加布拉对法和氛化法做了比照实验，两种办法同是处理含碳砷黄铁矿金精矿500g,在25℃、液固比为2时，选用空气作氧化剂(1L/min)且各取其最佳浸出参数：法用1000mL含质量浓度为0.175moVLH2SO4，0.197mL/L(15g/L)的TU溶液;化法用1000mL去离子水加4gNaCN,并加Ca(OH)2坚持pH=l0。图1标明，法浸出30min后金收回率近90%，此刻化法金的收回率仅35%，欲达94%的提取率，化法需24h，而只须1h。 哥罗尼沃尔德对未经预处理的或酸洗的矿石用硫酸-溶液作浸出金的研讨，当溶液含浓度为1.0mol/L的H2SO4，1.2mol/L的和0.1mol/L的过氧化氢时，溶金速度很快，经1h便可收回98.5%的金，的耗费是1.4kg/t矿石。 陈登文从难处理的含碳泥质矿石中浸出金，经焙烧和硫酸预处理后的矿石，酸性浸出金收回率达95%，与硫酸耗费别离为每吨矿石1.5-2 kg和70kg。 就地浸出有限责任公司(InsituInc.)1981年在澳大利亚维多利亚进行了就地浸出实验。据报道，、硫代硫酸盐和铁的混合物溶液初次被用于“压入-抽出(push-pull)”实验，借以从一种深掩盖的冲积型矿床中提取金。 依据实验室核算，1000kg干料和100kg湿料(含金35g)，在加H2SO4 5kg、SO20.5kg、H2O2(30%)0.75kg、1.05kg的条件下，金的提取率可达98%(其间浸出段提取80%，洗刷段提取10%)，经3段炭吸附，金的收回率为97.86%(3段别离为80%、16.37%和1.49%)，金的总收回率在95%以上。 总归，近年来国外对法提取金表现出极大的爱好，但又持较慎重的情绪。较普遍地以为与化法比较，法具有减轻环境污染，加快溶金速度、下降铜、锌、砷、锑搅扰程度，工艺流程短、出资省、操作较简洁等长处;但药剂耗费高，设备费用较多等触及经济效益的问题还有待进一步处理。 苏联学者B.B.罗捷希可夫对很多的理论和实验研讨工作进行归纳分析后，拟定出了以浸出为根底的湿法处理金矿石的准则工艺流程，该流程包含以下四个首要工序： ①选用再生的、净化除杂后的酸性溶液进行金的拌和浸出。 ②含金的浸出液与浸渣通过稠密过滤的办法进行别离。 ③从溶液中收回金，以取得相应的契合精粹厂要求的产品。 ④收回金后的溶液作进一步处理，以再生和除掉溶液中的杂质。 关于从溶液中收回金，可选用下述几种办法：金属(锌、铅、铝)置换堆积，碱液(NaOH等)损坏络合物，电解堆积，吸附在活性炭和阳离子交换树脂上。 收回办法的挑选，首要取决于溶液中的金属含量。①关于金和银含量较高、质量浓度大于500mg/L的溶液，宜选用电解法，它能一起使得到再生;②对金质量浓度小于50mg/L、银质量浓度在200-400mg/L的溶液，吸附法最有出路，而且贵金属既能够吸附在活性炭上，又能够吸附在阳离子交换树脂上;③对金质量浓度大于50 mg/L、银质量浓度大于20mg/L的溶液，当运用吸附法不太有用，即金属的富集程度较低时，可用金属置换堆积法，在这种情况下选用电解法在经济上是不太适宜的。 现在研讨过的提金工艺首要有：惯例浸出法、向浸出液中通入SO2的SKW法、加金属铁板进行浸置的铁浆法、加活性炭或阳离子交换树脂进行吸附的炭浆或树脂浆法，以及向浸出槽中刺进阴、阳极板进行电解的电积法等。 如今供法提金的质料大多运用含金高的金精矿或焙砂，作业技能简直与用压缩空气进行拌和浸出的化法相同，仅仅需求选用耐酸设备。从浸出矿浆中收回金的办法多选用铁浆法和炭浆法等。 