银洞坡金矿于1981年建成投产100t/d选矿厂，1985年今后选矿工艺为炭浆工艺，出产才能进步到250t/d。在1992年新尾矿库建成之前，老尾矿库堆存了达90万t左右含金较高的可收回尾矿资源，含金量约1665kg，含金25t。       选矿厂于1996年开端使用原有的250t/d的炭浆厂进行处理尾矿的工业实践，选用全泥化炭浆提金工艺收回老尾矿中的金、银。出产工艺流程为：尾矿的挖掘使用一艘250t/d出产才能的简易链斗式采砂船，尾矿在船上调浆扣由砂泵输送到250t/d炭浆厂，给人由φ1500mm×3000mm 球磨机和螺旋分级机组成的一段闭距磨矿。溢流给人φ250mm旋流器，该旋流器与2号（φ1500mm×3000mm）球磨机构成二段闭路磨矿，其分级溢流给入φ18m浓缩池，经浓缩后浸出吸附，在浸出吸附过程中，为了扩展处理才能，更进一步进步目标，用负氧机替代真空泵供氧，选用边浸边吸工艺，产出的载金岩，送解吸电解后，产制品金。其选冶工艺流程见下图。尾矿炭浆法提金选冶流程图       通过工业出产实践，首要目标到达比较满意的成果。出产才能为250t/d以上，尾矿浓度为20%左右，细度为－0.074mm，占55%左右，双螺旋分级溢流为－0.074mm占75%，旋流器分级溢流－0.074mm占93%，浸出浓度为38%～40%，浸出时刻为32h以上，氧化钙用量3000g/t，用量1000g/t，五段吸附均匀底岩密度为10g/L。各首要目标如下：浸原档次：金2.83g/t、银39g/t，金浸出率为86.5%，银浸出率为48%，金选冶总收回率为80.4%，银选冶总收回率为38.2%。       据老尾矿库尾矿资源的开始勘测，含金档次大于2.5g/t的尾矿约38万t，可供炭浆厂出产4～5年，按工业出产实践推，则可从尾矿中收回金760kg，银5t，创产值7000多万元。一起指出，因为处理尾矿的本钱较低，因而处理大于1g/t的尾砂也稍有盈余，它不只增加了黄金产值，也可下降厂商的出产费用，因而处理1g/t以上的尾矿也是有利的。

从废旧原猜中再生收回金、银的作业，近几十年来遭到国际各国的遍及注重。以美国为例，80年代初从事金、银等贵金属收回的公司就有1200多家。1974年从废旧原猜中收回再生银2400t，为当年矿产银的2.28倍。再生金80.6t，占当年金产值的5%。1978年从废料和钱银中收回银5660t，居国际第一位。日本从照像废猜中收回银的厂商有150多家，每年收回银300～400t。为了大力收回废旧原猜中的贵金属，约翰逊·马捷（Johnson Matthey）公司出资1400多万美元，于1977年将英国布林斯敦（Brinsdown）的金精粹厂改建为一座专门处理废旧质料的贵金属收回厂。该厂已于1979年10月投产，它是国际最大的废旧质料处理厂，也是西方国际废旧贵金属质料的处理中心。 从废旧原猜中收回金、银，因为质料来历广，品种杂乱，档次悬殊（从百分之零点几到百分之九十或更高），为了削减处理工序，下降生产成本，首要的问题是将不同质料依照组成形状、品种和档次高低一级进行分类，以便于依据不同质料选用不同的处理办法。现将首要的金、银和含金、银的废旧质料的品种及重要处理办法概略地列于表1和表2。表1  首要的银和含银废旧质料的品种及重要处理办法品种处理办法品种处理办法X光和照像胶片形象纸1.燃烧法钱银 首饰 铸造及加工碎屑 包（覆）银金属或合金 镀银金属制品 银电池 银蓄电池1.电解 2.酸溶解 电影、电视复制胶卷厂 废屑2.溶解法电器开关接点1.电解银焊料2.酸溶解电话交换机件钽电容器3.浮渣法熔炼集成电路板燃烧（或枯燥）后氯化银 碘化银 化银 锰化银 蛋白银1.酸性液中加锌、铁置换 2.与苏打共熔炼 3.或二甲亚砜溶解印刷电路板酸溶或火法富集电器、电阻浆料制镜废棉硫化银1.与苏打、铁屑共熔炼2.硝酸溶解后 电解或沉积制镜废片 热水瓶胆碎片1.酸溶解 2.机械冲洗定影液 胶卷厂废乳剂 电镀液 含银废水 含银洗水1.化学沉积 2.电解 3.置换 4.活性炭吸附 5.离子交换 6.溶剂萃取废1.再结晶2.电解3.铜或锌置换4.加氯离子沉积银催化剂酸溶后加碱沉积含银废物1.浮选炉渣、拆炉料、 炼银坩埚2.破碎筛分后火法表2  首要的金和含金废旧质料的品种及重要处理办法品种处理办法品种处理办法首饰、装饰品1.火法富集铂铑热电偶丝1.火法富集钱银金铂喷丝头铸造及加工碎屑、毛刺、电镀残屑及废料2.氯化熔炼铱金笔尖2.溶解后别离提纯镀金电子元、器材3.化后置换金、铂、钯、铱合金可控硅接点、基盘、 牙科齿套、合金和板、包（覆）金金属和 合金、金笔尖4.提篮阳极电解含金硅质电子元件1.火法富集2.硅腐蚀剂除硅镀金集成电路板燃烧后火法富集或湿法浸出炼金坩埚 耐火炉衬 光学金属玻璃 金属陶瓷 电阻、电容器破碎筛分后分类熔炼镀金印刷线路板金字对联金字招牌牙科塑料化液1.锌、铜置换（或亚铁复原）氯化液2.活性炭吸附电镀阳极泥火法富集或 湿法浸出液3.离子交换各种洗水4.溶剂萃取

Cu、Pb、Ni电解阳极泥火法冶金方法基本相同，由于铜阳极泥组分最为复杂，所采用的生产工艺流程也最长 。其流程大致分为：脱铜脱硒、还原熔炼产生贵铅、贵铅氧化精炼产生金银合金、银电解精炼分离金银、金电解精炼及铂族金属回收等。     铅阳极泥一般含金较少，也不含铂族金属，但含铅高。镍阳极泥中除含少量金银外主要是铂族金属。能有效地捕集金银，生产中通常除铅阳极泥或镍阳极泥与铜阳泥一起进行混合熔炼，从中综合回收有价金属。

针对某铜矿尾矿库堆存的老尾矿铜氧化率高及部分硫化铜表面存在不同程度的氧化等特点,采用表面处理与活化及高效捕收剂浮选技术强化表面(半)氧化硫化铜浮选。闭路试验获得了铜品位12.02%、含金9.02g/t、含银82.72 g/t、铜回收率51.22%、金回收率54.72%、银回收率23.87%的铜精矿。

黄铁矿经焙烧制酸后剩余的残渣和烟尘，统称为黄铁矿烧渣或硫酸渣，简称烧渣。烧渣中首要成分是铁，其含量一般为40%~55%，部分烧渣中还含有必定数量的有色金属和金银。因此，黄铁矿烧渣是一种很有价值的归纳利用质料。现在，归纳收回黄铁矿烧渣中金银的首要办法有：浮选法、重选法、选冶联合法、化法、氯化法。    1.选用浮选从黄铁矿烧渣中收回银    八家子铅锌矿产出的硫精矿中，含银均匀档次为140~200克/吨，该矿年产硫精矿4.5万吨，含银总量为675吨。    收回银的烧渣样取自该厂烧渣厂，硫精矿经欢腾炉脱去大部分硫今后，银得到了必定的富集，烧渣中银档次为190~200克/吨。依据该烧渣的性质，烧渣不经磨矿直接进行浮选，经一次粗选、四次扫选、一次扫精，选出银精矿，丢掉尾矿，选出银精矿档次为1027~1175.55克/吨。银收回率为50.35%~54.12%。     首要技能操作条件为：矿浆PH4.5，用硫基骈噻唑和异戊基钠黑药混合捕收剂多段添加，起泡剂为2#油。选出的银精矿档次为1027~1175克/吨。银收回率50.35%。工艺流程见图一。        水口山铅锌矿年产硫精矿10万吨左右，硫精矿中含有少数金、银，金档次为1.5~2.0克/吨。银档次为15~30克/吨。这些硫精矿经欢腾炉焙烧脱去大部分硫今后，所剩余的硫铁矿残渣中金银档次相对富集，金档次为2~3克/吨，银档次为20~50克/吨，铁档次为45%~50%。[next]   依据烧渣性质，进行了摇床—浮选和单一浮选实验。摇床—浮选联合流程，摇床分选后的中矿和尾矿，经磨矿后进行浮选。工艺流程见图二，实验成果见表1。  表1    摇床重选—浮选实验目标产品 称号产率 （%）档次（克/吨）收回率（%）AuAgAuAg摇床精矿8.256.703817.115.72浮选精矿8.7815.0016140.7725.79总精矿17.0311.0010157.8831.51浮选中矿1.973.30962.013.45尾矿81.001.604440.1165.04原烧渣100.03.2355100.0100.00        从实验成果看出，选用重选—浮选联合流程，金的总收回率可达57.88%，均匀档次为11克/吨，银的均匀档次为101克/吨，收回率为31.51%。但从表中看出，摇床重选对银没有富集效果，摇床精矿银档次仅为38克/吨，还没有原烧渣高。[next]   该烧渣终究选用阶段磨矿阶段选别流程。浮选实验工艺流程见图二，实验成果见表2。 表2   浮选闭路实验成果产品 称号产率 （%）档次（克/吨）收回率（%）AuAgAuAg精矿16.4424.0106.051.1132.03精矿24.7212.581.019.5117.94总精矿11.1619.1495.4070.6249.97尾矿88.841.0012.0029.3650.03原烧渣100.003.0221.31100.00100.00      2.选冶联合流程收回烧渣中的金银    牟平磷肥厂的黄铁矿选用欢腾炉焙烧制酸，硫精矿中首要为黄铁矿和磁黄铁矿。天然金粒度很细，0.057—0.074mm粒级占11.3%。有52.5%的金小于0.01mm。天然金首要赋存在黄铁矿和磁黄铁矿的裂隙中，含砷硫铁矿物较少。在焙烧进程中，因为黄铁矿中的硫已脱去制酸。本来的金属硫化物变成了氧化物。因此使烧渣中的金相对的得到了富集，烧渣经水淬冷却后较为疏松，屡次发生裂隙和次生解理。这对磨矿和浸出作业非常有利。因此能够在不磨或粗磨的情况下。选用矿泥摇床进行重选，重选精矿进行化。工艺流程见图三。  [next]     3.黄铁矿烧渣直接化浸出提金工艺     直接化法适合处理含金3克/吨以上的黄铁矿烧渣。含金黄铁矿烧渣在进行化时，与一般金矿石或金精矿的有所不同。黄铁矿烧渣的特征、组成、金在其间赋存状况及其工艺流程，有其自己的特色。黄铁矿烧渣从焙烧炉排出之后，一般需先用水冷却，因此必须将烧渣进行脱水；难溶的含金硫精矿经焙烧之后，除对烧渣进行冷淬外，还需要进行激烈的冲刷和化学处理，进行必要的磨矿作业。     冲刷黄铁矿烧渣的意图是为了脱除硫酸铜、酸、金属氧化物、铁盐以及其它杂质。这些杂质或化合物混入到化作业中，将会添加和石灰的耗量，纯化金的溶解以及使沉积金的进程杂乱化。因为黄铁矿烧渣中的耗物质和其它活性成分特征不同。因此进行冲刷的强度也不一样，冲刷作业包含水力旋流器分级，浓缩及过滤等过程，这样做尽管使处理黄铁矿烧渣的工艺作业流程杂乱一些，但可使今后金的浸出作业中的消耗量有较大起伏的下降，并能进步金的浸出率。     例如乳山市化工厂每年排出含金黄铁矿烧渣约1.7万吨左右，均匀含银6.7克/吨，烧渣长时刻堆存，污染环境且丢失大。为归纳收回烧渣中的金，于1985年元月，在该厂内建成我国第一套大型硫酸渣提金车间，处理才能为100吨/日。     化浸出条件：碱预处理1小时，石灰用5kg/t，浸出时刻24小时，NaCN用量1.5kg/t，浸出浓度33%，磨矿细度小于0.045mm占70%，锌粉用量0.5kg/t，用量200g/t。    化浸出技能目标：金的浸出率67.97%，洗刷率97.30%，置换率97.87%，冶炼收回率97.60%，总收回率63.82%，该厂年产黄金62.5kg，白银134kg。烧渣直接化工艺流程见图四。       参考文献     1、《伴生金银归纳收回》蔡玲、孙长泉等著

