金、银别离选用硝酸法，其基本原理是使银及其他贱金属与硝酸反响，生成可溶性的硝酸盐，而金不与硝酸反响，堆积在反响容器底部，然后到达金银别离的意图。    对一般金、银合金锭进行硝酸法别离时，要求银的质量分数有必要大于75%，以防止颗粒表面被细密的金膜包裹而影响反响顺利进行。但对电积金泥而言，因为金银在复原进程中堆积速度和在阴极上吸附功能不同，构成的产品比较松懈，颗粒细微，很少存在银被金包裹的状况。因而，用硝酸法对电积金泥或载金钢毛进行分银时，对银的含量要求并不严厉，直接用硝酸法别离，相同可到达精粹的意图。    在电积产出的金泥和钢毛中，含有较高浓度的和氢氧化物及少数氯离子（来自中），在分银前，有必要先用水对金泥进行重复洗刷，以防加酸时发生HCN气体损害人身健康，污染环境，影响金银别离作用。    水洗后的金泥在反响容器中所占的容积不能太大，以20%为宜。在初始阶段，因为硝酸与金泥反响十分剧烈，要求加酸遵从少数勤加的准则，以防跑槽构成金属丢失。初始阶段也不能加热拌和。待反响平稳后方可进行加热和拌和，以进步反响速度。加酸量和加水量依据反响状况灵敏把握，一般坚持液固比为3：1。    关于载金钢毛，可预先用质量分数为10%~15%的硝酸（用热水制造）将其溶解，然后与电积金泥一并处理。也可将载金钢毛烘干后配以一定量的硝石、石英砂和硼砂混合熔炼，然后泼珠进行金银别离。    用硝酸法进行金、银别离是分阶段进行的。每一阶段反响完后，将溶液与沉积物别离，并用热水洗刷沉积物2~3次，使已溶银及其他贱金属与金充沛别离，并战胜银表面的钝化现象，以利于下阶段反响的顺利进行。    增加硝酸时，开端应加稀硝酸，跟着反响的进行，硝酸浓度逐步进步。这样不仅可节约硝酸用量，而且能使反响进行得比较完全。一般地，在初始阶段，硝酸与水体积比为1：（4~8），反响后期，硝酸与水体积比为1：（2~4）。这是因为在初始阶段，银及其他贱金属的含量比较大，尤其是载金钢毛构成的金泥，含铁量比较大，只要加稀硝酸，才能使银、铁等得到充沛的浸溶，并防止三价铁离子的发生，避免给后续作业带来费事，从下面的反响式也可看出，选用稀硝酸与浓硝酸会发生不同的耗酸量，这是因为浓硝酸与稀硝酸在反响进程中被复原为不同的产品所造成的。                        Ag＋2HNO3（浓）=====AgNO3＋NO2↑＋H2O                     3Ag＋4HNO3（稀）=====3AgNO3＋NO↑＋2H2O                  Cu＋4HNO3（浓）=====Cu（NO3）2＋2NO2↑＋2H2O                  3Cu＋8HNO3（稀）=====3Cu（NO3）2＋2NO↑＋4H2O                4Zn＋l0HNO3（很稀）=====4Zn（NO3）2＋NH4NO3＋3H2O    在金、银别离反响后期，银及其他贱金属的含量已很少，而金的含量则高达90%左右，此刻只要参加较浓的硝酸并加强拌和，才能使银及其他贱金属充沛溶解，进一步进步金泥质量。    实践证明，在硝酸法分银进程中，对反响物进行加热是十分必要的。一般反响温度操控在90℃左右为宜，温度太低，反响速度慢，温度过高，操作难以操控，且硝酸分化严峻。    金银别离反响完毕后，用热水对沉积的金泥进行充沛的洗刷，如用开水浸煮洗刷作用更好。洗刷后的溶液要保证呈中性，而且参加食盐水后不再呈现白色沉积。经硝酸法处理后的金泥纯度一般可达90%以上，经过滤、烘干后即可熔炼。

含金矿石浮选的首要特点是浮出金(在矿石中金的含量是很少的)，特别是收回存在于毒砂或黄铁矿颗粒中的金，可把它们选到硫化物精矿中。浮选所得含金硫化物精矿，假如能用氛化物浸出，则在细磨后进行帆化浸出;假如不能氛化，则有必要经过烙烧或冶炼处理。 一般来说，在下列悄况下含金矿石有或许选用浮选。 ①金与硫化物严密共生。 ②金并不是大部分与硫化物共生。但矿石中含有满足量的硫化矿藏能确保取得安稳的含金硫化物矿化泡沫。 ③矿石不含有硫化物，而含有很多的氧化铁(如铁帽)，这时矿石中所含的储石泥起了泡沫安稳剂的作用。 ④矿石中不含有硫化物或氧化铁。但含有易浮且能够使泡沫安稳的矿藏(如绢云母)。 ③纯的石英质金矿石预先与硫化物矿石混合后;或增加硫化矿藏((3%);或在增加恰当的药剂后可构成安稳的泡沫. ⑥用浮选法收回矿石中的首要有价组分(铜、铅、砷等)后，尾矿再进行氛化处理。 黄药、黑药是金的有用捕收剂. 石灰、像化物、是金的按捺剂。 的作用是溶解矿藏表面构成的疏水性黄原酸金，使其遭到按捺. 的作用首要是下降黄药在矿藏表面的吸附量。对某些轻度氧化的硫化矿石，加人会下降金的收回率;但对激烈地被氧化了的硫化矿石，增加对进步精矿质量与收回率是有利的. 混合运用捕收剂能够改进浮选作用，进步泡沫产品中有用矿藏的收回率与浮选速度，并下降捕收剂的用量。高档与初级黄药混合运用，可使刚开始氧化的含金硫化物的浮选有所改进.在浮选天然金时，选用按必定份额的两种捕收剂混用，其成果比独自运用其间任何一种捕收剂所得的成果都要好。特别是矿石中含有难浮的硫化物时，混合用药显得更为重要。混合运用捕收剂的作用作用随其间一种捕收剂的烃链长度的增加而进步。 另据报道，在用黄药浮选硫化矿(Cu, Pb)进程中，增加非极性油，如锭子油、高压器油、工业润滑油及原油等，能强化浮选进程，并明显地进步浮选工艺目标。这明显可解释为非极性捕收剂能改进矿粒向气泡附着的条件，然后进步分选作用。

含金矿石浮选的首要特点是浮出金(在矿石中金的含量是很少的)，特别是收回存在于毒砂或黄铁矿颗粒中的金，可把它们选到硫化物精矿中。浮选所得含金硫化物精矿，假如能用氛化物浸出，则在细磨后进行帆化浸出;假如不能氛化，则有必要经过烙烧或冶炼处理。 一般来说，在下列悄况下含金矿石有或许选用浮选。 ①金与硫化物严密共生. ②金并不是大部分与硫化物共生。但矿石中含有满足量的硫化矿藏能确保取得安稳的含金硫化物矿化泡沫。 ③矿石不含有硫化物，而含有很多的氧化铁(如铁帽)，这时矿石中所含的储石泥起了泡沫安稳剂的作用。 ④矿石中不含有硫化物或氧化铁。但含有易浮且能够使泡沫安稳的矿藏(如绢云母)。 ③纯的石英质金矿石预先与硫化物矿石混合后;或增加硫化矿藏((3%);或在增加恰当的药剂后可构成安稳的泡沫. ⑥用浮选法收回矿石中的首要有价组分(铜、铅、砷等)后，尾矿再进行氛化处理。 黄药、黑药是金的有用捕收剂. 石灰、像化物、是金的按捺剂。 的作用是溶解矿藏表面构成的疏水性黄原酸金，使其遭到按捺. 的作用首要是下降黄药在矿藏表面的吸附量。对某些轻度氧化的硫化矿石，加人会下降金的收回率;但对激烈地被氧化了的硫化矿石，增加对进步精矿质量与收回率是有利的. 混合运用捕收剂能够改进浮选作用，进步泡沫产品中有用矿藏的收回率与浮选速度，并下降捕收剂的用量。高档与初级黄药混合运用，可使刚开始氧化的含金硫化物的浮选有所改进.在浮选天然金时，选用按必定份额的两种捕收剂混用，其成果比独自运用其间任何一种捕收剂所得的成果都要好。特别是矿石中含有难浮的硫化物时，混合用药显得更为重要。混合运用捕收剂的作用作用随其间一种捕收剂的烃链长度的增加而进步。 另据报道，在用黄药浮选硫化矿(Cu, Pb)进程中，增加非极性油，如锭子油、高压器油、工业润滑油及原油等，能强化浮选进程，并明显地进步浮选工艺目标。这明显可解释为非极性捕收剂能改进矿粒向气泡附着的条件，然后进步分选作用。

一、脉金矿的选矿    国内开发的脉金矿石类型繁复,首要可概括为:含金石英脉或含金黄铁矿石英脉型；含金钠铁矿蚀变花岗岩型；含金鑫金属硫化矿石英脉型，含金氧化矿石英脉型和含金钨砷矿石英脉型五类。依据各类型矿石的特色，选用重选、混选、浮选、化、、炭浆和树脂吸附等办法中的一种或多种归纳性的工艺进行选别，有时还辅经水冶、热处理法等。    （一）重选法选金    重选是选金最陈旧、最遍的办法之一。在砂金矿中，金一般是呈单体天然金形状存在,密度一般大于16吨/米3，与脉石密度差大，因而重选是选别砂金矿最首要、最有用、最经济的办法。但在脉金选厂,重选则很少独自运用，多干什么为联合提金流程的一部分,一螌在磨矿与分级回路中,选用跳汰机或螺旋溜槽与摇床合作,提早收回已解离的粗粒单体金,以利于这以后的浮选或化作业，并可或得合格的金精矿。这种办法在小型金矿和当地群采矿山用得较遍及，如内蒙的金厂沟梁、洪流清等金矿。    重选选金的首要设备是各种形式的溜槽、跳汰机和摇床。除惯例重选设备外，依据我国金矿的出产特色,在消化、吸收国外先进设备基础上,我国研发了皮带溜、罗斯溜槽、圆形跳汰机、砂金离心洗选机组等新式重选设备,在黄金出产中已取得杰出效果。如山东金矿金场选厂在磨矿分级回路设置软覆面（毛毯）溜槽,金的收回率可达70%。软覆面溜槽还用来处理浮选或混尾矿、以进步金的收回率。    （二）混法提金    混法按其出产方法可分为内混和外混。在砂金砂山普通用混法别离金矿与重砂矿藏；而在脉金矿山，混一般作为联合流程的一部分与浮选、重选、化等合作，首要用来捕收粗粒单体金。    内混是在混筒或磨矿机内进行，可以较好操控的污染。    外混的首要设备是混板，它由支架、床面、板三部分组成。板材料有紫铜板、镀银铜板、纯银板等，以镀银铜板的混效果最好。为了镀银和出产上替换便利,常将电解铜板裁成宽400~600毫米,长800~1200毫米的小块,镀银后，按支架的歪斜方向一块块铺设在床面上。    板面积的断定与处理矿石量、矿石性质和混作业在选金流程中的效果有关。一般，在板面上矿浆流深度为5~8毫米,流速0.5~0.7米/秒的条件下,处理1吨矿石所需的板面积为0.05~0.5米2/吨•日。若混只为捕收大颗粒游离金,其尾矿需求浮选、重选或化时，板定额可定为0.1~0.2米2/吨•日。各种条件下的板定额列于表1。 表1  板出产定额混在选金流程中的方位矿石含量，g/t﹥10~15﹤10细粒金粗粒金细粒金粗粒金混，作为独立作业 混，然后溜槽扫选 混，这以后有浮选或化0.4~0.5 0.3~0.4 0.15~0.20.3~0.4 0.2~0.3 0.1~0.20.3~0.4 0.2~0.3 0.1~0.150.2~0.3 0.15~0.2 0.05~0.1     混作业条件：给矿浓度10~25%，给矿粒度3~0.4毫米，矿浆矿速0.5~0.7米/秒。清耗量为3~8克/吨。    毒防护：能以液体、盐类和蒸气的形状皮肤、粘膜或呼吸道浸入人体。游积于、肝、脑、肺、骨骼等器官中使人中毒。尤其是蒸气对人的损害最大,可以引起急性或缓慢中毒。我国规则空气中含量不允许超越0.01~0.02毫克/米3，工业废水中及其化合物的最高容许浓度为0.05毫克/升。[next]    为了维护环境不爱污染,维护工人的身体健康,混应约束运用。国外有些国家已制止运用混，我国仅仅单个金矿和一些当地小型矿山还在运用混。关于设有混作业的选厂,有必要做好毒的防护:(1)拟定严厉的混操作准则。装器皿要密闭，谨防蒸腾逸出；进行混操作时有必要身着防护用品，防止与皮肤直接触摸；在有的房间内不寄存食物、吃东西、吸烟。(2)混车间和炼金室要加强通风，膏洗刷等作业应在具有抽风设备的密闭操作橱内进行。(3)凡具有带作业的厂房地上应挑选不吸的材料砌筑，地上做成1~3%的斜度，墙与地上应坚持润滑,定时用肥皂水或溶液(1：1000)洗刷。(4)操作橱下、室外的污水井内都应有集设备,尽量不使丢失。(5)带操作的车间庆定时用二氧化锰吸收法净化，该法对空氧中的蒸气的吸收率可达99%。    （三）浮洗法选金    浮选是黄金选矿厂处理脉金矿石运用最广的办法之一。在大大都情况下,浮选法用于处理可浮性很高的硫化矿藏含金矿石,效果最明显。因为经过浮选不只可以把金最大极限地富集到硫化矿藏精矿中,并且可抛弃尾矿,选矿成本低。浮选法还用来处理多金属含金矿石,例如金-铜、金-铅、金-锑、金-铜-铅-锌-硫等矿石。关于这类矿石,选用浮选法处理可以有用地别离选出各种含金硫化物精矿,有利于完结对矿藏资源的归纳收回。此外，关于不能直接用混法或化法处理的所谓“难溶矿石”,也需求选用包含浮在内的联合流程进行处理。当然浮选法也存在局限性；对粗粒嵌布、金粒度大于0.2毫米的矿石,对不含硫化物的石英质含金矿石，调浆后很难取得安稳的浮选泡沫，选用浮选法就有困难。    