岩金矿是20世纪国内外最重要的提金资源。除金和少量银外，其他有价金属或有害矿物很少共存于大多数岩金矿中。通过氰化物技术可以有效地提取金和银。其他的很难用氰化法提取金银。氰化提金工艺包括磨矿、浸出溶金、富集含金溶液(“贵液”)、黄金精炼等过程。磨矿是金溶解的重要预处理步骤，使金矿物充分解离和暴露。(1)从矿石中溶解金从矿石中溶解金的方法有多种，如氯化法、氰化法和含硫化合物的溶解法。氰化物“溶金”技术是国内外提金的主要技术。中国60%以上的黄金是氰化法生产的。1.氰化法原理及特点(1)金难溶于硝酸、硫酸、盐酸等单一强酸，但易溶于一种较弱的氰酸钾钠盐。已经有许多观点来解释它的机制。现在比较一致的观点是，氰化物“溶金”不是氰化物直接溶金，而是电子转移的氧化还原过程。CN-的作用是使金离子形成可溶性络合物，而不是不溶性络合物。溶解应在氧化剂和碱性溶液中进行，以防止AuCN形成。空气体中的氧气不能直接氧化金，但在含有CN-和OH-的水溶液中，O2可以产生“动力”使Au失去电子，转化为Au+。发生以下化学反应:2au+4 NaCN+O2+2h2o→2 naau(CN)2+2 NaOH+H2O 2 2au+H2O 2+4 NaCN→2 naau(CN)2+2 NaOH总溶解反应:4au+8 NaCN+O2+2h2o→4 naau(CN)2+4 NaOH反应平衡。反应可以进行到所有氰化物耗尽或所有金溶解。根据矿石的特性，确定氰化物的浓度。一般使用的NaCN浓度为0.05%-0.2%(用量约为0.5-2kg/t矿石)，浸出时可向矿浆中吹入空气体。金溶解的过程主要受氧的扩散速率(即溶液中氧的浓度)控制。在此过程中，应尽可能避免亚铁离子和硫离子的氧化耗氧副反应。工业上采用加压氰化法提高氰化速度和溶金效率，如高压釜氰化和管道加压氰化。2205kPa压力管道氰化20g/t含金矿石，15min氰化率可达95%以上。[下一步]浸出过程必须在碱性溶液中进行。通常使用石灰作为调节剂来促进纸浆的沉降。如果pH为10.5-11.50，如果pH

硫脲法与氰化物法的比较

目前，硫脲法具有污染小、速度快、不受铜、锌、砷、锑等元素严重干扰等优点，对于难以用氰化法处理的高品位精矿具有应用优势。但硫脲稳定性差、用量大、价格高，限制了该方法的广泛应用。中国的“铁浆法”研究。硫脲浸金时，放置铁板，更换金泥。在浸金过程中引入5-7V DC电压(也称“等离子体法”)，以加强铁或铅板阴极的还原，降低硫酸的消耗。浸出时没有铁板消耗，铁板刮出的金泥品位为1%-2%，进一步简化了工艺流程。(2)硫代硫酸盐毒性低，用量少，反应速度快，适用于处理含铜物料。缺点是浸出需要加热，能耗高。溶金反应为:2au+4s2o 32-+H2O+0.5 O2→2au(s2o 3)23-+2OH-(3)多硫化铵为红色溶液，含NH3 8%，S 22%，和(NH4) 2S30%。在处理砷锑含量高的金矿石时有一定的优势。在常温常压下浸出矿石后，生成NH4AuS和(NH4)3SbS4的可溶性化合物，砷残留在矿渣中。但药剂消耗大，金浸出率低，直接处理矿石不经济。(4)石硫合剂的提取LSSS是金钟国研究出的一种无毒石硫合剂，是一种紫红色透明试剂，含有S2 52-和S2O32-通过石灰和硫磺的简单化学合成而成。它能快速溶解金银，对含砷、锑、铅的金矿石适应性强。主要缺点是试剂稳定性差，过程难以控制。