又叫硫化尿素，分子式为SCN2H4，白色具光泽菱形六面体，味苦，密度为1。405克/立方厘米，易溶于水，水溶液呈中性。毒性小，无腐蚀性，对人体无危害。 能溶金为实验所证明，在氧化剂存鄙人，金呈Au(SCN2H4)2+络阳离子形状转入酸性液中。溶金是电化学腐蚀进程，其他化学方程式可用下式表明： Au + 2SCN2H4 = Au(SCN2H4)+2 +e 挑选适合的氧化剂是酸性溶金的关键问题，较适合的氧化剂为Fe3+和溶解氧，因而溶金的化学反应式可表明为： Au+2SCN2H4 +Fe3+ = Au(SCN2H4)+2 +Fe2+ Au +1/4O2 +H+ +2SCN2H4 = Au(SCN2H4)+2 +1/2H2O 溶金所得贵液，依据其所含金量的凹凸，可选用铁、铝置换或电积办法沉金，金泥溶炼得到合质金。金泥溶炼工艺与化金泥相同。 溶金时的浸出率首要取决于介质PH值、氧化剂类型与用量、用量、矿藏组成及金粒巨细、浸出温度、浸出时刻及浸金工艺等要素。 在碱性液中不安稳，易分解为硫化物和基。但在酸性介质中较安稳。因而从的安稳性考虑，提金时一般选用的稀硫酸溶液作浸出剂，并且应该留意先加酸后加，避免矿浆部分温度过高而使水解失效。 介质酸度与浓度有关，酸度在随浓度进步而下降，在常温用量条件下介质PH值小于1.5为宜，但酸度不宜太大，否则会添加杂质的酸溶量。 溶金时需添加一定量的氧化剂，较为抱负的氧化剂为二氧化锰、二硫甲脒、高价铁盐和溶解氧。酸性液溶金时只需保持矿浆中溶解氧的浓度，高价铁盐可得到再生。 为有机络合物，在酸性液中能够和许多金属阳离子构成络阳离子，除外，其他金属的络阳离子的安稳性小，因而酸性液溶金具有较高的挑选性。但原猜中的铜、铋氧化物会酸溶，并与络合而下降浸金作用和添加用量，原猜中含较多量的酸溶物(如二价铁、碳酸盐、有色金属氧化物等)和还原性组分时会添加氧化剂及硫酸的耗费，并下降金的浸出率。但铜、砷、锑、铅等硫化矿藏对溶金的有害影响较小，因而酸性液溶金能够从杂乱的难选金矿藏质料挑选性提取金银。 金粒巨细是影响金浸出率的要素之一。 溶金速度随浸出温度上升而进步，但的热安稳小，温度过高易发作水解而失效，矿浆温度不宜超越55度，一般在室温下进行提金。 金的浸出率一般随用量的增大而进步，因为提金首要靠高价铁离子作氧化剂，溶液中高价铁离子浓度远较溶解氧浓度高并且能够调理，所以溶金的浓度较高，硫用量随质料含金量而异，其单耗(千克/吨)为几千克至几十千克。 金的浸出率一般随浸出时刻的添加而进步。 金的浸出率与浸金工艺有关，选用一步法(如炭浆法、炭浸法)提金工艺能够明显缩短浸金时刻。  法提金是一项无毒提金新工艺，我国已选用此法来处理重选金精矿和浮选金精矿。但此工艺现在仍存在本钱较高的问题。

目前粗铅火法精炼的方法备受业内人士关注以及交流学习。粗铅火法精炼是分段脱除熔融粗铅中的杂质，产出精铅的过程，为火法炼铅流程的重要组成部分。铅熔炼产出的粗铅，除含有铜、镍、钴、铋、锡、砷、锑、锌、硫等杂质外，还有金、银等贵金属和硒、碲等稀有金属，杂质总量约为1％～4％。因此，精炼的目的不仅要脱除对铅性质有不良影响的杂质，使精铅符合用户的要求，而且还要综合回收粗铅中的有价金属。粗铅精炼有火法精炼和电解精炼(见铅电解精炼)两种方法。中国、加拿大和日本等国的炼铅厂，一般采用粗铅火法精炼脱铜后再进行电解精炼的工艺流程，世界其他国家都采用火法精炼流程。火法精炼流程所产的精铅约占精铅总量的80％。与电解精炼相比，火法精炼的主要优点是设备及工艺操作简单，基建投资省；可处理成分复杂的粗铅，产出不同品级的精铅；生产周期短，能耗少。但火法精炼过程繁杂，产出一系列的副产品，每种副产品都需要单独处理，增加了处理费用，降低了综合回收率。无论是采用火法精炼或电解精炼，都可获得纯度达99．99％的精铅。火法精炼由除铜，除砷、锑、锡，加锌脱银，除锌，除铋和除钙镁等作业组成。其中粗铅中去铜是最最关键的一步。因为从粗铅中分离铜的过程不论是火法精炼还是电解精炼，粗铅除铜都是精炼的第一道作业。粗铅除铜的方法有熔析法和加硫法两种方法，大多数工厂都采用先熔析、后加硫的两段除铜方法。所以运用好粗铅除铜技术对粗铅的提炼师非常重要的。

熔炼产出的粗铅纯度在96%-99%规模，其他1%-4%为贵金属金银、硒、碲等稀有金属以及铜、镍、硒、锑和铋等杂质。粗铅中的贵金属的价值有时要超越铅的价值，有必要提取出来，而杂质成分对铅的展性和抗蚀性发作有害影响，有必要除掉。因而要对粗铅进行精粹。    粗铅精粹有火法精粹和电解精粹两种。我国和日本的炼铅厂一般选用电解精粹，国际其他国家均选用火法精粹法。火法精粹设备与工艺简略，建造费用较低，能耗低，出产周期短。其缺陷是进程冗杂，中间产品种类多，均需独自处理，金属收回率较低；电解精粹出产率高，金属直收率高，易于机械化和自动化，可一次产出高纯度精铅。但建造出资大，出产周期较长。      （一）粗铅火法精粹    该法一般由熔析和加硫除铜一氧化精粹除砷锑一加锌提银一氧化或真空除锌一加钙镁除铋等工序组成。我国西北铅锌冶炼厂等厂选用此法。    1．粗铅熔析和加硫除铜    粗铅含铜一般为1.2%-2.0%，选用熔析法下降铅中含铜。熔析法的基本原理是，粗铅中的铜能与砷、锑生成安稳的难熔的化合物—砷化铜和锑化铜，这些化合物不溶于铅而以固态进入浮渣与铅别离。熔析法可将粗铅中铜降至0.1％以下。    熔析法所用设备有反射炉和熔析锅，大型炼铅厂多用熔析锅。熔析锅用铸钢制成，容量30-370t，以重油作燃料。熔析温度500-600℃，熔析渣浮出铅液面用捞渣器捞出。    为进一步脱铜，熔析处理的铅再进行加硫处理。该办法是使用铜对硫的亲和力大于铅对硫的亲和力，生成密度比铅小的Cu2S ,且在320-340℃作业温度下Cu2S不溶于铅的特性，在熔铅中参加硫黄将铜进一步除到0.001％-0.002％。    2．粗铅氧化精粹    此办法的意图是从除过铜的粗铅中进一步除掉锡、砷、锑等杂质。精粹在反射炉中进行，炉温控制在800-900℃，开着炉门靠流入空气自然通风氧化杂质，使锡、砷、锑与铅生成铅盐浮渣，然后用入工捞出。    3．粗铅加锌除银与随后除锌    向熔铅中参加锌，即可与铅中的金和银生成锌金化合物和锌银化合物。此生成物性质安稳、熔点高、密度比铅小，不溶于为锌饱满的铅，因而以固体形状浮于铅液表面构成银锌壳，使贵金属与铅别离。    加锌提银在加锌锅中进行，加锌量为铅重的1.5%-2%，作业温度分450-480℃、330-340℃和420-430℃三段进行。捞出银锌壳，铅液含银低于2g/t。[next]    除银后铅中常含有0.6%-0.7%的锌需求除掉。一般选用氧化除锌法，该法使用锌氧化成的ZnO不溶于铅并浮出铅水而除掉。进程在750-900℃进行，氧化剂可所以空气、水蒸气或氧，经此氧化铅含锌能够降至0.0025%。    4．粗铅除铋    该法选用加钙镁熔炼以除掉铅中的铋，熔炼时钙、镁与铅中铋生成的不溶于铅和密度小于铅的Bi3Ca和Bi3Mg2浮渣壳。出产中钙以Pb-Ca合金方式参加，操作温度380-390℃。通过两次除铋作业，可将粗铅中铋从0.5％-1.0％降到0.005％以下。除铋后粗铅还要通过一次精粹除钙镁，办法有吹风氧化、吹及碱性精粹法，其间以碱性精粹法效果最好。    （二）粗铅电解精粹    电解时以铅和为电介质，在直流电效果下，将粗铅电解成精铅。我国铅电解精粹工艺流程由火法除铜精粹和电解两段作业组成。    1．粗铅接连脱铜    这是我国沈阳冶炼厂开发的粗铅除铜技能，同上述分批除铜法比较，本工艺燃料耗费低，中间产品少，处理简略，出产效率高。接连脱铜在一设有隔墙的反射炉中进行，炉内分为加料区（熔池深1.2m）、熔炼区（熔池深2m）和储存区。熔炼炉产出的铅水直接参加熔炼区，加硫熔析，使铅中铜生成铜锍，并加碱（Na2CO3）下降锍中含铅量一起使砷、锑与碱效果生成盐进入炉渣。储存区与熔炼区间隔墙下开有通道，精粹脱铜铅经由通道进入储存区，再由虹吸口放出，铸成阳极，送电解工序。    2．电解    电解时，以电解铅片作阴极，脱铜后的铅作阳极，在和铅水溶液中进行电解。在直流电效果下，阳极氧化成铅离子进入溶液，阴极上溶液中铅离子复原分出：    阳极                   Pb→Pb2++2e    阴极                   Pb2++2e→Pb    电解进程中，标准电极电位较铅负的金属，如铁、锌、锡、镍、钻等与铅一道电化溶解进入溶液，而电极电位较铅正的金属，如银、金、铜、砷、蹄等不溶解而构成阳极泥沉于电解槽底。通过必定周期，残阳极回来精粹炉熔炼，阴极分出铅通过熔化除微量锡、砷、锑杂质后，铸成精铅锭。阳极泥用于收回贵金属。    电解在内衬耐腐蚀材料的钢筋混凝土制成的电解槽内进行。铅电解的首要技能条件为：电解液总酸量120-160 g/L,含铅90-125 g/L,电解温度32-45℃，电流密度120-200A/m2，同极矩95mm，精铅含铅99.98％-99.99％。

与氯都是卤族元素，具有较类似的化学性质。不同之处是，Cl2为气体，Br2为稠密的赤色发烟液体。的浸金速度快、无毒、对溶液pH值改变的适应性较宽。早在1881年就有法浸金的美国专利申请，但由于试剂耗费量大以及的蒸汽压高，在反响进程中会有蒸气逸出，具有腐蚀性且影响健康，因此长时刻未获推行运用。自20世纪80年代以来，跟着化物试剂的本钱下降，并有或许经过必定的办法再生试剂，以及一些蒸汽压低的化物（例如液体载体Geobrom3400等）的呈现，再次引起人们的重视，并展开了不少研究工作，但间隔实践运用还较远。 金在和化物溶液中溶解是电化学进程： 阴极进程              Br2＋2e→2Br－                EΘ=1.065V 阳极进程              Au＋4Br－→AuBr4－＋3e         EΘ=－0.87V 总进程                2Au＋3Br2＋2Br－→2AuBr4－ 跟着Br－浓度的添加，AuBr4－的安稳区增大。在室温下，最佳的溶金区域在pH为4～6，电位为0.7～0.9V（对甘电极）。假如溶液pH值高，会发生下列反响耗费： 2OH－＋Br2→BrO－＋Br－＋H2O 3BrO－→2Br－＋BrO3－ 在化物溶液中有较大的溶解度，会生成Br3－。Br3－具有较强的氧化才干，有利于金的溶解。用化物法浸金时，能够由外部参加到溶液中，也能够在溶液中直接发生，例如往酸化后的溶液中参加化钠，这样发生的，其活性更强。 在很多的化物浸取剂中，以Geobrom系列的试剂作用较好，包含Geobrom3114（氯二甲基乙内酰胺，一种强氧化剂，是次酸与次氯酸的混合物）、Geobrom5500（二二甲基乙内酰胺）和Geobrom3400（据称是一种彻底无机液体载体）。其间以Geobrom3400的作用尤为杰出，是美国印第安纳州Great Lakes化学公司的产品，是一种蒸汽压较低的液体载体，用于处理难浸金矿取得了较好的浸出目标。例如，国外对含碳、硫高的（C10%～15%，S12%～15%）金精矿，经焙烧预处理后得到的两种焙砂，含Au298g/t和541g/t，实验运用Geobrom3400 4g/L，NaBr0～8g/L，pH=5～6，浸出时刻6h，金的浸出率别离到达94%和96%，试剂的均匀耗费量为8.5kg/t焙砂（该试剂的报价为1.34美元/kg）。还对含金很高的黑砂精矿（Au6.2kg/t）用Geobrom3400浸出金，试剂耗费量为130kg/t精矿。浸取2h的金浸出率为92%，浸取4h的金浸出率达96%，选用三段浸出以到达最高的浸出率，然后用离子交换法收回金，并实验了的电化学再生的办法。如用电化学办法再生，则Geobrom3400浸取剂的费用大幅度下降。关于不含砷的难处理含碳微细粒金矿，化法浸取的作用也较好。例如，国内曾实验用Br2－NaBr溶液处理贵州紫木凼微细粒金氧化矿，渣含金可降到0.2g/t以下。澳大利亚Kalias公司开发K－浸出法（K－Process），也是使用化物作为浸取剂，或许包含和盐，可在中性介质浸出矿石中的金。加拿大开发的另一种称为Bio－D的浸取剂，是由化钠与氧化剂制造的浸取剂，可在弱酸性至中性介质浸出矿石中的金，试剂易再生，并可生物降解。总归，化法的关键是下降试剂耗费，进步的使用率，才干在经济上与传统的化法相竞赛。