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。

用炭浆法从金尾矿中收回金银，银洞坡金矿于1981年建成投产了100t/d的选矿厂，1985年今后选矿工艺为炭浆工艺，生产才能进步到250t/d.在1992年新尾矿库建成之前，老尾矿库堆存了90万吨左右含金较高的可收回尾矿资源，含金约1665Kg,含银25吨。选矿厂于1996年开端使用原有的250t/d的炭浆厂进行处理尾矿的工业实践，选用全泥化炭浆提金工艺收回老尾矿中的金，银。尾矿工艺流程为：尾矿的挖掘使用一艘250t/d生产才能的简易链斗式采砂船，尾矿在船上调浆后由砂泵输送到250t/d炭浆厂，给入由1500*3000mm球磨机和螺旋分级机组成的一段闭路磨矿。溢流给入250mm旋流器，该旋流器与2号球磨机构成二段闭路磨矿，其分级溢流给如18m浓缩池，经浓缩后浸出吸附，在浸出吸附过程中，为了扩展处理才能，更进一步进步目标，用负氧机替代真空泵供氧，选用边浸边吸工艺，产出的载金炭，送解吸点解后，产制品金。

锌沉淀法即梅里尔－克劳过程，是非常成熟，且为人们所熟知的技术。对于浸出液量小，金浓度较高的情况用锌沉淀是适合的。锌沉淀流程通常包括浸出液沉淀、除气、贵金属沉淀及沉淀物过滤。金沉淀到锌表面的反应可用下式表示： 2Au（CN）2－＋Zn  2Au＋Zn（CN）42－ 采用锌粉（丝）沉淀工艺时，锌的消耗量是一个重要的考虑因素。按化学式计量的锌的理论消耗量应是0.17gZn∕gAu，实际上锌的消耗随溶液的化学性质不同而出现很大的差异。对于稀的堆浸液，沉淀每克金的锌消耗量在10～30g范围内变化。过量锌的消耗主要由于浸出液中的杂质及溶解氧。

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、活性炭吸附金的机理 关于活性炭吸附金的机理有多种，在此首要介绍三种。 （一）范德华力引起的物理吸附 这一理论以为金络离子在必定的条件下分化会发生不溶的化金中性分子，由于范德华力，即活性炭与化金分子之间的引力而使化金沉积到炭的微孔中。 （二）化学络合理论 这一理论以为金矿石浸出进程中发生的金络阴离子［Au（CN）2］－与活性炭上的正电荷格点之间存在着静电招引，即浸出液中金络阴离子被活性炭所吸附。 （三）电化学理论 电化学理论以为，在氧存在时，水合活性炭会水解构成羟基（OH－）和过氧化氢（H2O2），水解反响为 O2＋2H2O＋2e  H2O2＋2OH－ 溶解金的反响如下： 2Au＋4CN－＋O2＋2H2O 2［Au（CN）2］－＋2OH－＋H2O2 由于水解进程炭供给一个电子而得到正电荷，带正电荷的炭将招引浸出进程中构成的带负电荷的金络阴离子。但是电化学理论不能解说为什么有些中性络合物分子如（HgCN2）能和化金络阴离子竞赛活性基团。 活性炭吸附金的进程一般以为是分散操控进程。金分散到活性炭的分散速率能够用费克规律来描绘A（［Au］－［Au］i） 式中，d［Au］／dt－金的分散速率；       D－金络离子的分散系数；       ［Au］－主体溶液中金络离子的浓度；       ［Au］i－炭界面上金络离子的浓度；       δ－边界层的厚度；       A－边界层的面积。 金络合离子吸附到活性炭的传质进程至少包含两步：第一步是金络离子从主体溶液分散到炭的表面；第二步则是金络离子从炭表面分散到微孔内的活性基团。所以活性炭吸附金时，炭外层首要饱满，但是内分散决议传质进程的速率。 二、吸附的首要影响要素 （一）浸出液中金、银浓度的影响 一般说来，溶液中金、银浓度高，活性炭吸附的金、银量随之增高。在金、银浓度必守时，活性炭吸附金、银的量受吸附流速的影响较大。流速高时，活性炭的载金量减小，反之，下降吸附流速有利于进步载金炭的金含量，并且能下降吸附尾液的浓度。 （二）浸出液中杂质离子的影响 金矿化堆浸时，除了金、银被溶解到浸出液中，还有铜、钴、镍、及砷等也不同程度地被溶解。弗莱明（Fleming）和尼科（Nicol）的研讨标明，浸出液中的自在根浓度对活性炭吸附铜起着重要作用。当自在根对铜的比值小时，浸出液中的铜以［Cu（CN）2］－络阴离子存在，这种络阴离子能被活性炭很好地吸附，然后导致活性炭吸附金的容量下降。当浸出液中自在根对铜的比值高时，铜以［Cu（CN）3］2－和［Cu（CN）4］3－系列存在于浸出液中，而活性炭对这样的高价阴离子不怎么吸附，因而对金的吸附量影响较小。浸出液中银对活性炭吸附金的影响与银和金的份额有关。银／金比等于1时，活性炭的金吸附容量略有下降，当银／金比大于2时，活性炭吸附金的容量显着下降。总归，浸出液中少数的铜、钴、镍、锌等对活性炭吸附金尽管不会发生严重影响，但由于这些杂质离子的吸附，占有了活性基团的方位，使活性炭吸附金、银的量削减。 （三）浸出液pH对吸附金的影响 当浸出液pH在2.5～5.0时，活性炭的载金量最大，当pH大于6时，活性炭的载金量随浸出液pH升高而下降，但不是很显着。由于pH＜9.0时，根（CN－）易水解成剧毒的氢酸（HCN）气体逸出，损害操作人员健康并添加的耗费，所以在化堆浸时，一般操控pH在9.5～10.5的规模，在此pH规模内，pH对活性炭载金量的影响不是太显着。 除上述影响要素外，活性炭的品种不同其吸附金的才能也不相同。一般以为椰壳炭比杏核炭吸附力强，细颗粒炭比粗颗粒炭载金量高。实践操作中，炭的载金量仅是应该考虑的要素之一，还应归纳考虑炭的机械强度，压力降等。 三、活性炭吸附金的设备 活性炭吸附金的设备首要有两类：一类是含金堆浸液自上而下经过固定的活性炭层，即固定床吸附体系。另一类是含金堆浸液依托泵的压力以必定速度由下而上经过炭层，使炭层处于欢腾情况。这两类设备的挑选，取决于浸出液的混浊度及含固量。关于固定床体系，要求浸出液进塔前不能有悬浮的细物料，由于固定炭层像砂滤器相同，矿泥和悬浮的细物料会使炭层阻塞，导致吸附体系不能正常操作。所以固定床体系一般要求定时反冲，但其长处是活性炭载金量较高，因而所需的炭比流化床少些。在实践堆浸作业中大大都选用后一种设备完结活性炭对金的吸附。在规划第二种设备时，还要考虑以下四个要素： （一）给液流速（依据每天从堆浸作业中排出的浸出液量来断定）。 （二）日均匀出产的贵金属量（按不同操作时期各堆排出溶液的最大含量断定）。 （三）活性炭最大载金量。 （四）所用活性炭的类型和粒度。 核工业六所规划的活性炭吸附塔，底部有锥底，塔体侧壁装置视镜，操作时可调查塔内布液及活性炭的运动情况。一般选用3～5个塔串联操作，塔与塔之间用橡皮管联接，所用阀门少。地矿部金矿堆浸技术研讨咨询中心规划的活性炭吸附塔与核工业六所规划的设备根本类似。塔底多用平底结构，简单装置，塔与塔之间均用硬管和阀门联接，包含洗水管及洗水排放管一次装好，所用阀门较多。