近年来，金矿石的浮选工艺有很大发展,首要表现在工艺流程的改造、研发新药剂、改善规划等方面。选用阶段磨矿、阶段选别流程是现在浮选选金的发展趋势，国外大都选金厂选用二段乃至三段,我国遂昌金矿、湘西金矿选用两段磨矿、两段选别流程、金的收回率进步2~6%；改动药剂准则，选用多种药剂混合增加,也可改善选金效果遂昌金矿和金厂峪金矿用丁胺黑药与黄药混合增加，金的收回率进步2~5%。    因为浮选法只能将金最大极限地富集到各种硫化矿藏精矿中,不能终究取得制品金，因而选用单一浮选流程的选金厂为数不多,一般是将浮选作为联合流程的一个进程选用。现在我国选用单一浮选流程的选金厂有遂昌、岫岩等金矿，以及一些当地群采小金矿。    （四）、化法提金    化法自1887年运用于矿山提取金银以来,已有近百年的前史,工艺比较老练。因为其收回率高，对矿石适应性强,能就地产金，所以至今仍是黄金出产的首要办法之一。    化法可分为拌和化和渗滤化。拌和化用以处理重选、混后的尾矿和浮选的含金精矿,或用于全泥化；而渗滤化用于处理浮选尾矿和低档次含金矿石的堆浸等。    惯例化法是一种很成塾的工艺，它包含浸出质料的制备；拌和化浸出；逆流选涤固液别离；浸出液净化和脱氧；锌粉置换和酸洗；熔炼铸锭等首要作业。其准则工艺流程见图1。 图1  惯例化法准则工艺流程图[next]     1．浸出质料制备：一般是将采出矿石经破碎、磨矿(或选矿),制备成合适化浸出的矿浆。磨矿细度视天然金的嵌布特性而定。对含金石英脉矿石，一般磨至60~70%-200目；而对硫化矿藏含金矿石，多选用浮选富集，精矿再磨至90~95%-325目；对含砷或磁黄铁矿高的矿石，则采纳浮选精矿焙烧脱硫脱砷后,焙砂进行化；此外尚有含碳高而搅扰化浸出的矿石，需进行加氯氧化后进行浸出等。    2. 拌和化浸出：在矿浆浓度35~50%，pH值10~10.5，浓度0.03~0.06%的条件下，充沛拌和浸出24小时以上。使95%以上的金被溶解为金络合物。其反响式为 4Au+8NaCN+O2+2H2O→4NaAu（CN）2+4NaOH     拌和浸出槽有机械拌和式和空气拌和式两种。我国的黄金化厂曩昔选用浮选调浆用的拌和槽作浸出槽,种类规格少,功耗高,现在已逐步被筛选。跟着黄金出产的迅速发展，在消化、吸收国外先进设备的基础上,已研发了几种大型新式节能型浸出槽，如ф3000×8500毫米空气拌和浸出槽，ф3000×5000轴流式机械拌和浸出槽等，尤其是双叶轮中空轴进气机式拌和浸出槽，容积大，功耗低，中空轴进气，使空气经过叶轮能更好地涣散到矿浆中,可进步浸出效果，并可下降供风体系的压力和风量,然后又削减了空压机的设备功率。因而，它是现在国内外公认的比较先进的浸出槽。北京有色冶金规划研讨总院规划的双虽轮、中空轴进气机械拌和浸出槽系列产品的规格和技能功能列于表2。 表2  双叶轮中空轴进气机械拌和浸出槽规格及技能功能 类型规格有用容积 m3叶轮直径 mm电动机类型功率，kWФ2000×2500 Ф2500×3150 Ф3150×3550 Ф3550×4000 Ф4000×4500 Ф4500×5000 Ф5000×56006 13 24 35 50 71.5 100Ф740 Ф925 Ф1160 Ф1320 Ф1550 Ф1750 Ф1900Y100L-6 Y112M-6 Y132S-6 Y132M1-6 Y132M2-6 Y160M-6 Y160M-61.5 2.2 3 4 5.5 7.5 7.5       所需浸出槽的总容积核算与浮选槽核算类似。    式中  V—所需浸出槽的总容积，m3;          Q—日处理矿量，t/d;          t—所需浸出时刻，hr;          δt—矿石密度，g/cm3或t/m3;          R—浸出矿浆液固比；          K—浸出槽容积利用系数：浮选金精矿化K=0.8～0.88；合泥化K=0.9～0.95。    依据核算出来的总容积挑选浸出槽，然后核算浸出槽的台数。应当指出，一般化浸出为4～8段，因而浸出槽台数不该少于4台。[next]    浸出槽按其槽容积的充气量定额m空气拌和槽为0.013～0.025米3/米3•分；机械拌和槽为0.002米3/米3•分。     3. 逆流选涤固液别离：为使化浸出液与浸渣得到充别离离，一般选用多台单层或多层浓缩机组成多级逆流洗刷；选用过滤机进行多级过滤工洗刷；选用多台浓缩机和过滤机组成联合洗刷。后者国外比较常见,而国内则首要是选用单层或多层浓缩机进行多段逆流洗刷。    三层浓缩机可以接连操作，作业牢靠，办理便利,动力耗费省,可削减占地上积,因而得到广泛运用。三层浓缩机的核算与一般选矿厂运用的单层浓缩机相同。三层浓缩机因为结构上的原因,只要中心传动式一种。现在出产上运用的三层浓缩机的技能规格列于表3。 表3    三层浓缩机技能规格型 号内径 m深度 m沉积面积 m2耙架转速 r/min传动电动机运用矿山类型功率，kWФ7m三层 Ф9m三层 Ф11m三层 Ф12m三层   Ф15m三层  7.0 9.0 11.0 12.0   15.0  2.4×3 2.0×3 2.3×3 2.55 2.2；2.48 2.7；2.35 2.7538.5 63.5 95 113   186  0.246 0.221 0.154 0.2   0.15  Y112M-6 Y132M1-6 Y160M-6 Y132M2-6   Y160M2-6  2.2 4 7.5 5.5   5.5  金厂峪茅坪 焦家新城 五龙 三山岛   海沟       多级逆流洗刷流程的核算:假定各级洗刷作业的排矿量与给矿量持平；洗水和各级洗刷的溢流所含固体忽略不计；在洗刷作业中没有浸出效果，液体金不发生沉积。依据逆流洗刷流程的液体量平衡，液体含金量平衡原理,可推导出各级逆流洗刷功率的公式： [next]     式中  E1、E2、E3、E4、E5——各级洗刷功率，%;          F—洗刷水与给矿量之比（洗水比）；          R—各级浓缩机排矿的液固比；          L—浸出后矿浆的液固比；                      a洗——洗水含金档次;；a1——榜首级浓缩机中液体含金档次。    实例：已知化原矿含金52克/吨，浸出率96.15%，浸出浓度33.33%，洗刷浓缩机排矿浓度50%，稀释到20%再进入下级浓缩机，新水不含金。    依据已知条件，L=2，R=1，K=0，F=3，用上列方法核算的各级洗刷功率、贵液档次，排液档次成果列于表4。 表4  各级洗刷功率、贵液档次、排液档次洗刷级数二三四五洗刷功率，% 贵液档次，g/m3 排液档次，g/m394.12 11.765 2.9498.11 12.264 0.94599.38 12.423 0.3199.79 12.474 0.105     4. 浸出液的净化和脱氧：从洗刷作业得到的浸出液（贵液），一般含有70～80PPm乃至更高的固体悬浮物。为了给锌粉置换作业预备条件,有必要使贵液中的悬浮物含量降到5～7ppm。含氧量降到1ppm以下，因而要对贵液进行净化和脱氧。    现在出产上运用的贵液净化设备有板框式真空过滤器和管式过滤器，脱氧用真空脱氧塔来完结。    板框式真空过滤器：它是一个长方形槽，内装若干片过滤板框，板框一端与槽外真空汇流管相接，板框外套滤布袋。出产时要在滤布外涂上1～2毫米厚的硅藻土做助滤剂，当贵液给入槽内时，液体经过滤布被吸到脱氧作业，固体悬浮物则留在滤布表面，到达净化意图。当滤片上阻力增大，流量削减到不能坚持正常出产时，就要用高压水冲刷滤布,或用稀（5%）洗掉滤布上的结垢。    依据某些化厂的出产实践材料,板框式真空过滤器的出产定额为2.7米3/米3•日板框式真空过滤器结构简略,制造便利,净化效果好，但滤饼整理不方便,每周都要逐片取出用水冲刷,工人劳动强度大。在新规划的化厂较少运用。    管式过滤器：它是现在出产中用得最广泛和较好的贵液净化设备，首要由下锥圆桶形过滤罐体和36根过滤管组成(见图2)。多孔的过滤管外套滤布袋，过滤时，溶液由罐体下部旁边面进液管压力给入，经过滤布进入滤管,滤渣留在滤布上,净液由滤管上部经聚流管排出，然后到达溶液净化的意图。卸渣时,以压缩空气从聚流管的排液口向滤管内反吹,使滤饼从滤布上卸下并从锥底的排渣口排出。    现在出产上运用的管式过滤器只要20米一种规格。     图2  管式过滤器    1—罐体；2—过滤器；3—聚流管；4—衔接支管；5—支架[next]     脱氧塔：它是一底锥圆柱形塔体，塔内上部装有溶液喷淋器，中部为塑料点填料层，填料堆由塔下部的筛板支承,筛板下方是脱氧液储存室，并设有液面操控设备(见图3)。脱氧塔内的溶液是由真空吸入塔的顶部,由喷淋器淋洒到填料层上,在真空效果下,液体内溶解的气体被脱出,到达脱氧意图。脱氧液由锥底的排液口由泵吸出并压入置换作业。     图3  脱氧塔1—淋液器；2—外壳；3—点波填料；4—进液管；5—液位调理体系；6—蝶阀；7—真空管；8—真空表；9—液位指示器；10—入孔口     出产中脱氧塔真空度一般为9.06～9.6×104帕，脱氧率可达95%以上,脱氧液含氧量在0.5克/米3以下。现在化厂运用的脱氧塔有ф1000×3000；ф1200×3600；ф1500×3600；ф1800×4000毫米等几种规格。脱氧塔的配套真空设备一般选用水喷射泵。    5. 锌粉置换和酸洗：用锌粉置换溶液中的金络合物使金沉积分出。为了使锌粉取得更有用的置换反响，在溶液中应坚持0.005%左右的铅盐和0.05%左右的浓度。    锌粉置换的首要设备是板框式压滤机。出产时,要将压滤机的滤框和滤板的压紧面清洗洁净、涂上黄油、套以双层滤布,压紧后，先在滤布上挂上一层2～3毫米的硅藻土作助滤剂，然后再挂上一定量的锌粉，最终才压力给入加有锌粉的贵液，当贵液经过滤布上的锌粉层即完结置换反响。压滤机每半月或一月卸一次滤饼(即金泥)。金泥含水30～40%。    金泥中含有很多的残锌和其他溅金属，选用酸洗除掉，以得到高档次的金泥。    6. 熔炼铸锭：金泥与熔剂一般按1：0.8～1的配比,即硼砂30～40%,硝石25%,石英砂15～20%，萤石5～10%,其他为苏打、氧化锰等。在1000～1100℃的炉温进行3小时左右的熔炼除渣，可取得含金银为85%以上的金锭(合质金)。    我国黄金化厂始建于60年代,20多年来在工艺流程的改善和新设备的研发方面均有较大发展。金厂峪、招远金矿选用两浸、两洗工艺，进步了金的收回率；选用ф6～15米三层洗刷浓缩机作多级逆流洗刷，节约出资和占地上积；改锌丝置换为锌粉置换，用管式过滤器净化贵液,进步了产品质量；在含污水处理上用硷氯法和酸化法替代曩昔的漂白汾法,大大节约了污水处理费用以及合质金的进一步电解完结金银别离等等。    现在我国的化首要是处理与硫化物共生关系密切的石英脉含金矿石、石英-黄铁矿石、石英-黄铜矿-黄铁矿石，这类矿石经浮选将金富集到硫化矿藏精矿中后,再用化法处理。如金厂峪、小巧、新城、焦家、五龙等金矿归于这种类型。    全泥化首要用来处理低硫化物含金的氧化矿石英脉矿石吸含泥高的矿石,如赤卫沟、联合沟、海沟、柴胡栏子、达茂旗金矿等。