又称为硫化脲素（H2NCSNH2），是一种有机化合物。其粉末晶体易溶于水，25℃时在水中的溶解度为142g/L，水溶液呈中性，无腐蚀性。的重要特性是在水溶液中能与过渡金属离子生成安稳的络阳离子，反响的通式可写成： Men＋＋x（Thio）→［Me（Thio）x］n＋ 式中 Thio－； n－化合价； x－配位数。 作为一种强酸位体，能够经过氮原子的非键电子对或硫原子与金属离子选择性结合。Au（I）－络阳离子（Au（Thio）2＋）的阳离子性质与对应的络阴离子（Au（CN）2－）性质彻底不同。尽管前者的安稳性比后者稍差，但除Hg（Thio）42＋比Au（Thio）2＋安稳外，其他金属（如Ag＋、Cu2＋、Cd2＋、Pb2＋、Zn2＋、Fe2＋、Bi3＋）的合作物都不如Au（Thio）2＋安稳，故对Au＋具有较好的选择性。在碱性溶液中不安稳，易分化生成硫化物和基，基水解则生成尿素，反响式为： SC（NH2）2＋2NaOH=Na2S＋H2N·CN＋2H2O H2N·CN＋H2O=CO（NH2）2 在酸性溶液中具有复原功能，易被氧化生成二硫甲脒（简写为RSSR），而二硫甲脒进一步氧化、分化成为基和元素硫，反响试为： 2SC（NH2）2=（SCN2H3）2＋2H＋＋2e （SCN2H3）2=SC（NH2）2＋H2N·CN＋S 溶液中的随介质酸度增高而趋于安稳。当介质的pH＜1.75时，高浓度的简单氧化，故浸取金时宜运用稀的酸性溶液。当介质的pH＞1.75时，则会发作水解，导致的消耗量增大和金的浸出速率减慢。 因为（SCN2H3）2/SC（NH2）2标准电位为的标准电位为＋0.42V，而SO42＋/H2SO4的电位为＋0.17V，故运用硫酸介质作为pH调整剂，可调整所要求的pH值，并防止氧化。鉴于溶液加热时会发作水解，故浸金时温度不宜过高，并且在酸制矿浆时，应向矿浆中加硫酸之后再参加，以防止矿浆部分温度过高而形成的水解丢失。 浸金有必要使金从零价态氧化成为＋1价的氧化态。在酸性溶液中有氧化剂，如过氧化氢、高铁离子等存在时，将金氧化的一起也被氧化。首先是被氧化成二硫甲脒，此反响是可逆的。当溶液的电位过高时，二硫甲脒会进一步被氧化成基、和元素硫。因而，要严格操控浸出时的电位，尽量削减的氧化丢失。 浸金的根本反响能够表明为： 金的氧化            Au=Au＋＋e－                              EΘ=1.69V 溶解金          Au＋2（Thio）→Au（Thio）2＋＋e－         EΘ=0.38V 二硫甲脒的生成      2（Thio）=RSSR＋2H＋＋2e－                EΘ=0.42V 金与二硫甲脒的反响  Au＋RSSR＋2H＋＋e－→Au（Thio）2＋          EΘ=0.04V 在含Fe3＋溶液中，Fe3＋起氧化剂的效果 Fe3＋＋e－=Fe2＋                         EΘ=1.69V Au＋2（Thio）＋Fe3＋→Au（Thio）2＋＋Fe2＋         EΘ=0.38V 为使浸金进程顺利进行，需引进恰当的氧化剂，如氧气、二氧化锰、过氧化氢、高价铁盐等，并操控溶液的氧化复原电位在＋140mV左右，使之发生适量的二硫甲脒，而又不使过多分化。因而，也有在浸出后期用通入SO2复原剂的办法，以防止二硫甲脒进一步氧化，并使部分二硫甲脒复原，削减的丢失。 下面扼要介绍浸金的几个较典型的研究结果。 一、浸出黄铁矿金精矿 为开发美国加州Jamestown矿，Bacon Donaldso联合公司承当对Sonora黄铁矿金精矿进行了三周750g/h规划的浸出中间工厂实验；Wright工程设计公司依据中间工厂实验数据，预算了选用浸出和铝粉置换沉积法收回金的工业出产成本。 浸出由两个浸出段组成，每段有6个串联的浸出槽，每个浸出槽的容积为2L。两段浸出（每段浸出2h），金的浸出率达96%。浸出的最佳工艺参数是：40℃，矿浆浓度40%固体，5g/L（其间约20%～50%被氧化成二硫甲脒），硫酸15g/L。运用增加H2O2氧化剂和通入SO2气体复原二硫甲脒的办法来操控溶液的氧化复原电位，用铂－甘电极经过4个电位操控器进行监控。在每个浸出段的榜首个浸出槽中参加5%H2O2坚持氧化条件，在第三个和第五个浸出槽中通入SO2气体坚持复原条件。浸出液再用SO2气体复原，使其间的二硫甲脒悉数复原成，然后用雾化铝粉置换法从溶液中收回金，铝粉参加量为600mg/L，反响时刻30min，金的置换收回率为99.5%，过滤后溶液回来浸出用。 该工艺的消耗量是：当榜首段溶液的50%回来到第二段时，耗量为4.1kg/t；假如溶液的回来量增加到80%时，耗量为1.9kg/t。其他试剂消耗量为：硫酸11.0kg/t、H2O21.7kg/t、SO23.2kg/t、铝粉0.75kg/t。Wright公司预算一个日处理200t金精矿的浸出工厂的费用是：总投资240万美元，年出产黄金13万oz，年总操作费1500万美元（11.57美元/oz）。 二、浸出含金的黄铜矿精矿 加拿大魁北克区域有含金黄铜矿精矿，含Au51～53g/t，Ag87g/t，Cu17%，Fe35%；首要矿藏是黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿及少数的石英、绿泥石等。选用浸出的实验条件是：磨矿粒度100%－325mesh，矿浆浓度20%，25℃，2h，6g/L（0.013mol/L），硫酸0.178mol/L。用O2（1L/min）作氧化剂时，金浸出率为92%；用Na2O2（2g/L）作氧化剂时，金浸出率为82%；用O3（1g/L）作氧化剂时，浸出时刻30min，金浸出率达95%，浸出速度大大加速。 三、浸出含金的锑精矿 澳大利亚新南威尔士的含金辉锑矿，含Sb4.5%和Au9g/t。经重选富集后得辉锑矿精矿，含金档次提高到2kg/t，因为用化法处理效果欠安，曾实验用浸出法处理。当消耗量为2kg/t时，金的浸出率＞85%。我国湖南含金锑精矿，含Au60.4g/t，Sb31.7%，S30.81%，曾实验用酸性浸出法处理，然后用铁粉置换金。经一段浸出6h，金的浸出率为40.9%，锑根本上不被浸出，到达金、锑别离的意图。 四、浸出含砷锑硫的浮选金精矿 加拿大Lakefield研究所对含砷锑硫浮选金精矿（含Au75g/t），先用加压氧化浸出法预处理脱砷后，然后对此含有Fe3＋的酸性矿浆直接用浸出，在浸出进程中Fe3＋起氧化剂的效果。金的浸出率是跟着浓度由2g/L增到10g/L、温度由15℃升至40℃而不断提高。往矿浆中通入适量的SO2气体，使溶液电位坚持在200～250mV范围内，这时金的浸出率可达96%～98%。 五、浸出－铁板置换－步法提金 我国黄金研究所对广西龙水金精矿提出了浸出－铁板置换一步法提金的新工艺，即酸性浸出金与铁板置换沉积金同在一个设备内完结。该工艺曾在现场进行了工业实验，其首要操作条件和技能经济指标如下：处理才能为10t/d，磨矿粒度94%－325mesh，矿浆浓度33%，金精矿档次（Au25～35g/t，Fe39.4%，S43.87%，As0.28%。C0.996%）,用量4kg/t，开始浓度0.2%，硫酸用量50kg/t，溶液pH=1～1.15，浸出－置换时刻共10h，铁板置换面积2.2m2/m3，金泥擦拭间隔时刻2h，金泥擦拭间隔时刻2h，金泥档次1%～3%，金泥产率0.5%～0.7%，尾矿档次0.30～0.35g/t，贵液档次16.51g/L，贫液档次0.166g/L，金浸出率91.45%，金置换率98.94%，单耗3.79kg/t，硫酸单耗47.3kg/t，单位成本75.3元/t矿。存在的首要问题是：消耗量高、金泥档次低以及金的实收率较低一级。 浸金法具有无毒、浸出速度快等显着长处。但因为试剂单耗量过高，在经济上尚难于与惯例化浸金法相竞赛，因而有待做更多的作业以获得新的打破。

粗铅价格是很多铅投资人士、很多粗铅企业关注的焦点，及时掌握粗铅的价格信息、交易状况、市场供求关系、行情走势等，是在粗铅投资交易中获得成功的关键。    2010年8月18日讯，现货粗铅价格今报16150-16350元/吨，持平。隔夜伦铅得利好消息的提振，继而收升摆脱连日颓势。国内现货方面，对于隔夜外盘的提振收涨，可能是由于下游蓄电池生产偏淡的缘故，贸易商今日依然对现货粗铅价格报价持不变态度。此外，部分下游制造商仍对粗铅价格会有调整的预期，现不愿接货，成交平平。    中国国家统计局相关人士周三(8月11日)表示，由于安徽省一家大型铅冶炼企业此前误漏报其废铅冶炼产量，经加补相关数字后，1-7月铅产量因而大幅上修28.1万吨，该数字接近全国单月产量。统计局数据显示，中国1-7月累计铅产量为222.1万吨，而此前公布的1-6月铅产量仅为155.6万吨，二者之差达66.5万吨，而7月产量仅为38.4万吨。其分项数据亦显示，本期铅产量数据调整量为28.1万吨。    伦铅结束其短暂的一日涨势，再次陷入跌势。国内现货方面，由于外盘的下挫，今日市场报价普遍下调50元/吨附近。据了解，目前下游方面仍有拿货需求。相反上游部分厂家没有报价，使得下游接货有所不顺从而再次陷入僵持，市场交投一般。现货市场某铅贸易商说：“隔夜外盘的再度走低，促使今日国内市场粗铅价格普遍下调价格50元/吨左右。我们今日报价也在16300元/吨附近，出金沙铅。下游制造商拿货今天还蛮多，上午出了150吨货。”另一铅贸易商说：“今天我们报价下调个50元/吨，云南一带产的粗铅价格和金沙铅分别报在16100元/吨、16300元/吨左右，上午一共出了145吨货。上游厂家部分没有报价，我们也接不太到多少货，目前只能消耗自己原有的库存。”        国内铅市在经过早盘的混乱后，在国内期货回调的背景下，云南铅交投重回16250一线，品牌粗铅价格回落至16400附近，但交投不佳。伦铅连续三日自高位回落，显示2250上方抛压非常巨大，短期多空双方继续胶着。MACD指标顶部背离，KDJ指标短线死叉，OBV量能指标动能趋缓，后市并不乐观。唯有均线指标继续向上发散，暗示短期仍处于多头市场。    更多关于粗铅价格的资讯，请登录上海有色网查询。     

2010年粗铅价格走势受到诸多不确定因素影响，这主要是由于铅价格的摇摆不定而导致的。上海有色网结合2010年粗铅行业所处的特殊环境，全面考虑内外部多重影响因素，对2010年中国粗铅价格走势及影响因素做了深入透彻研究并最终审核成稿。此外粗铅还经常被用于粗铅火法精炼。分段脱除熔融粗铅中的杂质，产出精铅的过程，为火法炼铅流程的重要组成部分。铅熔炼产出的粗铅，除含有铜、镍、钴、铋、锡、砷、锑、锌、硫等杂质外，还有金、银等贵金属和硒、碲等稀有金属，杂质总量约为1％～4％。因此，精炼的目的不仅要脱除对铅性质有不良影响的杂质，使精铅符合用户的要求，而且还要综合回收粗铅中的有价金属。下图可以帮助您可直白地了解：通过上述信息，您可以对2010年中国粗铅价格走势做出更科学的判断，从而为企业的生产、采购做出更科学的安排；您可以对影响2010年粗铅价格走势的诸多因素更理性的区别对待，从而能更有条不紊的推进企业战略规划的实施。 

一、金的提取冶金       金有必要从矿石中提取并提纯为纯金后才干运用，因此金的提取工艺得到不断改进和开展。但金的提取办法受金矿资源的影响很大，金矿的来历和性质不同，提取办法也就不同。一般分为易处理金矿和难处理金矿两大类。提金办法包含陈旧的混法、近代钓化法、电解精粹法以及尚在研讨与开发中的非化提金法等。       二、混法提金         混法是一种陈旧的提金办法，是运用可以与金和银构成齐的特色，使金和银同其他金属  矿藏和脉石选择性分隔。金矿混的产品是金膏，主要成分为金合金和银合金，经洗涤除掉  夹杂在其间的杂质后，用压滤法除掉过剩的，再经加热蒸馏进一步除后产出海绵金和银，送去熔炼和精粹，终究产品分别是金锭和银锭。此法是用于处理含粗粒金的矿石。在容器内进行混称为和“内混”，一般是磨矿与混一起进行；“外混”则是先磨矿、后混，在磨矿容器外进行混。内混法常用于砂金矿提金；外混规律很少独自运用，多与重选、浮选和化法联合运用，用于处理多金属硫化物脉金矿石，收回其间的粗金粒。混法所用设备和操作都比较简单、本钱较低、收回率也较高。但由于有剧毒，此法现已少用。

用捕集银矿石中的银、金使之与其他金属矿藏和脉石别离而被提取的进程，为银矿石提银办法之一。对矿浆中的细粒金、银具有选择性润湿(捕集)效果，并与金、银生成齐合金，齐经蒸馏蒸发别离后取得金、银。此法首要用于处理含天然银、天然金一银矿及角银矿等矿藏。混法始于我国秦末汉初(公元前200年)，后来传到欧、亚各国，从16世纪初到19世纪末，曾是提取银的首要办法，后因严峻污染环境已很少运用，仅作为重选、浮选、化法提银等办法的一种辅佐手法。 混法提银首要由磨矿、筛分、重选、混、揉捏、蒸馏、熔炼等进程组成。银矿石用球磨机、棒磨机等磨细到0．2mm以下，然后筛分除掉粗粒贫矿；再用洗矿槽、跳汰机、水力旋流器、绒面溜槽和摇床等进行重选，得到含银和金的黑砂精矿。黑砂精矿在磨矿机、混板或混桶中进行混，银和金进入膏。再用捕集器、溜槽、分级机等将膏和尾矿别离。含贵金属高的混尾矿送冶炼厂或化厂进一步处理收回其间的贵金属。别离出尾矿后的膏在磨矿机中和水在一同研磨，使固体夹杂物疏松和游离，用刮板或磁选除掉表面的杂质，取得洁净的齐。再将洁净的齐装入厚帆布袋，揉捏除掉剩余的，取得含30％～60％的干齐。将干齐放入铸铁釜或钢蒸馏釜中，在1073K温度下蒸馏蒸发然后冷凝收回，得到银和金含量超越90％的海绵块。将海绵块和熔剂混合，在1273～1473K温度下进行熔炼，得到金银合金锭。金银合金锭先经银电解得银；银阳极泥中的金再与黑金粉一同进行金电解得金。 20世纪80年代呈现一些新的混设备和工艺，新设备如旋流混器、接连混器、干式电混器等。美国研制出的“强化”，其捕集金、银的才能是普通的300倍。新工艺的混在密闭的负压管道中进行，避免蒸发污染环境，本钱仅为重选一冶炼法的43％。

炭浆法提金工艺是化提金的办法之一，是含金物料化浸出完结之后，一价金[KAu(CN)2]进行炭吸附的工艺进程。人们早已发现活性炭能够从溶液中吸附贵金属，开端只从清液中吸附金，将载金炭熔炼以收回金。因为化矿浆需经固液别离得到清液和活性炭不能回来运用，此法在工业上无法与广泛运用的锌置换法竞赛。后来用活性炭直接从化矿浆中吸附金，这样就省去了固液别离作业;载金活性炭用和混合液解吸金银，活性炭通过活化处理能够回来运用。因而，近年来炭浆法提金开展成为提金新工艺，我国在河南省灵湖金矿和吉林省赤卫沟金矿等建成了运用炭浆法提金工艺的出产工厂。 炭浆法提金工艺进程包含质料制备及活性炭再生等首要作业，其工艺流程见图8-2。(1)质料制备 把含金物料碎磨至适于化粒度，一般要求小于28目，并除掉木屑等杂质，经浓缩脱水使浸出矿浆浓度到达45%～50%为宜。 (2)拌和浸出 与惯例化法相同，一般为5～8个拌和槽。 (3)炭吸附化矿浆进入拌和吸附槽(炭浆槽)，河南省灵湖金矿在吸浆槽中装有格局筛和矿浆提高器，用它完成活性炭和矿浆逆向活动，吸附矿浆中已溶的金，桥式筛能够削减活性炭的磨损。现在，桥式筛的筛孔易被活性炭阻塞，要用压缩空气打扫。 (4)载金炭解吸现在可用四种办法解吸：①热苛性溶液解吸;②低浓度苛性溶液加酒精解吸;③在加温加压条件下用苛性溶液解吸;④高浓度苛性溶液解吸。 (5)电积法或惯例锌粉置换沉积金 载金炭解吸可得到含金达600克/米3的高品位贵液，经电积或锌置换法得到金粉，并送熔炼得到金锭。 (6)活性炭的再生运用 解吸后的活性炭先用稀硫酸(硝酸)酸洗，以除掉碳酸盐等聚积物，经几回回来运用后需进行热力活化以康复炭的吸附活性。 炭浆法提金首要适用于矿泥含量高的含金氧化矿石，因为矿石含泥高，固液别离困难，现有的过滤机不能使贵液和矿渣有用别离，因而惯例的化法不能得到较好的技能经济目标。实践标明，炭浆法提金在工业出产上取得了好效果。 1、简易探究选矿实验——实用于购买矿权之前，满意出资分析，下降出资危险开始价值判定。 2、矿石的可行性实验——实用于地质详查分析，满意点评，断定合理流程合理工艺目标。 3、体系工艺流程实验——实用于选厂建造之前，满意规划定案，找出规则断定最佳工艺目标。 4、技能攻关研讨实验——实用于矿难技能未解，满意提高效益，产品不合格收回低成本高时。 5、工艺流程验证实验——实用于矿石性质比照，满意药厂挑选，矿山有不同矿石断定适应性。 6、工艺流程考察实验——实用于现已出产选厂，满意现厂查因，进行选厂体检分析选厂问题。 1、断定矿石类型----需做光谱分析及稀贵元素化验。 2、查明矿石详细性质--需做多元素分析，断定有价及有害元素含量。 3、搞清矿石中各矿藏间联系，含量及成分--需做岩矿判定对选矿有严重指导意义。 4、断定元素在矿石中的详细存在方式及散布--需做物相分析，对选矿有指导意义。 5、精矿、尾矿化验---需做有价元素及有害元素。  6、原矿及精矿水份、矿石比重断定---选矿实践计量运用。

