Tsekouras, George;Ralph, Stephen F.;Price, William E.;Wallace, Gordon G.
Fibers and Polymers
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v.5
no.1
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pp.1-5
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2004
The ability of inherently conducting polymer (ICP) coated textiles to recover gold metal from aqueous solutions containing $[AuCl_4]^-$ was investigated. Nylon-lycra, nylon, acrylic, polyester and cotton were coated with a layer of polypyrrole (PPy) doped with 1,5-naphthalenedisulfonic acid (NDSA), 2-anthraquinonesulfonic acid (AQSA) or p-toluenesulfonic acid (pTS). Textiles coated with polyaniline (PAn) doped with chloride were also used. The highest gold capacity was displayed by PPy/NDSA/nylon-lycra, which exhibited a capacity of 115 mgAu/g coated textile, or 9700 mgAu/g polymer. Varying the underlying textile substrate or the ICP coating had a major effect on the gold capacity of the composites. Several ICP coated textiles recovered more than 90 % of the gold initially present in solutions containing 10 ppm $[AuCl_4]^-$ and 0.1 M HCl in less than 1 min. Both PPy/NDSA/nylon-lycra and PAn/Cl/nylon-lycra recovered approximately 60 % of the gold and none of the iron present in a solution containing 1 ppm $[AuCl_4]^-$, 1000 ppm $Fe^{3+}$ and 0.1 M HCl. The spontaneous and sustained recovery of gold metal from aqueous solutions containing $[AuCl_4]^-$ using ICP coated textiles has good prospects as a potential future technology.
Jo, Hyeonji;Yoo, Kyoungkeun;Bae, Mooki;Sohn, Jeongsoo;Yang, Donghyo;Kim, Sookyung
Resources Recycling
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v.26
no.4
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pp.88-94
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2017
The recovery of gold in cyclone type electrolytic cell was conducted from solution for stripping gold of PCB by cyanide. The electrolytic recovery behaviors of gold was investigated by reaction time and addition of electrolytic sodium hypochlorite (NaOCl) and gold plating additive (KG-120). Because the electrolysis generated NaOCl reacted with the cyanide in the leachate by alkaline chlorination, more than 99% of the cyanide was removed at a $NaOCl(g)/CN^-(g)$ ratio of 1.0. When NaOCl was added during the recovery of the gold from cyanide leachate in the cyclone electrolytic cell, the recovery of gold was 98% at the ratio of $NaOCl(g)/CN^-(g)$ from 0.5 to 2.5 in 480 minutes and decreased rapidly over the ratio of 3.0. Gold was recovered more than 99% by adding 1.5 and 4.5%(v/v) of KG-120 with NaOCl in 480 minutes. In particular, when the concentration of KG-120 was 3.5 and 4.5%(v/v), more than 96% of gold was recovered within 240 minutes and the initial recovery rate was relatively faster. The optimum concentration of KG-120 is 3.5%(v/v) considering the economic feasibility and efficiency.
Kim Joe Y.;Kim Sun S.;Shin Hyung J.;Kong Bong S.;Lee Keon K.
한국지구물리탐사학회:학술대회논문집
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2003.11a
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pp.581-589
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2003
The variable flotation response ores from different deposits results basically from mineralogical association and their differences. Development of new techniques for analyzing the metallurgical performance of flotation and other concentration processes is demanded even in the treatment of rather simple ores such as porphyry ores. Diagnostic metallurgical analysis can be used to quantify the most possible recovery processes. Several porphyry copper/gold ores around the world were used to examine the responses in flotation, gravity separation and cyanidation in order to define the linkage between the recovery processes for both copper and old values. Laboratory batch flotation, gravity separation and cyanidation tests were carried out on these samples. All results were used to correlate the relative recovery of copper and gold, and to predict the highest possible metal recovery in the system. The metallurgical predictions were made according to the flotation conditions used and gravity separation. The results of various concentration processes on each porphyry ore samples are presented and discussed. All seven samples have shown significantly different gold/copper metallurgy. The grade/recovery relationships of gold and copper in the laboratory batch tests for the best results and the plants are given in the Figures below. The results of laboratory tests show that the copper recoveries converged to about $90\%$, but the gold recoveries were spread over $55-80\%$, except the K S ore. Series of standard cyanidation tests on the flotation concentrate samples and gravity separation using Knelson Separator on heads ores were carried out to cross-link the metallurgy and mineralogy of gold in the porphyry ores.
Electrolytic recovery of gold and silver from diluted solutions has at first been applied nearly 100 years ago. Compared with other recovery techniques electrolytic treatment offers several advantages. But to achieve high space-time yields special constructions of electrolytic cells for improved mass transfer are necessary. Ex-tended cathode surface areas and vigorous agitation are important features. Gold and silver recovery by use of newly developed electrolytic cell constructions - rotating tubular bed reactor and impact rod reactor - has been described. Calculations based on industrial application during several years are confirming that electrolytic recovery of precious metalss from diluted solutions has been operated in a very economic way.
In this study, we propose two methods able to recover different type of gold from gold-cyanide solutions: biosorption and desorption process for mono-valent gold recovery and biosorption and incineration process for zero-valent gold recovery. The waste bacterial biomass of Corynebacterium glutamicum generated from amino acid fermentation industry was used as a biosorbent. The pH edge experiments indicated that the optimal pH range was pH 2 - 3. From isothermal experiment and its fitting with Langmuir equation, the maximum uptake capacity of Au(I) at pH 2.5 were determined to be 35.15 mg/g. Kinetic tests evidenced that the process is very fast so that biosorption equilibrium was completed within the 60 min. To recover Au(I), the gold ions were able to be successfully eluted from the Au-loaded biosorbent by changing the pH to pH 7 and the desorption efficiency was 91%. This indicates that the combined process of biosorption and desorption would be effective for the recovery of Au(I). In order to recover zero-valent gold, the Au-loaded biosorbents were incinerated. The content of zero-valent gold in the incineration ash was as high as 85%. Therefore, we claim on the basis of the results that two suggested combined processes could be useful to recover gold from cyanide solutions and chosen according to the type of gold to be recovered.