1.惯例漫出法 此法是向硫酸酸性(pH1.5-2.5)硫脉矿浆中鼓风拌和进行金、银浸出的惯例办法。矿浆中的已溶金一般选用过滤和屡次洗刷，并从滤液和洗液顶用置换、吸附或电解法收回金。它与化法的CCD工艺相似。但因为矿浆是强酸性硫脉介质，铜、铅、锌、铁等贱金属会和金、银一道溶解生成硫头绪离子，它不光使矿浆中的离子浓度过高，也会耗费很多硫脉。特别是用来处理硫精矿时，硫进入溶液会生成H2S、S、SO42-、HSO4-等硫化物。它们的彼此转化又可使矿浆中H2S(液)的平衡浓度约达0.1mol,它会使金属离子很多生成硫化物堆积。其间特别是金、银被硫化而堆积于矿浆中，或许硫粘附于矿粒表面而发作钝化，都会下降金、银的浸出率，使硫脉浸出作业结尾过早出现，浸渣中含金过高而形成丢失。但因为硫脉对银的浸出率比化法高得多，故1982年以来墨西哥科罗拉多金银矿山就选用硫脉法替代化法从含银尾矿中浸出银，取得了很好的效果。 1)从辉锑矿精矿中浸出暴露金 澳大利亚新南威尔士的希尔格罗夫(Hillgrove)锑矿是一个前期挖掘的矿床，现存锑矿带均匀宽300-400m。1969年，新东澳大利亚矿业公司(NEAM)又在这儿运营一个小矿山和选厂。 该矿为石英脉型含金辉锑矿床，首要共生矿藏为黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂、白钨矿和绿泥石等，矿石含Sb 4.5%、Au9g/t。采出的矿石经磨矿、重选和浮选，产出锑精矿售给冶炼厂。精矿中含金30-40g/t、冶炼厂不交给任何酬劳。为了提取其间的金，选厂曾用化法实验，效果欠好，后在实验其他溶剂时，发现能快速地浸出精矿中的暴露金。而于1982年3月树立一座1t/h的小型分批作业浸出车间。 该车间处理锑精矿仅仅收回其间的单体解离金，并不希求更高的金收回率。故选用较高的和Fe3+浓度，并将浸液与精矿预先混合制浆，可使每批精矿的纯浸出时刻缩短至巧min以内。浸出贵液中的金用活性炭吸附，产出含金6-8kg/t的载金炭直接出售。吸附金后的液加H2O2调整氧化复原电位后回来浸出进程循环运用。 选用浸出的开始几个月，曾出现已溶金堆积丢失，经查明，它是由金吸附在精矿中的绿泥石矿藏表面而形成的，故又在浮选时增加空气按捺剂633以按捺绿泥石，并在浸出前向矿浆中参加少数柴油。采纳这些办法后，暴露金得以浸出，精矿中金收回率达50%-80%，耗费一般在2kg/t以下。 该公司还发现，浮选尾矿中的毒砂含有很多金，故又增加了毒砂浮选回路，产出的砷精矿含As15%~20%，Sb 5%，Au150-200g/t，尾矿中金的收回率为70%。为此，又于1983年建成一座600 t/d的前期尾矿再处理工厂，可从每吨尾矿中收回金1-2.5g。 2)含银质料制取纯银 为了探究用含银质料制取纯银的新工艺，张箭等进行了含银质料的浸出、络合物结晶和灼烧结晶体制取纯银的新工艺研讨。实验成果，银的收回率91%以上，产品银纯度达99.84%。 实验所用质料组分为(%)：Ag 0.91，AgCl 0.29，SiO2 61.00，CaO 15.76，MgO 0.78，Fe2O31.81，Al2O31.75，K2O3 1.16，Na2O 0.47，H2O 3.30，挥发物11.05，其他1.72。 小型实验将质料磨细至-2mm,称样100g置于500mL烧杯中，参加二次蒸馏水和试剂纯药剂制造的浸出液300mL进行各条件单因子实验，并依据单因子实验成果进行归纳条件实验，选定的最佳条件为：SCN2HQ的物质的量浓度为0.52mol/L,H2SO4为1.18mol/L,Fe2(SO4)3为0.004mol/L、温度60℃、拌和速度700r/min,浸出时刻2.5h,通过滤、洗刷，洗液和滤液兼并，渣弃去。