又叫硫化尿素，分子式为SCN2H4，白色具光泽菱形六面体，味苦，密度为1。405克/立方厘米，易溶于水，水溶液呈中性。毒性小，无腐蚀性，对人体无危害。 能溶金为实验所证明，在氧化剂存鄙人，金呈Au(SCN2H4)2+络阳离子形状转入酸性液中。溶金是电化学腐蚀进程，其他化学方程式可用下式表明： Au + 2SCN2H4 = Au(SCN2H4)+2 +e 挑选适合的氧化剂是酸性溶金的关键问题，较适合的氧化剂为Fe3+和溶解氧，因而溶金的化学反应式可表明为： Au+2SCN2H4 +Fe3+ = Au(SCN2H4)+2 +Fe2+ Au +1/4O2 +H+ +2SCN2H4 = Au(SCN2H4)+2 +1/2H2O 溶金所得贵液，依据其所含金量的凹凸，可选用铁、铝置换或电积办法沉金，金泥溶炼得到合质金。金泥溶炼工艺与化金泥相同。 溶金时的浸出率首要取决于介质PH值、氧化剂类型与用量、用量、矿藏组成及金粒巨细、浸出温度、浸出时刻及浸金工艺等要素。 在碱性液中不安稳，易分解为硫化物和基。但在酸性介质中较安稳。因而从的安稳性考虑，提金时一般选用的稀硫酸溶液作浸出剂，并且应该留意先加酸后加，避免矿浆部分温度过高而使水解失效。 介质酸度与浓度有关，酸度在随浓度进步而下降，在常温用量条件下介质PH值小于1.5为宜，但酸度不宜太大，否则会添加杂质的酸溶量。 溶金时需添加一定量的氧化剂，较为抱负的氧化剂为二氧化锰、二硫甲脒、高价铁盐和溶解氧。酸性液溶金时只需保持矿浆中溶解氧的浓度，高价铁盐可得到再生。 为有机络合物，在酸性液中能够和许多金属阳离子构成络阳离子，除外，其他金属的络阳离子的安稳性小，因而酸性液溶金具有较高的挑选性。但原猜中的铜、铋氧化物会酸溶，并与络合而下降浸金作用和添加用量，原猜中含较多量的酸溶物(如二价铁、碳酸盐、有色金属氧化物等)和还原性组分时会添加氧化剂及硫酸的耗费，并下降金的浸出率。但铜、砷、锑、铅等硫化矿藏对溶金的有害影响较小，因而酸性液溶金能够从杂乱的难选金矿藏质料挑选性提取金银。 金粒巨细是影响金浸出率的要素之一。 溶金速度随浸出温度上升而进步，但的热安稳小，温度过高易发作水解而失效，矿浆温度不宜超越55度，一般在室温下进行提金。 金的浸出率一般随用量的增大而进步，因为提金首要靠高价铁离子作氧化剂，溶液中高价铁离子浓度远较溶解氧浓度高并且能够调理，所以溶金的浓度较高，硫用量随质料含金量而异，其单耗(千克/吨)为几千克至几十千克。 金的浸出率一般随浸出时刻的添加而进步。 金的浸出率与浸金工艺有关，选用一步法(如炭浆法、炭浸法)提金工艺能够明显缩短浸金时刻。 法提金是一项无毒提金新工艺，我国已选用此法来处理重选金精矿和浮选金精矿。但此工艺现在仍存在本钱较高的问题。

化法是近代从矿石中提取金、银最常用的有用办法，从1889年开端使用，至今已有100多年的前史，该办法具有简易，经济，收回率高，适应性较强等长处。化进程包含用碱金属(NaCN，KCN）的水溶液作溶剂，浸取金矿石中的金和银，然后从浸出液中收回金和银等工序。通常是在充沛供氧的条件下，用浓度为0.03%～0.3%的溶液进行浸取，将矿石中的金溶出，其反应为：                           2Au＋4NaCN＋H2O＋0.5O2 →2NaAu（CN）2＋2Na0H       为了避免被水解和被溶液中的二氧化碳分化，以及削减和氧被铜、铁、砷、锑等硫化物耗费，常用石灰乳［Ca(OH) 2］作维护碱，保持溶液pH＝11～12a细磨物料和延伸浸取时刻能够进步金浸出率。为无色通明晶体，含有杂质时则呈灰黄色，毒性极强，易溶于水。会被水解生成挥发性的剧毒气体HCN，对此有必要特别注意。       化法浸出分为堆浸渗滤浸出和矿浆拌和浸出两种方法。前者适用于处理渗透性好的大颗粒物料，设备简略，操作费用低，多用于小型矿山，但金的浸出率较低。后者用于处理粒度小于0.3～0.4mm的矿石物料，金的浸出率较高，最高可达98%。

1.混法提金　 混法提金工艺是一种陈旧的提金工艺，既简洁，又经济，适于粗粒单体金的收回。我国不少黄金矿山还沿袭这一办法。跟着黄金出产的开展和科学技术进步，混法提金工艺也不断得到了改善和完善。因为环境保护要求日益严厉，有的矿山取消了混作业，为重选、浮选和化法提金工艺所替代。 在黄金出产中，混法提金工艺仍有其重要的效果，在国内外均有使用实例。现在河北张家口、辽宁二道沟、吉林夹皮沟、山东等不少金矿使用了此工艺。辽宁二道沟金矿原为单一浮选流程，依据矿石性质改为混加浮选联合流程，总收回率进步7.81%(混收回率达64.6%)，尾矿档次由0.74g/t降到0.32g/t，年获效益为158万元。混法提金工艺关键在于怎么采纳防护办法，消除毒污染。 2.化法提金工艺　       化法提金工艺是现代从矿石或精矿中提取金的首要办法。化法提金工艺包含：化浸出、浸出矿浆的洗刷过滤、化液或化矿浆中金的提取和制品的冶炼等几个根本工序。我国黄金矿山现有化厂根本选用两类提金工艺流程，一类是以稠密机进行接连逆流洗刷，用锌粉置换沉积收回金的所谓惯例化法提金工艺流程（CCD法和CCF法），另一类则是无须过滤洗刷，选用活性炭直接从化矿浆中吸附收回金的无过滤化炭浆工艺流程(CIP法和CIL法)。 惯例化法提金工艺按处理物料的不同又分两种：一种是处理浮选金精矿或处理混、重选尾矿的化厂。选用这种工艺的多是大型公营矿山。如河北金厂峪；辽宁五龙、河南杨寨峪；山东招远、新城、焦家、三山岛金矿。另一种是处理泥质氧化矿石，选用全泥拌和化的提金厂。如吉林海沟；黑龙江联合沟；安徽新桥金银矿等矿山。

水氯化法又称为化法。氯是一种强氧化剂，能与大多数元素反响。对金来说，氯既是氧化剂又是合作剂。金在饱满有Cl2的酸性氯化物溶液中被氧化，构成三价金的合作物阴离子，其化学反响为： 2Au＋3Cl2＋2HCl→2HAuCl4 2Au＋3Cl2＋2NaCl→2NaAuCl4 这一反响在溶液中氯浓度明显提高和pH值低的条件下，可以快速进行。水氯化法的特点是廉价、浸出速度快、不存在金粒表面的钝化问题，并且从浸出液中收回金相对简单。 在19世纪末，水氯化法曾被单个矿山用于从矿石中提金。后来因为化法的开展，此法停止运用。这是因为氯很生动，它能与大数硫化矿藏发作反响，氯的耗费量大，选择性差，再加上存在有Cl2的激烈气味与腐蚀性的问题。但到20世纪80年代后，因为水氯化法对难处理的微细粒碳质金矿可以获得较好的作用，因此再次引起了人们的重视，并获得了相应的开展。所用的氯化浸出剂，包含的、氯酸盐和次氯酸盐，还有HCl－NaCl和FeCl3等系统。 针对广东河台硫化物金精矿（Au50g/t，Ag25g/t，S20.59%，Cu3.19%）的非化法提金，选用水氯化浸出－树脂在浆提金的工艺流程，处理该硫化物金精矿经氧化焙烧后的焙砂，研讨了用量、增加氯盐、浸出时刻和树脂在浆等要素的影响，进行了公斤级扩展实验。结果表明，当所用焙砂含硫0.46%，通入量为21g/t时，耗费量约为35g/t，金的浸出率可达97.9%，浸渣含金降到1.3g/t以下。在矿浆中参加型强碱性阴离子交流树脂进行在浆吸附，可以加速金的浸出速度；载金树脂用筛分法从矿浆中别离出来，可省去冗杂的固液别离过滤洗刷工序；为削减树脂的磨损，延伸树脂的运用寿命，可在浸出后期参加树脂吸附已浸出的AuCl4－；筛分出的载金树脂，用3%的溶液进行金解吸，再用电积法得出金产品。 次氯酸盐是一种强氧化剂，它在氯化钠与FeCl3中可用于浸金，总反响可表示为： 3ClO－＋2Au＋5Cl－＋6H＋→2AuCl4－＋3H2O 选用次溶液浸出贵州紫木凼金矿获得了较好的作用，该矿归于超微细型含碳质难处理金矿（含Au3.9～4.1g/t，S1.16%，C0.1%～0.6%），金的粒度小于0.01μm，原矿直接化浸出时金浸出率低于30%，而用3%有效氯浓度的次溶液在常温下两段浸出的金浸出率可达85%。在碱性条件下用次溶液浸出金时，通常是用碳酸钠调理pH值为8～13。也可在酸性条件下用溶液浸出金，但有必要增加适量的氯化合作剂，如氯化钠。 用HCl－NaCl系统处理含硫低的氧化型金矿作用较好。例如，新疆伊犁河区域小阿西金矿归于地表氧化型含银高的金矿石（含Au13.4g/t，Ag452.4g/t，Fe4.95%，S0.147%，Cu0.11%）,在HCl－NaCl系统有氧化剂存在时，于温度80～90℃、浸出时刻6h、液固比10∶1的条件下，可以一起浸出金和银，金的浸出率96%，银的浸出率大于99%，银的浸出率大于99%。 用FeCl3系统浸出金也归于水氯化法浸出的一种。Fe3＋不能直接将Au氧化成Au3＋，但在有氯离子存在的条件下，坚持满足浓度的Fe3＋和Cl－（参加HCl或NaCl），在常温（25℃）和pH=1.0时，就会有如下的浸出反响： Au＋3Fe3＋＋4Cl－→AuCl4－＋3Fe2＋ 例如，运用酸性FeCl3溶液浸出湖南龙山砷锑金矿渣的焙砂，金的浸出率可达98%～99%，比化法的浸出率高4%～6%，浸渣含金由3～5g/t降到0.75～1.5g/t。 电氯化法浸出金是水氯化法的进一步开展，它是使用电解氯化钠溶液发生的氯来直接浸出矿石中金的一种办法。按电解浸出设备不同，又可分为有隔阂电解槽的电氯化浸出和无隔阂电解槽的电氯化浸出两种。电氯化法所用的试剂是价廉的氯化钠，但需耗费电能，电解槽浸出设备相对比较复杂，并且受金矿的性质及赋存状况的影响较大。电氯化法较适合于处理金呈游离态而无氯吸附物的石英脉金矿、铁帽型含金氧化矿以及含硫化物少的金矿，而对含硫化物高的金矿、含碳酸盐脉石多的金矿以及含砷、锑高和含硒、碲与含有碳质物的金矿则不适宜于电氯化法。此法已进行半工业实验，但尚未在工业上使用。

Davis最近的电化学研讨标明H2O2不适于现场（insitu )发生I2,碘的溶金速度比快10多倍,溶金进程特别与浸液中的氧化剂I-浓度比值和pH有关 ,关于含硫化物矿的非包体金矿石，美国研讨了用电化学氧化的办法从中提金,首要设备是一种隔阂电解槽，硫化物如FeS2的效果是调理浸出系统中的I2/I-比值以便发生较高浓度的浸出金剂I3- 。    与氯、比较，碘化法浸出金研讨不多，因为人们沉着地注意到碘的报价昂扬,碘试剂潜在商场首要是含金工业废料如废电子元器件的金再生。浸液一般由I2-KI或I2-IO3--I-组成,公认的浸出金剂是I3，金以AuI2-或AuI4-方式进入溶液，金沉积可用羟胺、盐还原剂，碘再生用C12、Na2O2等氧化剂。据3вяшнцев介绍，用每升含碘20g,碘化钾40 g的水溶液浸出金处理,然后以齐方式从含金的碘化物溶液中，将金分离出来。美国专使用碘-碘化钾-双醇系统，从含金物猜中收回金。因为该法在工艺进程中，排放毒性很大、具有催泪效果的碘代酮气体而使使用受限制。    北京市贵金属化冶厂用碘-钠--水系统，对废电子元器件上的金镀层溶蚀。这种实用性的研讨，比起工业上很难将碘试剂用于处理矿石或精矿的研讨更实践。