混法是一种陈旧的提金办法。因为对金粒有杰出的潮湿性，所以在她们触摸时，首要构成固溶体，这以后构成Au3Hg、Au2Hg、AuHg3等化合物，即所谓膏。膏组成由不均匀至均匀直至挨近Au2Hg成份的进程称为齐化。 游离状况的银能够直接齐化;化合物的银则需参加复原剂使银复原后才干混构成膏。 对金银的湿润才能杰出;齐化首要要求金粒暴露出新鲜的表面，亦即矿石应先磨碎才与混合。别的，据研讨，中溶解有金、银、铜、铅，都能进步对金的湿润性。升高温度可下降的表面张力，有利于对金的湿润。 对银的湿润性略低于金，加上矿石中的游离银很少，致使混法提银简直被化法所替代。银多以辉银矿和角银矿存在。辉银矿混时，有必要参加胆矾和食盐，此刻生成，然后将银复原： CuSO4+2NaCl=Na2SO4+CuCl2 Fe+CuCl2=Cu+FeCl2 Ag2S+2CuCl=2Ag+CuS+CuCl2 而角银矿混是因为或铁(磨矿机的铁件带入)与氯化银作用而生成银： 2AgCl+2Hg=2Ag+Hg2Cl2 2AgCl+Fe=2Ag+FeCl2 因为铂粒表面易钝化，使混提铂变难。参加锌膏并在酸性介质或氯水中进行混，能够溶去铂粒表面的氧化膜;别的，锌与酸作用发生的能复原氧化膜，使铂粒表面净化，易于湿润。 影响混作用的要素： 1.液的组成少数金银和贱金属可下降的表面张力，改进潮湿作用。但贱金属过量时，因为他们在表面构成氧化物薄膜。在酸介质中此氧化物薄膜呗溶解，故对湿润作用影响不大;在酸介质中则会损坏对金的湿润。 2.触摸面的清洁度金银微粒表面和珠表面的清洁度都影响对金银的湿润。银和贱金属氧化膜、硅酸盐膜、磨矿时压入金粒表面的铁屑和石英微粒、机油、矿浆的浮泥、水中的杂志等，都不利于对金粒的湿润，乃至彻底不能湿润。珠表面若有贱金属氧化膜、机油、矿浆浮泥、氧化物等附着物时，也影响他对金粒的湿润;一起会使珠过于涣散，不易凝集成粗粒，也不利于混。 3.矿浆性质矿浆适量含酸或可防治氧化膜的生成。但酸不利于矿泥凝集而污染金粒。磨矿用的水若含有铜离子，他会被磨矿设备的铁置换并与构成铜合金，使膏变硬变脆，不方便搜集和处理。矿石磨得过细会污染触摸面，还会引起病，使混变坏。 4.温度混的适合温度为27～300C.稍高的温度有利于湿润和分散。但温度太高时，贱金属类盐易溶入液和介质中，且添加的蒸发。温度过低时，齐易硬化，不易凝集，并导致病。 5.的表面阴极化 阴极化能下降的表面张力。阴极能放出氢使金粒表面活化，然后有利于混进程。 混法本分混法和外混法两种。细磨和混同一设备进行的称内混法;磨矿后在另一设备中混的称为外混法。 内混和外混得到的膏经调稀后，用热水把其间的矿粒和杂质重复洗掉，用磁选除掉铁质，直至膏表面像镜子相同亮光停止，然后用布袋压滤出其间剩余的液。压滤后的膏在密闭式蒸馏罐中加热至的沸点以上，使气化并在冷凝器冷凝为液体搜集之。留在蒸馏罐中的金取出后，配以苏打、硼砂、硝石进行熔炼，杂质进入浮渣被除掉，然后铸成金锭送去精粹。收回的的杂质含量太多，可先过滤出去渣子，然后用硝酸溶去杂质，在回来运用。 混法提银与提金相同。

我国是国际上最早知道和开发利用黄金的国家之一，早在4000多年前的殷商甲骨文中就有关于金的文字记载。 前史上自汉代开端采金，据《宋史·食货志》记载，宋朝元丰元年(公元1078年)全国年产黄金10711两，白银215385两。到明朝时，“我国产金之区，大约百余处”。至清朝光绪年间到达翩盛，光绪十四年(公元1888年)我国黄金产值到达13. 45t，占其时国际黄金总产最的17%，居国际第5位。尔后，黄金产徽一向徜徉在此水平以下。 新我国建立后，我国黄金出产取得较大开展.1975-1980年期间，黄金产佬年递加4%-8%. 1983年黄金产值比前史最好水平翻了两番，到达58t. 1991年再翻一番。从1985年起我国进人国际黄金出产前6位。1997年我国黄金产值达166. 3t.比1996年增加15%，提早3年完成“七五”晚期年产黄金150t的方针。 现在，我国的要点产金省区有:山东、河北、河南、黑龙江、辽宁、内蒙古、吉林、湖南、广西、陕西、新骚等.江西、安徽和云南从有色金属矿山中收回的伴生金银也占有适当的份额。现按矿石类型对我国金矿及选金厂的状况简述如下。 ①砂金矿:简直均运用采金船，在船上进行跳汰或溜槽粗选和摇床精选。此外，有的团体或个别采金者，运用可移动式洗选机组、离心盘选机及人工淘洗器械。 ②含金黄铁矿型:选用浮选法，如金厂沟梁金矿、金牛山金矿。金厂沟梁金矿曾进行过抓化蒸发提金工艺的实验，但未在出产上使用。 ③含金黄铁矿石英脉型:选用混，浮选和浮选精矿氛化工艺。这类矿山较多，有五龙四道沟金矿、招远灵山金矿、金厂峪金矿、焦家金矿、新城金矿、东南金矿、海沟金矿、宽河金矿、红花沟金矿等。 ④铜金石英脉型:选用混一浮选，浮选化法。如招远金矿(小巧)，南京铜井铜矿，小西南岔金矿，夹皮沟金矿，二道沟金矿等。 ⑤多金属含金石英脉型:首要选用混一浮选，重选、袄化等联合选矿办法。如文峪金矿、秦岭金矿等。 ⑥含金氧化矿石英脉型:选用碳浆法，如张家口金矿、渡关金矿、灵湖金矿、赤卫沟金矿等。 ⑦含钨锑等多种金属的金矿型:选用浮选法，如湘西金矿。 虽然我国黄金产值已居国际第6位，年产黄金达300t以上，但我国黄金消费显大大高出国际平均水平。以2008年为例，仅大陆(此数据不含香港)黄金消费就达395. 6t，加上台湾260. 6t和香港“.4t，我国黄金总消费高达722t。占亚洲黄金总消费量的65%，远远超越当年313. 98t的黄金产最。故加大黄金出产，进步黄金产值，仍是往后的尽力方向。

三、含银矿石的选矿    （一）银的出产概略    现在国际白银的年产值在1.1万吨左右,散布在50多个国家和地区。其间年产值在1000吨以上的国家有墨西哥、苏联、加拿大、美国和秘鲁，其产值占国际总产值的60%左右。1975～1983年国际各国的银产值列于表14。    现在国际白银的矿产储量估量为25万吨(不包括前景储量)。其间储量最多的美国达4.7万吨,占18.8%；苏联4万吨,占16%；墨西哥2.64万吨,占10.5%；澳大利亚2.5万吨,占10%；加拿大2.2万吨,占8.8%；波兰2万吨占8%。这六个国家的白银储量占国际总储量的71.7%。国际上有75～80%的白银是铅、锌、铜、钼和金等矿床的副产品,独自挖掘白银的矿床仅是少数。    图7  250升采金船选金工艺流程图 表14  1975～1983年国际各国白银产值，t国家197519761977197819791980198119821983皮利维亚 秘鲁 摩洛哥 墨西哥 波兰罗马尼亚 巴布亚新几内亚 南非 朝鲜 南朝鲜 阿根廷 澳大利亚 西班牙 智利 瑞典 土耳其 捷克斯洛伐克 英国 芬兰 南斯拉夫 法国 德意志民主共和国 德意志联帮共和国 苏联 美国 希腊 赞比亚 洪都拉斯 扎伊称 印度尼西亚 缅甸 爱尔兰 加拿大 意大利 日本 菲律宾203.6 1172.4 93.6 1181.9 230.0 43.5 40.0 42.4 95.9 55.0 46.5 78.8 726.2 89.0 194.0 140.4   40.0   22.0 168.3 46.3 55.0 33.6 1550.0 1086.7 29.8   118.3 71.0 29.5 24.9 39.2 1234.6 36.4 271.6 50.4158.4 1186.0 84.9 1326.2 250.0 34.2 40.0 45.4 87.7 50.0 57.2 74.0 780.6 100.2 226.6 146.2   40.0   24.1 144.0 82.9 50.0 32.0 1500.0 1065.0 56.8 31.1 99.0 76.9 23.4 23.0 26.2 1271.7 48.5 289.4 46.1183.0 936.1 69.8 1642.3 55.1 40.3 38.9 59.2 97.3 47.7 63.4 56.0 852.9 110.1 237.9 149.9   37.0   25.3 145.5 96.4 49.8 30.2 1399.5 1187.0 11.6 33.2 99.8 84.9 13.2 28.8 29.1 1330.0 37.5 300.0 50.7195.5 1151.4 97.4 1579.2 67.4 58.0 32.0 52.3 96.8 47.7 43.1 67.3 812.4 73.8 255.4 159.7 6.8 40.4 0.3 33.2 159.4 87.5 49.8 24.8 1430.6 1244.0 42.3 28.4 86.7 135.6 12.1 11.7 19.1 1266.8 27.7 300.6 50.1178.6 1220.4 102.1 1536.6 101.9 65.5 30.0 44.4 100.7 47.7 70.8 68.7 832.1 71.3 263.4 175.7 7.8 40.4 0.3 32.8 162.2 74.9 48.2 32.3 1430.6 1178.6 54.5 23.8 75.7 121.0 11.5 10.6 32.9 1146.9 33.1 270.0 57.2186.9 1337.7 98.1 1472.4 76.7 67.5 28.0 36.7 170.0 47.7 71.3 71.7 789.2 140.8 298.5 190.9 6.2 40.4 1.6 44.5 146.1 53.0 47.0 32.3 1430.0 1005.4 52.0 22.2 54.9 85.0 11.4 18.3 24.0 1036.9 42.5 267.6 60.7198.9 1459.8 77.6 1654.6 64.0 58.0 26.0 42.4 235.3 47.7 95.2 78.0 743.2 166.3 361.1 166.0 7.8 40.4 1.6 37.8 148.0 53.0 45.0 39.3 1446.2 1265.3 49.8 27.6 56.7 93 17.3 14.0 21.8 1128.0 55.0 280.3 62.6170.0 1668.2 92.3 1550.1 65.5 87.5 26.0 43.1 215.3 47.7 93.3 68.4 908.0 171.1 366.9 175.0 6.8 40.3 3.0 37.3 104.0 24.9 43.5 46.7 1458.2 1251.4 46.7 27.7 68.4 93 14.4 16.4 9.3 1203.8 52.9 305.7 59.1180.5 1716.7 95.3 1772.7 65.3 98.0 26.0 49.8 205.9 46.7 93.3 62.2 1041.8 171.1 447.8 159.9 6.8 37.1 3.0 25.5 122.6 15.9 43.5 52.9 1576.8 1350.2 52.9   68.4 80.9 14.3 16.2 10.9 1219.1 56.0 307.9 65.3[next]     白银的耗费量，绝大部分用于工业以及银饰和银制品，而用于钱银的白银则比曩昔有很大下降。国际上白银耗费最多的国家是美国、西欧各国和日本。1980年这些国家和地区的耗费量估量达1.04万吨，占资本主义国际耗费总量的86%左右。其间工业用白银占40%，摄影业占39.3%，银饰和银器占17.2%，钱银和奖品占2.9%。    白银的直销首要有两个来历，一个是矿山出产的矿产银，另一个是收回废品等出产的再生银。矿产银只能满意年需要量的70%左右。    我国的银矿资源很丰厚，储量列国际第六位,银产值占国际第七位。国家对白银出产非常注重，制订了优惠政策，正在新建一批以白银为主矿山，如桐柏银矿、陕西银矿等。但现在银产值首要靠黄金矿山和有色金属厂商归纳收回，其间从铅锌铜矿石中收回的银占70%。往后几年我国的白银产值估量会有较大的添加。    （二）银的性质、用处及其工业矿藏    银是一种白色金属,具有特殊的柔性、耐性和化学稳定性。银的延展性极好,它能够压成简直通明的3×10-5厘米厚的叶片;一克银可拉成近两公里长的细丝。银在各种金属中具有最好的传热和导电功能,其导电率为100,熔点960.5℃。银在地壳中的含量为1×10-5。在天然界中呈涣散状况，首要存在于方铅矿中。    银在历史上曾作为钱银流通，在金融方面起过重要作用；自1839年照像术创造以来，一向离不开银及其化合物；银仍是医疗器械、望远镜以及太阳能电池设备的首要材料；银丝用在最活络的物理仪器上；各种继电器的重要线接头以及无线电体系的首要部件也都用银制作或焊接；各种自动设备、火箭和潜水艇、计算机和核设备、通讯和信号体系的接头,一般都用银制作；此外，银还用于制作首饰、牙科医疗,以及作为涂料、节约空调能耗方面都有其共同作用。    在天然界中,银和含银矿藏品种恰当繁复，特别是在表生条件银还能构成一些次生矿藏。银的首要工业矿藏见表15。 