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。

阿舍勒铜矿为一大型黄铁矿型铜、锌多金属矿，该矿于2004年10月建成日处理4000t原矿的铜锌选矿厂，选矿工艺流程经过几年的生产实践、技术攻关及改造后，现已形成浮选柱部分优先浮铜-浮选槽快速优先浮铜-混合浮选-混粗精矿再磨-铜锌分离浮选柱快速浮铜-铜锌分离-中矿选择性再磨-锌硫分离等结合现场实际的工艺流程，原矿品位较高，技术指标的高低直接影响企业的经济效益，所以，尾矿资源作为二次资源进行再选越来越受到企业的高度重视，该企业先后进行总尾矿再选铜、混选尾矿再选铜的试验室小型试验，效果均不太好，富集比差，回收率较低。     新疆阿舍勒铜矿锌硫分离作业锌尾矿浆浓度18%左右，细度-45μm占95%左右，黄铜矿单体解离度88%左右，闪锌矿单体解离度87%左右。锌尾矿含铜0.5%～1.5%，含锌0.5%～1.3%,含金0.18～0.35g/t、含银18～30g/t，从以上条件可以看出，锌尾矿具备作为二次资源进行再选铜、金、银等有价元素的条件。加强这部分铜及伴生金银资源的回收受到重视，探索能否实现部分尾矿资源作为二次资源进行再选铜及伴生金银等有用矿物意义重大。如果铜锌     分离尾矿含铜按0.8%、锌尾矿产率按12%，日处理金属量4000t进行测算，每天从锌尾矿流失的铜达3.84t，金银也将流失，加强回收这部分铜及伴生金银可显著提高企业的技术指标和经济效益，同时可以避免资源的浪费，促进矿山经济的循环发展。     一、锌硫分离尾矿矿石性质     锌尾矿的矿物组成见表1，黄铁矿是锌硫分离尾矿中主要的金属硫化物，主要呈不规则状，其次为自形、半自形结构。黄铜矿是锌硫分离尾矿中主要的铜矿物协主要呈晶形结构，不规则状，以微粒为主，黄铜矿与黄铁矿关系非常密切，常与砷黝铜矿共生在一起。闪锌矿是锌硫分离尾矿中主要的锌矿物，主要呈不规则状产出。闪锌矿与黄铁矿、方铅矿关系较为密切，多交结于黄铁矿，嵌布关系较为复杂。砷黝铜矿是锌硫分离尾矿中次要的含铜矿物，多为聚合体与黄铜矿一起分布于黄铁矿晶粒间或晶粒边缘。锌硫分离尾矿中黄铜矿、闪锌矿的解离度均为87%左右，这些单体铜、锌矿物主要损失在-lμm的微细粒级。锌硫分离尾矿中铜、锌矿物连生体部分主要是与黄铁矿的连生或被包裹于黄铁矿中以及铜、锌矿物之间的相互连生。 表1  锌硫分离尾矿矿物组成%矿物黄铜矿黄铁矿闪锌矿黝铜矿铜蓝脉石合计含量6.4679.983.213.030.177.15100.0     从各矿物单矿物分析结果来看，在原矿磨至碑-45μm细度下，大部分金银已解离。部分金赋存于黄铜矿和闪锌矿中，黄铁矿也是金的主要载体之一。银的赋存状态较为复杂，黄铜矿、黝铜矿、闪锌矿、方铅矿均为银的主要载体，其中黝铜矿载银较高，并有部分银与金呈互化物或赋存于次生铜矿物中，银的回收取决于黝铜矿是否进入铜精矿。     二、试验研究     （一）粗选条件试验     首先进行粗选条件试验，试验流程为一次粗选，粗选时间为6min，试验是将生产现场提取的锌硫分离尾矿在小型浮选机中进行。     1、浮选原矿预处理方案试验     生产流程中针对锌硫分离作业实行添加石灰高钙调浆并抑制黄铁矿，在其表面生成亲水性难溶物实现抑制，石灰同时可以抑制黄铜矿，原理与黄铁矿相似。所以，实现黄铜矿和有价元素相关矿物表面的纯净，提高有用矿物的单体解离度是实现高效回收铜及伴生金银元素的必备条件，针对这一特点，首先进行了目的矿物表面改性和提高解离度的探索试验，也就是浮选原矿的预处理，试验结果见表2，因Y89在本矿山和其他矿山实践中表现出对铜金具有较高的捕收能力，在该探索试验中使用Y89 40g/t、BK201 8g/t。 表2  浮选原矿预处理方案试验结果%原矿预处理方案产品名称产率品位回收率CuZnCuZn原矿浆未进行任何处理铜粗精矿 铜粗尾矿 原矿19.07 80.93 100.02.26 0.32 0.692.68 0.50 0.9262.47 37.53 100.055.82 44.18 100.0再磨5min 磨矿浓度60%铜粗精矿 铜粗尾矿 原矿17.34 82.66 100.02.40 0.26 0.632.20 0.50 0.7965.94 34.06 100.047.99 52.01 100.0擦洗20min铜粗精矿 铜粗尾矿 原矿19.61 80.39 100.02.22 0.30 0.682.30 0.48 0.8464.35 35.65 100.053.90 46.10 100.0     从表2可以看出，再磨实现有用矿物表面改性的措施较好，再磨后，-45μm占97.2%变为-38μm占95.8%，目的矿物的单体解离度得到提高，这些都有利于提高目的矿物的浮游性能，初步确定浓密后磨矿浓度为60%。     2、捕收剂种类试验     针对锌硫分离尾矿具有的一些基本性质和现场工艺流程所用药剂制度，在此做了丁基钠黄药、Y89和PAC对锌尾矿再选铜的捕收剂种类试验，试验结果见表3。 表3  不同捕收剂种类试验结果%药剂及用量/(g·t-1)产品名称产率品位回收率CuZnCuZnY89 40铜粗精矿 铜粗尾矿 原矿17.34 82.66 100.02.40 0.26 0.632.20 0.50 0.7965.94 34.06 100.047.99 52.01 100.0丁基钠黄药40铜粗精矿 铜粗尾矿 原矿14.06 85.94 100.02.51 0.37 0.671.90 0.50 0.7052.59 47.41 100.038.33 61.67 100.0PAC 40铜粗精矿 铜粗尾矿 原矿15.15 84.85 100.01.88 0.36 0.591.38 0.48 0.6248.26 51.74 100.033.93 66.07 100.0     从表3可以看出，在三种药剂用量相同时，针对锌尾矿所含铜矿物被捕收效果而言，Y89指标较好，铜回收率最高，结合Y89所具有的药剂性能，初步确定锌尾矿再选铜及伴生金银时使用高效捕收剂Y89。     3、磨矿时间试验     通过浮选原矿预处理不同方案试验可以看出，锌尾矿原矿浆通过浓密再磨后，目的矿物表面实现了改性，同时，目的矿物的单体解离度进一步得到提高，为了探索目的矿物在何种磨矿条件和解离度下，回收率最高，对锌尾矿做了磨矿时间试验，试验结果见图1。    从图1可以看出，再磨是有必要的，磨矿时间为3min时较好。在以后的试验中，磨矿时间均为3min，此时细度达-38μm占96％左右。     4、pH值试验     在现场工艺流程中，混选和锌硫分离作业分别添加石灰进行调浆和压硫，针对锌尾矿的矿物特点，再磨后，目的矿物和非目的矿物表面不同程度实现了表面改性，可通过添加石灰进行再次调浆和压硫，试验结果见图2。    从图2中可以看出，随石灰用量的增加，铜粗精矿铜回收率和品位都在增加，综合考虑，pH为11.70～12.00时较好。     5、Y89药剂用量试验     初步确定使用Y89剂后，对Y89做了用量试验，试验结果见图3。    考虑到本次试验应把铜粗精矿铜品位放在重点，综合考虑各个指标，Y89用量为60g/t时较好。     6、Na2S03用量试验     考虑到Na2S03和石灰可以联合抑制黄铁矿，并且Na2S03可以活化黄铜矿的特性，为此做了Na2S03不同用量试验，试验结果见图4。    从图4中可以看出，Na2S03对抑制黄铁矿有一定的作用效果，对黄铜矿的活化作用不明显，适宜的Na2S03用量为50g/t。     （二）开路试验     在上述条件试验的基础上，对锌尾矿再选铜进行了开路试验，试验流程是一次粗选、两次精选、四次扫选，试验结果见表4。 表4  开路试验结果%产品名称产率品位回收率CuZnCuZn铜粗精矿 尾矿 中矿1 中矿2 扫精1 扫精2 扫精3 扫精4 原矿 铜粗泡 精一泡 铜粗尾矿 扫1尾矿 扫2尾矿 扫3尾矿2.76 67.22 9.00 2.24 6.71 4.70 4.47 2.89 100.0 14.01 11.76 85.99 79.28 74.58 70.117.60 0.23 0.85 1.71 1.10 0.86 0.61 0.56 0.64 2.32 2.44 0.36 0.30 0.27 0.243.43 0.35 0.63 0.98 0.80 0.65 0.60 0.40 0.53 1.24 1.29 0.42 0.38 0.37 0.3532.95 24.27 12.01 6.02 11.59 6.35 4.28 2.54 100.0 50.98 44.95 49.02 37.43 31.08 26.8117.83 44.28 10.67 4.14 10.10 5.75 5.04 2.18 100.0 32.64 28.50 67.36 57.26 51.50 46.46     从表4数据中可以看出，开路试验结果与粗选条件试验结果相吻合，由于扫选Ⅱ尾矿与扫选Ⅲ尾矿铜品位只差0.03%，所以初步确定做闭路试验时，采用一次粗选、三次精选、两次扫选流程，这样有利于保证回收率前提下提高铜精矿铜品位。     （三）闭路试验     结合开路试验结果，闭路试验采用一次粗选、三次精选、两次扫选工艺流程，试验结果见表5。 表5  闭路试验结果%产品 名称产率品位回收率CuZnAuAgCuZnAu(g/t)Ag(g/t)铜精矿 铜尾矿4.46 95.5413.78 0.395.13 0.541.10 0.43335.32 33.2662.28 37.7230.89 69.1110.74 89.2632.01 67.99     三、技术经济评价     单纯分析回收铜所创造的经济价值，按日处理量4000t和锌尾矿产率12.314%对每天创造的经济价值进行测算：日产出铜金属量3.037t，其经济价值为75925元，材料成本合计为11789.5元，每天创造的经济价值达64135.5元，若加上金银达到计价品位后创造的经济价值，效益十分显著。     四、结语     （一）粗选条件探索试验发现，锌尾矿浆通过再磨后，对目的矿物的表面改性效果较好，磨矿时间初步确定为3min，细度为-38μm占96％；Y89对目的矿物的捕收效果较好，其用量为60g/t；调整pH值为11.70～12.00较好，Na2S03能够抑制黄铁矿活化黄铜矿。     （二）锌硫分离尾矿经一次粗选、三次精选、两次扫选可以从含铜0.99%的原矿中浮选获得铜品位为13.78%的铜精矿，富集比为13.92，铜回收率为62.28%，铜精矿含锌为5.13%，金、银回收率达10.74%和32.01%，品位分别为1.10g/t和335.32g/t。     （三）通过技术经济效益分析可知，锌尾矿再选铜可创造较好的经济效益，经过测算，每天创造的经济价值达64135.5元，这些尚未加上金银达到计价品位后所创造的经济价值。     （四）通过试验研究和技术经济评价，新疆阿舍勒铜矿锌硫分离作业尾矿再选铜具有可行性，浮选出的铜精矿产品可和原铜精矿产品进行配矿销售或合格后直接销售，经济效益显著。

