related
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN107429314A (zh) * | 2015-03-18 | 2017-12-01 | 奥图泰(芬兰)公司 | 从溶液中回收金 |
CN106350677A (zh) * | 2015-07-16 | 2017-01-25 | 东北大学 | 一种溶剂萃取含铜氰化废液回收铜的方法 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN101619391B (zh) | 2011-11-16 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN102627333B (zh) | 一种精制硫酸镍的方法 | |
CN104962743B (zh) | 一种从锌置换渣硫酸浸出液中选择性萃取回收镓锗铟的方法 | |
Chen et al. | Highly efficient recovery and purification of scandium from the waste sulfuric acid solution from titanium dioxide production by solvent extraction | |
TWI667056B (zh) | 錯合反應協同溶劑萃取回收金屬之方法 | |
Hu et al. | Environmentally benign techniques of lithium extraction from salt lakes: a review | |
CN107815542B (zh) | 一种用于酸性溶液中镍选择性萃取的协同萃取剂及方法 | |
CN103243218B (zh) | 一种从含钼高浓度酸性浸出液中萃取钼的方法及萃取剂的应用 | |
CN103436715B (zh) | 一种从石煤中提取钒的方法 | |
CN107200364B (zh) | 一种对工业铁渣硫酸浸出液的萃取除杂方法 | |
CN104404268B (zh) | 一种高镁锂比卤水提锂的新型共萃体系及其共萃方法 | |
CN112662872B (zh) | 一种含草酸溶液的萃取方法 | |
CN109355502B (zh) | 一种从酸性体系中萃取锂离子的方法 | |
CN102653823A (zh) | 一种从氟碳铈矿硫酸浸出液分离稀土并制备冰晶石的方法 | |
CN110358923A (zh) | 一种利用氧化锌烟尘提取铟及回收利用氧化锌烟尘的方法 | |
CN108315555A (zh) | 一种含镍和铁的水溶液的处理方法 | |
CN112063861B (zh) | 一种从高铝稀土料液中分离稀土的萃取方法 | |
CN105907964B (zh) | 一种酸溶液中钒、钪、铁的分离方法 | |
CN105648234A (zh) | 一种含锌钴物料中锌与钴的分离方法 | |
CN106222454A (zh) | 一种从含铟烟灰回收铟的方法 | |
CN106086408B (zh) | 一种分离钒酸浸液中铁与钒的方法 | |
JP5939910B2 (ja) | コバルトの回収方法 | |
CN105018753A (zh) | 一种复合萃取剂及该复合萃取剂萃取分离回收铟的方法 | |
CN101619391A (zh) | 从氰化浸金贫液中分离萃取金的方法 | |
CN102978379A (zh) | 一种煤系地层共伴生稀土元素的浸出方法 | |
CN107151744A (zh) | 一种清洁提取锌的方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
C06 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
C10 | Entry into substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
C14 | Grant of patent or utility model | ||
GR01 | Patent grant | ||
CF01 | Termination of patent right due to non-payment of annual fee |
Granted publication date: 20111116 Termination date: 20140810 |
|
EXPY | Termination of patent right or utility model |