表15  银矿藏表矿藏称号化学分子式密度 g/cm3硬度 (莫氏)天然银(silver) 锑银矿(dyscrasite) 辉银矿(argengtite) 硫铜银矿(stromeyrite) 淡红银矿(proustite) 深红银矿(pyrargyrite) 辉锑银矿(miargyrite) 辉铜银矿(jalpaite) 硫锑铜银矿(polybasite) 脆银矿(stephanite) 辉锑铅银矿(diaphorite) 硫锑铅银矿(andorite) 硒铜银矿(eucairite) 硒银矿（naumannite) 碲银矿(hessite) 针碲金银矿（krennerite） 碲金银矿(petzite) 角银矿(cerargyrite) 银矿(bromyrite) 碘银矿(todyrite) 黄碘银矿(miersite) 脆硫锑银矿(owyheeite) 硫砷银矿(billingsleyite)Ag常见杂质Au; Hg; Sb; Bi Ag3Sb Ag2S (AgCu)2S 3 Ag2S·AS2S3 3 Ag2S·Sb2S3 Ag2S·Sb2S3 Ag3CuS2 （Ag,Cu）16Sb2S11 5` Ag2S·Sb2S3 4PbS·4 Ag2S·3 Sb2S3 Pb(Ag,Cu)Sb3S6 Cu2Se·Ag2Se AS2Se Ag2Te (Au,Ag)Te2 Ag3AuTe2 AgCl AgBr Agl (Ag,Cu)l 5 PbS·4 Ag2S·3 Sb2S3 Ag7(As,Sb)S10.1～11.1 9.6～9.8 7.2～7.4 6.1～6.3 5.5～5.8 5.8～5.9 5.1～5.3 6.8～6.9 6.3 6.2～6.3 5.9 6.2～6.3 7.6～7.8 7～8 8.2～8.4 8.6 8.7～9.4 5.5 6.3 5.5 5.6    2.5～3 3.5 2～2.5 2.5～3 2～2.5 2.5～3 2～2.5 2.5 2～3 2～2.5 1～2 2.5 2.5 2.5 2～3 2.5 2.5～3 2.5 2.5～3 1～1.5 2.5    [next]     （三）含银矿石的分类及其选矿办法    含银矿石首要分为银金类矿石和铅锌铜伴生银矿石两大类,其产银量占总产值的99%以上。银金类矿石的选矿办法,首要用浮选或化法。决议选用浮选或化的首要因素是银矿藏的组成。当银矿藏以辉银矿和天然银为主时，浮选和化均可；但当矿石中含有多量深红银矿、淡红银矿、硒银矿等难化矿藏时，就只能用浮选。浮选与化的收回率是有不同的，一般化的收回率高。    铅锌铜伴生银矿石因为其矿藏组成较为杂乱,共生联系、嵌布特性、以及氧化程度等各不相同，选别作用亦有很大差异,但就选矿办法而言，浮选是遍及选用的办法。总的说来,铅锌铜伴生银矿石的选矿收回率要比银金类矿石低,一般在50~70%之间。    （四）银金类矿石选矿实例——十里铺银矿    十里铺银矿坐落山东省招远县境内，设计才能100吨/日，现实践出产才能比设计才能高。选用浮选—化工艺,出产金锭和银锭。    1. 矿石性质    金属矿藏有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿及白铅矿、菱锌矿等,含量都不高。铅、锌、铁矿藏均严峻氧化。首要银矿藏为辉银矿×螺状硫银矿,占79.32%，其次为天然银，占20.68%。首要脉石矿藏有石英、还有少数长石、绢云母等。    银矿藏中的天然银首要赋存在脉石矿藏中及其裂隙处,其量占80.56%，其他首要赋存在闪锌矿、黄铜矿、黄铁矿、铅的硫化矿藏与氧化矿藏中。而辉银矿×螺状硫银矿首要赋存在金属硫化矿藏中,占48.54%,在铅锌氧化矿藏中占17.61,在脉石矿藏中占33.85%。银矿藏与脉石矿藏联系密切,尤其是有部分细粒天然银愈加显着。天然银比辉银矿×螺状硫银矿嵌布粒度粗些,大于0.037毫米粒级天然银占68.89%，辉银矿-螺状硫银矿占62.55%，在0.037~0.005毫米粒级中，天然银占30.18%，辉银矿-螺状硫银矿占32.73%，角银矿占55.38%。矿石密度2.72 吨/米3 ，矿石硬度为中等可碎性矿石。    2. 选矿、化工艺    破碎筛分:两段一闭路流程。一段用400×600毫米颚式破碎机,二段为ф900毫米中型圆锥破碎机与1250×2500毫米双层振动筛组成闭路。给矿最大块度为350毫米，终究产品粒度为25~0毫米，并有洗矿设备。    磨矿、浮选:ф1500×3000毫米球磨机与ф500毫米单螺旋分级机和旋流器(操控分级)组成一段闭路磨矿流程。旋流器溢流浓度37~39%,细度60%--—200目，矿浆pH值7~8。浮选为一次粗选、两次精选、两次扫选的混合浮选流程,选出混合银精矿，经浓缩、过滤两段脱水脱药，滤饼送化车间。    化：混合银精矿的滤饼经调浆由ф900×900毫米球磨机磨至85%-325目,进入三台ф2500×2500毫米拌和槽进行一次浸出，然后由ф6米浓缩机进行一次洗刷得出贵,浓缩机底流再经ф900×900毫米球磨机再磨至90%-325目后,进入另三台ф2500×2500毫米拌和槽二次浸出，二次洗刷用ф7米三层洗刷浓缩机,二次洗刷的次贵液回来一次洗刷。渣通过滤作为硫精矿外销。一次洗刷所得贵液经45米2真空吸滤槽净化ф700×3000毫米脱氧塔脱氧，20米2板框压滤机锌粉置换得出金银泥。置换得出金银泥。置换贫液回来二段磨矿。    3. 金银冶炼    酸洗、烘干：酸洗是以1:2的固液比在拌和槽中拌和，硫酸浓度10%,拌和1小时后加水稀释至固液比为1:5～7,再持续拌和、洗刷、弄清、弃水。经酸洗后的金银泥送电阴炉烘干，炉温操控在600℃左右，烘干时刻6小时 。    冶炼：选用转炉为熔炼炉。经酸洗、烘干的金银泥，配以30%的硼砂，当金银泥中泥含量高时，恰当参加石英粉，经混匀后送至转炉熔炼。每炉熔炼时刻48小时，炼出金银合质金铸成阳极板(500×500×10毫米)，送电解精粹别离金和银。炉渣堆存，再经破碎、磨矿用重选办法收回金银。    电解及精粹：电解槽由塑料板焊制。电解槽尺度（长×宽×高）1000×700×1000毫米。电解槽分为两组，每组5槽，每槽安设7块550×550×3毫米不锈钢阴极板，6块500×500×10毫米合质金阳极板，极板距离70毫米。每组电解槽装电解液2.5米3，含银5克/升，硝酸浓度2当量；电解电压1伏,电流80安。电解得出的金粉、银粉通过蒸馏水洗刷后，用坩埚进行精粹，铸成金条和银锭。    电解废液处理：电解废液排至废液池，参加适量的氯化钠生成氯化银沉积，并参加碳酸钠送至坩埚精粹同收银。在尾液顶用铁收回铜，尾液经石灰中和后排至尾矿池。    选冶出产工艺流程见图8。    4. 选冶出产技能目标（见表16）    （五）铅锌铜伴生银矿石的选矿     依据地质查询材料,我国银矿首要伴生在铜、铅、锌的各种热液充填交代型矿床、触摸交代型矽卡岩矿床、层状或似层状型矿床、黄铁矿型和硫化铜镍矿床中,据初步统计,银伴生在铅锌矿床中的占57.4%、在铜矿床中的占34.9%、在石英脉状矿床中占1.7%，其他占6%。[next]    现在对铅锌铜伴生银矿石的选矿，一般是按其主金属的工艺条件和药剂准则进行选别，并不选出单一银精矿，通常是将银富集于铅、锌、铜精矿中，然后通过冶炼收回。但在冶炼过程中,铅精矿中的银随主金属进入粗铅；铜精矿中的银进入冰铜，其收回工艺简略，本钱低，收回率高。而锌精矿中的银，无论是选用火法仍是湿法工艺，均进入渣中,用烟化法收回工艺杂乱，本钱高，收回率低。因而，选矿应尽量将银富集于铅、铜精矿中。    1. 铅锌铜矿石中银矿藏的赋存状况及特性 图8    十里铺银矿选冶工艺流程图 表16  选冶出产技能经剂目标（1986年1～5月）项目单位1986.11986.21986.31986.41986.5处理矿石量 原矿档次t/d 9/t123.36 286.92125.31 450.86125.35 263.58125.08 300.60125.57 242.81浮选作业：精矿产率 精矿档次 收回率% g/t %2.934 8967 91.73.504 11682 90.82.533 9448 90.83.008 9163.71 91.73.583 6248.12 92.2化作业：贵液档次 贫液档次 化档次 浸出率 洗刷率 置换率 化总收回率g/m3 g/m3 g/t % % % %220.22 10.74 223.34 98 99.9 99.9 97.8208.12 19.18 222.5 98.2 99.9 99.9 98526 544.44 273.42 97.7 99.7 99.8 97.2245.09 13.96 194.2 97.9 99.9 99.9 97.7421.83 34.46 184.09 97.9 99.9 99.9 97.7选矿,化总收回率%89.78983.389.690.10每吨原矿首要耗费钢球 衬板 黄药 黑药 松醇油锌粉 絮凝剂滤布 胶带 电耗Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t Kg/t m2/t m/t kW·h/t2.84 0.03 0.07 0.09 0.01 1.35 0.33 0.03 0.03 0.063 0.03 36.73[next]     银首要呈独立的银矿藏方式存在。银与硫、铜、铅、锡、锑、碲、硒、砷等元素构成的各种化合物在各种矿床中呈现,常见的有：辉银矿" 螺状硫银矿、辉铜银矿、深红银矿、脆银矿、淡红银矿、硫锑铜银矿、硫锑铅银矿、辉锑铅银矿、碲银矿、硒银矿等。有小部分银呈单质矿藏赋存在矿石中，如天然银。还有少部分银在矿石中没有独立的形状,而是在其他矿藏的晶格中构成类质同象,如银金矿、银黝铜矿等。银以各种不同的矿藏形状赋存在各种不同类型的铅锌矿或含铜铅锌黄铁矿中。    各种银矿藏与铅、锌、铜等硫化矿藏严密共生，并多呈微细粒嵌布，其粒度简直都在0.04毫米以下，绝大多数银矿藏的粒度为0.04~0.02毫米,最细者只要0.001毫米,颗粒微细的银矿藏以连生体、包裹体、显微体等方式散布在方铅矿、闪锌矿、硫化铜矿藏中。在浮选过程中，那些与银矿藏联系密切的硫化矿藏便成为其载体，将银富集到各种精矿产品中。因而，银矿藏的赋有状况、嵌布特性对银的归纳收回有严重影响。    2. 进步铅锌铜矿石中银收回率的实践    近年来,因为白银需要量的敏捷添加和银价的上涨，引起了人们对铅锌铜多金属硫化矿伴生银归纳收回的广泛注重。为了获得选矿归纳收回的最佳技能经济目标,人们加强了银矿藏工艺学的研讨，不断改善选矿工艺流程和药剂准则,使铅、锌、铜等硫化矿的选矿目标保持在原水平或有所进步的基础上,伴生银的收回率由30~50%进步到60～80%,伴生银的产值和归纳收回技能水平有了较大的进步。    （1）变革磨矿工艺、进步磨矿细度是进步伴生银收回目标的首要办法之一。各种银矿藏在铅锌铜多金属矿中多呈微细粒嵌布，严密共生，现有的磨矿条件多是从收回铅锌铜硫化矿藏的视点考虑的，难以使银矿藏充沛单体解离。为了进步伴生银的收回目标，有必要变革原有磨矿工艺，进步磨矿细度。当然磨矿工艺流程和细度的挑选，既要考虑技能的或许性和工艺的科学性，更要考虑经济上的合理性。现在已有些选厂在技能条件或许的情况下进步了磨矿细度,使各项目标均有进步。例如：八家子铅锌矿原矿由一段磨矿改为两段磨矿，磨矿细度由65%进步到80%-200目，银总收回率进步3.61%；栖霞山的磨矿细度由55%进步到65%-200目,银收回率进步1.24%,铅收回率进步3.37%。有些选厂添加了铜铅或铅中矿再磨,如水口山铅锌矿将铅浮选回路中的粗扫选和精扫选的泡沫分级再磨后回来铅粗选作业，可使伴生金银的收回率别离进步6.23%和3.40%，一起铅锌选矿目标也得到了进步。佛子冲铅锌矿河三分矿,采取了铜铅混选、中矿再磨,使铅、锌、银收回率别离进步3.99%、2.31%和4.71%,铅精矿含锌由5.15%下降到4.50%。    （2）选用无或微工艺。在浮选工艺流程中,不必或少用对银矿藏或载体矿藏有抑制作用的,对伴生银的收回有利。