现在，从硫化铜矿中提铜所选用的办法首要是火法冶炼，特别是以黄铜矿为首要矿藏成分的硫化矿选用传统的选冶工艺仍是最合理的挑选。可是，火法炼铜对铜精矿的档次和杂质含量都有严厉的要求，不能独自处理档次低或杂质不合格的铜精矿。一同，该法存在着出资大、本钱高和污染严峻等缺点，使其难以推广使用。因而，研讨出一种高效、环保，并且能够归纳收回金银铜硫等元素的湿法冶金工艺具有十分重要的现实意义。     针对原矿的特殊性质，本研讨选用低温低压浸出铜，浸出液萃取提取铜，从浸铜渣中收回及提取金银的归纳收回金、银、铜和元素硫的湿法冶金工艺。与传统炼铜工艺比较，该工艺无需对硫化矿进行焙烧，既克服了的污染，又免去了焙烧作业和制酸工程，一同金、银、铜和硫的归纳收回率较高，有着明显的经济效益。     一、矿样性质     原矿判定成果标明，金首要赋存在黄铜矿、磁黄铁矿、含铋硫酸盐中，部分金还以次显微金的方式赋存在各类金属矿藏中，归于难处理的多金属含金矿石。     表1的多元素化学分析成果标明该矿中金、银和铜含量较高，应该作为有价金属进行收回；该矿样含硫较高而钙镁含量较低，归于典型的酸性矿样。 表1  矿样的多元素化学分析成果(质量分数)/%Au1）Ag1）CuTFeFe(II)SSiO2Al2O3MgOCaO46.2585.6913.6828.1611.7426.3315.706.050.740.38Na2OK2OTiO2ZnAsSbNiMnPbLOSS0.380.770.300.130.100.060.020.020.0116.33     1)单位为g/t。     二、实验     （一）基本原理     操控必定的温度和压力，首要载金矿藏——黄铜矿(CuFeS2)、黄铁矿(FeS2)等金属硫化物矿能够被氧化，铜和铁等贱金属能够溶于硫酸溶液中。矿藏中首要元素在浸出液及浸铜渣中的详细散布方式如下：铜基本上悉数以硫酸铜存在于浸出液中，渣中铜操控得尽量少并且以黄铜矿存在，然后确保下一步金银化浸出的顺利进行；大部分硫被氧化为单质硫(S0)存在于渣中或以黄铁矿方式存在于渣中未被氧化，少数被氧化为硫酸；少数铁以二价或三价铁离子存在于浸出液中，大部分以Fe2O3或黄铁矿等方式存在于渣中。首要的化学反响如下： CuFeS2＋2H2SO4＋O2==CuSO4＋FeSO4＋2H2O＋2SO FeS2＋H2S04＋0.5O2==FeS04＋2SO＋H2O 4FeSO4＋2H2S04＋O2==2Fe2(SO4)3＋2H2O Fe2(SO4)3＋3H2O== Fe2O3＋3H2S04     （二）实验办法     热压浸出在FCH型2L拌和衬钛高压釜中进行。将矿样和浸出剂按必定的液固比首先在烧杯中浆化，然后将其倒入高压釜中加盖密封，通入部分氧气，边拌和边升温，当温度升至要求时将氧气补充到必定的氧分压并计时，反响完毕后通水冷却降温，矿浆固液别离后，渣样烘干后与液样一同送检测。     三、成果与评论     （一）热压浸出实验     吉林某矿山的浮选铜金精矿是一种含铜较高的铜金混合精矿，常温常压下，将矿样直接酸化浸铜，硫酸浓度为110g/L时，铜的浸出率大约只要12%。原矿直接化，即便用量高达20kg/t时，金和银的化浸出率仅分别为56.32%和8.65%。     热压预氧化进程首要是为了将金银的载体矿藏结构损坏，并将黄铜矿中铜以液相方式浸出，有利于后续萃取提铜、化提取金银及溶剂收回元素硫。热压浸出实验先后调查了矿样粒度、氧分压、开始酸度、开始NaC1浓度、浸出时刻和浸出温度对铜和铁浸出率的影响。     实验固定条件：矿样粒度－0.044mm90%，液固比5：1，开始 (H2SO4)=91.5g/L，开始 (NaC1)=20g/L，氧分压0.60MPa，浸出温度110℃，浸出时刻3h，拌和速度750r/min。     1、矿样粒度对铜铁浸出率的影响     图1示出了矿样粒度对铜铁浸出率的影响。从图l能够看出，矿样粒度对铜浸出率影响较大。粒度减小，铜浸出率明显进步。而粒度对铁浸出率影响比较小。因而矿样越细，关于铜的浸出越有利。归纳考虑本钱要素，矿样粒度－0.044mm(－325目)90%最佳。    2、氧分压对铜铁浸出率的影响     图2示出了氧分压对铜铁浸出率的影响。图2标明，氧分压较低时(＜0.45 MPa)，铜的浸出率跟着氧分压的添加明显进步。其原因是硫化矿在高压反响釜中的浸出涉及到固、液、气三相体系，假如要加速硫化矿的氧化，就要增大氧气在液相中的溶解度。当氧分压为0.45 MPa时，反响的供氧量已满足，这时氧化反响的动力学由扩散操控转变为化学反响操控，再持续添加氧分压对铜的浸出率影响不大；一同铁的浸出率在氧分压为0.45MPa邻近有一最低值，考虑到铁在溶液中的溶解度太高对后续铜的萃取晦气，因而选定最佳氧分压为0.45Mpa。    3、开始酸度对铜铁浸出率的影响     图3示出了开始酸度对铜铁浸出率的影响。从图3能够看出铁的浸出率随酸度添加而明显添加，但铜的浸出率添加缓慢。这是由于在低酸度时，三价铁简略水解并以Fe2O3等方式沉积于渣中；高酸度时，铁以FeSO4方式溶于溶液中。因而进步酸度，虽可添加铜的浸出率，但铁的浸出率进步得更快。别的，酸度过高，对设备原料的要求添加，一同滤液酸度也相应进步，对后续对铜的萃取也晦气。归纳考虑以上要素，挑选初始酸度为90g/L左右。    4、开始NaC1浓度对铜铁浸出率的影响     图4是开始NaC1浓度对铜铁浸出率影响的联系图。图4标明，氯离子浓度增大，铜的浸出率添加，而铁的浸出率下降。氯离子有利于三价铁的水解，然后使铁的浸出率下降。一同铁的水解，添加了溶液中硫酸的浓度，有助于黄铜矿的进一步溶解，然后使铜的浸出率添加。但进步盐浓度对设备的原料要求相应添加，因而挑选NaCl初始浓度为20g/L。    5、浸出时刻对浸出率的影响     浸出时刻对浸出率的影响见图5。图5标明，在浸出时刻为2.5 h时，铜的浸出率已到达较高值；再添加浸出时刻，对铜及金银的浸出率影响不大。但浸出时刻过长，会使出资费用和运转本钱添加。    6、浸出温度对铜铁浸出率的影响     图6为浸出温度对铜铁浸出率的影响曲线。从图6中能够看出，温度升高，铜的浸出率添加。当浸出温度较低时(90～100℃)，铜浸出率较低，当温度进步到l1O℃，铜浸出率可达90%以上。这是由于升高温度能够加速反响速度，缩短浸出时刻，在相同的反响时刻内进步浸出率。鉴于浸出进程的复杂性，浸出的最佳温度只能由实验来断定。在90～120℃温度升高，铁浸出率改变不大；超越120℃，铁浸出率添加较快。一同，单质硫易于熔融结块，然后阻止反响的进一步进行。坚持浸出温度为110～115℃左右，既可坚持较高的铜浸出率和较低的铁浸出率，又可进步反响速度，添加单位时刻设备的处理量。    （二）铜的萃取     为了使萃余液能很好的坚持H2SO4和NaCl浓度，削减闭路循环中热压浸出体系H2SO4和NaCl的耗量，选用浸出原液直接进行铜的萃取实验。通过条件实验，断定选用的萃取工艺为：三级萃取二级反萃一级洗刷，萃取剂为Lix984N，浓度为20%，比较O/A为2/1，混合时刻为3min，洗刷液用硫酸浓度为5g/L的水溶液。此刻的萃取率到达96.5%以上，萃余液中的H2SO4和NaCl浓度能得到很好的坚持，到达热压体系循环运用的要求。     （三）金银化浸出     浸铜渣中Ag、Cu的档次较高(63.2g/t、0.57%)，合适选用全泥化锌粉置换工艺。浸铜渣直接选用炭浆法化，即便参加量为20kg/t，金的浸出率只要80%左右。分析余液中的铜离子溶度，可到达0.8～1.5g/L。阐明反响进程中，生成了可溶性的铜络离子。为了进步金银的化浸出率及下降用量，选用法。法的特点是用NH3-CN-混合溶剂浸出，能够进步金的浸出率，下降的耗费。     通过条件实验，断定选用的化条件为：矿浆浓度为40%、NaCN用量为8.0 kg/t、NH4HCO3用量为75kg/t、化时刻为16 h。此刻，金、银、铜的浸出率分别为98.3%、82.7%、98.1%。此刻，金、银的浸出率分别为98.3%、82.7%。     （四）的收回     热压酸浸后浸铜渣含有很多的元素硫(18.O3%)，在收回金银铜的一同，研讨的收回技能，不只能够充分使用硫资源，并且能够下降的耗量。通过浮选法、化学法、热过滤法和溶剂溶解法等多种工艺的归纳比较，最终断定选用火油溶解来收回浸铜渣中的元素硫。通过两段火油溶解，单质硫的收回率可达99.2%，并且得到的纯度可达97%以上。脱硫渣通过洗刷晒干后，进行化，在确保金银收回率的前提下，的用量能够进一步下降到5kg/t。     四、定论     选用低温热压浸铜工艺，设备原料要求较低，出资较小，操作流程简略，结合传统的萃取－电积工艺和全泥化工艺，能够对其间金、银和铜进行有用收回。使用火油溶解来收回单质硫，收回率高，纯度高，火油能够重复运用，收回本钱低，并且能使后续的耗量下降，具有很高的经济价值。因而，含铜金精矿选用热压浸铜，火油收回，化浸出金银，工艺可行，金、银、铜和硫的归纳收回率高，出资省，见效快，为中小矿山直接出产铜和金银供给一项可行的新工艺，有着宽广的工业化使用远景。