银的浸出率为98.50%。 扩展实验在上述条件下，改用自来水和工业纯药剂进行扩展10倍的实验。成果，银的浸出率别离为97.23%-98.91%，重现了运用二次蒸馏水和试剂纯药剂小试的成果。 浸出液中银呈Ag(SCN2H4)3+络离子状况。络合物的结晶经单因子实验成果显现：温度由15℃降至2℃，结晶率由70%上升至95%以上;pH在0.5-3之间，结晶率都在80%以上，pH上升，结晶率只略有增加。当pH>3.5时则出现黑色堆积。溶液含银质量浓度为0.6~3.6g/L时，结晶率都略高于80%。跟着银浓度的升高，结晶率略有下降趋势，但无显着影响。在此根底上选定的结晶条件为温度2℃、pH=3、原液含银质量浓度为0.78g/L，银的结晶率达93%。在三要素中，经方差分析标明，影响结晶率的首要要素是温度。 产出的结晶于100℃左右枯燥后，升温至1100℃灼烧产出99.84%的纯银。若将母液中别离的结晶用低温水洗刷除掉可溶杂质，产品纯度还可进步。别离结晶后的母液，可回来再用于浸出银。 本实验虽为0.1-1.0kg规划小型探究性实验，但生产流程短、工艺简略、设备出资少、产品纯度高，且可用来处理不纯金属银、氯化银、硫化银、辉银矿、角银矿及其混合质料，具有工业运用远景。 2.SKW法(又称SO2复原法) 此法是前联帮德国南德意志公司(SKW)安排研讨的，在惯例浸出法根底上向浸金系统中通入复原剂SO2的办法。 此法是鉴于安稳功能差，易于氧化，在含Fe3+较高(质量浓度3~6g/L)的溶液中，会因为下列反响而失效： 以上反响是分三步进行的。第一步是可逆反响，能氧化生成二硫甲脒，在有复原剂时生成的二硫甲脒又可复原为。第二步是不行逆反响，二硫甲脒受歧化效果部分复原为，部分生成组分不明的亚磺化物。第三步也是不行逆反响，它们被终究分化为基和单质硫。基还可进一步分化为尿素。因为这一反响，使在浸金进程中的氧化损耗量常高于作为溶金药剂的纯耗费量许多倍。且终究分化生成的单质硫具有粘性，它会掩盖在所有固态物料的表面使它们发作钝化，使金等的浸出率下降。 为战胜这些困难，应避免上述反响中二硫甲脒的不行逆分化，即避免二硫甲脒在溶液中浓度过高，或许加人复原剂使二硫甲脒通过可逆反响部分复原成。这个想象就是SKW法研讨的根本指导思想。 二氧化硫是一种高效的复原剂，在浸金的特定条件下，研讨者发现只需有二硫甲脒存在，它就不会去复原其他氧化剂。 在用0.2-0.7mm银粒进行浸出实验中，当不加SO2时银粒表面掩盖有一层暗色膜，银的浸出率约25%，这显然是Fe3+的存在和开始浓度较低(0.5g/L)的原因。若向浸液中供入过量SO2，银粒表面出现亮堂的金属状况，银的溶解率可达100%。当进程中SO2供入量缺乏，银的浸出率又会下降。 当选用相同的办法浸出金粒时，则发作了料想不到的现象，即当SO2供入量缺乏时，金粒表面亮堂，金的溶解率几近100%;而供入过量SO2时，金的溶解速度反而下降。虽如此，但这种现象是可用化学动力学解说的。 通过实验证明：在浸金的实践运用中，将矿浆温度进步至40℃，以加快氧化生成二硫甲脒;并以恰当速度向矿浆中供入SO2来复原矿浆中过量的二硫甲脒。操控SO2的供入速度以使矿浆中总量的50%坚持二硫甲脒的氧化状况，就能完成金、银的高速浸出和下降耗费。这一办法就是SKW法成功的要害。 