A novel fluidized-bed reactor was designed and installed for bioleaching in a semi-continuous way, by which a process for bioleaching-cyanidation of Guangxi Jinya refractory gold arsenical concentrate was studied. An arsenic extraction rate reaches 82.5% after 4-day batch biooxidation of the concentrate under the optimized condition of pH 2.0, ftrric ion concentration 6.5g/L and pulp concentration 10%. And leaching rate of gold in the following gold cyanidation is over 90%. The parameters of three series fluid-bed reactors exhibit stability during the semi-continuous bioleaching of the concentrate. Arsenic in the concentrate can be got rid of 91% after 6-day leaching. Even after 4 days, 82% of arsenic extraction rate was still obtained. The recovery rates of gold are 92% and 87.5% respectively in cyaniding the above bioleached residues. The results will provide a base for further commercial production of gold development.
Recently, we have investigated the recovery of resources from the waste material of manufacturing printed circuit board. As printed circuit board or chip has become light, small, high reliability, it is necessary to reuse and recover resources from them. Especially, the printed circuit board that has been used for important mobile electronic pans are plated with min.0.03 ${\mu}m$ to max.50 ${\mu}m$. As increasing the cost of gold, raw material, chemicals, payments and waste material, it has been accelerated the competition for reuse and recovery. But, it is insufficiency of technician and equipments for the recovery of effective resource. In this paper, as analyzing the technical trend of gold recovery and waste back board from the manufacturing process of printed circuit board, it may be effective of recycling, further more it may be contributed to develop the valuable resources.
Continuous adsorption and recovery characteristics for gold and lead-cyanide complexes in industrial wastewater were investigated by the Dowex 21K XLT resin. The Dowex 21K XLT resin could continuously remove over 95% for gold-cyanide complex until 520 bed volumes at the 0.5 mL/min of influent flow rate, however, could not remove lead-cyanide complex at all. The 96% of gold-cyanide complex adsorbed onto Dowex 21K XLT resin could be recovered by mixed solvent with HCl and acetone (7:3 ratio) within 8 bed volumes. Also, the bed volume for gold-cyanide complex using secondly reused Dowex 21K XLT resin was maintained as the 490, therefore, continuous process using Dowex 21K XLT resin can be sufficiently applied to the industrial wastewater containing gold ions.
Bio-oxidation is an effective technology for treatment of refractory gold concentrates. However, the unsatisfactory oxidation rate and long residence time, which cause a lower cyanide leaching rate and gold recovery, are key factors that restrict the application of traditional bio-oxidation technology. In this study, the oxidation rate of refractory gold concentrates and the adaption of microorganisms were analyzed to evaluate a newly developed two-step pretreatment process, which includes a high temperature chemical oxidation step and a subsequent bio-oxidation step. The oxidation rate and recovery rate of gold were improved significantly after the two-step process. The results showed that the highest oxidation rate of sulfide sulfur could reach to 99.01 % with an extreme thermophile microbial community when the pulp density was 5%. Accordingly, the recovery rate of gold was elevated to 92.51%. Meanwhile, the results revealed that moderate thermophiles performed better than acidophilic mesophiles and extreme thermophiles, whose oxidation rates declined drastically when the pulp density was increased to 10% and 15%. The oxidation rates of sulfide sulfur with moderate thermophiles were 93.94% and 65.73% when the pulp density was increased to 10% and 15%, respectively. All these results indicated that the two-step pretreatment increased the oxidation rate of refractory gold concentrates and is a potential technology to pretreat the refractory sample. Meanwhile, owing to the sensitivity of the microbial community under different pulp density levels, the optimization of microbial community in bio-oxidation is necessary in industry.
A new method to extract gold from pyrite roster cinder, which combines ultra-fine-grinding with resin-in-pulp, has been studied in this paper. Compared with traditional leaching technology, it can short leaching time, avoid complex filter process, lower sodium cyanide consumption and increase gold recovery by 35%. During leaching, aluminium oxide ball was used as stirred medium, hydrogen peroxide as leaching aid and sodium hexametaphosphate as grinding aid. With the high efficiency and chemistry effect of ultra-fine-grinding, the leaching process was developed and the gold leaching rate may reach 88%. With AM-2 Б resin as abosorber and sulfocarbamide (TU) as eluent, gold was recovered from cyanide pulp by resin-in-pulp. AM-2 Б resin has good adsorbability in cyanide solution(pH=10). It was easy to elude gold from the loaded resin with 0.1㏖/L cholhydric acid and 1㏖/L sulfocabamide. The effect of contact time, temperature and acidity etc. on the gold absorption had been examined with static methods. The results showed that the adsorption and desorption of gold could both reach over 98%. The effects of flow rate of solution on dynamic adsorption and elution of gold had been examined with dynamic methods. Breakthrough curve and elution curve had been drawn in this paper. A mild condition was determined through a number of experiments: leaching time 2 hours, liquid solid ratio 4:1, sodium cyanide 3kg/t, hydrogen peroxide 0.05%, sodium hexametaphosphate 0.05%; adsorption time 30 minutes, temperature 10-3$0^{\circ}C$, resin($m\ell$) solid(g) ratio 1:10, eluent resin ratio 10-20:1, velocity of eluent $1.5m\ell$/min. Under the mild condition, the gold recovery may reach 85%.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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