例如西林铅锌矿,选矿取消了原用的并削减一半以上的石灰用量,铅精矿中银的收回率到达71.6%,比少(10克/ 吨)和多(150 克/ 吨)浮选时别离进步5.6%和10.99%,而银在尾矿中的丢失别离下降3.67%和11.83%。又如栖霞山铅锌矿，1979年选用了预先脱除易浮矿藏、无浮选工艺，使铅精矿中银的收回率进步了5%左右，一起铅锌硫的收回率均有不同程度的进步。八家子铅锌矿于1979年将浮选工艺流程由有工艺改为微工艺,用量由300克/ 吨下降到3~5克/ 吨，使伴生银的收回率由37%进步到52%,一起低档次的铜也得到了收回，并处理了尾矿水的污染问题。总归，选用无或微工艺，对进步银的归纳收回目标有利，这一工艺遭到广泛注重，已有60%以上的铅锌铜矿山运用，并获得较好的作用。    （3）添加捕收剂品种及多种捕收剂合作运用。曩昔，我国铅锌多金属硫化矿的浮选，常用的捕收剂是黄药(乙基、丁基)和黑药（25号、31号）。近年来，丁基铵黑药已逐步成为铅锌多金属硫化矿浮选的首要捕收剂之一。它不光具有较好的挑选性，并且还显示出对银矿藏具有较强的捕收才能。别的，选用丁基铵黑药与黄药、乙硫氮、酯类等多种捕收剂合作运用对伴生银和铅锌等选矿目标的进步具有较好的作用。在浮选实践中已得到遍及运用。例如：八家子铅锌矿，铜铅混选作业选用丁基铵黑药替代31号黑药，银总收回率进步6.75%；香夼铅锌矿以丁基铵黑药和黑药1:1的份额混合运用，在天然pH值的条件下，进行铜铅混选，伴生银的总收回率进步了21%，铜的收回率亦有进步：西林铅锌矿，1980年开端在低碱度下运用丁基铵黑药，并选用了硫酸锌、碳酸钠抑锌浮铅的工艺流程,使银在铅精矿中的收回率进步10.99%，一起金也得到了部分收回。    （4）改善选矿工艺流程。选矿工艺流程的挑选，既要考虑到主金属铅、锌、铜的高选别目标,又要统筹伴生银的归纳收回，使有用矿藏均得到最大极限地收回。对含银的铅锌多金属硫化矿，假如单从伴生银的嵌布特性考虑，选用混合浮选或部分混合浮选流程，有利于伴生银的归纳收回。但浮选流程确实定是由各种因素决议的,矿石性质是依据。因而各选厂应通过实验，重复出产实践,逐步改善现有流程。现在,处理铅锌矿或铅锌黄铁矿类型的选厂，有选用以铅为主的等可浮工艺流程，如东波有色矿野鸡尾选厂、黄沙坪铅锌矿等；也有选用优先浮选工艺流程，如凡口铅锌矿、孟恩套力盖、银山铅锌矿、东波有色矿柴山选厂等；水口山铅锌矿则选用优先选铅、锌硫混选—别离的工艺流程。处理铜铅锌黄铁矿类型的选厂，是以部分混选—别离或部分混选—优先的工艺流程为主。前者如八家子、栖霞山、香夼铅锌矿等；后者如铜山岭有色矿、佛子冲铅锌矿河三分矿等。小铁山铅锌矿则是全浮选流程。出产实践标明，依据矿石性质改动工艺流程，有利于选矿归纳收回目标的进步。[next]    3. 现在国内首要铅锌铜多金属硫化矿收回银的概略（见表17）。 表17  铅锌（铜）多金属硫化矿伴生银归纳收回概略矿山 或选 厂原矿银档次g/t首要金属矿藏首要银 矿藏及嵌 布粒度首要脉石矿藏磨矿细度及浮选准则流程首要捕收剂及抑制剂1983年(近期)金银选矿目标产品档次 g/t收回率, %银金银金水口山70 金档次 1方铅矿闪锌矿 黄铁矿磁黄铁矿银黝铜矿, 车轮矿, 硫锑碲银矿,碲银矿, 螺状硫银矿,银矿藏细粒嵌布, -37μm  占89.57%, -5μm占43.57%方解石 石英 长石 石榴 子石-200目60%左右铅中矿再磨,94～97-200目优先选铅,锌硫混选再别离黑药、乙硫氮、黄药(乙基、丁基)、硫酸锌、碳酸钠、、石灰铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿1190 110 30 8 686.9 1～1.5 1.5～2 0.3～0.5 0.8～168.87 13.22 10.66 7.25  30～35 8～10 35～45 17～20  小铁山94.7 金档次 1.8黄铁矿闪锌矿 方铅矿黄铜锌矿辉银矿,螺状硫银矿,辉铜银矿,硫铜银矿,黝铜矿,银金矿等。 银矿藏粒度大部分小于43μm石英,斜长石,绿泥石,绢云母,方解石,重晶 石72%-200目,铜、铅、锌硫全浮选。混精再磨94%,-200目混精脱硫。脱硫尾矿再磨99%-200目,铜-铅锌别离丁黄药、石灰、、(无)铅锌 精矿 铜精矿 硫精矿 尾矿 原矿          96          1.381.2  74.2  黄沙坪50～90方铅矿铁闪锌矿黄铁矿 黄铜矿辉锑铅银矿,嵌布粒并极细,约1μm左右石英,方解石,萤石,绢云母,绿泥 石65%-200目,以铅为主的等可浮,锌硫混选—别离硫氮九号黄药(乙基丁基)、石灰、硫酸锌(无)铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿750 69 56.7 10.0 47.33 57.8 13.29 19.28 9.63   铜山岭100 金档次 0.2～1.2黄铜矿方矿辉铅铋矿闪矿黄矿磁黄铁矿毒砂天然银,呈 细粒或微粒嵌布,均在40μm以下,-10μm 占53.5%石英,方解石和矽卡岩矿藏透辉石,石榴子石,符山石78%-200目，铜铅混选-别离,锌浮选丁基铵黑药、黄药(乙基、丁基)、硫酸锌、、石灰、 (少)铜精矿 铅清矿 锌精矿尾矿 原矿831 2869 95 20 116 17.51 62.15 1.36 18.98   柴山80方铅矿 闪锌矿 黄铁矿磁黄铁矿黝铜矿-银黝铜矿、浓红银矿、天然银。银矿藏呈微粒嵌布,+10μm占33～73%石灰石,方解石,萤石,石英-200目68%，铅、锌优先浮选乙硫氮黄药(乙基、丁基)、硫酸锌、、石灰、 (有)铅精矿 锌精矿 尾矿 原矿1426 385 21 80 53.35 20.99 25.66   野鸡尾76方铅矿闪锌矿 铁闪锌矿 黄铁矿以天然银为主还有脆硫锑铅银矿。 细粒嵌布石英,萤石,蔷薇辉石,绢云母,方解石以铅为主等可浮，寻硫混选—别离黑药、乙黄药、丁黄药、硫酸锌、(有氧)铅精矿 锌精矿硫精矿 尾矿 原矿1728 134 64 15 76 63.73 6.23 15.52 14.52   张公岭40方铅矿闪锌矿黄铁矿黄铜矿毒砂天然银,银金矿,深红银矿,淡红银矿,碲银矿,辉砷铜银矿,细粒嵌布,-10μm占80%石英为主,绢云母次之,少数绿泥石,长石,方解石65%-200目,铜铅混选-别离,锌浮选,硫浮选丁基铵黑药、硫酸锌、、钠、 (少)铜精矿 铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿6682 675 370 157 11.6 46.7 18.26 34.25 17.54 24.82 21.83   河三56方铅矿铁闪锌矿闪锌矿黄铁矿磁黄铁矿黄铜矿 透辉石,石英,方解石70%-200目,铜铅混选中矿再磨90%-200目,铜铅混选-别离,锌浮选乙硫氮、丁基铵黑药、柴油、 硫酸锌、、水玻璃,CMC(微)铜精矿 铅精矿 锌精矿尾矿 原矿1970 1710 91.25 6.5 43.75 2.13 75.04 7.14 15.65   八家子180方铅矿闪锌矿 黄铁矿黄铜矿黑硫银锡矿,天然争,银金矿,辉银矿,脆银矿,银矿藏呈微细粒嵌布,-40μm占80%,有22.61%的银呈类质同象存在方解石,白云石,石英,透辉石,长石80%-200目,铜铅混选粗精Ⅱ再磨95%-200目,锌硫混精再磨90%-200目,铜铅混选-分暾,锌硫混选-别离乙硫氮、丁基铵黑药、丁黄药、硫酸锌、、、重、(微)铜精矿 铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原太916 3161 591 206 41 184 4.51 53.39 11.06 11.45 19.59   孟恩 套力盖112方铅矿闪锌矿 黄铁矿黑硫银锡矿,深红银矿,银黝铜矿,天然银。一般在20μm以下石英,长石,云母65%-200目,铅锌优先浮选流程磷胺四号、丁黄药、Z—200、硫酸锌、碳酸钠或石灰(无)铅精矿 锌精矿 尾矿 原矿4473.4 774.1   112.3 74.8 20.08 5.12   栖霞山120方铅矿闪锌矿黄铁矿菱锰矿辉银矿,深红银矿,螺状硫银矿,含银天然金,含银黝铜矿,银矿藏一般都在10μm以下石英,方解石,锰方解石,白云石,滑石,重晶石,萤石,绿泥石,有机炭65%-200目,首要除炭,铜铅混选-别离,锌硫混选 -别离磷胺四号,丁基铵黑药,丁基黄药,水玻璃,,钠,石灰硫酸锌(无 )炭质物 铜精矿 铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿216 5386 1653 330 177 24 194 3.44 18.31 26.67 10.49 34.65 6.44   香夼50方铅矿闪锌矿黄铁矿黝铜矿硫锑银矿,碲银矿,金银矿,锌砷黝铜银矿,天然银,银矿藏细粒嵌布-15μm占95%方解石,石榴子石,绿廉石,绿泥石,石英,绢云母63%-200目铜铅混选,中矿再磨90%-200目,铜铅混选-别离,锌硫混选-别离磷胺四号, 丁基铵黑药,丁基黄药,硫酸锌,,硫酸亚铁,硫代硫酸钠(微)铅精矿 铜精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿2194.3 891.3       49.47 73.59 8.89          银山55～62黄铁矿方铅矿 闪锌矿铁闪锌矿黄铜矿银黝铜矿,深红银矿,辉银矿,螺状硫银矿,银矿藏呈微细粒嵌布石英,绢云母63%-200目优先浮选丁黄药, 乙硫氮, 石灰, 硫酸锌铅精矿 锌精矿 尾矿 原矿1940 439 12.5 54.1   62.41 15.74 22.25 凡口108方铅矿闪锌矿 黄铁矿深红银矿,银黝铜矿,硫锑铜银矿,硫锑铅银矿,黝铜矿,银矿藏粒度小于20μm占82%以上方解石,白云石,石英80%-200目铅,锌,硫优先浮选,铅粗精再磨90～95%-325目丁基黄 药,石灰, 硫酸锌铅精矿 锌精矿 硫精矿 尾矿 原矿627.5 2322.5   31.5 16.5 105.6 40.25 43.30 10.12   6.22

（五）化炭浆法提金    人们早在1880年就开端用活性炭从含金溶液中收回金银。但作为一种提金的新工艺直到20世纪70年代才得到迅速开展并臻于完善。1973年美国霍姆斯特克炭浆厂投产以来,炭浆法工艺在全世界规模内得到广泛运用,已有40多个厂投产,许多新建的大型黄金矿山都选用了炭浆法工艺。    炭浆法工艺是在惯例的化浸出、锌粉置换粉基础上变革后的收回金银的新工艺。首要由浸出质料制备、拌和浸出与逆流炭吸附、载金炭解吸、电积电解或脱氧锌粉置换熔炼铸锭及活性炭的再生活化等首要作业组成。准则工艺流程见图4。    图4  化炭浆法准则工艺流程图     1. 浸出质料制备：一般是将原矿经两段(或三段)一闭路碎矿、两段磨矿,制备成适合化浸出的矿浆。依据我国含金矿石的特性和出产实践,磨矿细度一般为80～90%-200目。磨好的矿浆一般经浸前浓缩机脱水,以进步浸出浓度。    2. 拌和浸出与逆流炭吸附：浸出条件与惯例化法相同，一般用5～8段浸出。炭的逆流吸附有两种办法，一种是在浸出槽添加活性炭进行逆流吸附，边浸出边吸附，一般称为炭浸法（CIL），张家口、潼关、红花沟等金矿的炭浆厂选用这种办法；另一种是在化浸出之后再加几个炭吸附槽进行4～6段逆流炭吸附,一般称为炭浆法（CIL）,灵湖、赤卫沟金矿炭浆厂选用这种办法。活性炭的添加量为每升矿浆15～40克，粒度6～16目。选用空气进步器或串炭泵守时进行逆流串炭。炭吸附的总时刻一般为6～8小时，金的吸附率在99%以上。炭载金为3～7千克/吨。    炭吸附槽的规划十分要害，其好坏直接景响到炭的磨损程度,然后影响到炭浆厂的技能经济指标。单纯就炭的磨损而言,当然是空气拌和槽最好,但它功率耗费高,添加出产成本。对机械拌和槽来说，要害是断定叶轮的形状、转速和线速度,要尽量削减叶轮的剪切力,以使炭的磨损削减到最小程度。据有关材料报道,现在国内外比较抱负的吸附槽是双叶轮、中空轴进气的机械拌和槽。张家口金矿引入的炭吸附槽的技能功能列于表5。 