表1是对含Pb 50%、Zn6.8%、Fe 26.5%、Ag 315g/t, Au10.6g/t的一种难处理氧化矿，别离选用化法、惯例法和SKW法进行比照实验的成果。从表中看出，SKW法往浸出矿浆中供入SO26.5kg/t,在5.5h内金、银的浸出率比化法和惯例法高得多，完成了金、银的高速浸出，并可使的耗费量降至0.57kg/t。因为SKW法的耗费已降至如此低的水平，且浸出时刻大大缩短，它不光用来处理高档次的金精矿是经济的，就是用来处理低档次的金矿石也可能是经济有用的。表1不同办法对难处理氧化矿的浸出比照实验目标化法惯例法SKW法药剂耗费/（kg·t-1）734.40.57浸出时刻/h24245.5SO2耗费量/（kg·t-1）  6.5金浸出率/%81.224.785.4银浸出率/%38.6154.8浸出液中的金、银能够选用活性炭、强酸性阳离子交换树脂或硫醇树脂吸附，再用热酸或液进行解吸。因为用量如此之少，可不必考虑再收回它。 SKW法小试成果标明： ①进步作业温度至40℃，可加快氧化生成二硫甲脒; ②操控SO2的供入速度，通过SO2的复原效果将过量的二硫甲脒复原为，使矿浆中总量的50%坚持二硫甲脒状况，可避免给料的钝化，以取得最高的金、银溶解速度; ③供入适量SO2，使过量的二硫甲脒复原为，避免矿浆中二硫甲脒浓度过高而发作不行逆化学氧化降解丢失，以进步的再生和运用，下降耗费。 依据小试成果，R.G.舒尔策选用图2的工艺实验流程。实验给料1.1t(其间含水100kg)，浸出用来自再循环液，新添1.05kg参加洗刷段，氧化剂运用H2O2。作业进程中TU(g/L)和Au(mg/L)的质量浓度和溶液流量(L)的平衡数值亦示于图中，其作业技能关键和目标为： 2)碳泥质氧化矿的焙烧和铁装法浸出研讨 张家口金矿天然金首要赋存于褐铁矿、黄铁矿、白铅矿、方铅矿、黄铜矿和石英中，经浮选产出含碳、泥质和碱性矿藏较高的难处理金精矿。对与此相似的矿石，国内外在化前都采纳各种工艺办法来消除碳和有害杂质的影响，但化浸出率仍不高于85%-90%，而直接或在脱碳后进行浸置，金的浸出率也只80%左右，且每吨精矿耗硫酸135-180kg，大于5kg。为了进步此精矿的金浸出率，经实验后，预先对精矿进行氧化焙烧，完成了除碳、分化碳酸盐和驱除褐铁矿中结晶水的效果，再用铁浆法浸置，取得了比化法CCD工艺还好一些的经济技能目标。 图6是将含金100g/t左右的浮选精矿，在680℃左右的温度下焙烧20min左右，再经细磨至94%-0.043mm(-325目)，经加硫酸调浆至pH=1.5-2后再增加，于六台浸出槽中进行接连铁浆法浸置。经3个批次44个班的实验标明，金的浸出率为95.07%~96.40%，均匀95.79%。铁板上金泥的金堆积收回率98.45%-99.69%，均匀为98.99%。总收回率均匀94.82%。每吨精矿耗硫酸70kg，1.5-2.2kg，首要材料耗费42.42-52.48元/t，比国内化CCD工艺处理同类矿石的本钱98.66元下降57%-47%。 本工艺矿浆不需过滤，设备和基建出资低，占地面积小，操作简洁，节约劳力，流程也短。它是我国法从难处理矿石中提金，从研讨走向工业运用的初次打破，早已成功运用于张家口金矿的工业生产。为铁浆法在我国的研讨和推广运用奠定了根底。 3)铁浆法的工业实验和推广运用 铁浆法的工业实验用的质料为硫金精矿，其间含有少数氧化矿藏。