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。

此法是前苏联广泛用于工业出产的办法，它运用钛网作阳极，片状或多孔石墨为阴极。其工艺流程示于图1。图1  电解法提取金、银流程 一、贵液电解时各组分的行为 来自再生工段的贵液是一种含硫酸的酸性溶液，其间的金、银以的络阳离子〔AuSC（NH2）2〕22＋和〔AgSC（NH2）2〕22＋方式存在。在电积进程中，金的络离子被复原而在阴极表面分出金。图2示出了从酸性液中电积金时，阴极电位与通过电解质溶液的电流强度的联系曲线。图中的极化曲线在研讨过的情况下，电坐落－0.1～0.25V区域内，因极化电流下降而呈现波形。当电位更负（至－0.3V）时，电流又添加。故溶液中金的电积须在阴极电位－0.3～－0.4V的条件下进行，才干到达极限分散电流。当阴极电位负至－0.5V时，氢和某些杂质金属会与金一道分出于阴极，而对电积金晦气。图2  阴极电位φk与电流强度Ik的联系 硫酸在溶液中以阴离子SO42－状况存在。在电积进程中，它在阳极发作氧化并分化： SO42－＋2e＝SO4 SO4→SO3＋ O2 生成的氧或与其他原子化合，或从溶液中以气态逸出。而SO3又与水效果生成H2SO4。 电解进程中游离的会在阳极上激烈氧化并分化出元素硫，使电解突变混浊，并污染阴极堆积物和耗费很多。为消除这一有害反响，贵液的电积是在装有离子交换膜的隔阂电解槽阴极区进行。隔阂电解槽阳极区的阳极液运用2%硫酸液。离子交换膜具有杰出的导电性与低的流体渗透性和满足的机械强度。它可让SO42－通过进入阴极区。但分子不能穿透隔阂，而到不了阳极表面。 因为从贵液中提金一般运用不溶钛网或石墨阳极，故电解进程的条件、设备和操作办法等与可溶阳极电解法显着不同。 二、电解办法和条件 贵液的电解办法有间歇循环作业法和接连流水作业法。 间歇循环法，是将一批贵液泵入高位槽，使它能自流一起进入电解槽的各阴极室中，各阴极室排出的溶液再经离心泵或空气进步器抽送高位槽。溶液在闭路循环中电积至规则的金、银浓度后，废液回来制造解吸液用，然后再进行第二批贵液的电积。故此进程属分批间歇性作业。 接连流水法是将贵液抽送高位槽，并自流从一个电解槽的阴极室进入另一槽的阴极室，经串联的各阴极室电积提取金、银后的溶液直接回来用于制造解吸液用。运用这种办法，贵液在电积进程中顺流通过，可完成接连作业。 间歇循环法和接连流水法所根据的原理根本相同。但因接连流水法能与树脂解吸进程贵液的接连排出相适应，故而得到广泛应用。 贵液电积提金的首要工艺参数有电流密度、溶液温度、流速和槽电压等。在正常条件下，电流密度决议阴极金属堆积速度和堆积量。一般运用的电流密度为20～50A∕m2。实践证明，电流密度由20A∕m2添加至60A／m2时，贵金属在阴极的堆积速度与电流密度的添加成正比联系。但当电流密度超越60A∕m2后，电流功率则呈现下降，并会大大添加电能和阴、阳极材料的耗费。 电积进程中，跟着电解液温度的进步，金在阴极的堆积速度加速。当液温由25℃上升至50℃时，金的堆积速度约添加1.9倍。 因为加大溶液流速，能进步电积进程的速度。在这方面，间歇循环法不受树脂解吸进程中贵液接连排出量的约束，它比接连流水法易于进步溶液的线速度。 出产实践证明，恰当进步电流密度、溶液温度和流速，可使金、银的堆积速度进步3～5倍。正常条件下，金在阴极分出的电位为＋0.2V。 三、电解设备的结构及操作 前苏联吸附提金厂都选用装有多孔右果阴极的ЭУ－1和ЭУ－1M型电解槽。 片状阳板〔图3a〕和多孔石墨阴极〔图3b〕是前苏联科学院西伯利亚分院冶金物理化学研讨所（I1ФХI1MC CO AHCCCP）研发的两种大表面积阴极，并据此电极研发成上述两种电解槽。图3  片状阴极（a）和多孔石墨阴极（b）的结构 1－电极本体；2－石墨材料；3－管接头；4－导电闸刀卡头；5－压紧格板 片状阴极是由很多笔直摆放的极板用垫片阻隔拼装于框架上而成，具有很大的总表面积。电积进程中，贵液从极板组下部供入，然后从各片极板间的空地流过而发作电积金的反响。实验证明，片状极板的高度最大可达极板距离的100倍。如再增大极板高度，则会下降极板的运用功率。当片状阴极的容积为3.4L时，阴极组的总表面积达5m2。如运用装有10个片状阴极组的电解槽，在金的回收率为95%时，则每昼夜可处理约5m3的贵液，它的功率比相同巨细的平板阴极电解槽进步9倍。 前苏联如今部选用多孔石墨阴极，因为它有比片状阳极更高的出产功率。多孔阴极有中心室结构，作为阴极导体的石墨材料由格板盖压紧在中心室旁边面的壁上。贵液经由管接头供入阴板内部，并在通过石墨纤维的孔隙时发作电积进程。多孔石墨阴极的外部尺度虽与片状阴极相同，但它的出产功率却比片状阴极高3～4倍，这是因为石墨材料有很大的表面积（1gВВП－66－95型石墨材料有0.3m2表面积），而能堆积更多的金属。在最佳电积条件下，1kg石墨能堆积50kg金属。堆积物中所含的石墨基体材料不到堆积物总重量的2%。 在前苏联，从贵液中提金选用如图4所示的ЭУ－1M型电解槽。槽体用钛材制成，并于两边壁上固定阴极和阳极的供电母板。壳体内有作业空间和外溢流室。外溢流室用于接纳脱除部分金的贵液。作业空间可装入10个阴极组和11个阳极室。阳极室由不导电的聚乙烯或有机玻璃制的“П”形框组成，框上设有阳极液的进出口，并将离子交换膜压紧在钛制框板阳极室的侧壁上。出产进程中往阳极室内注入1%～2%的硫酸液并放入钛网阳极。图4  ЭУ－1M型电解槽 1－导电闸刀；2－供电母极；3－槽体；4－导向设备；5－平板；6－阴极； 7－接收；8－阴、阳极液排出管；9－隔阂；10－阳极；11－聚乙烯框板 因为阳极室中阳极液的体积不大，作业的容积电流密度高达25A∕L，因此电解进程中阳极液的酸度添加很快，而影响阳极的寿数。为消除酸的影响，在电积进程中由高位槽向阳极室中不断供应低酸阳极液，并将高酸液送回高位槽，使其不断循环。 向电解槽供电运用ВАКГ－630A／6V的硅整流器。往阳极和阴极室中供电运用的导电闸刀，一端与电极上的绞链衔接，另一端嵌入焊在导电母板上的绷簧夹中。为了避免异性电荷间的电触摸，阴极组和阳极室用绝缘的固定梢子固定在电解槽壳的相应方位上。 贵液（阴极液）进入电解槽，是由高位槽经集流管进入阴极组的管接头，然后透过石墨电极充溢作业空间，最终溢流排出电解槽外。跟着电积的进行，贵液中的金、银不断堆积于石墨电极的空地中。当电极空地逐步为金所充溢时，通过阴极组的溶液流速也逐步下降。当阴极液的流速急剧下降时，阐明金在石墨上的堆积已达最大值。此刻应中止电积，从槽中取出阴极组卸下阴极堆积，然后给阴极拼装上新的石墨材料再电积。 从贵液中电积提金的典型设备衔接和工艺流程如图5。它包含贵液过滤、电解、阴极堆积物的卸出、洗刷、枯燥和灼烧等作业。图5  电解工段的设备衔接及准则流程 1－贵液贮槽；2－耐蚀泵；3－压滤机；4－高位槽；5－电解槽； 6－阳极液高位槽；7－空气分离器；8－空气进步器；9－阴极安装作业台； 10－卸阴极堆积物渠道；11－电阻炉；12－称量制品的工业天平 贮槽1中的贵液经泵2抽送压滤机3，以除掉悬浮的矿泥颗粒、木屑和碎树脂等，避免石墨阴极被矿泥等阻塞，而下降电解功率和阴极堆积物质量。过滤后的贵液溢流进入高位槽4，并从这儿自流入电解槽阴极室。电积提取部分金后的贫液由空气进步器进入高位槽再流入阴极室，经循环电积至溶液中残留的金含量达规则值停止。 高位槽6中的阳极液供入电解槽阳极室。阳极室排出的高酸液用空气进步器送回高位槽，经循环运用一段时间至含酸达必定浓度后，送去作树脂的酸处理用，并往高位槽中补加水。 堆积金量达最大值的阴极，于通入压缩空气和水的槽5中洗刷和枯燥。即先向已堆积金的阴极组中通5～10min的清水，停水后开压缩空气吹去堆积中的水分。经洗刷和枯燥的堆积物从阴极组中卸至渠道10上。再将堆积物置于钛盘内于电阻炉11中，在500～600℃进行灼烧，烧掉石墨材料后，金属块称重送熔炼或交库。

载金炭常用的解吸办法有三种：即扎德拉解吸法、高温高压解吸法、碱性乙醇溶液解吸法。此外，近年来还呈现了南非英美公司实验室提出的解吸办法。 一、扎德拉解吸法 虽然人们早就知道，活性炭是金的杰出吸附剂，但从载金炭收回金的前期办法是把载金炭烧掉，再从灰烬熔炼金，活性炭只能用一次，本钱高。第二次世界大战后，美国因为活性炭过剩，报价低廉，又引起人们用活性炭从化液中收回金银的爱好。美国矿务局从那时开端已致力于载金炭解吸办法的研讨。1950年发布了用碱性乙溶液从载金炭解吸金的办法，对载金炭上的银几乎不起作用。1952年扎德拉发布了用热的－混合溶液解吸载金炭的办法，即扎德拉解吸法。该解吸法是用1%的参加0.1%的混合溶液加热到90～95℃，以必定的速度通过载金炭层，载金炭上的金、银即被解吸下来进入溶液中。实验室的结果是解吸4～6h，金、银的解吸率超越90%。但在实践生产中，一般要50～70h才干到达较高的解吸率。虽然解吸时刻较长，但扎德拉法使活性炭重复运用成为可能，使金矿堆浸作业的运转费用大为下降。 二、高温高压解吸法 高温高压解吸法是将载金炭装在压力容器内，用0.4%～1% NaOH和0.1%的NaCN（也可不必）混合溶液，在130～160℃的温度下，在3.6～5.9kg∕cm2的压力下，通过载金炭层。在2～6h内，载金炭的金、银解吸率超越90%。加压解吸法与扎德拉法比较，解吸的时刻大为缩短，并且解吸进程的试剂耗费也比扎德拉法低。加压解吸法的设备及流程见图1。解吸富液冷却到90℃进电解槽电解。图1  加压解吸设备流程示意图 三、碱性乙醇溶液解吸法 碱性乙醇溶液解吸法是在1% NaOH和0.1%～0.2% NaCN的混合溶液中参加20%的乙醇（或丙醇），在83℃的温度下，常压解吸在6～8h内完结解吸，解吸液及洗涤液的体积只需7～10倍床体积。实践已证明：用碱性乙醇溶液解吸可削减炭的再生次数。但乙醇易燃易爆，应考虑严厉的安全措施。进步醇类的收回对下降醇溶液解吸进程的本钱至关重要。 由核工业六所研讨成功的碱性乙醇溶液解吸法运用40%～50%浓度的乙醇，温度为78～80℃，NaOH 1%～2%，NaCN 0.5%～1.0%，常压解吸。用上述溶液将载金炭浸泡1～2h，再用30%～35%的乙醇溶液浸泡一次。这两次操作的溶液先后放到蒸馏釜中蒸馏。蒸馏的蒸汽通过被解吸的炭层，乙醇蒸气经冷凝器冷却成酒精溶液流入酒精贮槽。用泵将蒸馏收回的酒精打到解吸拄顶，自上而下流过炭层。重复蒸馏3～4次即完结一个解吸循环，一般8～10h。解吸率大于98%，乙醇的收回率大于90%。此法解吸得到的富液金浓度可达5～8g∕L（视炭的金档次）。因而电解时电流效率也较其他办法为高。因为解吸进程中酒精蒸气重复通过炭层，有利于康复炭的活性，解吸后的炭能重复运用，不需要高温再生。 美国凯普斯－卡希德联合公司近年来研制成功合适中小型堆浸作业的移动式吸附解吸设备，如图2所示。首要设备由六个炭吸附／淋洗塔及电源、各种贮槽组成，分装在两个集装箱里，便于现场移动及装置。其最大特点是吸附和解吸都在同一设备进行，不需要搬运炭。图中左面为四塔串联吸附的示意图，右边为两塔解吸的示意图。图2  六塔的流程及设备