表5  炭吸附槽的技能功能规格，mmФ5150×5650进风道，mmФ59有用容积，m2 叶轮直径，mm 叶轮数量，个 叶轮原料 拌和槽规格，mm118 Ф1900 2 中碳钢橡胶外套 Ф73×4680叶轮转速，r/min 叶轮线速度，m/s 电动机： 功率，KW 转速，r/min28 2.8   3.7 1970[next]     为了使矿浆与活性炭别离，在炭吸附槽内设置桥式筛、周边筛或振动筛等，国内炭浆厂一般选用桥式筛。    桥式筛网长度的决议，按国外材料每米筛网长经过的矿浆量为6.5升/秒,依据吸附槽经过的矿浆量即可算出筛网的长度。若选用周边筛，则要求筛网为槽子周长的12.3%。    桥式筛需求用低压风(3500帕)拌和矿浆,以防止筛网阻塞。低压风量的定额为每米筛长每分钏1.0标米3。浸出需求的中压(10000帕)风量为每米3矿浆0.002标米3。    3. 载金炭解吸：解吸工艺现在有四种办法：（1）苛性长时刻解吸法，解吸液浓度NaCN1%，NaOH1%，温度85℃解吸时刻24～60小时,美国霍姆斯特克金矿选用这种办法。因为长时刻解吸需求占有许多容器设备，已被新规划值业所扔掉。（2）低浓度苛性加醇类解吸法,解吸液浓度NaCN0.1%，NaOH1%，参加20%酒精，温度85℃，解吸时刻5～6小时。低浓度苛性钠及短时刻解吸是该法的杰出长处,但添加了酒精的收回工序,并且酒精蒸发丢失大,带来了防火问题。（3）力温加压解吸。解哪液浓度NaCN1%，NaOH1%,温度135℃,的34.3×104帕压力下解吸6～12小时，张家口和潼关金矿选用这种解吸办法。（4）高浓度苛性解吸法。解吸液浓度NaCN4%,NaOH2%，解吸温度90℃，浸泡4～8小时,然后用4倍床窜积低浓度苛性热溶液洗刷5小时,再用3倍床容积的热水洗4小时，灵湖和赤卫沟金矿选用这种解吸办法。    解吸的首要设备是解吸柱、电加热器、热交换器、过滤器及解吸液贮槽等。解吸柱一般规划为圆柱体,其高度与直径之比为6：1,柱内解吸液的体积流量一般为每小时2个床容积,其流速应小于3.4毫米/秒，以使炭不会活动。依据每天所要解吸的载金炭量即可计算出解吸柱的直径和高度。张家口金矿每天解吸载金炭700千克,解吸柱规格为ф700×4800毫米。    4. 电积电解:这是因为炭浆法流程能取得高达600克/米3的高档次贵液而选用的,固然,也可用惯例的锌粉置换法。电积电解的首要设备是电积槽，它一般用有机玻璃或塑料作为槽体，选用不锈钢间隔作阳极，以装有钢棉的结构作阴极,对含金溶液进行电积。阴极电流密度6～10安/米2，电压3～3.5伏，电积时刻8～12小时。阴极选用逆向移位，终究从第一个槽中取出阴极钢棉送熔炼。钢棉含金40%左右，电积收回率在99.5%以上。第家口金矿引入的电积槽规格和技能功能列于表6。 表6  电积槽规格和技能功能规格，mm 结构材料 电流量，A 槽电压，V 槽流量，L/s 停留时刻，min 阳极规格，mm 阳极材料2440×610×762 聚塑料 最大1000 1.5～3 0.44 34 610*762 不锈钢冲孔板槽内阳极数，个 阴极规格，m 阴极结构材料 每个阴极装钢棉，g 槽内阴极数量，个 整流器类型 最大输出A/V 输入功率，kW/V21 610×660×50.8 聚塑料 454 20 SC10006AV 1000/6 8/380     5. 炭再生：解吸后的炭先用稀硫酸（硝酸）酸洗，以除掉碳酸钙等聚积物，经几回循环后，有必要进行热力活化，以康复炭的活性。热力活化是在回转窑里进行，在阻隔空气的条件下将炭加热到700℃左右，坚持30分钟,然后倒入水淬槽中冷却，经16目筛筛出细炭后，回来炭吸附回路。    炭浆法工艺的中心是活性炭,对其活性、孔径、表面积、孔容积、强度等都有严厉的要求。国外炭浆厂悉数选用椰壳炭,其适合的炭粒度为6～16目,堆浸法选用12～30意图炭粒度。国内除椰壳炭外，对杏核炭、核桃壳炭等进行了广泛的研讨。灵湖和赤卫沟金矿选用国产GH-17型杏核炭，炭粒度8～20目。国产杏核炭的功能同椰壳炭大体相当,但在强度方面还需经过长时刻调查。[next]    炭浆法省去了逆流洗刷和贵液净化作业,取消了多段浓缩、过滤、置换设备。一同因为载金炭与浸渣的别离能用简略的机械筛分设备进行，即可冲刷也易于别离，扫除了泥质矿藏的搅扰，因此炭浆法工艺对各类矿石有更广泛的习惯性。对含泥多的矿石、低档次矿石以及多金属副产金的收回，能较大起伏地进步金的收回率。如张家口金矿曩昔选用混-浮选工艺流程，金的收回率仅75%，改建成炭浆厂今后，金的收回率进步到90%以上。    我国对炭浆法工艺的出产实践时刻还不长，但近十多年来开展很快,现已投产的炭浆厂有张家口、潼关、红化沟、灵湖、赤卫沟等金矿,正在缔造的还有峪耳岩、金厂沟梁、戴家冲等炭浆厂。引入的张家口和潼关两个炭浆厂,工艺先进,自动化水平高，计量检测手法齐备，设备先进，促进了我国炭浆法工艺的开展。    （六）堆浸法提金    早在1752年西班牙就用堆浸法来处理氧化铜矿，20世纪50年代末一些铀矿用来处理低档次矿，1967年美国开端用于处理低档次金矿。因为堆浸法具用工艺简略，设备少，出资省，出产成本低一级长处,使前期以为无经济价值的许多小型金矿或低档次矿石,现在都能用堆浸法处理。堆浸技能已在美国、加拿大、南非、澳大利亚、印度和苏联等国的金矿广泛运用。    堆浸是将发掘出来的矿石转运到预先备好的堆场上筑堆，或直接在堆存的废石或低档次矿石上,用化浸出液进行喷淋或渗滤,使溶液经过矿石而发生渗滤浸出作用,化浸出液屡次循环,重复喷淋矿堆,然后搜集浸出液,再用活性炭吸附法或金属锌置换法处理。国外用堆浸法处理的矿古金档次一般为1～3克/吨,金的收回率50～80%,银收回率30～50%,国外堆浸出产典型工艺流程见图5。    我国在70年代末开端实验研讨含金矿石的堆浸技能,并相继在虎山、石山、小秦岭区域等几十个矿点进行了含金矿石的堆浸出产实践，取得了较好的作用。现在国内堆浸场（点）的规划还不大,一般每堆为1000～10000吨,金收回率50～75%。国内堆浸出产的典型工艺流程见图6，其首要出产进程由下列几部分组成。    堆浸场构筑：堆浸场址一般挑选在接近采矿、运送便利的缓坡山地(天然斜度10～15°)，先用堆土机铲除掉杂草和浮土,然后夯实，构筑成斜度为5°左右的地基，两头高,中间稍低,便于浸出液会集流入贮液槽。堆浸场上铺两层聚乙烯塑料薄膜，其上再铺一层油毛纸，以使场所绝对不渗漏。堆浸场四周构筑高0.4米左右的土埂并作排水沟,防止雨水流入场内。在堆矿石之前，先人工堆砌约0.3米厚的大块贫矿石。     图5  国外堆浸出产典型工艺流程图     图6  国内堆浸出产典型工艺流程图[next]     矿石筑堆：先将矿石破碎到-50毫米，然后人工转移到堆分层筑堆，块矿和粉矿要散布均匀,防止粉矿会集,影响矿堆的渗透性，筑堆高度视规划巨细一般为2.5～5米。    喷淋浸出：在喷淋之前先要洗堆，即用饱满石灰水洗刷，中和矿石中的酸性物质，待从矿堆底部流出的溶液pH值到达9以上时，开端喷淋浸出液。浸出液浓度0.03～0.10%，PH值10～11，浸出液喷淋量65升/吨•日，喷淋时刻45～60天，喷淋浸出选用三班作业，每隔1小时喷淋1小时。    活性炭吸附：炭吸附与喷淋浸出构成闭路，每天将待吸附的含金贵液分次用泵扬至吸附高位槽，经过弄清，运用位差给入吸附柱。液体从下部给入，经过炭床，从上部流出,然后回来浸出。炭吸附选用4台ф300×1300毫米吸附柱,每柱装杏核炭30千克，炭粒度0.03～0.1毫米，贵液经过吸附柱的均匀流速为2.5～3.0升/分，一般以每小时经过2～3个炭床容积为宜。炭的吸附率可到达100%，炭-载金量可达8千克/吨。    载金炭的解吸电解：解吸炭的再生活化以及金泥熔炼,与惯例的炭浆厂完全相同。值得指出的是,并非每个堆浸场(点)都要设置载金炭的处理车间，可在一个区域或一个县设置载金炭处理车间,或送邻近大型炭浆厂代为处理,堆浸场可将载金炭作为产品出售。我国某些堆浸场（点）的出产指标列于表7。 表7  国内堆浸场（点）出产指标堆浸场点称号出产才能 t/堆堆浸粒度 mm原矿档次 g/t收回率 %耗费 Kg/t辽宁虎山辽宁石山 河南老湾 河南毛堂 河南灵湖 河南洛宁 河南樊岔 北京平谷刘店 河北席林湾 河北东望山 山东牟平磷肥厂700 360 1100 3000 1500 1500 1200 1000 1000 3000  ＜65 ＜40 ＜30 ＜20 ＜30 ＜20 ＜14       10～303～4 2 2.24 2.04 3 4.44 3.68 3.23 2.50 4.80 2.6969.54 61.90 75.44 55.04 63.76 75.0 59.2 51.4 62.07 63.0 61.220.64 0.49                       二、砂金矿的选矿    （一）砂金矿床的工业类型及其特色    砂金砂床散布甚广,品种繁复,按其转移间隔的远近一般可分为五种：残积、坡积、洪积、河槽冲积和滨岸砂金矿床,其间以河槽冲积型为多见。按转移营力的性质可分为风成砂金矿床,冰成砂金矿床和水成砂金矿床。按转移的年代不同又可分为深藏砂金矿床、阶地砂金矿床和河滩砂金矿床。    砂金矿床的宽度一般为50～300米或更宽,长度可达数公里乃至数十公里,埋藏深度一般为1～5米,也有深至20～30米或更深。砂金矿床的含金矿层厚度一般为1～5米，单个可达10米。    砂金矿石中除含金外,还含有多种重矿藏。与金伴生的重矿藏按其常见程度依次为：磁铁矿、钛铁矿、金红石、石榴石、锆英石、赤铁矿、铬铁矿、铂矿、铱铁矿、辰砂、钨锰铁矿、白钨矿、锡石、刚玉、金刚石、膏、方铅矿等,砂金矿中重矿藏的含量一般不超越1～3千克/米3,其他为各种粒径的砾石、卵石、砂和泥土。粘土对细粒金的收回晦气,在选金进程中应设法扫除。    金在砂金矿中多呈粒状、片状、枝状等形状存在。金的粒径一般为0.5～2毫米，但也有重达几公斤的大块金及呈粉状的微粒金。金的成色一般为50～90%，密度均匀为17.5～18克/厘米3。金的成色与密度的联系列于表8。 表8  多的成色与密度联系淡色，%10095908580757065605550密度g/cm319.318.517.817.116.515.915.314.814.313.913.4[next]     (二)砂金矿选矿工艺    砂金矿的选矿准则是先用重选法最大极限地从原矿砂中收回金及其伴生的各种重矿藏,糨而用重选、浮选、混、磁选和静电选等联合作业将金和各种重矿藏互相别离，以到达归纳收的意图。砂金矿选别一般分为碎解与筛分、脱泥和选别等进程。    1. 碎解与筛分    许多砂金矿含有胶结泥团，其粒径有的大于100毫米，这种泥团如不碎解，将在筛分进程中随废石一同扫除，形成金的丢失。别的，胶泥还能胶结在砾石或卵石上，如不碎解也要在筛分进程中形成金的丢失。    在采金船上,碎解与筛分作业是一同在圆筒筛内完结的。圆筒筛内装有臆断的螺旋角钢。操作时，圆筒筛内的洗刷水压应不低于35千帕，在陆地固定选厂，则设轩洗进行碎解与筛分。选用平桂50型或平桂1—100型水两台,按对角线方向重复冲刷。水出口压力不低于20千帕。    筛分作业能扫除20～40%的废石（砾石、卵石）,是砂金矿不行短少的作业。合理筛分参数的断定有必要依据原矿砂中金的粒度组成的测定材料。现在我国砂金矿山挑选的筛孔一般为10～20毫米，如用固定溜槽做粗选设备时筛孔可大些,但不能超越60毫米。固定选厂的筛分设备多为格筛、振动筛,采金船则用圆筒筛。筛上冲水不但能进步筛分功率,还能进一步碎解胶泥，所以砂金矿的筛分作业多为水筛。水筛冲水量依据洗矿要求断定,并应尽量满意下段选别作业对浓度的要求，如系溜槽粗选则冲水量应为砂矿量的8～14倍（体积比）。    2. 脱泥    砂金矿中小于0.1毫米的物料一般不含金或金甚微。例如珲春金矿的砂金矿中小于0.1毫米的金只占0.15%,桦南金矿局的砂金矿中小于0.1毫米的金占0.18%,而同粒级矿泥却占原矿砂的13.77%。小于0.1毫米的金俗称漂浮金，在选别进程中很难收回,而同一粒级的矿泥却对选别进程,特别是机械选别进程起搅扰作用。所以在砂金矿机械选矿厂内，总是设法将小于0.1毫米的矿泥脱掉。