其首要矿藏为黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、褐铁矿、孔雀石、天然金及脲石矿藏石英、绢云母、绿泥石、高岭土和碳酸盐类等。精矿组分(金、银为g/t,其他为%)为Au80.77，Ag 50，Cu 0.71，Pb 0.6，Zn 0.18，Fe 25.09，S 26.55，As 0.046，Bi 0.0063，Ni0.038，SiO2 22.44，CaO 4.08, MgO 11.80, Al2O33.60。天然金粒度-0.038mm(400目)占80%以上，其间0.0067-0.0033mm的约占50%。 实验选用接连浸置作业，规划为1.5t/d。给料办法一为机械接连给料，二为入工定量给料。浮选精矿经稠密机脱水后进行调浆，再入旋流器和分级机组成的闭路循环中磨矿，溢流送浸出。浸出金的收回是在槽中挂入铁板，在浸出的一起堆积金。 实验在七只槽中接连进行，磨矿粒度80%-85%-0.043mm(325目)，固液比1:2初始质量分数为0.3%，pH1-1.5，液温25℃，刺进铁板3m2·m3·槽-1，浸置时刻35-40h，并按每2h由天车守时吊出铁板主动刮洗金泥一次。 通过12d别离对两个计划进行比照实验标明：金的浸出率别离为94.50%和95.21%，堆积收回率99.35%和99.64%，总收回率93.89%和94.86%。金泥(一例)组分(%)为：Au3.05，Ag 1.73，Cu 13.57，Fe 15.66，S 20.36，SiO2 19.42，CaO 0.33，MgO 0.35，A12O32.95。其间(Au+Ag)4.78%。为了进步金泥中的Au、Ag档次，曾在刮洗前先用高压水冲刷除掉铁板表面附着的黄铁矿和细粒矿泥，金泥含金可进步至5%。 以上工业实验标明： ①铁浆法与化逆流倾析洗刷工艺比较，各项经济技能目标适当或略好(如表3)，首要是法所用精矿含金档次比化法低形成的。若铁浆法与化炭浆法比较，则法本钱要高些。表3法与化法经济技能目标比较办法质料含金/（g·t-1）渣含金/（g·t-1）浸出率/%贫液含金/（g·m-3）置换率/%总收回率/%精矿生费/（元·t）化CCD工艺101.154.0695.10.0799.5693.53165.13法机械给料80.774.4494.50.2599.3593.89147.7人工给料75.53.6295.210.1399.6494.86②浸金的初始浸出速度很快，当矿浆在向槽加调浆后，金的溶解率已达50%以上，今后进入各浸出槽溶解速度逐步下降。表4是精矿在各槽中的浸出、置换作业目标。因为矿浆中金的浸出和铁的置换堆积是同步进行的，矿浆中金属离子浓度和Au溶解的电位都较安稳，因而，金的浸出率和置换率均呈稳步上升趋势。              表4铁浆法的浸出和收回目标项目加酸槽加硫浸置槽脲槽1#2#3#4#5#6#7#精矿含金/（g·t-1）75.534.516.512.58.856.75

金、银的火法精粹一般选用坩埚熔炼法。此法是别离和提纯金、银的陈旧办法，在曩昔曾被广泛运用。重要的有： 一、共熔法 该法是将金银合金参加进行熔炼，此刻银及铜等重金属被硫化生成硫化物造渣浮起。而金不被硫化，仍以金属状况留于坩埚底部，然后到达别离的意图。然后再对硫化渣进行复原熔炼以收回其间的银。 二、辉锑矿共熔法 此法是将一份金银合金，参加两份辉锑矿（Sb2S3）进行熔炼，待悉数物料熔化后，倾入预热的模中。此刻，金锑合金便沉于模子底部，含少最金的硫化银、硫化锑等聚于模子上部，冷却后别离，再将硫化物进行几回熔炼，以彻底别离金。