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。

某研究所对酸性硫脉解吸产出贵液中金、银提取的小型电解实验标明，选用石墨阳极和预处理钛板阴极，于离子改换膜的阻隔电解槽中，存常温和面积电流10A／m2、极距离20mm，电积4～8h，金的电积回收率均大于99%。 在上述条件下进行的中型（60L∕d）接连实验，选用三只串联呈阶梯安置的电解槽。每块阴极板面积为50.8cm2。阳极液为3%H2SO4。阳极液为含金2680mg∕L的硫酸酸性解吸液，以0.5mL∕min流速从阴极室下部供入，再溢流进入下一槽。中型接连实验成果：金的电积回收率大于99%，尾液含金低于10mg／L，阴极堆积物含于99%。与小试成果相符。 在小型实验中，还进行了多项条件比照，探究出如下特色：（1）当运用不锈钢板作阳极、钛板作阴极时，阳极腐蚀严峻，使电解尾液中Fe含量增大9倍；（2）当运用石墨阳极和钢棉阴极时，钢棉在酸性液中简单开裂，金的电积率和电流功率都很低；（3）当不运用隔阂电解槽而选用无隔阂拌和电解槽时，会在阳极上严峻氧化生成SO而发生很多白色沉淀物。它不但会污染阴极堆积物，恶化电解进程，还会下降金的电积速度，并形成阴极金的反溶；（4）在槽电压0.75～2.0V范围内，阴极堆积物主要是Au、Ag，其他杂质很少；（5）选用隔阂电解槽，电积进程是在近于静态条件下进行，电解液流速愈小愈有利于金的电积。在此低电解液流速下，电流密度也不宜过大。实验曾别离选用10～50A／m2的电流密度，成果标明10A／m2时电流功率最高。跟着电流密度的上升，金的电积率虽有添加，但由流功率急剧下降。当超越20A∕m2时，电流功率比10A／m2下降1倍，金的电积率也呈下降趋势；（6）电解进程中金在阴极分出的速度很快，1h金的电积回收率就达70%，4h到达99%以上。跟着时刻的延伸，金的电积回收率虽稍有添加，但电流功率愈来愈低。若想再进步金的电积回收率，后期应下降电流密度。但由于电解尾液可回来解吸进程运用，时刻的延伸有无必要应从经济角度上考虑；（7）钛板阴极在运用前应经预先处理，以改进钛板的表面功能，增强金的粘附力，并使阴极堆积金均匀细密。运用未经处理的钛板，板上堆积的金疏松易掉落，会使电解无法正常进行，且电耗增大，并影响电金的质量。

Abstract：The study based on comprehensive utilization of Symbiosis gold and silver from complication polymetallic ore，under the condition with Low－pH Value， progressing comprehensive recovery to symbiosis gold and silver at the same time to ensure grade and yield not to be influenced. Let gold and silver enrich to copper，lead and zinc， gold and silver ’s sum total of comprehensive recovery is 80.97% and 82.00%， copper，lead， zinc， gold and silver obtain maximum comprehensive utilization. 现在杂乱多金属硫化矿的别离仍是选矿领域中的一个难题。多年来国内外选矿工作者对多金属硫化矿别离进行了很多的研讨工作，取得了一些新的研讨成果，但对一些嵌布联系杂乱、难选、所含金属品种较多的硫化矿石，现在已有的老练选矿工艺难以到达有用的别离。铜铅锌别离较为困难的首要原因是：(1)有用矿藏相互细密共生，嵌布粒度细， 需求细磨才能使矿藏到达单体解离，但细磨会产生过破坏，而使浮选进程恶化；(2)硫化矿藏间可浮织堆叠；(3)闪锌矿易被铜离子活化。共伴生金银难归纳利用的首要原因是：金、银矿藏浮选时对矿浆pH值改变很灵敏、许多的选矿工艺为了选别主金属矿藏铜铅锌，在浮选进程中增加很多石灰。在高碱度矿浆(PH值10～12)中进行浮选，不利于金、银矿藏的浮选，下降了金、银收回率「1」。本实验研讨了在不加石灰的低碱度情况下，在不影响铜、铅、锌的档次和产率的一起，对矿石中的金银进行归纳收回。 一、原矿石性质 矿藏组成 安徽某矿的矿石为铅、锌、铜、金、银多金属硫化矿石。由表1化学多项分析成果可知：铅锌档次较高，含量为6.35%左右。铜档次较低为0.36%；共生金银较高，别离为3克/吨和31克/吨。 表1  化学多项分析成果化学成分CuPbZnAuAgSAs含量（%）0.363.972.383.0831.37.330.06化学成分TFeSiO2Al2O3CaOMgOK2ONa2O含量（%）8.133.614.237.324.230.820.05 注：一切的金银含量均为克/吨 由表2原矿X衍射分析成果可知：金属矿藏首要有方铅矿、闪锌矿；含铜矿藏首要为黄铜矿，其次是黝铜矿，少数为斑铜矿；含铁矿藏为黄铁矿、白铁矿、褐铁矿化赤铁矿。脉石矿藏首要为方解石，其次是石英和重晶石。 工艺矿藏学标明：黄铜矿、方铅矿、闪锌矿和黄铁矿相互告知，结构杂乱，不利于互相解离。矿石中金、银矿藏粒度纤细，与黄铜矿、方铅矿、闪锌矿等硫化矿藏共生联系密切、杂乱，且金、银以包体的赋存状况存在，这决议了金、银矿藏很难与铜、铅、锌等硫化物彻底互相解离得到独立产品，只要别离富集到黄铜矿、方铅矿、闪锌矿精矿中得以归纳收回。 表2  原矿X衍射分析成果矿藏黄铜矿方铅矿闪锌矿黄铁矿菱铁矿锰方解石含量（%）123847矿藏重晶石石英白云石伊利石方解石未检出含量（%）262217442 二、选矿实验研讨 本实验研讨了在不加石灰的低碱度情况下，在不影响铜、铅、锌的档次和产率的一起对矿石中的金银进行归纳收回，规划了一个先进的工艺并开发出了XJD－10，XJD－11两种有用的按捺药剂，极大极限的提高了共生金银的收回率，使金银的收回率到达了世界先进水平。处理了一般铜、铅、锌杂乱多金属矿的惯例别离工艺是选用石灰作为按捺剂，可是金、银矿藏浮选时对矿浆pH值改变很灵敏，在高碱度矿浆(PH值10～12)中不利于金、银矿藏的浮选，而且影响金、银的收回率的问题。 （一）混合粗选磨矿细度实验 混合粗选磨矿细度实验工艺流程见图1，实验成果见表3。图1  混合粗选磨矿细度与石灰用量实验工艺流程 表3  磨矿细度实验成果－200目（%）产品名称产率（%）档次（%）收回率（%）CuPbZnAuAgCuPbZnAuAg65铜铅精矿9.653.1135.682.2027.819483.3391.258.5787.1059.81尾矿90.350.0640.362.480.4413.9216.738.7591.4312.9040.19原矿100.000.363.772.453.0831..3100.00100.00100.00100.00100.0070铜铅精矿10.202.9934.412.4827.018385.7192.8610.4289.4259.64尾矿89.980.0590.302.390.3614.0614.297.1489.5810.5840.36原矿100.000.353.782.403.0831.3100.00100.00100.00100100.0075铜铅精矿10.053.0135.432.3228.020483.3391.528.8591.3365.50尾矿89.950.0640.332.370.3012.0016.678.4891.158.6734.5原矿100.000.363.892.603.0831.3100.00100.00100.00100100.0080铜铅精矿10.403.0135.762.6027.918086.1191.409.9394.2159.81尾矿89.600.0530.352.460.2014.5213.898.6090.075.7940.19原矿100.000.364.072.723.0831.3100.00100.00100.00100100.00 从磨矿细度实验成果看出，从－200目含量从65%～80%对浮选目标影响不大，磨矿细度细，有利于铜、锌、金、银的收回，但铅的收回率略有下降，归纳考虑，暂定磨矿细度－200目70%。 （二）惯例的粗选石灰用量实验 处理杂乱多金属矿石的惯例办法用石灰做按捺剂。但铜、硫联系密切，给别离形成困难，影响铜精矿质量。特别是石灰的运用大大的下降了共生金银的收回率。惯例的粗选石灰用量实验工艺流程见图1，实验成果图2。图2  石灰对金银收回率的影响 由惯例的粗选石灰用量实验成果，能够知道跟着石灰的增加，共生金银的收回率在不断的下降。 （三）加石灰与不加石灰的比照成果图3  加石灰与不加石灰的比照实验成果 由加石灰与不加石灰的比照成果，能够知道石灰的增加对共生金银的影响是非常大的。 （四）新工艺的实验研讨 关于共生金银的归纳利用，首要咱们设想在粗选时增加一种药剂来按捺锌和硫，选出铜、铅混合精矿，再用一种药剂按捺铅，进行铜铅别离的工艺流程「2，3，4」。咱们做了很多的实验研讨，通过咱们不断的尽力总算成功的开发出了两种适用于这个工艺的按捺剂，XJD－10是一种无机盐类化合物组合药剂，它对锌、硫能到达有用的按捺，一起还极大的下降了共生金银的丢失，处理了按捺硫时共生金银收回率不高的问题；XJD－11是一种无机盐类化合物与阴离子天然高分子聚合物的组合药剂，它能在不对铜的可浮性产生影响的一起，有用的按捺铜铅混合精矿中的铅，处理了铜铅别离难这一问题「5，6」。安徽某铜铅锌杂乱多金属矿石共生金银归纳收回的先进工艺流程见图4，实验成果见表4.图4  先进工艺 表4  实验成果产品名称产率（%）档次（%）收回率（%）CuPbZnAuAgCuPbZnAuAg铜精矿1.2022.824.275.63100.00235.0072.971.372.6938.469.40铅精矿7.550.4045.151.8310.10234.838.1190.905.3824.3659.10锌精矿4.450.671.4850.1112.6097.808.111.7685.7817.9514.50尾矿86.800.050.260.180.695.8710.815.976.1519.0317.00原矿100.000.373.752.603.1230.00100.00100.00100.00100.00100.00 注：其间锌精矿中铁的含量为6％ 三、定论 由实验成果可知，铜精矿档次22.82%，铜收回率72.97%；铜精矿含金档次100.00克/吨，金收回率38.46%；铜精矿含银档次235.00克/吨，银收回率9.40%；铅精矿档次45.15%，铅收回率90.90%；铅精矿含金档次10.10克/吨，金收回率24.36%；铅精矿含银档次234.83克/吨，银收回率59.10%；锌精矿档次50.11%，锌收回率85.78%，锌精矿含金档次12.60克/吨，金收回率17.95%锌精矿含银档次97.80克/吨，银收回率14.50%。金总收回率为80.97%，银总收回率为82.00%。铅、锌、铜得到了有用别离，共生金、银达得到了最大极限的归纳收回，选矿技能目标到达了国际先进水平。 参考文献 ﹝1﹞蔡玲等，《共生金银归纳收回》［M］，北京，冶金工业出版社，1999年07月第一版92～128，386～426； ﹝2﹞董英，王吉坤，冯桂林，《常用有色金属资源开发与加工》［M］，北京，冶金工业出版社2005年08月第1版66～70； ﹝3﹞胡熙庚，《有色金属硫化矿选矿》［M］，北京，冶金工业出版社，1987年11月第1版250～271； ﹝4﹞黄宝光，难选硫化铜与硫化铅的浮选别离工艺［J］，有色金属(选矿部分)，2002，(02)； ﹝5﹞于日辉，《矿山选矿十大关键技能》［M］，北京，矿业大学出版社，2007年3月1050～1064； ﹝6﹞朱书全，《当代世界的选矿立异技能与配备》［M］，北京，冶金工业出版社，2007年6月1135～1148；