(5)现代卤浸离子交换和萃取技术的发展，重新引起了卤浸的兴趣，如利用电解盐溶液产生新的生态氯浸，吸收氯浸余氯重复利用，用氯化剂直接浸出地下贫矿；用溴溶解金，即在弱酸中加入氧化剂和溴或溴化物至中性溶液，可使金生成可溶性溴酸盐MAuBr4(M为NH4+或碱金属阳离子)，反应速度快，选择性好。然而，从矿石中提取黄金的实用技术很少。除氯化介质外，其他大多数溶剂都能同时溶解矿石中的金和银。固液分离后的溶液——“贵液”既含金又含银。(2)从你的溶液中提金、浸出矿石得到的含金银溶液中，金的浓度很低，一般小于10g/m3。需要通过置换、活性炭吸附、离子交换、溶剂萃取等方法从你的溶液中富集。【下一篇】1。用电负性金属从碱性氰化物溶液或酸性硫脲溶液中置换金银的过程。常用的置换剂有锌和铝，置换速度快且完全。置换时，要求仔细过滤你的溶液，将悬浮物降低到5mg/L以下，提高金沉淀的金品位，严格控制你的溶液中的溶解氧和游离氰化物，减少锌的消耗。一般你的液体经过9kPa真空塔两级真空脱氧后，氧浓度可以降到0.1g/m3以下。为了减少硫离子对置换过程的阻碍，通常添加少量醋酸铅(0.5-2g/gAu)溶液。锌粉用量约为5-10g/g金，置换率为99%-99.9%。0.01-0.02克/立方米的贫合金。你溶液中的银被金取代了。金泥一般含20%-40%的金银，20%-40%的锌，少量的铜、硫化铅和二氧化硅。首先用10%-15%的硫酸溶解夹带的锌，铅也转化为不溶的PbHSO4。滤渣在90℃下溶于15%氢氧化钠溶液中除铅。过滤后的金泥溶于稀硫酸和氧化剂(如二氧化锰)中进行除铜。除铜后，金泥烘干，1200-1300℃熔化。熔炼时，用硼砂、应时、纯碱作熔剂造渣，并加入少量硝石氧化硫、铅、锌挥发除去。最终得到金银含量为80%-90%，含少量铜的合金。国内研究了控制电位选择性氯化技术湿法处理金泥，即向4mol/L HCl溶液中定量通入氯气，控制溶液的氧化电位为0.4-0.45V(Pt-甘汞电极)，使90℃时99%以上的铜、铅、锌被选择性氯化溶解。过滤后，将溶液冷却至室温，使PbCl2结晶析出，然后用铁代替铜。向盐酸溶液中通入氯气，溶解电氯化渣中的金，过滤后的溶液中和至pH 1.5-2，用草酸还原为粗金。不溶性渣中的银用氨水浸出，然后用水合磷化氢还原成海绵银。2.活性炭吸附。用活性炭从溶液中富集回收金是一种与氰化溶金技术相配套的方法。该工艺包括三个主要步骤:活性炭的制备和从氰化物溶液中吸附金银；从载金炭中洗脱再溶解金银，并将其精制成产品；活性炭的再生与再利用。目前，该技术已发展成为从氰化矿浆中直接富集回收金的先进技术——“炭浆法”和“炭浸法”。活性炭是一种具有大比表面积和多孔结构的吸附剂，是由煤、椰壳、果核等致密含碳物质燃烧而成。在800-1000℃合适的氧化气氛中。从氯化或氰化溶液中吸附金和银的机理仍无定论。然而，钙和钠阳离子的存在对于吸附是非常重要的。过滤后的贵液流经装有活性炭的碳柱，金银被吸附。活性炭对金的吸附容量可达几十毫克/克炭，但一般在10毫克/克以内使用，从载金炭中提取(洗脱)金的方法有扎德罗法、杜瓦尔法、默多克法、AARL法等。①扎德罗法是最简单、最普遍的方法。先用水洗涤，然后在90℃左右用稀盐酸溶解钙等贱金属，再用0.1%-0.2%的NaCN和1%的NaOH溶液在85-95℃流过碳柱溶解金银，得到含金150mg/L的溶液。【下一步】(2)杜瓦尔法是目前最好的方法。在80℃和100kPa下，用含10%乙醇、1% NaOH和0.2% NaCN的溶液，可加快洗脱和复溶速度，时间可由Zadro法的24-60小时缩短到6-10小时。