金锑合金经氧化熔炼除掉锑后，再加硼砂、硝石和玻璃一同熔炼，使残留的杂质造渣，以进步金的纯度。最终复原熔炼硫化渣以收回其间的银。 三、食盐共熔法 该法是将金银合金粒与食盐、粉煤混合进行熔炼，银即生成氯化银浮起，金不被氯化而留在坩埚底部。别离金后，再复原熔炼氯化银渣以收回其间的银。 四、硝石氧化熔炼法 该法是将含有杂质的银或金银合金与硝石进行共熔炼，在熔炼过程中少数铜等重金属被氧化造渣，而银或金银合金便得到提纯。加硝石氧化熔炼能够在合金与硝石共熔的基础上，依据杂质的氧化状况再重复加硝石几回，每次参加时要用铁或木质东西进行拌和，以氧化杂质进步银或金银合金的纯度。操作时要防止烧穿坩埚，必要时可参加碎玻璃。 五、氯化熔炼法 将金银合金装于坩埚中，在表面掩盖一层厚30～40mm的硼砂层下进行熔炼。熔炼作业于烧煤气或石油的地炉中进行，坩埚上加盖（从旧坩埚锯取），用内径5mm瓷管、或粘土耐火管或石英管（下部斜口）刺进坩埚中通入（图1）。在熔练过程中，铜、银及其他杂质氯化造渣，其间某些氯化物则蒸发除掉。氯化作业一向进行到火焰呈紫红色，用冷金属棒于火焰中能熏上一层黄褐色绒毛状的烟尘时停止。取出坩埚稍停，待金冷凝后，扒出表面硼砂，将氯化渣铸入模中，倒出金块。再将金块投入溶液中浸泡除掉表面氯化物后熔化铸锭，此金的成色可达99%以上。产出的氯化渣尚含有5%左右的金，参加7%碳酸钠（质量比）再熔炼，以复原银和捕集金生成金银合金后进再熔炼。加碳酸钠熔炼的渣送收回银、铜等。图1  地炉氯化熔炼 1－喷嘴孔；2－瓷管；3－烟道；4－硼砂层；5－氯化物；6－金 通氯熔炼法作业，一般在石墨坩埚内放入一只粘土坩埚作衬埚，氯化熔炼在衬埚中进行，防止坩埚损坏形成丢失。两埚之间的空地用石墨粉填充。通氯的瓷管或石英管须经预热，以防决裂。为防止瓷管或石英管熔蚀，坩埚中应参加石英石或石英砂。瓶应放在另一房间或远离地炉，以利安全。 上述别离和提纯金、银的各种火法法，存在着如下的一些首要的缺陷：（1）需求运用较多的劳动力，劳动强度大、条件差；（2）出产功率低，返料多，原材料耗费大；（3）金与银的别离不彻底，产品纯度不高，质量不稳定；（4）原猜中如含有铂族金属，则会丢失于金、银中。故现代出产中，非状况特殊，一般均不选用。

因为硝酸分化银的速度快，溶液含银饱满浓度高，一般在自热条件下进行（不需加热或在后期加热以加快溶解），故被广泛运用。作业中为削减硝酸的耗费，一般选用1∶1～3的稀硝酸溶解银。在某些条件下，为降低成本，还可参加廉价的硫酸配成硫硝混酸来溶解银。但硫硝混酸能够溶解部分金，进入溶液中的金需从置换银中收回。 为了最大极限地除掉银，硝酸分银前应预先将合金淬成粒或碾压成薄片，并要求合金中的含金量不大于33%，以加快银的溶解和进步金的成色。 硝酸分银作业，可在带搅拌器的耐酸珐琅反响罐或耐酸瓷槽中进行。参加碎合金后，先用少数水潮湿（特别是粉末状合金），再分次参加硝酸。参加硝酸后，反响便很剧烈，并生成很多气泡和放出很多棕色的氧化氮气体。为防止反响过火剧烈而引起溶液的外溢，加酸不宜过速。当一旦呈现溶液外溢时，可参加适量冷水进行冷却予以消除。经加完悉数酸后，如反响已很缓慢，则可加热以促进溶解。当液面呈现结晶时，阐明溶液已饱满，可参加适量热水并加热以消除饱满状态，使溶解继续进行下去。一般情况下，当逐步加完硝酸，反响逐步缓慢后，抽出液，再参加一份新硝酸溶解。经重复溶解2～3次，残渣经洗刷烘干后，再加硝石于坩埚中熔炼造渣，便可取得纯度在99%以上的金锭。 硝酸分银作业产出的很多氧化氮气体，在排出前，需通过液化烟气的接受器和洗刷器吸收，以削减对空气的污染并收回运用。 溶液中的银，用铜置换收回。硝酸分银时，如合金中古有铂族金属，则有少数铂族金属（铂、钯）进入溶液，在用铜置换时，则与银一道被复原。