水溶化法在20世纪70年代末曾有不少专利。卡林（Carlin )公司用二次氯化法树立日处理500 t矿石的接连实验装置，使耗费大大下降，美国专利曾报导在328kPa氧压下（160℃）用氯化物溶液浸出，金浸出率高于98.5%。    化法（亦称湿法氯化或溶化）是在盐或酸的水溶液中，参加氯或其他氯化剂，使金被氯化而浸出提取。此法初期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沉积出金。后经开展成为19世纪末的首要浸出金办法之一。一般说来，原猜中但凡可溶的物质，化法也能够溶解。选用化法，金的浸出率比化法高，可达90% -98%，氯的报价比低，氯的耗费量约为0.7～2. 5 kg/t精矿。化法面世后，化法工艺在19世纪末也相继呈现，并开端广泛使用于从矿石中直接浸出金，故几乎在同一时刻化法在各工厂中止选用，近些年来，因为一些湿法冶金办法污染环境，化法又从头被用来提取金、银，往后它有或许再次成为金、银重要的冶金办法之一。    该工艺的特色是出资少，收回率高，有利于环保。化法实质上是一种氧化浸出。氯溶于水后，发作水解反响生成氧化性极强的次氯酸使金氯化成HAuCl4或NaAuCl4，再用二氧化硫、硫酸亚铁复原沉积。按运用的氯化剂和介质的不同，化分为：介质水溶化，次氯酸盐（次或）氯化和电氯化三种首要工艺。    基本原理    水氯化法浸金原理是：金在饱满有Cl2的酸性氯化物溶液中被氧化，构成三价金的络阴离子。    氯是一种强氧化剂，能与大多数元素起反响。对金来说，它既是氧化剂又是络合剂。在Au-H20-Cl- 系统的电位-pH图中，如下图所示，金被氯化而发作氧化并与氯离子络合，故称水氯化浸出金，其化学反响为：                               2Au＋3Cl2＋2HC1 ==== 2HAuC14                              2Au＋3Cl2＋2NaC1 ==== 2NaAuC14    这一反响是在溶液中氯浓度显着增高的低pH条件下快速进行的。    三价金在氯化物溶液中电位适当高：                                 Au＋4C1- ==== AuC14-＋3e-                                       Eө ＝1.00 V[next]    因而，已溶金很易被复原，故矿石浸出时溶液中有必要饱满。水氯化法的最大长处是廉价，浸出速度快，用于化法的浸出剂首要是（湿）氯和氯盐。因为氯的活性很高，不存在金粒表面被钝化的问题。因而，在给定的条件下，金的浸出速度很快，一般只需浸出1-2h。这种办法更适于处理碳质金矿、经酸洗过的含金矿石、锑渣、含砷精矿或矿石等，而且从溶液中收回金很简单。    可是，水氯化法也存在严峻的局限性：当硫化矿浸出时，会有一部分或大部分MeS溶解，这使废液处理复杂化，因而，关于含S<0.5%的酸性矿石，用水氯化法或许是合适的，除此，水氯化法还存在Cl2对现场的损害以及设备复杂化的问题，可是跟着复合金属的使用，设备问题或许会方便的解决。    南非有一座大型水氯化法处理重选金精矿的实验工厂。所用流程是：精矿在800℃下氧化焙烧脱硫后，将焙砂在通的溶液中浸出，金的浸出率达99%。然后用SO2复原，从溶液中沉积金。用氯化溶液洗刷后的金粉，纯度达三个九。    工艺特色    实践流程是矿石磨至-200目占65%以上，矿浆浓度45%，温度27-38℃，以500t/d的给矿量参加4台串联的拌和槽，总的拌和时刻为20 h。氯化槽是衬胶的，外涂尿烷泡沫隔热层。通过分配管道送入前三个槽，第四个槽是储槽，以使氯化反响完结。密封槽的气体排至洗刷塔，该塔为一填料塔,有纯碱溶液循环通过,氯同纯碱反响生成次,再回来流程中同矿浆作用,的使用率超越99%。已用氯化法处理约60×104t矿石，当给矿含金8.71 g/t时，提取率为83.5%，每吨矿石耗费18 kg。    凭借氯化使难选冶矿石适于化法的这种预氧化处理，在美国至少有两个较大的金矿山选用。尽管如此，也还存在不同观念。如马塞恩在关于莫克金矿流程挑选的证明中以为，若选用进行预氧化处理，在后继的化作业中欲达较高的金提取率，等药剂耗费甚高（86.26 kg/t矿石、碳酸钠48.12 kg/t矿石，金化浸出率方可达84%），因而以为该矿预先氯化不是一种经济实用的办法。    漫金作用    水溶化作为预处理手法受到重视，并在固执矿石或精矿的处理上得到了工业使用。其间一例是卡林金矿选厂处理含碳难选矿石时选用的矿浆氧化法。卡林氧化矿石中存在活性炭及长链有机碳水化合物，难以用惯例化法处理，但发现含碳物质的有害影响可用矿浆中加氧化剂来消除，即可选用或使用就地电解含盐矿浆发生的次，将炭及有机碳水化合物氧化成CO或CO2。这种经氯化法预处理过的矿浆便可直接给入化回路。    水溶化法还可用于地下浸出，涅别拉以为这是从含金0.6-2.1g/t的贫矿中提金最经济的办法。美国专利也曾介绍，为进行地下浸出，对含金矿石疏松爆炸，然后让含氯、氧化剂和有机物质（钠叠氮化酯、羟或乙二胺）的溶液流入与金络合。开始研讨标明，金的提取率达80％-90％（浸出时刻三周），并证明含金低浓度溶液可用吸附、离子交换或电解等办法收回其间80%一-90%的金。工业上能否选用这种地下浸出法首要取决于地质条件。    涅别拉供给了用于地下浸出的氯化物溶液的三种配方：①HCl+0.1mol/L NaCl+Cl2；(2)Ca（OH)2+C12，③NaCl+0.05 mol/L Na2C03＋Cl2，其间都是到达饱满的，并对三者的浸出作用作了比较。    化法提金在工业生产中现已得到实践使用。美国选用介质水溶化工艺成功地处理了碳质金矿石，于1980年在内华达州建成了碳质矿石处理工厂。Murchison联合矿藏公司用该工艺处理锑烧渣，金的收回率达98%以上。此外，对含金黄铁矿、砷黄铁矿选用化法处理，比化法和法浸出率高。在通过650℃氧化焙烧或许矿石浆化后于75-100℃通入空气氧化预处理后，矿石以液固比2:1浸出数小时，金的浸出率达92%以上。    因为氯化剂简单得到，报价廉价；生成的金氯化物简单别离，且易得到纯产品；避免了氯化作业对人体的损害，有利于环保。因而，化法提金工艺的开展前景非常宽广，在未来的金银提取领域中，必将占有重要位置。    总归，水溶化法适于处理较单一的含金质料或含碳金矿石，其长处是金浸出率较高，选用作氧化剂报价比低。美国矿业局曾用进行过中间工业性实验。该法的首要缺陷是许多杂质简单一起溶解而耗费药剂，并给后继提金进程带来困难，选用操控电位浸出法，可部分战胜这方面的缺陷。

炭浆法（炭浸法）存在的首要问题之一，是细微载金活性炭易随尾矿丢失。为处理这一问题，近来实验用磁性活性炭替代一般活性炭。这就是磁炭法。    磁炭法与炭浆法的差异在于活性炭带不带磁性。所以磁炭法可称为是用磁性活性炭吸附金的炭浆法，也就是磁性炭炭浆法。它与普通炭浆法的不同之处，就在于矿浆与炭的别离是用磁选机而不是用细孔筛。其首要长处是：比普通活性炭耐磨，因此可削减活性炭粉化形成的丢失。因为耐磨，故可运用细粒炭，然后加快金的吸附，利于处理较粗粒的矿浆，因为选用磁选机别离，故可削减因机械筛分带来的活性炭丢失和金的丢失。    磁炭法的载金活性炭与矿浆的别离，不是靠颗粒的巨细被筛分，而是靠自身带磁性与非磁性的矿浆别离。若靠颗粒巨细而筛分，就有小颗粒载金炭随尾矿丢失问题，而磁炭法无此问题。    选用磁炭法，须预先除掉矿石中的磁性物质，避免磁性物质混在载金炭中形成贫化。    磁性活性炭的制备大体上有两种办法。一是将活性炭颗粒与磁性颗粒粘结在一同；二是将炭粒与磁性颗粒一同制成活性炭。用榜首种办法制备磁性炭时，多用硅酸钠做粘结剂，因为硅酸钠不溶于化矿浆，具有很高的耐热耐碱功能。    最好的磁性炭是用果核或果壳炭以及必定方式的焦炭与磨细的磁铁矿，用硅酸钠作胶合剂制成。磁铁矿与炭粒粘合后要枯燥，也需求活化处理。    用磁炭吸附，能够运用粒度较小的炭粒吸附金，然后进步了吸附率；细微载金炭粒也不易随矿浆丢失，然后进步金的吸附回收率；矿浆中较粗的矿粒也易与炭粒别离，故矿石不用磨得很细；磁炭强度较高，不易磨损。    在实验中就可看到，磁炭法也存在一些问题：炭的吸附容量较小，这是因为磁性组分形成的；磁选机的出资比中间筛高；矿石中的磁铁矿等天然磁性物要预先除掉，不然也搀杂到载金磁性炭中，影响下一工序。    因为该法需求用磁选机，出资较大，最佳工业生产条件尚待研讨，故现在仍处于实验阶段。

含铟烟尘或渣（铟首要呈MeO）等配入H2SO4，投入欢腾焙烧炉或回转窑进行硫酸化焙烧得In2（SO4），一起蒸发除掉砷及氟等，它分湿式与干式硫酸化，我国及哈萨克斯坦等国多用湿式。   In2O3+3H2SO4 ==== In2（SO4）3+3H2O↑       向含In 0.006%，Ge 0.004%，Tl0.056%及As 1.23%的烟尘中参加料重110%的浓硫酸及3%木炭，制粒得3~5mm粒料，投入欢腾焙烧炉于300℃下焙烧，则铟、锗、与铅、锌等转为硫酸盐。而85%~95%的砷、氟及硒等则蒸发入烟气，收尘后可综合使用。In2（SO4）3焙砂用水于80℃、液固比为3、终酸10g/L溶解2h，所得含In0.012g/L及Tl 0.18/L溶液，用ZnO中和到pH=3~4水解得In（OH）3：   In2（SO4）3+6H2O ==== 2In（OH）3↓+3H2SO4       用H2SO4（操控终酸H2SO4为30~40g/L）溶解此沉淀物，则铟入液，当加热至70~80℃时参加硫酸铜及铁屑除砷，过滤后在残酸H2SO4 5g/L，50~70℃下用锌粉置换得海绵铟，经H2SO4分化后电解得99%铟。收回率约80%。哈萨克斯坦的乌斯季-卡缅诺戈尔斯克Pb-Zn联合厂商就使用此法收回铟。       湿式硫酸化污染环境与人身，故开展用FeSO4代浓H2SO4在500~600℃的温度下干式硫酸化焙烧：   2In2O3+6FeSO4+3/2O2==== 2In2（SO4）3+Fe2O3

石硫合剂（Lime－Sulfur－Synthetic－Solution），缩写为LSSS，是运用廉价易得的石灰和合制而成，原是一种农药，无毒有利于环保。我国张箭、兰新哲等将石硫合剂用于提金，进行了系统的研讨与开发作业。石硫合剂的首要有效成分是多硫离子（Sx2－）和硫代硫酸盐离子（S2O32－），可以以为石硫合剂法浸金进程实质上是多硫化物与硫代硫酸盐两者的联合作用。在强碱性介质中，石硫合剂对一些含砷、锑、碳、铜、铅的硫化物难处理金矿能有较好的浸金作用。在经济性和对环境友好方面，石硫合剂法具有必定的优越性。 石硫合剂中含有S2O32－、SO32－、S2－等离子，在氧化剂存鄙人，它们与Au（I）均能构成安稳的合作物，其安稳性高于与Au（I）的合作物，并挨近与Au（I）的合作物，其次序为：配体Thio＜S2O32－＜SO32－＜S2－＜CNlgβ25.329.330.039.841.0 这就是石硫合剂可以浸金的首要依据。 制成的石硫合剂为橙红色液体，具有气味，是一种成分适当杂乱的溶液，除含有硫代硫酸盐离子、各种价态的多硫离子外，还含有单质硫等，它们之间会发作各种反响。其性质不安稳，空气中的氧可使其缓慢氧化，而空气中的二氧化碳也会将其分化；遇酸会分化分出元素硫并放出H2S和SO2，所以必须在碱性介质中运用。这些性质使其在制备、保存、运用等方面带来必定的杂乱性和困难。 兰新哲等进一步用、、和少数石灰为质料，开发与制备出改性石硫合剂（ML），其首要溶金成分是HS－、S2O32－和SO32－。并运用该系统对金山含砷的金精矿进行了浸金新工艺研讨，该金精矿含Au95.8g/t、Au2.15%，选用两段浸出、浸液用铜粉复原收回金的流程。通过小型条件实验和循环浸出扩展实验，取得了金浸出率达93%～95%，比强化化法的金浸出率高10%～15%的杰出作用。 鉴于石硫合剂法是一种相对较新的办法，该溶液系统成分杂乱，运用的添加剂品种及影响要素较多，操控条件较严，尚有待进一步改善，简化工艺和加强对不同类型金矿的适应性，以便于其在工业上运用。