金在溶液中的浓度同上，但乙醇有易燃和挥发损失的缺点。(3) Murdoch法使用含40%乙腈、1% NaOH和0.2 NaCN的溶液在70℃和100kPa压力下洗脱金和银。时间缩短到4-6小时，溶液中金的浓度可高达4g/L(4)AARL法用5% NaCN和2% NaOH溶液在95-100℃，100kPa下洗脱8小时，可得到含金0.8g/L的溶液。高温(160℃)高压(350kPa)洗脱较快，但设备投资增加。提取金银后，活性炭含金量约为150克/吨。首先用稀盐酸洗去碱性氧化物，然后在回转窑中于600-800℃煅烧以恢复其活性。经过筛选，可以重复使用。淋洗液主要用于锌置换法回收金。也可以通过电沉积处理。金沉积在钢纤维或碳纤维阴极上，取出后熔化成金锭。3.离子交换萃取法是利用阴离子交换树脂从贵重液体或矿浆中交换吸附金，具有树脂的物理性质和交换容量易于调节和控制、交换速度快、同时回收溶液中的其他有价金属、不吸附钙离子、浸出和再生温度低、耐磨等优点。但也存在选择性差、价格高(反复使用后需要烧金)、树脂颗粒密度低、质软等缺点。除了最早在俄罗斯使用，后来南非和中国的少数工厂直接处理金矿外，并没有广泛使用。许多有机萃取剂能从酸性氯化物溶液中萃取回收金的氯离子，并已成功应用于贵金属分离和精制过程。科学家们一直在研究从碱性氰化物溶液中提取和回收黄金的方法。4.含氰废水的处理。从你的液体中提取黄金后的废液含有0.5-1g氰化物，必须将其处理至中国政府规定的0.5mg允许排放浓度水平，或回收或销毁至无毒。主要方法是:在密闭系统中用硫酸酸化废液，用NaOH溶液重新吸收逸出的HCN气体，使其转化为NaCN再利用；或者在废水中加入硫酸锌固定氰化物，沉淀出白色氰化锌，然后用碱液将硫酸逸出的氰化氢气体溶解吸收到氰化钠中再利用。最后，废水中含有约0.1g氰化物、强氧化剂——漂白粉、次氯酸钠、氯气等。以将CN-转化成无毒的CO2和N2。最新的方法是将含有1%-3% SO2的空气体吹入废水中或在调节溶液pH值为7-10的条件下加入碳酸氢钠，使CN-转化为无毒的CNO-。在0.5h内，废水中的CN-含量可从500mg/L降至0.5mg/L以下..【其次】(3)非过滤气氛法湿法冶金中的固液分离是一个高消耗、低效率的过程。氰化矿浆过滤时，要避免固体颗粒过滤，仔细冲洗残渣回收昂贵的液体，效率低下。因此，无过滤提金技术发展迅速，已成为衡量提金技术先进性的重要尺度。除堆浸外，还有炭浆法、炭浸法、树脂浆法等。该方法将金的氰化浸出和直接从矿浆中用活性炭或树脂吸附金结合在一个过程中，省去了过滤过程，并由于及时吸附和降低溶液中金氰化物络合离子的活性而加快了金的氰化浸出。前两种方法已在工业中得到应用。(1)碳浆法将含金银的氰化矿浆串联送入多级吸附槽，用逆流活性炭进行多级直接交换吸附。每个吸附罐采用双叶片机械搅拌，纸浆通过管道提升到罐的上部。纸浆和炭用筛子分离，载金炭从第一吸附罐排出。碳在每个罐中的吸附时间约为1小时。(2)炭浸法比炭浆法简单，直接将炭加入氰化槽中，同时进行氰化和吸附。两种方法对活性炭都有严格的要求，必须具有均匀合适的粒度(一般6-10目)和足够的强度，以减少载金炭固体磨损造成的金的漂浮损失。送入氰化槽的矿浆也应与砾石、木屑、塑料等杂物严格分开。一般来说，氰化物浆液的浓度为50%，活性炭的用量为10g/L..当原矿金品位在5g/t左右时，载金炭含金量可达12-15kg/t，活性炭消耗约为0.015 kg/t矿石。