银锌壳是火法精炼铅时加锌除银的中间产品。生产铋的工厂，也在火法精炼铋时加锌除银产出银锌壳。       锌对金、银的亲和力大，精炼铅或精炼铋时，将金属锌粉加入熔融铅（或铋）液中，含于粗铅（或粗铋）中的金、银易与锌结合，生成密度小且不溶于铅（或铋）液中的锌银金合金，浮于金属液面上，此浮渣称为银锌壳。粗铅或粗铋中的银含量比金含量高数10倍，锌对金的亲和力比对银的亲和力大，金比银先进入银锌壳，故银锌壳也含金。       常用蒸馏除锌法提取银锌壳中的金和银，某些厂采用一些新工艺。       本文主要包括四部分内容，1、用蒸馏除锌法从银锌壳中回收金；2、银锌壳的光卤石熔析除铅及分层熔析富集和电解；3、富铅灰吹法；4、铅毒的防护和治疗。各部分详细内容请查看本网有关标题。

能溶解金、银的功能早在1869年就被发现，但对它的体系理论研讨始于20世纪30年代，近三四十年才大力开展应用研讨。 台湾省矿业研讨及效劳安排的C.K.Chen（陈）等别离对纯度99.9%的金盘、银盘以及基隆金瓜石（Chin Kua Shia）产的含金50g／t、银200g／t、铜6.02%的矿石，进行了和溶液浸出金、银、铜的实验比照，实验结果表明，当金盘与银盘以125r／min别离在含0.5%NaCN、0.05%CaO的溶液中旋转时，金、银的化溶解速度别离为3.54×10－4和1.29×10－4mg／（cm2·s）。当浸出液改用含1%、0.55硫酸、0.1%Fe3＋时，金、银的溶解速度比在化液中别离快12.2倍和10.8倍。 当运用金瓜石的矿粉别离在含0.5%、0.5%硫酸、0.1%Fe3＋与含0.5%NaCN、0.5%CaO溶液、液温25℃和101.325kPa（1atm）条件下进行比照浸出实验时，不同时刻金、银、铜的溶解曲线如图1～图3所示。图1  金在和溶液中的溶出量图2  银在和溶液中的溶出量图3  铜在和溶液中的溶出量 从图中能够看出，矿石中金、银在液中的溶解速度比在溶液中要快些，铜在液中的溶解速度则比在液中慢得多。因为一般把从金矿石中进入溶液的铜视为有害杂质，故在铜于液中的溶出速度慢这点上，浸出金优于化浸出金。 后藤佐吉等人用硫脉对串木野金矿的矿石进行了浸出实验。运用的矿石含金10.9g∕t、银79.5g∕t，粒度－0.147mm（－100目）。因为矿石中含有30.5%的碳酸钙，故选用含H2SO41.5%、SCN2H41.0%、Fe3＋0.3%的溶液浸出6h，金浸出率达100%，银浸出率约70%。若再延伸时刻，金即发作沉积而使浸出率下降。当延伸浸出时刻至20h，银的浸出率虽进步至80%，但金因生成沉积使浸出率下降至80%。

[next]     2)碳泥质氧化矿的焙烧和铁装法浸出研讨    张家口金矿天然金首要赋存于褐铁矿、黄铁矿、白铅矿、方铅矿、黄铜矿和石英中，经浮选产出含碳、泥质和碱性矿藏较高的难处理金精矿。对与此相似的矿石，国内外在化前都采纳各种工艺办法来消除碳和有害杂质的影响，但化浸出率仍不高于85%-90%，而直接或在脱碳后进行浸置，金的浸出率也只80%左右，且每吨精矿耗硫酸135-180kg，大于5kg。为了进步此精矿的金浸出率，经实验后，预先对精矿进行氧化焙烧，完成了除碳、分化碳酸盐和驱除褐铁矿中结晶水的效果，再用铁浆法浸置，获得了比化法CCD工艺还好一些的经济技术目标。    