1、溶金机理 化法是用从矿石中浸取金并把溶液中的金分离出来的办法，其根本化学反响式为： 4AU+8NaCN+O2+2H2O→4Na AU(CN)2+4NaOH 它包含氧的吸收溶解，其组分分散到金表面，吸附，电化学反响等进程。其间O2和CN – 的分散对金的浸出速率起到至关重要的效果。 2、浸出药剂 可用于溶金的有：KCN、NaCN、NH4CN、Ca(CN)2挑选时，应归纳考虑对金的溶解才能、化学稳定性、耗量及报价等。我国黄金矿山大多选用NaCN。 3、维护碱 损耗除了机械原因外，还有化学原因：一是的水解生成HCN气体蒸发构成损失和损害;二是溶液中存在的二氧化碳及硫化物氧化生成的酸(H2SO3，H2SO4)也与效果生成HCN气体;三是黄铁矿氧化时，除生成H2SO4外， 还生成一些硫酸亚铁(Fe SO4),与效果生成Fe (CN)6 ，而当溶液中有碱和氧时，FeSO4可氧化为Fe2(SO4)3，再与碱效果生成Fe(OH)3沉积，Fe(OH)3不与反响，因而，参加碱起到维护的效果，参加的碱叫做维护碱。出产中一般用石灰作维护碱。 4、影响金溶解速度的首要因素 4.1、和氧的浓度 的浓度和溶液中溶解氧的浓度是决定金溶解速度两个首要因素。金在稀溶液中溶解速度大，这是由于氧在稀溶液中溶解度较大，分散速度也较快，因而确保了溶金需求的最低氧浓度。 不同矿石的耗量不同是由于矿石中含有不同量耗费的杂质。惯例的浓度一般在0.03%~0.10%之间。 4.2、温度 金在化液中的溶解速度与温度有关，一般温度高溶解速度快，在无特殊工艺要求的条件下，使矿浆温度维持在150C~250C即可满意浸出的要求。 4.3、金粒的巨细和形状 金的溶解速度与金粒露出的表面积成正比，因而化作业的磨矿粒度要比浮选更细一些。 4.4、矿浆浓度和矿泥 矿浆浓度和矿泥含量直接影响溶剂的分散速度和溶剂与金粒的触摸。 4.5、浸出时刻 在整个浸出进程中，跟着浸出时刻延伸，金的浸出率在逐步进步，但浸出速度也在不断下降，并使浸出率逐步挨近某一极限值。 4.6、杂质离子的影响 在溶液中，大都的伴生矿藏能够不同程度地溶解，给金的浸出带来影响。其间金属矿藏的影响比较严重，有的会加快金的溶解，而有的会阻滞金的溶解，然后使化进程杂乱化。这些对化进程能带来影响的物质，称为杂质，其间大都杂质对金的化有害。 4.6.1、增速效应 适量的铅、铋和等盐类存在，对金的溶解有利，能够进步金的浸出速度，这是由于金与这些金属发作置换，改变了固体表面的特性，然后促进了金的溶解与分散进程。 4.6.2、阻滞效应 在溶液中，某些杂质对金的溶解带来不良的影响。一是耗费溶液中的氧，如磁黄铁矿、砷黄铁矿、辉铋矿等在碱性中的溶解，都能引起溶解氧的很多耗费;二是耗费溶液中游离。与金共生的金属矿藏，在溶液中发作溶解，多时会生成的络合物，一般溶解一个金属离子，会耗费几个分子。如矿石中的硫化物分化时，释放出来的硫离子与反响生成对金溶解不起效果的硫代硫酸盐;三是在金表面生成薄膜。在化进程中，杂质能在金粒表面生成阻止金与溶液触摸的各种薄膜，下降金的溶解速度，如硫化物薄膜、薄膜、氧化物薄膜、不溶的薄膜、浮选药剂的影响。 5、伴生矿藏对化进程的影响 选用化法提金银时，由于矿石的矿藏组成杂乱，矿藏与药剂、矿藏与矿藏，矿藏与氧之间会发作杂乱的化学反响，对金银的浸出将发作不同的影响，其间大都是有害的。有的反映耗费了溶液中的和氧，有的反响生成物构成薄膜掩盖在金银的表面，阻止金和银的浸出。因而，一般情况下成分杂乱的含金矿石，在化时会使耗费量增大，或许下降了金银的浸出功率，有时乃至使金银无法浸出。而有必要进行预先处理。 在伴生矿藏中金属矿藏和他们的硫化物，氧化物，氢氧化物及各种盐类大部分都与和氧效果，而非金属矿藏都不与反响。 5.1、铜矿藏 在含金矿石中常见的铜矿藏有：黄铜矿、斑铜矿、辉铜矿、蓝铜矿、孔雀石和自然铜等，大都铜矿藏比较简单被溶解然后耗费很多，一般工业出产中应尽量下降化矿浆的温度和化液中游离的浓度。 5.2、铁矿石 铁矿石往往是含金矿石中最多的伴生矿藏。不同的铁矿藏在化液中所起的效果也各不相同。其间氧化矿藏对化浸出简直没影响，而硫化矿中以黄铁矿、白铁矿、磁黄铁矿最常见，大部分黄铁矿对化浸出影响少，而大部分白铁矿和磁黄铁矿则易氧化分化而耗费游离氧，然后影响化浸出，因而关于氧化较快的硫化铁矿石，为削减其损害，能够在化前参加满意的碱，冲气拌和，使有害化的铁盐转换成不溶性的氢氧化铁沉积，进行这样的碱处理时，处理时刻和强度根据需求而定。 硫铁矿及其氧化生成物在碱性溶液中，能生成可溶性的碱金属硫化物，并进而耗费和氧，生成硫代酸盐，出产中为消除金属硫化物不良影响，常常增加铅盐。 在磨矿时，由于衬板与钢球的磨耗发作铁粉进入矿浆， 特别加在磨矿之前时，新鲜的铁粉也会与发作反响，然后增加耗费。 5.3、锌矿藏 金属锌在溶液中很简单溶解，溶解速度比较快，闪锌矿在溶液中溶解时发作的化合物如锌络盐，硫代酸盐，硫酸盐及中间硫化物，会耗费很多的氧和。 5.4、铅矿藏 少数的铅对金的浸出有利，过量的铅则会带来晦气的影响，既会下降金的浸出率，还会构成浸出液置换本钱升高及金泥的档次下降。 5.5、矿藏 5.6、锑矿藏 辉锑矿是金锑矿石中最常见的锑矿藏，它很简单与碱性溶液发作反响，由于氧的很多耗费和各种锑盐的堆集，使金难化浸出。 5.7、砷矿藏 在金矿石中，砷矿藏常见有雄黄(Aa2S3),雌黄(As2S2)和毒砂(FeAsS)等几种。含砷矿石对氧化进程极为有害，乃至使化进程无法进行。 5.8、硒矿藏、碲矿藏、银矿藏 6、浸出前化原矿的预备和预处理 含金矿石在进入化浸出曾经，需经一系列必要的预备和预处理作业：一是，为浸出供给细度适合的质料;二是，削减进入浸出的选矿药剂;三是，下降化原矿中有害杂质的数量或按捺这些有害杂质的影响。 6.1、磨矿 磨矿的意图： 榜首、使矿石中的金粒单体解离，并把包裹在其他矿藏中的金颗粒充沛的露出出来; 第二、下降金颗粒的粒径，增加其比表面; 第三、使金露出出新鲜表面，扫除其表面某些薄膜的晦气影响; 第四、磨矿时，矿浆在进程中遭到激烈的充气拌和，当矿浆为碱性时，使某些矿藏饱尝必定的“碱浸”效果，有利于消除某些杂质对金浸出的晦气影响。 6.2、脱药 浮选药剂会对金的浸出发作必定的阻止效果，药剂用量越大，效果越显着。因而关于浮选精矿的化浸出，脱药作业是很必要的。脱药作业一般选用浓缩，过滤(压滤)，实践也是脱水的进程，利于满意浸出浓度的要求。 6.3、碱浸 化原矿在化浸出之前，预先在碱性条件下，经过比较激烈的充气和拌和处理，称为碱浸，其效果是消除某些杂质在溶液中对金浸出的有害效果。 经碱浸的矿浆，如果在溶液中生成有害于化出产的成分，应在碱浸后进行脱水洗刷作业，削减有害成分进入化浸出。 6.4、焙烧 某些含金矿石，由于伴生有害化的矿藏或许金颗粒是微粒状包裹在其它矿藏中，若直接化浸出，金的浸出率很低，并耗费很多的和氧，故而进行焙烧处理后再化法提金，往往能取得较好的技能经济效果。 6.5、生物氧化 6.6、加压氧化 6.7、其他氧化 7、浸出设备与浸出操作 7.1、浸出设备 7.2、浸出作业的操作 7.2.1严格操控浓度 适合的浓度是经过试验和出产实践断定的。在确保浸出率不下降的情况下，应挑选低浓度。 浸出作业浓度的操控应遵从下述准则：在确保金溶解功率的前提下，恰当下降浓度，使各串联浸出槽的浓度共同，或前面低于后边浸出槽。每台浸出槽操控的浓度动摇规模越小越好。最很多槽增加。 7.2.2、尽量削减出产动摇 坚持浸出浓度或削减矿浆浓度动摇规模是十分必要的。操控欠好浓度将影响药剂耗费、浸出时刻、充气条件及浸出技能指标。 7.2.3、浸出槽中止作业的时刻不能太长 7.2.4、确保充气并使其均匀弥散于矿浆中 7.2.5、确保拌和才能，查看叶轮情况 7.2.6、查看石灰浓度和其他药剂增加量 8、的办理 是一种剧毒物质，有必要严格办理，其运送，保管和运用进程均应树立一套完好的办理制度。 8.1、操作 由于是剧毒物质，所以凡进化厂的作业人员，必定要经过专门的安全训练，使每个触摸的作业人员，都要了解的性质，了解对人、畜的损害以及防备，急救办法，懂得与环境维护的联系，然后在日常操作中不致于违背安全规程而构成后果。 能够经过完好的皮肤体系使人中毒，因而，无论是液体或许固体，均不能直触摸摸，更不能让其进入创伤处，日常装备溶液时，有必要穿戴好一应劳动维护用品，而且敞开通风设备。作业结束后，应当即脱离现场，制造槽应加盖密封。禁止将食物或许餐具带入现场，防止污染，操作结束后，用解毒液体或许清水洗手和用具。 8.2、中毒与急救 及其化合物的毒性首要来源于根(CN——)，它能够经过三个途径进入人体是人中毒：①、呼吸体系;②、消化体系;③、完好的皮肤体系。根进入人体后生成化氢，按捺细胞色素氧化酶，使之不能吸收血液中的溶解氧(使体内氧化机能中止)。麻木神经机能，最终导致体内安排急速全面缺氧而窒息逝世。 人中毒后，症状大致能够分为三个阶段： 榜首、细微症状阶段：此刻有厌恶、吐逆、便意等现象，口中有苦杏仁味，呼吸稍快，头部充血，有头昏之感，这种细微中毒，只需送到空气新鲜的当地，便能很快康复健康; 第二、呼吸困难阶段;中毒特征有耳鸣、震颤、全身乏力、有虚弱感、呼吸困难、眼孔杰出、呈现痉挛、麻木等; 第三、麻木阶段(又称窒息阶段)：尿便失禁，条件反射消失，肠子泄空、高度角弓反射致使逝世。 是急性中毒毒品，人若口服0.1克，0.12克或许0.05克氢酸，瞬间致人逝世。但归于一时性毒物，无论是固体或许液体只需不进入人体内，一般不引起中毒，即便吸入微量，只需移到新鲜空气的场所，便会很出，由于的毒性在人体内不积储。若发作急性中毒，可据其轻重采纳以下急救办法：细微中毒则即时移到新鲜空气场所;中毒较重则要求在两分半钟内完结下述(1)、(2)项急救进程，再进行其他进程处理： (1)、当即撤离现场，到空气新鲜当地去; (2)、吸入亚硝酸戊脂; (3)、打针1%亚甲兰，加25~50%葡萄糖20~30毫升; (4)、打针30%硫代硫酸钠30~40毫升; (5)、打针强心剂，兴奋剂; (6)、进行人工呼吸; (7)、30~40分钟后，重复(2)~(5)进程，用量为原用量的二分之一; (8)、康复感觉后，给患者服用洗胃药。

化法是一种能够直接从矿石、精矿或尾矿中提取金、银的最经济而又简洁的办法，它具有本钱低、收回率高和对矿石类型习惯性广等长处。。金银可溶于溶液，是西方炼金术士在18世纪发现的，并首要用于电镀。19世纪80年代，化法研讨获得的首要开展是：1884年，A. P. Price（普赖斯）用金属锌从浓电镀液中成功地收回了剩余金，并获得专利；1886年，F. W.＆W．Forrest（福雷斯特兄弟）发明晰用浓溶液浸出矿石中的金，并用锌块从浸液中置换堆积金的办法；在英国格拉斯哥试验室，J. S. MacArthur（麦克阿瑟）研讨的改善办法中，选用浓度很低的溶液浸出金（1888年获No：47专利）、锌以锌屑形状置换堆积金（1889年获No：74专利）和预先将锌粉浸人溶液中使其构成锌一铅电池，再用于置换堆积金（1894年获得专利），这些就是麦克阿瑟一福雷斯特法的首要内容。    由上可知，前期化法的研讨和工业生产之所以运用，首要是源于电镀工业的实践。后来试验标明，对金、银的浸出速度大于，且货源广，报价也廉价，故近代化法简直无例外地都运用（乃至）的水溶液。    化法在19世纪末就使用于提金工业。1887年初次用溶液从矿石中浸出金之后，化法敏捷使用于世界各地金、银矿山，人类提金进人了新的阶段。该新阶段的特点是：从采砂金为主转变到以采脉金为主，扩展了黄金资源；黄金产值敏捷添加，据估计，人类产金11.6万吨中，1901年今后的就达10.5万吨，即90％的金是在化法工艺使用之后产出的。据统计，国内的191个规划较大的选金厂中，就有161个运用着化提金工艺。1965年以来，我国相继建成了许多座机械化程度较高的拌和化厂，金泥化、炭浆厂也用于工业生产，并获得了较好的技能经济效果。    化提金收回率很高，而且能够完成就地产金，避免了因为金精矿长途运输的各种坏处，有利于前进厂商的经济效益。但其缺陷是为剧剂，工艺流程长，金的提取速度较慢等。    重选法和混法，都是陈旧的提金办法，它们仅适于从矿石中提取粗粒金。可是大多数金矿石除了有粗粒金外，还含有很多的，乃至有时悉数都是细粒金。从这些矿石中提取金有必要借助于湿法冶金。化提金归于湿法冶金工艺，是一种现代化的从含金矿石中直接提金的技能。化法提金技能，首要包含下列两个进程：    第一步为“浸出”——经过溶剂使矿石中的金转入溶液；    第二步为“堆积”——经过置换从浸出液中提取金。    即化法是以碱金属（KCN或NaCN）水溶液作溶剂，浸出矿石中的金；然后用贱金属（如锌丝等）从浸出液中置换出金的工艺进程。[next]    为了习惯不同类型的含金矿石，前进金的收回率，降低本钱，化法提金工艺不断改造。开端，因为矿石细磨的本钱很高，大批矿石接连浸出、脱水和过滤的办法还未研发出来，因而，在化法开展的第一阶段是渗滤浸出（或称池浸）。渗滤浸出只适宜于处理粗颗粒矿石，不允许物料中有粘土、矿泥等微细颗粒。因而，在浸出前要将细碎的矿石分级（淘洗），别离矿泥，将粗泥产品（砂）置于浸池顶用渗滤法化处理。    跟着湿法冶金设备的完善，矿浆拌和槽、过滤机、稠密机等不断地研发出来，除了矿砂用渗滤浸出外，分出的矿泥产品可用拌和槽化。因为磨矿、浓缩和过滤技能的前进和前进，化浸取转向从微细粒金矿石中提金，开端将悉数矿石细磨后在激烈拌和的槽中浸出。这种办法便称之为“全泥化”法。它具有收回率高、浸金速度快、提金周期短等长处，因而敏捷得到推行运用。    全泥化中矿浆量大且往往在沉降、过滤方面发生困难。为战胜这方面的困难，20世纪70年代后期，呈现了炭浆法（CIP）——用活性炭从化矿浆中吸附金；炭浸法(CIL)—在化浸出的一起加人活性炭；树脂矿浆法(RIP)——用离子交换树脂代替活性炭从化矿浆中吸附金。    现代，大多数提金厂商都在按以上几种全泥化流程作业。当然，粗粒金仍然是用重选法收回为主。渗滤化法已失去了本来的位置，可是，它仍被用来处理那些不值得建拌和佩化厂的小矿或贫矿。    近十年来敏捷推行的堆浸法，可看成是对渗滤浸出的开展。因为堆浸法处理量大，工艺设备简略，出资少，本钱低，特别适用于处理那些用其他办法无法发生经济效益的微细粒、低档次的含金矿石。    综上所述，池浸（渗滤浸出）法和拌和法提金工艺的根本流程是共同的，故总称化法。炭浆法和树脂（矿浆）法的工艺流程已发生了较大的改善，将鄙人两章介绍。而堆浸法现在正向大规划开展，而且其提金工艺量体裁衣、改变较大，常选用上述不同的工艺流程，故也将独自进行评论。