出产上常用的脱泥设备为各种规格的脱泥斗。而溜槽选金答应的物料粒级宽,且处理量大,因此溜槽选别之前多不脱泥。    3. 选别    实践证明，重选法是处理砂金矿最有用、最经济的办法。因为砂金矿中金的粒度组成不同,各种重选设备处理物料的有用粒度边界也不同，所以合理的砂金矿选别流程应是几种重选设备的联合作业。    粗选段得出的含金精矿，金档次100克/吨,重砂矿藏多在1～2千克/吨以上，关于含金粗精矿的处理现在有三种办法：（1）用淘金盘人工淘出金粒后重砂丢掉；（2）用混筒进行内混,取得膏后重砂扔掉；（3）用人工淘洗或混提取金后，重砂会集送精选厂处理，用磁选、电选等办法别离收回各种重砂矿藏。    砂金矿的选金收回率：两段溜槽选别为70～74%，溜槽粗选，跳汰扫选、摇床精选流程为75～80%。    （三）采金船的出产实践    砂金矿床用采金船发掘较其他发掘办法具有机械化程度高、出产才能大、发掘成本低和出产劳动条件好等长处。自1870年新西兰初次运用采金船发掘法以来,美国、苏联、澳大利亚、加纳、马来西亚等许多国家相继运用.采金船首要适于发掘坐落地下水位以下的宽河谷砂金矿床、斜度不大的小溪砂金矿床以及含水的厚层海边和湖滨砂金矿床。    我国砂金资源丰富，采金历史悠久。解放后,我国采金工作者自行规划和制作了各品种型采金船。现在采金船发掘也成为我国砂金矿床发掘的首要办法，其产值约占砂金总产值的60%。现在已有斗容别离为50、100、150、250、300升的链斗式采金船数十只，散布在黑龙江、吉林、四川、湖南等省区。我国砂金矿发掘运用的采金般，其首要技能功能列于表9。 表9  采金船首要技能功能采金船规格，L59100150250300挖斗容量 水下发掘深度，m 出产才能，m3/d 装机容量，kw 分量，t50 6 500 138 100100 7.5 1800   420150 10 3000～4000 620 500～600250 15 6600～8300 1300 1350～400300 11 8100 1050  [next]     1. 采金船的选金工艺及首要设备    采金船的出产进程是：从挖斗卸下的含金矿砂,饱尝矿漏斗给入圆筒筛进行洗矿、碎解与筛分。筛上砾石用胶带机或砾石溜槽排至船尾的采空区；筛下矿砂则经过密封分配器给当选别设备进行粗扫选,取得的粗金矿有的在船上精选和人工淘洗直接取得产品金，大都则送到岸上精选厂会集处理。    现在国内采金船上的选金工艺流程有：单一固定溜槽流程，榴槽—跳汰—摇床流程和三段跳汰流程等。    单一固定溜槽流程即选用横向固定溜槽粗选，纵向固定溜槽扫选,精矿定时由人工整理并淘洗。小型采金船遍及运用该流程。据调查,这种流程的选金收回率在%/ 0 +%5之间。收回率的凹凸同给矿量巨细、矿浆浓度改变、溜槽的单位负荷及当选矿砂中细粒金的含量有关。50升和100升采金船上固定溜槽的技能功能、溜槽单位负荷与收回率的联系以及金粒度与收回率的联系，别离见表10表12。 表10  固定溜槽技能功能类别50L100L横向槽纵向槽横向槽纵向槽长度，m 宽度，m 倾角，° 溜格高度，mm 溜格距离，mm 矿浆层厚度，mm 矿浆流速，m/s3～4 0.6 6 40～50 50～60 40 1～1.24～8 0.8 4 30～40 40～50 45 1.2～1.44～5 0.6 6 40～60 50～70 45 1～1.26～10 0.8 5 40～50 50～60 50 1.3～1.5 表11  溜槽单位负荷与收回率的联系  溜槽单位负荷，m3/m2·h0.35～0.50.6～11～1.51.5～2收回率，%71.2～63.465.8～60.158.5～51.351.2～46 表12  金粒度与收回率的联系金粒度，mm﹥11～0.420.42～0.2﹤0.2收回率，%918260.519     珲春金矿250升采金船选用溜槽—跳汰—摇床流程，设备为1000×1000毫米四室与二室尤巴型跳汰机、6-S摇床及ф900×1200毫米混筒。跳汰机结构简略、易于操作办理、给矿粒度规模宽（-16毫米）。可是，它在固定溜槽尾矿扫选中,因为给矿液固比（10：1）习惯其当选条件（6～8：1），故其选别作用欠佳。摇床具有富集比高、选别作用好、操作便利及耗水、耗动力低一级长处，但其单位面积出产率低、占地面积大、选别作业条件要求高。尤其是船体在出产中常常摇摆、歪斜，对其选别形成的影响，是它难以克服的弊端。这种流程的选金收回率在78～84%之间。    呼玛金矿局从荷兰MTE公司引入的300升采金船用三段跳汰流程，它包含一段两组九室圆形跳汰机，三段三室圆形跳汰机及三段二室一组矩形跳汰机。我国在汲取国外先进技能的基础上规划缔造的150升采金船,其选金工艺流程：一段为一组九室圆型跳汰机,二段为二台矩形跳汰机,三段运用典瓦尔跳汰机,精选用摇床。这种工艺流程比较完善先进,选金收回率在90%以上。采金船用跳汰机技能功能见表13。[next] 表13  采金船用跳汰机技能功能参数跳汰机称号类型典瓦尔型尤巴型梯形荷兰圆形荷兰矩形作业室尺度,mm     室数 床层总面积，m2 冲程,mm 冲次,次/min   给矿最大度，mm 处理才能，m3/h 耗水量，m3/h 给水压力，kPa 设备功率，kW 传动办法300×450     2 0.27 0～26 322;420   12 1～2 2～4 10 1.1 机械1000×1000     4 4 3～30     16 10～15 21.6～43.2 6   机械1000×   1000 2 2 8～30     16 4～5 14.4～36 6   机械1200 ×3600 2400 8 5.7 0～50 130;200 270;350 10 10～15 30～50 10 2×2.2 机械      9 31.275 20～25 50～140   25 112～225   3 7.5 机械/液压1070×1070     2 2 15 50～140   25 6～15   3 4 机械     2. 采金船选金工艺存在的问题及其改善途径    现在我国采金船出产因为工艺流程简略且为开路选别,当选作业条件欠安,圆筒筛的洗矿、碎解和筛分才能不强,没有大粒金捕收设备,金的丢失达10～40%,其间在圆筒筛筛上砾石中丢失6～30%，在选别作业尾矿中丢失4～20%。跟着采金船出产的开展，结合我国详细实践，吸收国外先进技能,采金船选金工艺将会有较大开展；一是洗选设备逐步习惯配套；二是工艺流程逐步趋于完善，发明适合的选别条件，以最大极限地进步选金收回率。    （1）工艺流程:小型采金船应以可动溜槽或离心盘选机为主。可动溜槽和离心盘选机均能完成机械化整理粗精矿,且单位选别面积处理量大，收回率高；从工艺装备上看，也比固定溜槽削减空间方位与占地面积，它无疑将替代以单一固定溜槽为主的疏程。而对大、中型采金船，则用三段跳汰流程较为适合。这种疏程设备装备紧凑,合理地运用了采金船空间和天然高差，完成矿浆的自流回来，然后简化了选金工艺；加之精选作业闭路选别,削减了金的丢失。这种流程终究会替代溜槽—跳汰机流程。别的，采金船大将增设块金捕集与脱水、脱泥的工艺；在船上只取得含金重砂,终究产品在岸上精选厂提取，这样可简化采金船（2）上选金工艺，削减金丢失，进步选金的收回率。    洗选设备：洗矿圆筒筛应进一步强化碎解和筛分，加强机械和水力作用，延伸物料在筛内停留时刻，添加有用筛分面积(25%以上),对筛内环形阻料环、螺旋破碎齿以及纵向扬板等,要针对矿砂性质进一步研讨,以增强碎解作用。对含泥量超越10%的难洗矿砂，应选用新式擦拭筒筛。    圆形跳汰机是一种适于采金船上选别细粒金的高功率重选设备，与尤巴型、梯形跳汰机等比较，在处理量、选别深度、给矿办法、耗水耗电量以及占地面积与空间装备等均占有优势。圆形跳汰机在外形上是梯形跳汰机的组合体,除具有梯形跳汰机的特色外，还选用了机械+ 液压传动,其脉动曲线是锯齿形的,显着差异于普通跳汰机的正弦脉动曲线,有利于细粒金的收回。圆形跳汰机在工艺装备上更适用于采金船的特色，无疑将替代其他跳汰机。    离心盘选机将逐步运用在采金船上。国内研发的ф368毫米离心盘选机已用于砂金矿的选别。其技能功能:转数120转/分,处理量5米3/台•时，电动机功率2.2千瓦。该设备具有结构简略，操作便利,处理量大、耗水少及选别作用好(作业收回率达95%)等特色，尤其是设备高度小，精矿产率低，富集比高，然后可简化采金船上的选矿进程,便于在船上装备。    3. 采金船的出产实例———珲春金矿!×$ 升采金船    250升采金船于1974年在吉林珲春金矿正式投产,珲春金矿属第三纪含金砾岩砂矿和第四纪河谷冲积砂矿床，含金矿砾层厚度4.5米,混合矿砂含金0.19～0.23克/米3,砂金颗粒以中粒为主,大于0.5毫米者占65.41%,砂金成色83.3%，在矿砂中含泥很少，一般在1.2～1.5%，归于易洗矿砂。伴生矿藏首要有钛铁矿、磁铁矿、褐铁矿、锆英石、金红石等。    该船挖斗链由84个挖斗组成,每个挖斗容量为250升,挖斗链工作速度26～36斗/分，水下发掘最大深度9米，平底船尺度(长×宽×高)为24.81×20×2.7米，吃水深度2米。采金船出产才能240～280米3/时，总耗水量2660～3000米3/时。采金船总重1524吨。    选金工艺流程:先用横向溜槽收回粗、中粒金,随后从横向溜槽尾矿顶用粗选跳汰机收回微细粒金,所得粗精矿用跳汰机和摇床再精选,终究用混筒提金。出产实践标明：最好在粗选跳汰机之前安设脱水设备,以使横向溜槽尾矿的浓度适合于跳汰作业要求。采金船金总收回率为75～80%,其间横向溜槽金收回率为52～55%,粗选跳汰则为23～25%。    首要设备：圆筒筛规格ф2.7×10.8米,倾角8°,转速7.5转/分，筛孔分五段,别离为8；10；12；14；16毫米,筛内水压45千帕。    溜槽设备视点7.5°,长4.3米,宽0.6米。圆筒筛两边各19个,全船共38个,总面积96米2。作业的液固比为12：1。    跳汰机为尤巴型1000×1000毫米四室笔直隔阂式,共10台。跳汰作业矿浆浓度40～60%。摇床为6—S型。混筒为ф900×1200毫米，一次装料350～400公斤，混时刻1.5小时。    250升采金船选金工艺流程见图7。

化法，一般又称水溶化法。此法开始于1848年选用氯水或硫酸加漂的溶液从矿石中成功地浸出金，并用硫酸亚铁从浸出液中复原堆积金。后经开展而成为19世纪后期的首要提金办法之一，曾广泛运用于北美、澳大利亚、南非等金矿山。但因为化法的面世，1890年前后，因化法的出产本钱低而逐渐为化法替代，然后被各运用国所筛选。因为化法的广泛运用，带来了严峻的环境污染，且化法在处理不同类型的矿石上也存在许多局限性，1944年普特南（Putnam）在他的文章中又提出对氧化法应进行从头点评。1950年澳大利亚卡尔古利矿业公司又选用化法浸出梅里尔锌置换法产出的锌金堆积，并用钠从浸出液中复原金。经一年的出产证明，产出金的纯度达99.8%。尔后又对氯化法进行了更广泛的试验，成果表明：氯化法不但对锌金堆积的处理是经济的，对浮选和重选产出的高档次金精矿焙砂的处理也是经济适用的。若选用SO2替代钠从氯化浸出液中复原金，还可产出纯度达99.99%金。鉴于化法对环境的污染远比化法小，作业进程中逸出的还可选用稀碱液洗刷吸收回来运用。往后，它可能再次成为黄金冶金的重要办法之一。 图1所示为Au－H2O－Cl－系列的电位－pH图，图中示出了金在强酸溶液中因为氯的强氧化作用而生成AuCl4离子。这时金的分化反响为： 2Au＋3Cl2＋HCl2HAuCl4 这一反响是在溶液中氯浓度显着增高的低pH值条件下快速进行的。反响进程的加速，在于溶液中氯和氯化物（一般为食盐）两者都以极快的速度进行分散。作业进程中，应坚持溶液中较高的氯浓度，因为氯浓度高能加速金的分化，并阻挠金粒表面发作钝化。在一般条件下，被气态氯饱满的溶液中氯离子浓度约为5g∕L，为进步氯离子浓度，加速金的溶解速度，往往向溶液中参加。   