金在水中不起任何反响，也不溶于强酸或强碱中。因而，要使金成为易溶而又安稳的金离子，有必要使它转化为络合物离子。在氧存在浸出金时，络合才能最强的络合剂是，其次是和氯离子，此即所谓化法、法和水溶化法。 化法是用(KCN或NaCN)溶液浸出矿石中的金银，然后再从浸出液中提取金银的办法。化法的金银回收率高，对矿石的适应性强。但有剧毒，且提取速度慢，又易被其他金属离子的搅扰。 在氧存在的条件下，对金银溶解的反响为： 2Au+4KCN+H2O+1/2O2=2KAu(CN)2+2KOH 2Ag+4KCN+H2O+1/2O2=2KAg(CN)2+2KOH 金矿中的其他成份对化进程有影响。铜矿藏可构成可溶性络盐，所以铜矿藏多时，常用较弱的溶液;以下降铜矿藏的溶解速度，或预先焙烧使铜变成化溶液中溶解度很小的铁酸铜。铁、和硫化锌都不与效果。但铁的化合物与离子生成铁化钠或其他化合物，硫化亚铁氧化耗费氧会下降化速度，所以，含有黄铁矿的矿石须先经焙烧或化师鼓入空气。HgOg会耗费化剂： HgO+4NaCN+H2O=Na2Hg(CN)4+2NaOH 氧化锌和碳酸锌也能与反响，故含锌金矿不能预先焙烧： ZnO+4 NaCN+H2O= Na2Zn(CN)4+2NaOH 含砷锑较多的金矿应先焙烧使其蒸发除掉，以削减其对化进程的影响。硫化铅与效果很弱，但时间长时会生成NaCNS和Na2PbO2。 化溶金可用渗滤法或矿浆拌和法。的耗费比理论值多20～100倍。浸出后的矿浆经浓缩、过滤和洗刷后，含金银的化溶液送去加锌沉积金银： 2NaAu(CN)2+Zn=2Au+Na2Zn(CN)4 2NaAg(CN)2+Zn=2Ag+Na2Zn(CN)4 沉金要在满足量的和游离碱的溶液中进行。此刻放出，并可防止可溶性锌酸钠水解沉积和锌的络盐分化： Zn+2NaOH=Na2ZnO2+H2↑ Na2ZnO2+2H2O=Zn(OH)2↓+2NaOH Na2Zn(CN)4=Zn(CN)2↓+2NaCN 氧对沉金是晦气的。上式发作的氢起到了脱氧效果，削减了沉金的反溶。沉金前的化液要预先抽真空脱氧。脱氧可防止Zn+1/2O2+H2O=Zn(OH)2反响的发作，下降锌的耗费和防止锌粉表面构成阻碍置换的Zn(OH)2薄膜。 从浸出液中沉积金还有炭浆法、离子交换法和点解沉积法。 金银沉积可用锌丝或锌粉。锌丝沉积的设备是木制的多格长方形槽子，叫沉金器。溶液和锌丝在沉金器内逆向运动，锌丝由沉金器后边的各格向前免的各格搬迁，在后边的各格中弥补新鲜的锌丝。经过各格下方的栅网沉到沉金器底部的黑色金粉末称为金泥，它含有金很少超越20%Au，其他成分主要是锌。锌粉沉积是将锌粉加到溶液中进行拌和，然后用压滤机别离出沉积的金银。 经洗刷后的含金沉积物档次显着提高(大于50%Au)，而锌含量则显着下降(小于5%Zn)，经压滤和烘干后进行焙烧。 焙烧可在隔焰炉或电炉中进行，也可用铁锅焙烧。焙烧温度6000C左右，即既使碳酸盐、硫酸盐、等能分化，又不使炉料溶化。焙烧时不要搅动炉料，避免金的飞扬丢失。 焙烧后的金泥参加碳酸钠、二氧化硅。等溶剂、在坩埚炉、小反射炉或小转炉熔炼。此刻金泥中的杂质氧化物与溶剂造渣，金银组成合金。此合金在硼砂维护下再溶化铸锭，送往精粹工序。

运用离子交流树脂作为吸附剂，从化矿浆中吸附金的办法，称树脂矿浆法（RIP）。它和炭浆法（CIP）相同，同归于无过滤提金技能，直接将离子交流树脂参加化矿浆中吸附提金，因此具有无过滤提金技能的一系列长处。    20世纪初甘斯就指出，运用离子交流树脂有可能从稀溶液和海水中提取金。1945年F.C.纳霍德在美国专利上最早提出了用离子交流树脂吸附提金的办法。，英国别尔姆吉特·赫尤斯公司运用弱碱性阴离子交流树脂IR-4B从碱性化液中提取金银实验获得成功，金和银的收回率别离达95.4%和79%。20世纪50年代，在前苏联科学院通讯院士H.H.帕拉克辛领导下，莫斯科加里宁有色金属和黄金学院的科研组开端对树脂矿浆法提金工艺进行研讨并做出了重大贡献。这以后，由科学院通讯院士b.H.拉斯科林领导这项研讨工作，因为研讨者的共同努力，实验了许多组成离子交流树脂，研讨了吸附进程的规律性，并探究了树脂解吸和再生的办法。1967年建成了前苏联第一个大型离子交流工业实验装置（矿石处理才能为200t/d），经过三年的实验，证明选用离子交流吸附法能有效地从粘土矿石中收回金。1973年前苏联另一座处理碳质金精矿的化和吸附浸金车间投产，几年后，又投产了处理金、银矿石的吸附厂，1975-1980年间，在前苏联有3个树脂提金厂先后投产，其间规划最大的是年产黄金80t的穆龙陶金矿。    选用离子交流树脂从矿浆中吸附金，最要害的问题是：①组成对金选择性好、吸附容量高、机械强度大、化学稳定性好的树脂；②拟定合理的载金树脂解吸工艺，既能确保金的解吸彻底，又能经过净化除掉其间吸附的很多贱金属杂质，康复树脂的初始吸附容量，使树脂能屡次回来循环运用；③要有处理才能大，适合于树脂从浓矿浆中吸附金（银）的设备。    用离子交流树脂从化溶液中吸附收回金，虽不如锌置换法经济，但因为树脂矿浆法和炭浆法相同不用进行矿浆的固液别离、洗刷和溶液的弄清、除气等进程，且树脂的耐性大于活性炭，又能缩短化时刻，进步矿浆中金的吸附收回率，下降载金细碎树脂在尾矿中的丢失。不过离子交流树脂的吸附容量虽大于活性炭，但对金、银的选择性却远低于活性炭。载金树脂中荷载的很多贱金属杂质使解吸进程复杂化，延长了出产周期，增加了出产成本，致使树脂矿浆法比炭浆法的设备出资和出产成本都高得多。这都有待进一步研讨改善。    在国内，长春黄金研讨所、核工业部北京化工冶金研讨院、吉林省冶金研讨所等科研单位对树脂矿浆法提金工艺都进行了研讨并取得了可喜成果。

我国金银矿床类型见下表1： 表1  我国金银矿床类型矿床类型围岩种类主要金属矿物及脉石矿物实例含金石英脉 花岗岩 金属矿物以黄铁矿、黄铜矿为主。脉石矿物以石英、长石、方解石为主。金银呈自然金、银金矿、金银矿存在招远金矿破碎带蚀变岩 绢英岩化花岗质碎裂岩 金属矿物以黄铁矿、黄铜矿为主。脉石矿物以石英、绢云母为主。金银呈银金矿、自然金存在新城金矿含金多金属硫化矿石英脉 斜长片麻岩、斜长角闪岩 金属矿物以黄铁矿、黄铜矿、方铅矿为主。脉石矿物以石英、长石为主。金呈自然金与硫化物共生夹皮沟金矿含金石英脉氧化矿 片麻岩 金属矿物以褐铁矿、赤铁矿为主。脉石矿物以石英为主。金呈自然及与石英或褐铁矿共生柴胡栏子、张家口金矿冲积砂矿  自然金伴生矿物有磁铁矿、钛铁矿、金红石、石榴子石、锆英石、赤铁矿、独居石等哈尼河金矿

金银矿的浮选实例：     1、曙光金矿的选矿     该矿金属矿藏首要有天然金和黄铜矿，其次有褐铁矿、磁黄铁矿和黄铁矿。脉石矿藏以石英为主，其次为绢云母、绿泥石、斜长石、黑云母、碳酸盐等。矿石中有用成分为金、铜和银。     金以天然金为主，其粒度散布为:     粒级/ mm  +0.074  0.074~0.053  0.053~0.037  0.037~0.01   - 0.01     相对/%        5.79           8.94             7.58              61.27        16.42    出产工艺流程如图11-3 所示。这个重浮联合流程，重选部分用于收回粗粒和中粒的金，浮选部分用于收回细粒的金。因为原矿档次较低，易浮矿藏(包含云母和绿泥石) 较多，故采用了四次精选。4000t/d 选矿厂用XCFⅡ /KYFⅡ浮选机。浮选捕收剂先后用过单一黄药、丁铵黑药、黄药+丁铵黑药，终究只用Z-200,首要出产指标见表11-2 所列。     2 、某碲铋金矿浮选    该矿床是一个比较特殊的矿床。它是碲、铋与金、银伴生的矿休。碲为半导体元素，在电子、军工和医药范畴有广泛的用处。原矿首要成分(%) 如下:   金属矿藏有辉碲铋矿、磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿、针铁矿和天然金等。脉石矿藏以铁白云石为主，其次为白云母，还有少数绿泥石等硅酸盐矿藏。辉碲铋矿多呈脉状、网脉状及块状散布，呈浸染状者少，其粒度一般为0.1~ 1mm。天然金多为明金。    浮选实验中从前实验过九种捕收剂: 乙基铵黑药、异丙基铵黑药、乙基酯黑药、25 号黑药、丁基铵黑药、35 号捕收剂、156号捕收剂、乙基黄药和丁基黄药。但终究以为乙基黄药(EX) 最好，丁基黄药次之。起泡剂用松醇油。实验断定的流程和药剂准则，如图11-4 所示。选别成果列于表11-3.

此法是基于在高温下浓硫酸使粗金中的银铜等金属以硫酸盐的形态溶解而金不起反应，达到提纯金的目的。该法要求粗金中金的含量不大于33%。铅的含量不大于0.25%（因铅高生成硫酸铅沉淀与金渣一起降低金的成色）。硫酸法与硝酸法相似，也要经过熔融、泼珠、酸浸、洗涤、干燥铸锭、置换几个步骤。    在泼珠时应特别注意温度适当，当合金熔体表面锌蒸气燃料的火焰已熄灭，氧化锌白烟由浓渐稀时，此时是泼珠最适当温度。泼珠时水温应处于低温状态，合金倾倒流量不能大。否则，会使“泼珠”颗粒大，影响下一步酸浸。“泼珠”最好呈片状物。当“泼珠”比较硬脆时，说明含铜、铅杂物较多；若软不脆，说明含杂物少。在酸浸前，“泼珠”应先在铸铁容器内烘干，然后分批加入浓硫酸，在160～180℃下搅拌浸煮4～6小时，当铁器表面反应泡沫消失，开始出现白色浓烟时，即说明酸浸结束。待溶液冷却后，倒出多余溶液，沉渣用热水冲洗至水清为止（水洗时用盆盖住，以免硫酸喷出伤人）。洗净后的沉渣再加浓硫酸浸煮、水洗，反复进行3～4次。最后将沉渣烘干、熔炼、铸锭。此方法可获得含金95～98%的金锭。酸浸液和洗涤液合在一起，先用铜置换回收银，再用铁屑置换回收铜。此方法浓硫酸耗量约为合金重量的3～5倍。该法比硝酸法成本低。