概述    是一种较强的浸出剂，在水溶液的作用下能很快地溶解金。早在1881年Shaffer就宣布了有关用提金工艺的专利（美国专利No. 267723）,但直到最近由于环保和处理矿石的性质改动等原因，才对这种简直被忘却或被忽视了100多年的提金工艺又从头进行仔细的研讨。某些含的浸出剂也开端在市场上占有一席之地。    与氯都是卤族元素，有着比较类似的化学性质。在水溶液中它们都能与大大都元素起反响，而且对金来说又都既是氧化剂又是络合剂，能到达很快的浸金速度，因而是一类比较抱负的金浸出剂。    最近几年，加拿大和澳大利亚等国相继宣布了许多文章，声称要以生物浸出的D-法和K-法等澳化浸出法与化浸出法相抗衡，着重这些新办法具有浸出速度快和不污染环境的长处。    在生物浸出D-法提金新工艺中，选用了一种称之为Bi0-D（Bi0-D-Leachent）的浸出剂，它乃是一种由澳化钠与氧化剂（卤素）制造而成的浸出剂，可用于浸出贵金属。该法是由美国亚利桑那州的Bahamian精粹公司于1987年研讨成功的，用于代替浸出金。据称它除了浸出速度较快以外，还能在较低的温度下进行浸出，因而有人以为这是提金工艺中的一项新的打破。    这种试剂属卤化物类，对密度较大的金属的亲和力大于对密度小的金属，可用于弱酸性至中性溶液中，其稀溶液无毒，试剂易再生，并具有生物递降分化作用，是传统浸出剂的杰出代替物。大都矿石用它浸出2.5 h就可达90%的浸出率。但因在反响进程中会有适当多的蒸气由溶液中逸出，这样不只添加了试剂耗费，而且还会构成严峻的腐蚀和健康问题，故现在仍处于实验室与半工业实验阶段，若能用于工业出产，将使金、银提取工艺发作严重革新。    K-浸出法（K-process）是由澳大利亚Kalias公司创造的，故又称为Kalias法（或K-进程），其实质是运用一种以化物作浸出剂的新工艺。工艺进程中所用的试剂是一项专利，据估量或许包含和盐，可在中性条件下从矿石中浸出金，但现在也处于开发实验阶段，工业上推行运用尚有必定困难。    1985年的一项西德专利中泄漏，由氯化钠（或等）组成的溶剂，溶解金的才能约为（一般以为是最强的黄金溶剂）的5倍。这些都阐明某些含的试剂具有很高的溶解金才能，能经济有用地从难浸矿石（或精矿）中浸出金。    化法提金工艺    1)基本原理    与氯化法类似，金在溶液中的溶解进程也是一个电化学进程，并可简略标明如下：                        Au＋4Br- ==== AuBr4-＋3e-    Eө ＝0.87V    化物浓度、金浓度、溶液pH,以及氧化复原电位（Eh）是影响金在溶液中溶解才能的主要因素。化钠浸金进程的溶解反响可写成：                            Au＋3Br0-＋6H+ ==== AuBr3＋3H20                              AuBr3＋NaBr ==== Na（AuBr4）    即首先是Au被氧化成AuBr3，然后再与NaBr作用构成AuBr4-络离子进入溶液中。[next]    K.Osseo - Asare制作了Au-Br-H20系电位-pH图，如图1所示。从中可见，跟着Br-浓度的添加，AuBr4-安稳区域增大。在室温下，最佳溶金区域在pH4-6之间，电位0.7-0.9 V（以甘电极为准）。 图1     在Brent与Hiskeg的文章中也制作了一幅Au-Br-H20系电位-pH图，如图2所示。这个图看来更为完好一些。在这个图上还标明晰AuBr2-的存在区域。25℃下含金组分的标准自由能见表1. 图2[next]表1   含金组分的标准自由能（J/mol）组分状况△GӨ298组分状况△GӨ298Aus0AuO32-aq-24.24Au2O3s163.02Au+aq163.02Au（OH）3s-289.67Au3+aq433.05AuO2s200.64AuBr3s-24.66H3AuO3aq-258.32AuBr2-aq-113.28H2AuO3-aq-191.44AuBr4-aq-159.26HAuO32-aq-115.37AuBrs-15.47     20℃、100 g水中能溶解3.5g。液是红棕色液体，相对密度3.14，沸点58.7℃。假如溶液pH高会发作下列反响耗费：                                 20H-＋Br2 —→ Br0-＋Br-＋H20                                    3Br0- —→ 2Br-＋Br03-    澳在嗅化物溶液中生成Br3-。因而在溟化物溶液中嗅有较大的溶解度，Br3-有较强的氧化才能，有利于金的溶解。    2)化法浸出金的动力学    Pesic和Sergent用旋转圆盘法研讨了GeobromTM3400溶液溶金的动力学。溶金速度。随转速的改动如图3所示。溶金速度与转速呈线性联系。但直线不经过原点。这标明溶金速度部分受化学反响速度操控。反响对浓度是一级联系。对离子浓度是0.5级联系。GeobromTM 3400既含有又含有化物，所以实验测定的GeobromTM3400的级数为1.4～1.6级。从溶金速度v随pH改动（图4)看，可分三个区域：pH为1～6，溶金速度v与pH无关，pH为6～10, pH增高溶金速度。敏捷下降。pH大于10,溶金速度。简直为零。溶金反响的活化能为24.85 kJ/mol。高价态的铜、铁、锰以及铅、锌、钠和钾对溶金速度υ没有影响。溶液中有[Mn2+]时溶解速度下降。 图3                                     图4 [next]     3)工艺特色    ①用GeobromTM 3400从难浸矿石中浸出金就实验过的很多的化物浸出剂来说，现在普遍以为比较有期望的是Geobrom系列的试剂，其间研讨得最具体、技能经济目标又比较好，而且从各方面分析也是最有发展前途的应该说是GeobromTM3114（氯二甲基乙内酞胺，即一种氧化剂，乃是次酸与次氯酸的混合物）、GeobromTm5500（二甲基乙内酞胺）和GeobromTm3400等一些有机络合剂，尤以GeobromTM3400的作用最好。国外近年来对这类试剂已作过很多的实验研讨，并已取得了一些令人满意的成果。    GeobromTM3400系美国印第安纳州Great Lakes化学公司出产的一种试剂的注册商标（该公司是国际最大的和化物产品出产供应商，他们还出产许多种其他代号的Geobrom系列的试剂），它乃是一种蒸气压较低的并已取得专利权的液体载体。很多的实验成果标明，将它用于从难浸金矿石中浸出金时能取得很好的技能经济目标。    在用GeobromTM3400作为金的浸出剂对两种难浸精矿进行实验时，因精矿含碳、硫较高(10%～13%C, 12%～15%S)、浸出前需先使精矿脱水并在110℃枯燥，后在650～750℃下焙烧。经冷却后再将焙砂磨至-150～200目。精矿I、II的含金量分别为242g/t与419g/t，经预处理后得到的焙砂I、II中的含金量分别为298g/t与541g/t。    浸出实验成果标明，Geobrom 3400的浓度为4g/L、NaBr浓度为6～8g/L时，金的浸出率到达最大值（94%左右）。在作浸出时刻(2～24 h )实验时也还发现，2h后可浸金的98%即已溶解。因而，一切今后的浸出实验的时刻均选为6h。对由探究实验断定的最佳条件（GeobromTM3400为4 g/L, pH5.0～6.0,浸出时刻为6 h)还作了验证实验。成果是，对焙砂I样品含金298～312g/t，浸出残渣含金18.5～20.3g/t，金提取率94.2%～94.5%；对焙砂II相应的目标为541～555g/t，22.3～24.0g/t，96%～96.3%。    另据报道，在对上述焙砂I进行化及化提金比照实验时，金浸出率分别为95.1%和94.2%，处理每吨矿石的试剂费用分别为11.7及11.6美元，故两者简直都很附近。    别的还对载体的循环与收回进行了实验。核算得出，用于从精矿中浸出金的GeobromTM3400（报价为1.34美元/kg）的均匀耗费量为8.5 kg/t焙砂。故化法的试剂费用为11.4美元/t焙砂。由实验室收回实验可核算出活性炭对金的负载容量为25 kg/t。用GeobromTM3400在室温下能使金从负载炭上敏捷解吸，接着再用锌粉或联沉积。因而，选用化法收回金时耗费的炭量比化法低得多。一起还省去了化法收回金时所需的热交流、电解槽和电极，估量这样就能使本钱大起伏下降。    最近，A.Dadgar等人又具体研讨了用GeobromTm3400从黑砂精矿中浸出金，以及的电化学再生问题。他们选用很富的(6.2 kg/t)黑砂精矿浸出金，再用离子交流和溶剂萃取法收回金。实验成果标明，用Geobrom Tm3400从黑砂精矿中浸金时，金的浸出速度特别快，大约90%的金是在开始2h内被浸出的，4h今后就到达最高（94%～96％）的浸出率。    然而对浸渣进行的分析标明，在第一次浸出后仍有适当一部分金留在残渣中。为到达最高的金浸出率，必须用新配的GeobromTM3400溶液再浸出两次。用离子交流和溶剂萃取法处理时，金的负载率和收回率简直都到达100%。    开始的经济核算标明，处理每吨精矿约需耗费130 kg的GeobromTM3400。所以，为从黑砂精矿中提取31.1 g金所需的浸出剂本钱仅为1.00美元左右。在对选用电化学办法再生时还可较大起伏地下降本钱。[next]    ② AuBr4-在Dower 21 K树脂上吸附。吸附动力学实验悉数在一台机械振荡器以连续办法完结。温度简直不影响化金离子在阴离子交流树脂上的吸附速度，因而定为25℃。AuBr4-在弱碱和强碱性离子交流树脂上吸附速度与溶液pH（1～6范围内）无关，所以pH都调到3.0～3.5。重要的是在碱性pH内，转为酸盐，金以氢氧化金方式沉积，因而，在碱性范围内的速度研讨是无意义的。所以动力学研讨是在温度25℃，pH为3.0～3.5,0.25 g湿树脂与100cm3化金溶液触摸，在3h内，每15 min取一个样，用ICP分析金含量。    实验成果标明：AuBr4-在Dower 21 K上的吸附速度常数为0.029 mg/min,与Br2浓度无关，为一级速度，贱金属离子Fe3+、Zn2+、Cu2+和Ni2+在酸性溶液中。实验证明，树脂的吸附容量与吸附动力学都不受这些贱金属离子的影响，对AuBr4-吸附特别有用。    3）的电化学再生    为进一步改善与完善化法提金工艺，1990年发布了一项美国专利。提出了一种电解法浸金工艺，即在化法浸出槽中刺进电极，电解发作的活性能有用地进行金矿浸出。电解槽下部经渗滤流出的含金贵液，一部分泵送到置换槽内用锌粉置换金，一部分则回来（或弥补新液后）循环浸出。锌粉置换后的贫液亦回来浸出槽，使化物溶液到达有用循环运用，然后下降试剂用量及本钱。    最近，Great Lakes公司为进一步下降GeobromTM3400浸出工艺的本钱，已研制出两种电化学办法用以从浸出和离子交流收回金今后的Geobrom贫液中再生嗅，这些办法在半工业实验时都已取得成功。其间，他们对含质量分数为5%Br2的贫液进行了电解处理。    在半工业（250 kg/d)实验进程中，20%～35%浓度的矿浆在浸出槽中拌和6h以浸出矿石中的金。固液别离后使富液经过离子交流柱以收回金，离子交流树脂除能吸附AuBr4-以外，还能使剩余的嗅复原成嗅化物离子。所以，贫液中将不再含有金和澳。贫液中的澳化物离子被阳极氧化成嗅，可泵回浸出槽中循环运用，并因而而下降了嗅试剂的耗量。    ①电解槽设备。Lectranator体系Lectranator槽是作为游泳池消毒时电解用的次氯酸盐发作器出售的。研讨所用的样机由6个独立的槽组成，生成氯酸盐的电极面积预算为360cm2。Lectranator是一个偶极电解槽，仅在两个外电极连通时，中间极板被极化。    电解槽安装在一个可移动的设备中，该设备由一个带盖的0.2m2聚乙烯储仓和一个Aquatron II型离心泵组成。含有NaCl和NaBr的模仿金浸出液，强制经过此槽（102 dm3/min），并直接回来槽以便循环，回来液流的管道刺进电解液液面以下，以加快混合。    用SorensonDCR 60 -30B电源以发作电极反响，表盘显现运用的槽电压和电流，在6A（适当于100mA/cm2经过6个独立的槽）下进行电解。每30 min电极极性倒置一次，以铲除表面像钙那样的沉积物及外来的电镀金属。这些沉积物在阴极1/2循环时构成，在阳极1/2循环时溶解。    在电解进程中，溶液的pH或许天然上升（留意，逆反响是随阴极放出H2构成OH-），挨近反响结束时，参加必定浓度的H2 S04使pH为5～6,此刻释放出浸出剂Br2，溶液变为特有的橙黄色，用碘滴定以断定法拉第电流效率。[next]    ②混合卤化物电解。与浸出剂的电解再生有关的开始研讨标明，浸出法在电流运用率80%～90%时具有高效率。中间规划电解实验运用市场上能买到的次氯酸发作槽及含0.5%～5%Br-离子的模仿浸出液。考虑到削减Br-离子到十分低的浓度将使该法在经济上具有更强的吸引力，改动浸出剂成分以使Br-运用率最大。研讨的基本思想是运用高C1-离子和低Br-离子液流作业。在电解再生期间，电流负荷是阳极C1-离子氧化成次氯酸盐，当下降pH时，Br-离子被次氯酸盐均匀氧化而释放出Br2浸出剂。    本研讨就是运用游泳池消毒槽的设备Lectranator体系来加工金浸出剂。制造者以为此设备为一低电流效率（40%）设备，为了按捺能引起低电流效率的副反响，实践挑选5%Cl-离子浓度的操作条件。由于C1-离子浓度添加，呈现了别的两个长处：a)溶液导电率添加，因而槽电压较低，动力费用削减了；b)或许有一个实践电流密度，成为工业规划电解特征，例如单位出产才能添加了。    为有用地浸出，典型的氧化矿需求大约0.2%的Br2。由于意图是最大极限地运用Br-离子，所以用质量分数为0.5%的Br-离子（以NaBr引进）再生工艺液流。在100 mA/cm2下进行电解，以便在酸化之后出产活性浸出剂质量分数为挨近0.2% Br-的溶液。留意要安全氧化Br-离子是不或许的，由于：a)需求直销游离Br-离子，以便使AuBr4-阴离子络合为氧化的物质；b）游离Br-离子与Br2络合构成Br3-，所以要避免一个不期望有的高蒸气压力。    表2中数据归纳了典型电解条件和成果表2    混合卤化物的电解条件和成果溶液组成5%Cl-,0.5%Br-电流密度100m·Acm-2单个槽压均匀值2.25V电解时刻4h电流效率78%释出Br2的H2SO4量0.4g/L溶液中Br2浓度1.75g/L

堆浸法作为现代提取金、银的最新技能之一，除了它的办法简洁外，基建和设备出资约为氛化工厂的20%~50%，出产成本约为化工厂的40%，因而，人们遍及把它当作从低档次矿石中提金的最理想办法。堆浸，就是将低档次矿石或含金废料等堆放在不透水的地面上，该地面上预先设置有齐备的供排水体系，然后在矿堆上喷淋等浸出剂进行淋滤浸出，浸出后的含金贵液通过管道搜集于贵液池中，以作提金处理，这种工艺称之为堆浸法提金。它的呈现，给前期被以为无经济价值的许多小型或低档次金、银矿带来了活力，也使从前期采矿抛弃的含金废石中提金成为可能。20世纪70年代后期金价的猛长，更加快了此法的展开。至1982年止，在美国内华达州、科罗拉多州和蒙大那州等地较大的堆浸厂已展开到27个，金、银产值别离占美国1982年出产金、银总量的20%和10%。尔后，堆浸法还在加拿大、南非、澳大利亚、印度、津巴布韦、前苏联以及我国等国家广泛使用。    1967年美国矿业局提出了用堆浸法处理低档次含金氧化矿石，1969年正式宣布了堆浸提金的实验报告。1971年堆浸法在美国内华达州的卡林及科特茨等矿山开端推行使用。特别是美国矿业局研讨出制粒堆浸技能后，使金矿堆浸技能得到了迅速展开。1980年，美国将制粒技能使用于堆浸工业出产中，因为制粒堆浸的成功使用，使适当数量的矿石、废料和处理过的尾矿中的金得以收回，极大地促进了世界黄金出产的展开。1987年Wade公司将滴淋布液体系使用于Rochester金矿的堆浸，在以往堆浸的喷淋布液技能上又引起了严重的改造，所有这些都标志着堆浸法提金技能已趋于完善和成熟。    我国是20世纪70年代晚期开端研讨和推行堆浸提金工艺的，于1979年冶金部黄金局科技处下达了堆浸实验研讨项目，由其时的辽宁省黄金公司、辽宁省冶金研讨所、丹东市黄金公司三家承当，迈出了国内使用堆浸法提金技能第一步。长春黄金研讨所于 1980年受当地金矿的托付，展开了堆浸实验研讨与工业实验，促进了堆浸技能的使用。国内其他研讨单位也相继进行了堆浸实验作业。1988年陕西双王金矿万吨级堆浸工业实验获得成功。1991年，新疆萨尔布拉克金矿的11万吨堆浸试出产获得成功，原矿档次为3.6g/t，总收回率达87.75%。它的成功为我国大规划堆浸提金的规划、建造和出产管理等供给了名贵经历，并且首要技能指标到达世界先进水平。实践标明，进一步的扩大堆浸规划，是增加我国黄金产值的有效途径之一。    国外现在使用“堆浸”法提金的矿石均匀档次大部分在0.83~3g/t。在现在世界金价以450美元/盎司作为基准核算价条件下，矿床的矿石鸿沟档次为0.465g/t (0.015oz/t)比较适宜。矿区均匀档次在0.8~1.8g/t之间，这时矿山挖掘是有利可图的。近来，跟着“堆浸”法的推行，国外有不少矿山采纳“惯例”处理低于3g/t的矿石，通过两段一闭路体系破碎后，送到“堆浸”场所进行“浸出”（这部分矿石的采掘、运送费用可摊人到惯例选厂处理高档次矿石的出产成本中，因而，增加了金的收回，一起相应地降低了总成本）。而大于3岁t的矿石送到惯例选厂处理，这样整个矿山构成一个“闭路循环”体系。惯例厂的废液增加少数，使其浓度到达堆浸喷淋要求后，就可输送到“堆浸”场所进行喷淋。“堆浸”后的贵液送到惯例厂中的“CIP”车间即炭浆车间，一致收回金。这种出产体系的矿山，往往先建" CIP"车间及“堆浸”场，今后逐渐建造其他出产体系。矿山在建造的当年即可出产出黄金，大大提高出资的收回。这种出产方式是值得我国学习的。