然后，载金碳被洗脱、再溶解、电沉积并熔化成金锭。吸附率、洗脱解吸率、电积率等指标均在99%以上，金的总回收率可达90%以上。也可以对碳进行预处理，使其具有磁性，并通过增加磁场来减少载金碳的损失。树脂矿浆法的实质是用阴离子交换树脂代替活性炭直接从氰化矿浆中交换吸附金，载金树脂用硫脲溶液浸出解吸，最早应用于俄罗斯。(四)难处理金矿的加工和冶金。世界上三分之一的金矿资源用常规氰化工艺处理时，浸出率很低，被称为“难浸金矿”。处理困难的原因:①自然金以细粒为主，多被黄铁矿、毒砂、氧化铁等矿物包裹严重，或嵌布在微晶应时和燧石中，相当比例的金存在于AuSb2、Au2Bi、AuTe2等不溶于氰化物的矿物中；②含有沥青、腐殖酸等有机碳化物或大量粘土的矿石，能从氰化物溶液中重新吸附溶解的金；③矿石中辉锑矿、雄黄、雌黄、辉铋矿、黄铜矿、磁黄铁矿等矿物含量高，氰化过程中消耗氰化物和氧气，或其氰化过程中的反应产物包裹金颗粒，阻碍氰化过程的进行。这类资源的有效利用已成为黄金冶金领域的热点。研究方法有很多种，一种是预氧化处理后用氰化物或其他成熟方法提取金，另一种是处理前对金精矿进行浮选。【下一篇】1。预氧化处理的目的是破坏抢夺金的有机碳和阻碍氰化的硫、砷化合物，尽量暴露金颗粒以利于氰化。有焙烧、化学浸出、加压氧浸出、催化氧化、细菌氧化、矿浆电化学氧化等方法。(1)焙烧法是国内外较早应用的方法。矿石中的有机碳在空气体中于550-750℃被氧化成二氧化碳，黄铁矿(FeS2)和毒砂(FeAsS)被氧化成Fe2O3，硫和砷被氧化成挥发性氧化物。缺点是硫砷烟严重污染环境，能耗高，材料可能烧结包裹金颗粒代替。近年来，这种方法在技术和设备上都有了很大的进步，如将空气体焙烧改为富氧焙烧，提高了挥发份浓度便于吸收；控制温度和氧含量，加入苛性钠或石灰，将硫和砷转化为不挥发和可溶的硫酸盐和砷酸盐(“固硫”和“固砷”)，以利于从溶液中回收硫和砷；再如严格控制空气量，在温度(620-650℃)下焙烧，生成无毒的硫化砷:16 feass+12 Fe S2+45o 2 = = = 14 fe2o 3+4 as4s 4+24so 2焙烧设备从回转窑、多膛炉发展到沸腾炉、闪速焙烧炉。(2)化学氧化法直接加入强氧化剂(如硝酸、氯气、氯酸盐、锰酸盐、铬酸盐等。)对矿浆进行常压化学氧化，或用DC电场进行电化学氧化，如在75-85℃用浓度约200g/L的硝酸溶液直接浸出浮选金精矿中的硫、砷化合物，过滤后的滤渣进行氰化提金。硝酸单耗约为200公斤/吨矿石。该方法实用化的关键是经济高效地从浸出液中脱氮并再生硝酸循环使用。(3)加压氧化法是20世纪50年代发展起来的新技术。其优点是:矿石中的硫、砷、锑、铅等有害元素适用范围广，综合利用，效率高，污染小。将矿石磨制成固体浓度为40%-45%的矿浆，根据矿石性质将矿浆调至酸性或中性至弱碱性，间歇或连续注入密闭耐压反应釜中，在高温(170-225℃)下通入空气体(1500-3000kPa)或纯氧(350-700kPa)。如果事先在浆液中加入石灰或氯化钙，砷可以转化为不溶性砷酸钙。到目前为止，已经有数十家公司应用了这项技术。(4)催化氧化法:在浸出过程中加入硝酸，起到传递氧气的“催化”作用，即HNO3氧化硫化矿物，被还原成NO，在气相中被氧气迅速氧化成N2O3或NO2，硝酸溶于水后再生，继续氧化硫化物。如90℃左右常压下的氮氧化法、100℃左右高压(0.4-0.8MPa)下的砷氧化法、200℃左右0.4-0.8MPa下的氧化还原法和我国开发的煤法。