阿舍勒铜矿为一大型黄铁矿型铜、锌多金属矿，该矿于2004年10月建成日处理4000t原矿的铜锌选矿厂，选矿工艺流程经过几年的生产实践、技术攻关及改造后，现已形成浮选柱部分优先浮铜-浮选槽快速优先浮铜-混合浮选-混粗精矿再磨-铜锌分离浮选柱快速浮铜-铜锌分离-中矿选择性再磨-锌硫分离等结合现场实际的工艺流程，原矿品位较高，技术指标的高低直接影响企业的经济效益，所以，尾矿资源作为二次资源进行再选越来越受到企业的高度重视，该企业先后进行总尾矿再选铜、混选尾矿再选铜的试验室小型试验，效果均不太好，富集比差，回收率较低。     新疆阿舍勒铜矿锌硫分离作业锌尾矿浆浓度18%左右，细度-45μm占95%左右，黄铜矿单体解离度88%左右，闪锌矿单体解离度87%左右。锌尾矿含铜0.5%～1.5%，含锌0.5%～1.3%,含金0.18～0.35g/t、含银18～30g/t，从以上条件可以看出，锌尾矿具备作为二次资源进行再选铜、金、银等有价元素的条件。加强这部分铜及伴生金银资源的回收受到重视，探索能否实现部分尾矿资源作为二次资源进行再选铜及伴生金银等有用矿物意义重大。如果铜锌     分离尾矿含铜按0.8%、锌尾矿产率按12%，日处理金属量4000t进行测算，每天从锌尾矿流失的铜达3.84t，金银也将流失，加强回收这部分铜及伴生金银可显著提高企业的技术指标和经济效益，同时可以避免资源的浪费，促进矿山经济的循环发展。     一、锌硫分离尾矿矿石性质     锌尾矿的矿物组成见表1，黄铁矿是锌硫分离尾矿中主要的金属硫化物，主要呈不规则状，其次为自形、半自形结构。黄铜矿是锌硫分离尾矿中主要的铜矿物协主要呈晶形结构，不规则状，以微粒为主，黄铜矿与黄铁矿关系非常密切，常与砷黝铜矿共生在一起。闪锌矿是锌硫分离尾矿中主要的锌矿物，主要呈不规则状产出。闪锌矿与黄铁矿、方铅矿关系较为密切，多交结于黄铁矿，嵌布关系较为复杂。砷黝铜矿是锌硫分离尾矿中次要的含铜矿物，多为聚合体与黄铜矿一起分布于黄铁矿晶粒间或晶粒边缘。锌硫分离尾矿中黄铜矿、闪锌矿的解离度均为87%左右，这些单体铜、锌矿物主要损失在-lμm的微细粒级。锌硫分离尾矿中铜、锌矿物连生体部分主要是与黄铁矿的连生或被包裹于黄铁矿中以及铜、锌矿物之间的相互连生。 表1  锌硫分离尾矿矿物组成%矿物黄铜矿黄铁矿闪锌矿黝铜矿铜蓝脉石合计含量6.4679.983.213.030.177.15100.0     从各矿物单矿物分析结果来看，在原矿磨至碑-45μm细度下，大部分金银已解离。部分金赋存于黄铜矿和闪锌矿中，黄铁矿也是金的主要载体之一。银的赋存状态较为复杂，黄铜矿、黝铜矿、闪锌矿、方铅矿均为银的主要载体，其中黝铜矿载银较高，并有部分银与金呈互化物或赋存于次生铜矿物中，银的回收取决于黝铜矿是否进入铜精矿。     二、试验研究     （一）粗选条件试验     首先进行粗选条件试验，试验流程为一次粗选，粗选时间为6min，试验是将生产现场提取的锌硫分离尾矿在小型浮选机中进行。     1、浮选原矿预处理方案试验     生产流程中针对锌硫分离作业实行添加石灰高钙调浆并抑制黄铁矿，在其表面生成亲水性难溶物实现抑制，石灰同时可以抑制黄铜矿，原理与黄铁矿相似。所以，实现黄铜矿和有价元素相关矿物表面的纯净，提高有用矿物的单体解离度是实现高效回收铜及伴生金银元素的必备条件，针对这一特点，首先进行了目的矿物表面改性和提高解离度的探索试验，也就是浮选原矿的预处理，试验结果见表2，因Y89在本矿山和其他矿山实践中表现出对铜金具有较高的捕收能力，在该探索试验中使用Y89 40g/t、BK201 8g/t。 表2  浮选原矿预处理方案试验结果%原矿预处理方案产品名称产率品位回收率CuZnCuZn原矿浆未进行任何处理铜粗精矿 铜粗尾矿 原矿19.07 80.93 100.02.26 0.32 0.692.68 0.50 0.9262.47 37.53 100.055.82 44.18 100.0再磨5min 磨矿浓度60%铜粗精矿 铜粗尾矿 原矿17.34 82.66 100.02.40 0.26 0.632.20 0.50 0.7965.94 34.06 100.047.99 52.01 100.0擦洗20min铜粗精矿 铜粗尾矿 原矿19.61 80.39 100.02.22 0.30 0.682.30 0.48 0.8464.35 35.65 100.053.90 46.10 100.0     从表2可以看出，再磨实现有用矿物表面改性的措施较好，再磨后，-45μm占97.2%变为-38μm占95.8%，目的矿物的单体解离度得到提高，这些都有利于提高目的矿物的浮游性能，初步确定浓密后磨矿浓度为60%。     2、捕收剂种类试验     针对锌硫分离尾矿具有的一些基本性质和现场工艺流程所用药剂制度，在此做了丁基钠黄药、Y89和PAC对锌尾矿再选铜的捕收剂种类试验，试验结果见表3。 表3  不同捕收剂种类试验结果%药剂及用量/(g·t-1)产品名称产率品位回收率CuZnCuZnY89 40铜粗精矿 铜粗尾矿 原矿17.34 82.66 100.02.40 0.26 0.632.20 0.50 0.7965.94 34.06 100.047.99 52.01 100.0丁基钠黄药40铜粗精矿 铜粗尾矿 原矿14.06 85.94 100.02.51 0.37 0.671.90 0.50 0.7052.59 47.41 100.038.33 61.67 100.0PAC 40铜粗精矿 铜粗尾矿 原矿15.15 84.85 100.01.88 0.36 0.591.38 0.48 0.6248.26 51.74 100.033.93 66.07 100.0     从表3可以看出，在三种药剂用量相同时，针对锌尾矿所含铜矿物被捕收效果而言，Y89指标较好，铜回收率最高，结合Y89所具有的药剂性能，初步确定锌尾矿再选铜及伴生金银时使用高效捕收剂Y89。     3、磨矿时间试验     通过浮选原矿预处理不同方案试验可以看出，锌尾矿原矿浆通过浓密再磨后，目的矿物表面实现了改性，同时，目的矿物的单体解离度进一步得到提高，为了探索目的矿物在何种磨矿条件和解离度下，回收率最高，对锌尾矿做了磨矿时间试验，试验结果见图1。    从图1可以看出，再磨是有必要的，磨矿时间为3min时较好。在以后的试验中，磨矿时间均为3min，此时细度达-38μm占96%左右。     4、pH值试验     在现场工艺流程中，混选和锌硫分离作业分别添加石灰进行调浆和压硫，针对锌尾矿的矿物特点，再磨后，目的矿物和非目的矿物表面不同程度实现了表面改性，可通过添加石灰进行再次调浆和压硫，试验结果见图2。    从图2中可以看出，随石灰用量的增加，铜粗精矿铜回收率和品位都在增加，综合考虑，pH为11.70～12.00时较好。     5、Y89药剂用量试验     初步确定使用Y89剂后，对Y89做了用量试验，试验结果见图3。    考虑到本次试验应把铜粗精矿铜品位放在重点，综合考虑各个指标，Y89用量为60g/t时较好。     6、Na2S03用量试验     考虑到Na2S03和石灰可以联合抑制黄铁矿，并且Na2S03可以活化黄铜矿的特性，为此做了Na2S03不同用量试验，试验结果见图4。    从图4中可以看出，Na2S03对抑制黄铁矿有一定的作用效果，对黄铜矿的活化作用不明显，适宜的Na2S03用量为50g/t。     （二）开路试验     在上述条件试验的基础上，对锌尾矿再选铜进行了开路试验，试验流程是一次粗选、两次精选、四次扫选，试验结果见表4。 表4  开路试验结果%产品名称产率品位回收率CuZnCuZn铜粗精矿 尾矿 中矿1 中矿2 扫精1 扫精2 扫精3 扫精4 原矿 铜粗泡 精一泡 铜粗尾矿 扫1尾矿 扫2尾矿 扫3尾矿2.76 67.22 9.00 2.24 6.71 4.70 4.47 2.89 100.0 14.01 11.76 85.99 79.28 74.58 70.117.60 0.23 0.85 1.71 1.10 0.86 0.61 0.56 0.64 2.32 2.44 0.36 0.30 0.27 0.243.43 0.35 0.63 0.98 0.80 0.65 0.60 0.40 0.53 1.24 1.29 0.42 0.38 0.37 0.3532.95 24.27 12.01 6.02 11.59 6.35 4.28 2.54 100.0 50.98 44.95 49.02 37.43 31.08 26.8117.83 44.28 10.67 4.14 10.10 5.75 5.04 2.18 100.0 32.64 28.50 67.36 57.26 51.50 46.46     从表4数据中可以看出，开路试验结果与粗选条件试验结果相吻合，由于扫选Ⅱ尾矿与扫选Ⅲ尾矿铜品位只差0.03%，所以初步确定做闭路试验时，采用一次粗选、三次精选、两次扫选流程，这样有利于保证回收率前提下提高铜精矿铜品位。     （三）闭路试验     结合开路试验结果，闭路试验采用一次粗选、三次精选、两次扫选工艺流程，试验结果见表5。 表5  闭路试验结果%产品 名称产率品位回收率CuZnAuAgCuZnAu(g/t)Ag(g/t)铜精矿 铜尾矿4.46 95.5413.78 0.395.13 0.541.10 0.43335.32 33.2662.28 37.7230.89 69.1110.74 89.2632.01 67.99     三、技术经济评价     单纯分析回收铜所创造的经济价值，按日处理量4000t和锌尾矿产率12.314%对每天创造的经济价值进行测算：日产出铜金属量3.037t，其经济价值为75925元，材料成本合计为11789.5元，每天创造的经济价值达64135.5元，若加上金银达到计价品位后创造的经济价值，效益十分显著。     四、结语     （一）粗选条件探索试验发现，锌尾矿浆通过再磨后，对目的矿物的表面改性效果较好，磨矿时间初步确定为3min，细度为-38μm占96%；Y89对目的矿物的捕收效果较好，其用量为60g/t；调整pH值为11.70～12.00较好，Na2S03能够抑制黄铁矿活化黄铜矿。     （二）锌硫分离尾矿经一次粗选、三次精选、两次扫选可以从含铜0.99%的原矿中浮选获得铜品位为13.78%的铜精矿，富集比为13.92，铜回收率为62.28%，铜精矿含锌为5.13%，金、银回收率达10.74%和32.01%，品位分别为1.10g/t和335.32g/t。     （三）通过技术经济效益分析可知，锌尾矿再选铜可创造较好的经济效益，经过测算，每天创造的经济价值达64135.5元，这些尚未加上金银达到计价品位后所创造的经济价值。     （四）通过试验研究和技术经济评价，新疆阿舍勒铜矿锌硫分离作业尾矿再选铜具有可行性，浮选出的铜精矿产品可和原铜精矿产品进行配矿销售或合格后直接销售，经济效益显著。