图1  25℃时Au－H2O－Cl电位－pH图（芬克尔斯坦，1972） 条件：Au3－＝10－2moL；Cl－＝2moL；压力＝10.13kPa（0.1atm）； HClO＝ClO＝6×10－3mol；氧气压力＝氧气压力＝101.32kPa（1atm） 化法运用的氯，可所以经过电解制得的，或漂加硫酸反响产出的，直接运用更便利。但电解碱金属盐（NaCl）法分出的氯比一般生动。故近来电氯化法分化金、银的办法已运用于出产实践。 一、化法运用概述 用化法处理含金硫化矿时，一般有必要预先经过氧化焙烧使硫化物转化为氧化物，以进步金的回收率，削减氯的耗费。下表列出了前苏联对8种重选精矿的化法浸出试验成果。试验条件是：焙烧温度650～700℃；浸出作业于1.5L容器中，液固比＝3∶1；供入速度3～4L／h；氯化时刻2h。试验成果：除含硫化物小于1%的2号试样外，其他未经焙烧处理的试样金的浸出回收率仅为10%～55%。其原因首要是溶液中的Cl2与黄铁矿作用生成亚铁离子，而使已溶解的金被置换复原堆积。故含硫化物（黄铁矿、砷黄铁矿等）大于1%的重选精矿应预先进行焙烧，然后甩氯化法浸出焙砂。 表  重选精矿的化法浸出试验成果试样号试样特征精矿金档次浸出渣金档次 ∕g·t－1溶液中金回收率 ∕%未焙烧经焙烧未焙烧经焙烧未焙烧经焙烧1金－石英精矿，含硫1%50.051.530.01.640.098.42金－石英精矿，含硫化物 小于1%78.078.01.41.298.598.83金－黄铁矿精矿，含40%硫58.72.796.04金－黄铁矿精矿，含21%硫101.0123.072.02.530.098.05金－砷－黄铁矿精矿， 含10.3%硫，8.3砷228.0278.0220.04.210.098.56金－砷－黄铁矿精矿， 含3.1%硫，2%砷110.0116.058.01.655.098.77金－砷－黄铁矿精矿， 含19.6%硫，10.3%砷1210.08.099.38金－铜－铅－黄铁矿精矿62.970.057.06.215.092.2     贱金属的存在会增大氯的耗费，特别是铜和锌在氯化进程中简单溶解进入溶液中。为了按捺重金属在化法作业进程中优先进入溶液，以进步金的浸出率和下降氯的耗费量，前苏联和鹰桥镍公司已选用操控氧化－复原电位的电氯化浸出法。 运用化法处理重选金精矿时，存在的金属铁可把金置换复原成金属堆积或许金属铁被氧化生成亚铁使金堆积。故氯化前有必要首要除掉金属铁，或将精矿预先经过氧化焙烧，使铁转化为高价氧化物。 化法用于处理低档次金－铜氧化矿石时，可先经稀酸堆浸除掉铜等贱金属氧化物后，再进行氯化浸出，以进步矿石的含金档次、削减氯化处理的质料量和下降氯的耗费。 在南非，1966年建成并投产一座大型重选金精矿化浸出试验工厂。它是将精矿于800℃氧化焙烧脱硫，焙砂在含溶液中通浸出，金的浸出率达99%。固液别离后，向浸液中通入SO2使金复原。堆积的金用氯化铵液洗刷，产出的金粉含金99.9%。 内蒙古冶金研讨所曾用化法对含金重砂进行浸出试验，试样为－0.074mm（200目）的含金重砂精矿，按分量比参加3%的浓和5%的食盐，同液比1∶1，液温80℃，通拌和浸出4～6h，金即生成HAuCl4进入溶液。 对用化法处理有困难的含碳金矿石（或含金碳质页岩等），美国矿业局和卡琳金矿试验过先加氧化剂（或次）氧化损坏金矿石里的碳质后，再进行化处理的办法。1972年卡琳金矿建成了第一个用这样办法处理含碳金矿石的工厂。该厂的含碳金矿石，在化前先通氧化后，化提金率平均达83%，每吨矿石耗费氯12.7kg。如该矿石不经氧化处理，便直接进行化，则金的提取率仅33%。美国矿务局研讨成功的处理碳质矿石的另一办法，是矿石经电氯化法处理后再送化，这种办法的本钱较之通氯氧化法低。 曾试过用臭氧处理难以用化法处理的氧化矿和碳质矿石，在pH0.5～1.8的浓氯化物溶液中，当臭氧耗费量为10～20kg∕t，浸出8h，金的浸出率达95%。但此法不适宜处理碱性矿石。 氯化液中的金，一般加复原剂使它复原堆积。运用的复原剂有；亚铁、二氧化硫、、，也可运用草酸、木炭和离子交流树脂。二氧化硫具有价廉、安稳、运用便利、且回收率高、堆积物纯洁等长处。当运用氯化亚铁复原或三辛肢萃取时，可使含金2000mg∕L和50mg／L的溶液中仅残留金0.09mg∕L。硫酸亚铁易于出产，它复原金的反响为： HAuCl4＋3FeSO4 Au↓＋Fe2（SO4）3＋FeCl3＋HCl 复原金的设备，在澳大利亚的许多工厂都选用渗滤槽或桶。广泛运用的复原设备还有拌和槽等。 二、含金细泥氧化矿的电氯化法 某含金9g／t的“铁帽”氧化矿，以褐铁矿为主，经磨矿后往往呈细的矿泥，属较难处理的矿石。氧化矿中，金的粒度一般为0.001～0.005mm，赋存于褐铁矿的裂隙内，单个较大金粒也只要0.074～0.06mm。因为磨矿后细微的金粒进入矿泥中，故曾先后选用混－摇床、混－浮选、混－浮选－渗滤化等流程处理，金的回收率仅为63%左右。后在电氯化－树脂浆法试验中，金的回收率进步到83.80%。 （一）金的电氯化浸出和树脂吸附 电氧化－树脂浆法作业，是将矿石破碎并经磨矿后，与氯化钠、和树脂一同参加电解槽中，经电氯化浸出和树脂吸附，产出载金树脂、阴极泥、终究浸出渣和尾液。试验运用717型乙烯强碱性阴离子交流树脂。 电氯化是经过电解碱金属氯化物（一般是氯化钠），使在水溶液中放出活性氯将矿石中的金氧化隹成AuCl3，进而成为HAuCl4及其复盐NaAuCl4，并在水中离解成离子： HAuCl4 H＋＋AuCl4 NaAuCl4 Na＋＋AuCl4 AuCl4 Au3＋＋4Cl－ 生成的AuCl4－被阴离子交流树脂所吸附。进程中离解生成的Au3＋，有极少数堆积于阴极板上成阴极泥。 向电解槽中参加，除为了在电解进程中能分出一部分氯外，首要是用来避免氯化钠离解生成的氯被碱或水吸收而损耗活性氯。 鉴于阴极隔阂易被细粒矿泥阻塞，此法选用无隔阂拌和电解槽。电解槽为圆筒形钢板槽，槽体兼作阴极（φ900mm×1000mm）。拌和桨φ300mm，转速374r∕min。阳极用250×700mm的石墨板，每槽5块，沿电解槽圆周固定于拌和桨与槽壁之间，极距离200mm。作业条件为：矿石粒度71.92%－0.074mm（200目），矿浆浓度22.25%，面积电流285A∕m2（电流浓度0.65A∕L），槽电压13V，液温50℃。按质料配入氯化钠30kg∕t，20kg／t制成的矿浆，pH为2。再参加－16～＋50意图717型湿树脂10kg∕t，在接连拌和下通电氯化和吸附8h。经144h的试验，所得的平均指标为：树脂含金量1.69mg∕g，尾液含金0.03mg∕L，除掉阴极上少数的阴极泥（含金6.26g∕t）忽略不计，金的吸附回收率为99.10%。 为了调查含金硫化矿（首要是黄铁矿）对电氯化的影响，还进行了含30%硫化矿的混合矿样试验。成果表明。参加少数含金硫化矿对金的浸出和吸附几乎没有影响。 选用跳汰筛分－摇床联合流程从矿浆中别离载金树脂取得了好的别离作用。 （二）树脂的洗脱 树脂上金的洗脱选用电解洗脱堆积法。试验用φ340mm×500mm的瓷拌和桶。桶内装置φ70mm螺旋桨，转速252r∕min。洗脱渣含4%、2%，固液比1∶7。阳极用石墨板，阴极用铅板，极距80mm。电流密度400A∕m2，槽电压2V。经电解8h，树脂上金的洗脱率为99.6%，金的堆积率为98.2%，的损失率为16%。 电氯化和电洗脱作业均在密封电解槽中进行，抽出的废气于洗气塔顶用2%NaOH液洗气后排入大气。因为矿石中金的粒度小，磨矿粒度未到达要求，试样的浸出渣含金未降至1g／t以下，金的总回收率只达83.80%。但与其它办法比回收率已进步20%。 （三）树脂的再生 电解洗脱金的树脂，先用2%液（固液比1∶3）拌和处理2h，过滤后用水冲刷至中性。再用2%液（固液比1∶3）拌和处理2h，树脂即可回来运用。 三、从氯化浸出的低银液中回收银试验 本试验所用氯化浸出含银贫液，别离来自FeCl2－O2浸出硫化铜精矿、Cl2－O2浸出闪锌矿精矿和FeCl3浸出方铅矿精矿的浸出液。在此氯化浸出液中，银呈络离子〔（AgCl4）3－〕状况存在，参加NaI使银生成AgI堆积。经过滤和倾析洗刷后，再参加Na2S使AgI转化为Ag2S堆积，并使报价昂贵的NaI取得再生供循环运用。其反响为； （AgCl4）3－＋NaI AgI＋NaCl＋3Cl－ 2AgI＋Na2S Ag2S＋2NaI 试验共进行五批，每批别离处理上述三种含银0.05～0.07g∕L的浸液8L。试验成果表明，当这三种浸液中别离含（g∕L）铜10、铅5和锌200时，对银的回收率无显着影响，但溶液的pH、温度和参加量对作业有显着影响。 pH值：溶液pH应坚持在2.0以下，避免AgI堆积时Fe生成Fe（OH）3共堆积而污染AgI。Na2S用量只需超越化学核算量的5%，就可在10min内使95%的AgI转化为Ag2S。即Na2S的参加结尾为pH10.5，不行过量，避免影响NaI再生液的回来运用。有必要时，可在Ag2S过滤前往溶液中参加适最FeCl2使过量Na2S的S2生成FeS除掉，此一反响应操控在pH≤7.0时完结。 液温：上述反响生成的AgI堆积，只要在液温21℃时才简单絮凝，便于洗刷和过滤。温度上升至34℃只呈现细微的絮凝现象，至49℃时彻底不呈现絮凝。因为生成的AgI粒度极细，当在液温21℃时经过渐渐拌和可使AgI有用絮凝，然后静置60min再进行滗析，可回收95%的AgI。 参加量，按化学核算量参加碘，银生成AgI的堆积率可达92%；当碘的参加量为化学核算量的1.2倍时，AgI的堆积率可达99%。从银的堆积至的再生，作业进程碘的损失率为4.8%。 此法可遍及用于从含氧的氯化浸出贫银液中回收银。产出的Ag2S含Ag85.0%、S12.6%、Fe、Cu、Pb、Bi等杂质低于2.5%。将其置于含NaOH的碱性液中，加铝粉使之复原为金属银： 2Al＋2NaOH＋2H2O Na2Al2O4＋6H＋ 6H＋＋3Ag2S＋6NaOH 3Na2S＋6H2O＋6Ag↓ 复原堆积的粗银，再经火法精粹提纯。

近二三十年来，人们在无毒提金工艺的研讨方面做出了巨大的尽力，妄图找到一些无毒、高效、廉价和可行的非提金溶剂，并取得了可喜的作用。其间法就是最有远景的一种，如电积法，炭浆法，树脂法等，都进行过相当规模的扩展实验，并取得了开始的成功。    法的特点是：无毒（低毒）性；溶金速度快，有的研讨结果证明比快4-5倍，有的乃至以为快12倍，对硫化银的浸出不光速度快，并且浸出率也高；选择性比好，对铜、锌、砷、锑的灵敏程度显着低于化法；当选用溶解度大的Fe3+和鼓入空气中的氧作混合氧化剂，既价廉作用也好，比H2O2和NaO2等更为有用；用H2SO4作pH调整剂，金的溶解速度比用HNO3和HCl作pH调整剂要快；从浸出矿浆中收回金、银办法多，收回率高，一起还能大大下降耗费，能归纳收回铜等有价金属；在处理其他载金物料，如阳极泥、含金铀矿、酸浸渣和细菌浸渣等时，有必定优越性。但其缺陷是：性质不很安稳，耗费量大，报价贵，本钱高，致使经济上竞赛不过化法；一起法是在酸性（pH<4）条件下进行的，酸性环境形成的设备腐蚀是法的另一缺点；且有人以为有致癌的风险。    鉴于对硫化银的溶解速度快，浸出率也比化法高得多，墨西哥科罗拉多矿山自1982年起就选用法从含银尾矿中浸出银。法国从1977年重用法从浮选尾矿和锌焙砂中收回金、银。澳大利亚新英格兰锑矿从1984年重用法处理含锑金精矿。南德意志公司（SKW），研讨出在惯例法的基础上向浸出矿浆中通入还原剂SO2，SO2的供入速度以操控矿浆中总量的50%呈二硫甲脒为好。在此条件下，矿石中金的浸出率可达85%以上，耗费可降至每吨矿0.57kg,这可大大下降的耗费，以推动提金的工业使用。还有南非金矿公司是将浸出液细微酸化（pH4-7）后，参加Fe3+作氧化剂，它可使原猜中95%-99%的金在2h内浸出，以处理混尾矿和低档次矿石。美国也对卡林型碳质矿石和奇普矿业公司的细粒浸染金矿石进行了研讨，并对贫矿的堆浸作过实验。    我国提金的研讨始于20世纪60年代。经过近30年的尽力，在提金的使用研讨方面已步入国际的前列。其间尤以北京有色冶金规划研讨总院、长春黄金研讨院、吉林冶金研讨所等单位更超前一步。近几年，我国研发的浸金工艺已使用于峪耳崖、张家口、龙水等金矿的工业生产中。