氧化还原体系采用硫酸和硝酸的混合介质(各70-110g/L)进行高温高压浸出，速度很快，过程可以靠自热维持。硫和砷在8min内氧化率可达90%-99%，并生成稳定的砷酸铁和硫酸钙，可用不锈钢管浸出。后续金氰化率达90%以上。我国发明的催化氧化酸浸-氰化(煤)法，在100℃，0.2-0.4 MPa总压氧气氛下进行，矿浆浓度20%-25%，用硫酸≈l调节矿浆pH≈l，硝酸浓度小于10g/L，加入占矿石重量0.05%-0.2%的木质素磺酸钠作为硫表面活性剂进行预处理。当金矿石中含有大量毒砂、雄黄(As2S2)和雌黄(As2S3)时，可用氨浸法脱砷，再用硝酸氧化。【下一步】(5)细菌氧化法依靠氧化亚铁硫杆菌、硫化裂殖酵母、钩端螺旋体等菌株，在酸性(pH≈1-2)环境下，将黄铁矿和毒砂缓慢分解为硫酸盐和砷酸盐。有两种机制:细菌特有的铁氧化酶和硫氧化酶直接氧化金属硫化物；或者细菌将Fe2+氧化成Fe3+，然后Fe3+氧化金属硫化物，形成氧化还原循环浸出。这些细菌自然存在于硫化物矿区。收集细菌后，它们在含有氮、磷、微量钙、镁和钾的培养液中恒温繁殖。它们在中间试验后应用于待处理的矿石。一般要把矿石磨成35 μ m左右，浸出时要加入细菌繁殖所必需的营养液，并适当通气。硫和砷化物的细菌分解更有利于包金的暴露。缺点是速度太慢(20-40天)，细菌的活性对温度太敏感。当温度低于15℃时，细菌繁殖缓慢。当温度超过40℃时，大多数细菌就失去了活性。对含硫量高的矿石进行热处理时，由于放热氧化过程，局部温度会过高，必须采取降温措施。以及筛选培养温度适应性更广的菌种，缩短氧化时间(如我国7-10天氧化技术已进入半工业试验规模)，堆浸预氧化后直接转为氰化。上述预氧化处理方法各有优缺点，不同的方法有不同的适用条件和实用范围。工艺的选择和制定必须通过对特定矿石的试验来确定。对同一种外来矿石，采用不同的工艺进行处理，主要指标对比见表2。

表2各种工艺方法的比较

显然，细菌氧化和加压氧化-氰化两种工艺在金回收率和生产成本方面具有优势。但近年来由于焙烧法在控制硫砷污染和高效设备方面的进步，恢复了明显的竞争条件。1996年，一座大型焙烧厂(7200吨/日)投产。【下一篇】2。浮选富集当金矿石中金的赋存粒度较细，被铁和有色金属硫化物包裹，或以固溶体形式存在于硫化物晶格中时，常用浮选方法富集生产金精矿。为了获得较高的富集率和回收率，需要对矿石进行工艺矿物学研究，查明矿物组成及伴生关系、嵌布特征和粒度组成范围，确定合适的磨矿细度和矿浆浓度，选择合适的介质调整剂、活化剂、起泡剂和捕收剂，制定合理的磨矿-浮选工艺。目前主要是移植应用重有色金属硫化矿浮选技术和设备，重点解决含砷矿物(毒砂)的有效抑制，降低金精矿含砷量。金精矿的产量、成分和品位主要取决于原矿中硫化铁的含量。如北美某含黄铁矿1.5%的金矿石浮选，精矿含FeS 25%，金回收率可达90%-95%。然而，我国浮选回收率大多低于90%。中国浮选金精矿的质量规定见表3。

表3中国浮选金精矿质量标准

金精矿含硫和砷含量高，必须进行预氧化，然后用金矿石的所有溶金方法提取金银。但目前主要用于铜冶炼厂。在铜锍转炉吹炼除铁时作为熔剂使用，其中的二氧化硅用于参与铁造渣，而金则被困在锍中，从铜电解阳极泥中回收。但由于砷含量高，会加重冶炼厂砷害，配矿量受到限制，因此原位处理方法的研究一直非常活跃。

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