一、活性炭从化矿浆中吸附金 霍姆斯特克选金厂1973年停止运用混法而改用炭浆法的流程如下： （一）活性炭吸附金。该厂运用的活性炭为－3.327～＋0.991mm（－6～＋16目）的椰壳炭。经拌和化的矿浆，用0.701mm（24目）筛除掉木屑、粗粒矿砂后，由空气进步器送入吸附槽。吸附工序由4只空气拌和槽串联组成，每个槽上装有一台0.83mm（20目）的振动筛。炭浆经过振动筛筛分，矿浆流入下一个吸附槽，筛上的炭粒则进入前一个吸附槽，使炭粒与矿浆呈逆向运动。第四吸附槽的终究尾矿经0.701mm（24目）筛收回磨碎的炭粒后抛弃。饱满的载金炭粒从榜首吸附槽筛出，每天一次送解吸工序。再生后的炭粒（和新炭一同）参加第四吸附槽。经4级串联吸附，金的吸附率和炭粒的饱满浓度均较高。当用于处理含金154.1g∕t高档次矿的矿浆时，曾运用过7级吸附，尾矿浆含金0.035g∕t，金的收回率达99.98%。在一般情况下，运用4级吸附就已足够了。矿浆在各吸附段逗留的时刻为20～60min，一般为30min。霍姆斯特克4级吸附给入矿浆含金1.92g∕t，尾矿浆含金0.015g∕t，金的吸附收回率达99.2%。 （二）载金炭的解吸。解吸作业于圆锥形的不锈钢槽中，运用1%NaOH和0.2%NaCN的热（88℃）碱液来洗脱炭粒上吸附的金。热洗脱液自上而下流经两只串联的洗脱槽，所得的洗脱液送电积提金。此法用于处理含金9kg∕t的饱满炭粒，经50h可使含金量减至0.15kg∕t。 （三）洗脱液的电积提金。洗脱液的电积提金作业是在串联的3只玻璃钢电解槽中进行的。阳极用不锈钢板，阴极用石墨板。电解槽由隔阂分红阳极室和阴极室。阳极液为NaOH液，洗脱液供入阴极室。各室溶液独自循环，榜首槽阴极液经笫二槽至第三槽电积后，排出的废液简直不含金。此液回来供解吸用，以下降耗费。 金的收回率大于90%。每吨矿石的处理费仅0.68美元。 二、活性炭从含金烟尘中提取金 加拿大大黄刀矿业公司选金厂的浮选金精矿，于流态化欢腾焙烧时产出含金90～100g∕t、4%砷、5%锑的烟尘。该厂用化法处理此烟尘时，因为矿浆中的物料很细，过滤和浓缩很困难，金的收回率只70%，且含金溶液被砷、锑严峻污染。为此，后改用松木活性炭（粒度－2.36～＋0.83mm）于矿浆中吸附金。该厂含金烟尘的化和炭浆法作业的设备体系如图1。图1  大黄刀从烟尘中收回金的设备体系 1－调浆槽；2－离心泵；3－回定筛；4－浓缩机； 5－隔阂泵；6－拌和槽；7－振动筛；8－矿浆分配器； 9、10－拌和浸出槽；11－尾矿池；12－载金炭洗刷槽；13－蒸汽干燥机 金精矿焙烧产出的烟尘（9～10t／d），由螺旋给料机供入Ф0.9m×0.9m的调浆槽中，加水调浆至含固体10%。经离心泵抽送到不锈钢固定筛（1.2m×1.2m）除掉粗粒烟尘和杂物后，由浓缩机浓缩至含30%固体。浓缩时，矿浆的pH为5，粘度大很难沉积，乃至无法进行过滤。浓缩的矿浆用隔阂泵抽送拌和槽，加苛性钠中和至pH7.8后，于拌和浸出槽中加0.045%和碳酸钠0.02%拌和化72h。浸出过程中，如溶液中按Na2CO3计的碱浓度超越0.011%，已被活性炭吸附的金就会反溶解。矿浆的化为间歇性作业。活性炭吸附金达饱满时，由离心泵扬至上边的0.417mm（35目）振动筛上。别离出的载金炭，干洗刷槽中加水洗刷除掉矿泥。洗刷后的载金炭含水约50%，于蒸汽烘干机烘干至含水7%送冶炼厂熔炼。该设备体系的年生产目标如下表。表  炭浆法从烟尘中提金的年度目标产品名称产值∕t金档次∕g·t－1含金量∕kg金散布率∕%载金活性炭17.313210228.575.8脱金贫液7825.80.554.61.6浸出渣2999.922.868.322.6烟尘3014.0100.0301.4100.0 三、活性炭从含选矿液中吸附收回金、银 含铜的杂乱硫化多金属矿石，是前苏联金的重要资源。矿石经优先浮选产出含金的铜、铅混合精矿。当从混合精矿中浮选铅的38%～44%。 运用活性炭吸附，每批用活性炭1～2t，参加专门的槽中，用压缩空气拌和2h制得含炭70～120g／L的活性炭悬浮液。炭悬浮液主动参加铅浮选尾矿中，用量为300～350g∕t。矿浆浓缩时载金炭粒进入浓缩机底流，并在浮选铜时进入铜精矿中。 据该厂1972年～1975年的实践，当每吨矿石耗费活性炭88g时，浓缩机溢流中金的丢失为8.62%。1975年，每吨矿石耗费活性炭416g时，溢流中金的丢失下降至1.86%。实践证明，将活性炭参加尾矿浓缩机溢流中，金的吸附作用实际上与上述成果相同。 别洛乌索夫斯克（Велоусовек）选矿厂铜尾矿浓缩机溢流含（mg∕L）Au0.8～2、Ag0.5～1.5、Cu300～460、Zn20～30、总CN－1500～2100。按1g∕L往溶液中参加活性炭的水悬浮液，进行两段接连逆流吸附，金的收回率达96%，炭粒载金1000g∕t。但在实验中发现，约有10%～15%吸附了金的极细炭粒，在进行第二段吸附时会随溶液丢失。 为下降金在第二段吸附时的丢失，应进步载金炭的沉降速度。为此，别离调查了参加絮凝剂、硫酸铁、硫酸铜、硫酸锌、硫酸铅的作用。实验证明，参加这些絮凝剂后炭的沉降速度虽相同（2～2.5m∕h），但除硫酸铅取得了令人满意的成果外，其他都会下降炭的吸附才能（CuSO4下降50%，ZnSO4下降30%，硫酸铁和下降20%～25%）。当向第二段液中参加硫酸铅1000g∕m3时，溶液中炭等悬浮物的含量从300～500g／m3下降至30～50g／m3。 为了强化第二段炭粒与溶液的触摸，进步金、银的吸附收回率，溶液经过水力拌和器以切线方向供入圆锥形箱底，使溶液在运动中与悬浮炭液混合，并用泵使之循环。混合液经过中心管道再由支管分配。最终的混合液由上部排入浓缩机以别离载金炭。此流程于1975年应用于生产后，金的收回率进步2.9%。 苏里诺夫斯克选矿厂是前苏联榜首个运用活性炭和离子交换树脂从浓缩机溢流的化液中收回金、银及有色金属的工厂。该厂浓缩机每日排出的溢流约400～600m3，所含的组分有（mg∕L）：Au0.7、Ag4.5、Cu400～500、Zn40～50、总CN－500～700、悬浮物100～200。 金、银的收回运用吸附才能强且选择性好的КАЛ型活性炭，这种活性炭的金吸附容最为5.2mg／g。因为载金炭易随溶液丢失而构成金的机械丢失（每立方米溶液丢失含金300g∕t的炭0.3～0.5k∕g），为此将溢流溶液改为经过过滤机的停止括性炭层以吸附金。引荐的活性炭粒度为－2～＋1mm和－1～＋0.5mm的各占40%，－0.5＋0.2mm的占20%。工业实验用过滤机直径3m、高5.44m，装炭5t，炭层厚2.4m。经一个月的实验，有4000m3液悉数经过过滤机，经两次取样检查，炭粒含金别离为1.56和2.49kg∕t，含银别离为1.39和1.34kg∕t。金的丢失别离为0.2～0.3和0.03mg∕L。此法用于选矿厂生产后，又于1974年增加一台过滤机串联收回金。 除掉贵金属的溶液，运用AW－17离子交换树脂收回其间的铜、锌化络合物。每台交换器中装入树脂3.5t，厚度约1m，给液速度按每立方米树脂3～4m3∕h，经8～16h吸附，溶液含铜降至2～10mg∕L、锌降至0.6～2mg∕L。铜、锌收回率别离为95%和99%。 溶液经除铜、锌后，用石墨阳极电积，从铜阳极上取得沉积物。该沉积物的组分取决于给液组分。阴极沉积物的典型组分为：Au100～150g∕t、Ag1000～1700g∕t、Cu45%～80%、Zn5%～15%、Cd约10g／t。电积收回金、银等后的废液回来运用。 四、含砷、碳难浸矿石分段加炭直接化 美国犹他州梅克留（Mecrur）金矿始建于1890年，原选用化法浸出金，第二次世界大战中政府命令封闭。因为金价上涨，1981年决议重建矿山和选厂。该矿床与金共生的矿藏主要是黄铁矿、雌黄、雄黄和碳。为查明矿石的炭浆法化功用，按钻孔密度收集矿样2200多个，别离进行滚瓶化实验，并按金浸出率低于60%作尴尬浸矿石的鸿沟，圈定出的难浸矿石约占总储量的17%。 因为该矿属含碳、砷和方解石的难浸矿，先后进行了浮选、焙烧和多种化学氧化与加压氧化处理实验，其间以加活性炭加压氧化法和焙烧法最有用。而用加活性炭加压氧化法处理悉数矿石出资大；若在焙烧后化，金的收回率虽高达90%，但环保出资适当高。为此，又具体地研讨了分段加活性炭对矿石直接化浸出的炭浆法工艺。成果标明：选用含NaCN 0.45kg／m3（t矿石耗费NaCN 1.8～2.3kg）进行8段浸出，每段每吨矿石加活性炭不超越10g，并选用剪切速度小的拌和叶轮，以削减炭的磨损，金的收回率多在80%左右。再按此工艺以金收回率低于60%从头圈定的难浸矿石储量只占总矿石储量的8%。 选用分段加活性炭直接化矿石的工艺，还加快了炭和金在体系中的周转，并使回来运用的贫液坚持很低的含金水平。虽然此法比加活性炭加压氧化法金的收回率低4.5%，但出资节省了25%，生产成本下降了16.3%。 五、增加按捺剂对碳质矿直接进行化的研讨 成都科技大学等单位最近研发一种按捺剂WGY－2。经对全国十几个不同类型矿山的含碳矿样实验标明，它对矿石中碳质物的按捺作用好于火油，且用量仅为火油的30%，不同碳质矿石的运用量为每吨矿石50～250g。它不单按捺作用快，还能将碳质物吸附的金置换出来。将此按捺剂直接参加矿浆中，可使不同类型含碳矿石中金的浸出率进步6%～25%，残留于矿浆中的按捺剂约0.5%，不会影响活性炭对金的吸附。 WGY－2按捺剂是一种复合剂，配方中含有对碳质物具偶联功用的组分，它可在碳质物表面结实的构成安稳的单分子层，阻断碳质物的活性表面和孔道。经480h的实验，未发现它从碳质物面上离解，而使金的浸出率呈现下降的现象。且此种复合按捺剂低毒无味，运用安全，其间99%以上永久残留在浸渣上，不会污染环境。制备用的质料都是国产的，吨矿生产成本仅2～10元，适当于进步金收回率相应价值的4%～8%。 因为此按捺剂能在碳质物上构成安稳的单分子吸附层，故它不能用来处理含碳质物包裹金高的矿石。

与氯和比较，对碘化物法浸出矿石中金的研讨相对较少，主要是由于碘的报价昂贵。但用于再生金资源的收回，如从含金的废电子组件中再生收回金，则是或许的潜在使用，由于碘的溶金速度比快10多倍。碘化物浸出液一般由I2－NaI、I2－KI或I2－IO3――I－系统组成，一般以为主要是I3－浸出金，金以AuI2－或AuI4－方式进入溶液，然后可用羟胺或钠等复原剂复原沉积收回金。碘的再生是在酸性溶液顶用或等氧化剂氧化碘离子而分出碘。国内曾实验用碘－钠－－水系统，对废电子元器件上的金镀层进行溶蚀，以替代有毒的系统退镀液，获得较好的作用。

1、概述 　　运用堆浸法直接从矿石中提取金属已经有了比较长的前史，它首要用于铜矿，今后又用于铀矿的浸出，到了二十世纪六十年代后期，跟着技能经济的开展，堆浸法又被广泛用于低档次氧化矿中提金，这以后跟着活性炭吸附金技能的日益完善，使得堆浸技能愈加完善并在世界范围广泛地开展，尤其是在美国的运用十分广泛，其产金量占总产量的三分之一，出产规模巨大，有的年处理矿量到达数百万吨。近年来为了处理含粘土细泥成分很高的矿石而开展了制粒堆浸技能，越来越显示出堆浸法提金技能的优越性。我国于二十世纪七十年代晚期开端堆浸提金的实验研讨工作，随后在八十年代初期运用于工业出产，而到了世纪替换之间，紫金集团大力运用堆浸技能，现在在全国黄金职业占有了重要的方位。 　　经过实验研讨和出产实践证明，适宜堆浸提金的矿石有必要契合下列条件： 　　榜首、石中的金粒细微而表面洁净; 　　第二、石自身具有杰出的孔隙度和浸透性; 　　第三、基本上不含有害化的物质(如铜、砷、锑、碳等); 　　第四、矿石中酸性成分低; 　　第五、矿石不含过量的细泥和粘土; 　　堆浸法提金工艺基本上包含以下两个进程：一是运用浸矿液从矿堆中浸出金，产出含金贵液;二是从浸出贵液中运用各种办法提金。 　　2、堆浸法提金工艺流程 　　常见的流程有三种：(1)堆浸——锌置换——金泥焙炼;(2)堆浸——炭吸附——解吸电积;(3)堆浸——炭吸附——燃烧载金炭——灰渣熔炼。 　　以上三种工艺以“堆浸——炭吸附——载金炭解吸电积“工艺最为适宜。 　　3、影响堆浸的要素 　　3.1、矿石的结构、物理化学性质与金粒的赋存情况 　　入浸的矿石有必要结构疏松，孔隙度大，表面孔隙和毛细孔发育，将有利于浸矿液体和氧向矿块内部分散而加快金的浸出速度。含金氧化矿就具有疏松多孔的特色，所以比细密的原矿硫化矿愈加适于堆浸。 　　入浸矿石的金粒越细，则浸出速度越快，当细粒金贮存在矿石的断面和裂隙上时，就简单浸出。但微细粒金被其它矿藏包裹时便很难乃至无法被浸出。 　　金粒的形状对浸出也有影响，如薄片状金比较之粗粒球状金易浸。 　　3.2、矿石中其他成分 　　矿石中首要含有：As、Sb、C、Cu等矿藏组成，某些矿藏会与和氧起效果而耗费和氧，影响金的浸出，有的则会生成使金表面钝化的薄膜而阻止金的浸出，因而有必要留意来料情况，采纳办法以削减其对浸出的影响。 　　3.3、入浸矿石的粒度和矿堆的浸透性 　　入浸矿石的粒度对金的浸出影响很大，矿石破碎的粒度越小，金粒露出的表面积越大，浸出速度越快，但粒度越小，浸矿液的浸透效果受到影响越大，乃至构成死角，别的，细矿粉过多还会形成堆渣含残液量增大，形成金属丢失。 　　影响浸透性的要素除粒度外，还受矿石含泥量，粘土含量以及筑堆办法和矿堆的高度有关。 　　3.4、浸矿液的组成和酸碱度 　　化堆浸进程首要受浸矿液中各组成分的分散过程所操控，当浸矿液中浓度较低时，影响更为显着，实践证明，当其他条件相一起，为到达相同的浸出率，浓度为0.1%的NaCN溶液的浸出时刻是浓度为0.25%浸矿液的浸出时刻的四分之一左右。一般堆浸进程中，浓度应根据矿石组分和浸出的不同阶段操控在0.025~0.1%之间。 　　确保浸矿液有满足的碱度是堆浸的必要条件，所以要常常操控浸矿液的碱性，常常使浸矿液的PH值保持在10~11。 　　3.5、喷淋方法和喷淋强度 　　喷淋方法影响到浸矿液的散布均匀以及雾化丢失。出产中应尽量使浸矿液均匀散布，不呈现喷淋死角，削减雾化丢失。喷淋强度是指单位时刻内对必定量矿石喷淋浸矿液数量，增大喷淋量可加快浸出液的循环，进步金的浸出速度，但过大的喷淋强度会增大矿石中杂质的浸出，相应下降浸出液中金的档次，影响含金贵液的收回。 　　3.6、温度和气候的影响 　　进步温度可进步浸出速度，但关于堆浸而言，一般不宜运用人工调温办法。多雨时节与区域，出产中要考虑对浸出的影响，劲风、高温干旱时节，区域要考虑喷淋的丢失。 　　4、堆浸的工业出产 　　4.1、堆浸厂场所的挑选和建造 　　堆浸场所有必要挑选在土壤质地均同时具有满足强度的区域，以便承载不计其数吨矿石和设备，确保不会发作部分下沉损坏浸垫，丢失含金浸出液，且要求场所具有必定斜度，以便浸出液聚集外流，但不宜过大，以防底垫滑动。 　　4.2、堆浸构筑 　　堆浸的构筑直接影响矿堆内部的孔隙率和溶液浸透的均匀性，故而在筑堆时应尽量防止粗细粒偏析现象的发作，防止矿堆压实。矿堆高度由实验断定一般2~9米。 　　4.3、堆浸的技能条件 (1)疏松多孔的入浸矿粒度可粗些一般为-50或-30毫米，比较细密的矿石可操控在-10毫米。 　　(2)浸矿液中浓度一般操控在0.025~0.1%之间，实践中最好按初中后三期分段操控，初期较高，后期较低。 　　(3)浸矿液的PH值一般操控在9.5~11之间，一般的操作是在浸堆筑成后，以清水洗刷铲除金属杂质后，用饱满的石灰水或苛性钠液体洗刷矿堆，直到堆底排液PH值达9.5以上后，方可喷淋浸金。 　　(4)喷淋强度与浸出时刻 　　4.4、含金溶液的吸附收回 　　一般选用炭吸附进行金的收回，详细的吸附设备多种多样，本质相同，功率上有不同，中小型堆场多用串联炭柱吸附。

4.两段化-吸附工艺    不久前，化-吸附工厂首要处理以含金为主的矿石，一道收回矿石中的银与金。近年来，也开端用此法处理含银高的矿石，在处理时运用一段化吸附法，银的收回率不高，形成很多丢失。为此试用两段化-吸附法。    银在帆化时虽也和金相同生成银络合物[Ag（CN）2]-，但在一般条件下，能生成Ag（CN）2-的首要是金银矿、天然银。其他银矿藏，特别是硫化银矿藏就难以生成Ag（CN）2-了。在氛化液中，硫化银的溶解反响是：                      Ag2S＋4NaCN=====2NaAg（CN）2＋Na2S    式中反响的方向取决于溶液中和可溶硫化物的数量比。当反响进程中生成的在矿浆中不断堆集直至逐步树立平衡后，银的溶解反响就会中止。为使反响向右进行到底，就有必要进步矿浆中的浓度并强化矿浆充气。这时的在氧的存鄙人会首要氧化为硫代硫酸钠，然后再氧化成硫酸钠：                      2Na2S＋2O2＋H2O→Na2S2O3＋2NaOH                      Na2S2O3＋2NaOH＋2O2→2Na2SO4＋H2O    所以，在有氧存在的高浓度溶液中，硫化银分化的总反响式为：                    Ag2S＋4NaCN＋2O2→2NaAg（CN）2＋Na2SO4    由上可知，要使硫化银在化矿浆中有效地分化，矿浆中有必要含有高浓度的和氧。    前苏联某金一银矿床矿石的金、银化动力学曲线如图5。从图中可看出：①浓度在0.1%~0.4%时，金、银的溶解速度和溶解率最大；②在上述浓度下，经12h化金便简直彻底溶解；而银即便经42h，溶解率也只挨近80%；③在化开端的2~3h内，银的溶解率简直达50%。开端时银的溶解速度快，其原因是矿石中的金、银矿首要被溶解所造成的；④银到达最大溶解率所需的时间比金长4倍，这是因为矿石中硫化银矿藏溶解慢的原因。所以，浓度高和化时间长，是含硫化银矿石化作业的首要特点。[next]    经过对树脂吸附银的动力学研讨以为。当溶液为只含银和少数CN-的纯液时，树脂会激烈地吸附银。如溶液中除银络阴离子外还含金络阴离子时，则树脂先为银所饱满，后为金所饱满。这是因为吸附进程中树脂被银和金饱满之后，就出现已被树脂吸附的银络阴离子被金络阴离子替代的现象。在金、银和杂质金属络阴离子共存的溶液中，AM-2Б阴离子交流树脂吸附阴离子的相互取次第按如下的吸附挑选次第摆放：[Au（CN）2]-＞[Zn（CN）4]2-＞[Ni（CN）4]2-＞[Ag（CN）3]2-＞[Cu（CN）4]3-＞[Fe（CN）6]4-。这表明：当树脂饱满后，后边的阴离子就会被前面的阴离子从树脂中替代出来。这就是选用AM-2Б阴离子交流树脂挑选性吸附收回金、银的两段化-吸附工艺原理之地点。    两段化一吸附收回矿石中金、银的工艺流程（图6）在榜首段吸附收回金，第二段吸附收回银。即原矿矿浆在含质量分数为0.1%~0.15%的NaCN和0.2%~0.3%的CaO的条件下化12h，此进程中金简直彻底溶解，银约50%（首要是金银矿中的银）被溶解。[next]    将此矿浆送榜首段吸附，树脂参加最终一只帕丘卡吸附槽后（此槽中的树脂吸附金、银参半或银更多），经2~3级吸附，树脂就为银所饱满。但当树脂与矿浆逆向运动到今后的各吸附槽中，树脂吸附的银逐步被金离子替代而富含金。金在榜首段吸附的吸附收回率达98%~99%。经榜首段吸附后，进步矿浆中的浓度（保持在0.15%或以上）再次进行化，使硫化银分化。二次化后的矿浆送第二段吸附，首要从矿浆中吸附收回银，一起收回残留和再溶解的金。故第二段树脂吸附的银多、金少。    作者还曾研讨过吸附进程银络离子的存在形状。证明树脂吸附有多电荷的银络离子[Ag(CN)3]2-、[Ag（CN）4]3-。现已查明，当银络阴离子被树脂吸附后，因树脂中吸附有CN-离子而会生成多电荷银络离子，影响所吸附的银量，因一个多电荷的络阴离子要占有树脂中几个活性基团。这也是AM-2Б阴离子交流树脂在这种条件下吸附银的交流容量和挑选性都适当低的原因。

树脂矿浆法提金工艺首要包含化矿浆中金的吸附、载金饱满树脂上金的解吸收回和树脂再生等三项要害作业。    从化矿浆中提取金的离子交流吸附技能和炭浆法相同也有两种方法：一是矿浆于拌和浸出槽中化后，再送往吸附槽加离子交流树脂吸附提金、银；二是树脂与矿浆一同参加拌和浸出槽，矿浆的化和树脂的吸附部分或悉数一起进行（即相似于炭浆法的CIP工艺）。但后者的运用尚存在许多详细困难。    1.树脂吸附工艺典型流程    树脂吸附金的作业大多在化后的矿浆中进行。图1为典型的金矿石化浸出吸附流程，或许吸附浸出流程。它与炭浆法根本相似。 [next]     经细磨的矿粉以含固体40%~50%的矿浆进入吸附浸出，矿浆先送入筛析工序以除掉木屑。因为木屑在化、吸附进程中，特别是在树脂再生进程中对贵金属的技能经济目标有很坏的影响。在矿石细磨和分级后，在稠密前进行筛分除木屑比较适宜，因为这时矿浆浓度低，筛析不会发作困难。与炭浸法（CIL）相同，也选用前2~3个槽作预化。假如化在磨矿时就开端，那么可不设预化槽，而仅设吸附浸出槽。在吸附浸出体系中，矿浆和树脂也是逆流运动。从最末吸附浸出槽排出的尾矿需通过查看筛分，收回细粒载金树脂，避免形成永久性的金丢失。从第一个吸附浸出槽产出的载金树脂在筛上与矿浆别离，一起用水洗刷。过筛后，树脂给跳汰机，将粒度>0.4mm的粗矿砂与树脂分隔，因少数的粗矿砂鄙人一步再生树脂时将形成设备操作困难，并恶化再生技能目标。    在帕丘卡吸附槽（见图2)中加阴离子交流树脂进行逆流吸附，产出饱满金、银的树脂和尾矿浆。尾矿浆送净化前需进行操控筛析，以捕收漏失的树脂，回来吸附进程尾部某个吸附槽。载金树脂在筛上与矿浆别离后，加水洗刷，送跳汰机别离出大于0.4mm的矿砂，再经摇床选出精矿回来再磨矿。跳汰机产出的树脂送再生工段解吸提金。槽子容积达500m3。 [next]     因为矿浆中的浮选药剂、及精矿矿浆含金量高，树脂从浮选精矿的化矿浆中吸附金的作业与矿石化矿浆的作业有所不同。关于金档次为3~5g/t的矿石，树脂载金5~20kg/t;为原矿的2000~4000倍。因此，送去再生的树脂数量很少。    吸附浸出进程的质量分数为0.01%~0.02%，这比传统的化法（浓度0.03%~0.05%）低得多，因为跟着CN-浓度增加，它对树脂吸附也增强，因此进步浓度会下降树脂对金的吸附容量；此外，随CN-浓度增加，转入溶液的杂质品种和数量增加，这同样会下降树脂的载金容量。    别离矿砂后的纯洁饱满载金树脂送交再生工段，以收回金、银及其他有价金属，康复树脂的吸附功能。    2.All-2型树脂吸附工艺    在前苏联，曾选用All-2型混合碱阴离子交流树脂对含金矿石的化矿浆进行半工业吸附实验，实验流程及工艺条件示于图3。 [next]     实验用矿石为含金3~6g/t的石英低硫化物矿，金在矿石中首要呈微粒与锑和砷矿藏共生，并含有很多原生矿泥。化矿浆98%~99% -0.074mm，液固比（1.8~2）：1，含质量分数为0.03% NaCN、0.015% CaO，已溶金1.02~1.78g/m3，未溶金1.09~1.63g/t。实验选用8段接连逆流吸附处理了640m3矿浆。    All-2树脂参加用空气拌和的帕丘卡浸出槽的化矿浆中，增加量为矿浆体积的0.2%~0.4%，经4.5~7h吸附，尾矿中含已溶金的体积质量浓度为微量至0.093g/m3，未溶金0.6~1.0g/t，经净化处理后抛弃。吸附进程中，可使矿浆中的未溶金再溶解30.7%~47%，从而使金的收回率约进步10%~11%，即金的总收回率由64%~70.3%进步到80.8%~82.6%。表6.3.6列出了All-2树脂从化液中吸附金属的实践目标。    曾实验过用水力旋流器、水力别离器、浮选机、脉冲柱筛分机、跳汰机——筛分机、筛分机——摇床以及电磁选矿机等来别离矿浆中的载金树脂，都未能取得100%的树脂收回率。进程中，因机械磨损所形成的树脂耗费小于2g/t矿石。    别离出来的载金树脂，于柱中先用5体积水洗刷，除掉矿泥和碎屑，再用5%H2SO4 (8~10树脂体积）溶液在30℃温度下，以1~1.51m/h流速酸洗除锌、镍和CN-，然后在含5% SC（NH2）2 、2.5 H2SO4液中（1.5~2.9树脂体积），于温度30℃、面积电流2.5A/dm2、槽电压2V条件下，经6~8h电洗脱，可使树脂上95%以上的金、银解吸。表1列出了树脂再生前后的金属含量及解吸率。表1  AП-2树脂吸附前后溶液中的金属含量及吸附率[254]金属元素AuAgCuZnFeCoNi树脂吸附前/（mg·L-1）1.161.69.326.594.111.392.46树脂吸附后/（mg·L-1）0.060.150.80.31.10.10.08吸附率/%94.890.691.495.575.692.896.8    经电洗脱后的树脂，再加5倍树脂体积的水洗刷除硫脉，然后用8~10倍树脂体积的含质量分数为16% NH4NO3、5% NH4OH（或4%NaOH)液，在25℃与流速1.0~1.5m/h下碱洗除铁、铜后回来吸附作业运用。[next]    3.704、717型树脂吸附工艺    717型树脂是我国出产的乙烯型强碱性氯型阴离子交流树脂，曾试用于从含金硫精矿的化矿浆中吸附金。实验用精矿的金粒度一般为5~45μm，与黄铁矿关系密切。因为金粒微细，矿浆被磨细至100% -0.038mm（-400目）。化浸出后矿浆固液难以别离，故用图4所示的流程向拌和化的矿浆（液固比为4：1）中按20kg/t的量参加717型树脂，逆流吸附6h,每克树脂含金1.30mg,吸附收回率98.52%。载金树脂在0.2mol/LNaOH与2mol/L NaCNS的解吸液中，运用铅板阴板和石墨阳极，在槽电压2.6~3.2V、面积电流171A/m2条件下电解解吸20h,解吸后树脂含金0.008mg/g,解吸率为99.40%。精矿含金31.33g/t，进程中金的总收回率93.25%。

一、炭浆槽或浸出槽 在炭浆法CIP工艺中，浸出槽是用于矿浆化浸出的，炭浆槽是用于活性炭吸附金的。而在CIL工艺中，矿浆的浸出和金的吸附是在同一槽中进行的。故通称浸出槽或炭浆槽。为了进步作业功率、金的浸出和回收率及下降炭的耗费，各国对改善炭浆槽的结构进行了许多研讨。如今，用于－0.208mm（65目）或70%～80% －0.074mm（200目）的矿浆，选用低速中心拌和的多尔拌和槽和帕丘卡空气拌和槽。为削减炭的磨损，菲律宾马斯巴特（Masbate）选厂等选用包橡胶的双螺旋桨拌和槽，以下降叶轮尖的速度（图1）。图1  马斯巴特厂炭浆法工艺流程图 近几年，运用于氧化铝出产多年的轴流式拌和槽，经改善后已成功地运用于炭浆工艺中。轴流式拌和槽有空气拌和式和机械拌和式两类。轴流式机械拌和槽（图2）的中心有一个充气管，管内装有一个向下泵的水翼叶轮。因为叶轮呈轴流式和叶轮断面是曲折的，因此具有叶轮尖速度小、轴流速度大、径向流速小等特色。中心充气管壁上有许多小槽，以便矿浆进行小循环。这种槽与其他机械拌和槽的不同点在于有必要使槽内充溢矿浆后才干工作，且槽的高度和直径之比可达2∶1。美国平森（Pinson）金矿选厂运用的4台轴流式拌和槽已工作了3年。实践证明，若中心充气管的直径挑选恰当，它的电耗仅为普通机械拌和槽的30%，且固体物料均匀悬浮，活性炭磨损小，金的回收率高，处理了油污染、停电时积砂和耗费高级问题，而可望成为炭浆厂的首要设备。图2  轴流式机械拌和槽 二、中间筛 中间筛是炭浆法工厂完成矿浆与炭逆向运动的关键设备。各一工厂运用的有振动筛和固定筛。固定筛又可分为周边筛、桥式筛和浸没筛等。 炭浆法工厂前期运用的中间筛为振动筛。1973年投产的霍姆斯特克选厂运用不锈钢方孔振动筛。因为矿浆的接连泵送和在振动筛面上运动，致使炭的磨损严峻，出产成本增高。为了削减炭的磨损，下降成本和便于操作与修理，近些年研发了如下的一些固定式中间筛。 （一）周边筛。这种筛是南非研发成功的立式固定筛的一种，现在正运用于美国平森选厂等工厂中。筛子的最大长度为吸附槽直径的几倍。它装置在一系列呈阶梯安置的吸附槽上部周围，矿浆和炭由空气提高器从槽中提高到筛上。经别离后，活性炭回来槽内，矿浆经周边筛自流副下一炭浆槽（图3）。筛子用高压空气整理。因为筛子是固定的，放活性炭磨损少。但运用这种筛，矿浆搜集有困难，操作修理不便利，且需很宽的操作渠道。图3  周边筛的安置 （二）桥式筛。桥式筛是另一种立式固定筛，现在正为美国和南非一些选厂运用。筛子的最大长度约等于炭浆槽直径的4倍。一个筛子一般由10块以上的可拆卸筛板组成，筛子穿过吸附槽的槽壁，操作渠道设在桥式筛中间。当呈阶梯安置的吸附槽呈单列安置时，桥式筛选用直线安置（图4）。当吸附槽呈双列安置时，桥式筛呈直角安置（图5）。桥式筛的操作原理与周边筛类似，亦用高压空气整理筛面。当于筛面增设堰板后，流量可进步到50t／m2。此种筛操作简略，修理便利，出资少，出产成本低，5只桥式筛的空气整理费用只相当于一只振动筛的整理费用。图4  桥式筛单列直线安置图5  桥式筛双列直角安置 （三）浸没筛。浸没筛又称平衡压力空气打扫筛（EPAC），如图6，它是南非明特克选厂规划的20目筛。因为这种筛不用压缩空气整理，而选用鼓风机送风，风压小又处于平衡状况。它的筛面上有一层气泡帘，既能有用战胜木屑、纤维和粗粒物质粘在筛面上，既能避免筛面阻塞，又可削减炭的磨损。此种筛结构简略，操作便利，建造出资少。且炭浆槽能够安置在同一水平上，而不用象桥式筛那样呈阶梯安置。因此它优于桥式筛和周边筛，已广泛运用于炭浆法工厂。南非贝萨（Beisa）选厂，在炭浆槽上装置浸没筛处理该矿含铀1.38kg∕t、金3.7g∕t的矿石，是在矿浆加硫酸氧化浸出铀后，从带式过滤机产出的滤饼进行化提金。浸没筛装置在槽边上，静态作业。当筛于长1m，浸没深度0.5m，炭浓度25g∕L、空气流量1000L∕min时，筛面经过的矿浆流量为1000L∕min。若在一个槽上装置4台这种规格的浸没筛，日处理矿浆可达3000～4000t（固体），月处理矿石可达10万t。图6  浸没筛及其安置

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