图6是将含金100g/t左右的浮选精矿，在680℃左右的温度下焙烧20min左右，再经细磨至94%-0.043mm（-325目），经加硫酸调浆至pH=1.5-2后再增加，于六台浸出槽中进行接连铁浆法浸置。经3个批次44个班的实验标明，金的浸出率为95.07%~96.40%，均匀95.79%。铁板上金泥的金堆积收回率98.45%－99.69%，均匀为98.99%。总收回率均匀94.82%。每吨精矿耗硫酸70kg，1.5-2.2kg，首要材料耗费42.42-52.48元/t，比国内化CCD工艺处理同类矿石的本钱98.66元下降57％-47％。    本工艺矿浆不需过滤，设备和基建投资低，占地面积小，操作简洁，节约劳力，流程也短。它是我国法从难处理矿石中提金，从研讨走向工业使用的初次打破，早已成功使用于张家口金矿的工业生产。为铁浆法在我国的研讨和推广使用奠定了根底。    3)铁浆法的工业实验和推广使用    铁浆法的工业实验用的质料为硫金精矿，其间含有少数氧化矿藏。其首要矿藏为黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、褐铁矿、孔雀石、天然金及脲石矿藏石英、绢云母、绿泥石、高岭土和碳酸盐类等。精矿组分（金、银为g/t,其他为%）为Au 80.77，Ag 50，Cu 0.71，Pb 0.6，Zn 0.18，Fe 25.09，S 26.55，As 0.046，Bi 0.0063，Ni 0.038，SiO2 22.44，CaO 4.08, MgO 11.80, Al2O3  3.60。天然金粒度-0.038mm（400目）占80%以上，其间0.0067-0.0033mm的约占50％。[next]    实验选用接连浸置作业，规划为1.5t/d。给料办法一为机械接连给料，二为入工定量给料。浮选精矿经稠密机脱水后进行调浆，再入旋流器和分级机组成的闭路循环中磨矿，溢流送浸出。浸出金的收回是在槽中挂入铁板，在浸出的一起堆积金。    实验在七只槽中接连进行，磨矿粒度80%-85%-0.043mm（325目），固液比1:2初始质量分数为0.3%，pH 1-1.5，液温25℃，刺进铁板3m2·m3·槽-1，浸置时刻35-40h，并按每2h由天车守时吊出铁板主动刮洗金泥一次。    通过12d分别对两个计划进行比照实验标明：金的浸出率分别为94.50%和95.21%，堆积收回率99.35%和99.64%，总收回率93.89%和94.86%。金泥（一例）组分（％）为：Au 3.05，Ag 1.73，Cu 13.57，Fe 15.66，S 20.36，SiO2 19.42，CaO 0.33，MgO 0.35，A12O3 2.95。其间（Au＋Ag）4.78%。为了进步金泥中的Au、Ag档次，曾在刮洗前先用高压水冲刷除掉铁板表面附着的黄铁矿和细粒矿泥，金泥含金可进步至5%。    以上工业实验标明：    ①铁浆法与化逆流倾析洗刷工艺比较，各项经济技术目标适当或略好（如表3），首要是法所用精矿含金档次比化法低形成的。若铁浆法与化炭浆法比较，则法本钱要高些。表3  法与化法经济技术目标比较办法质料含金/（g·t-1）渣含金/（g·t-1）浸出率/%贫液含金/（g·m-3）置换率/%总收回率/%精矿生费/（元·t）化CCD工艺101.154.0695.10.0799.5693.53165.13法机械给料80.774.4494.50.2599.3593.89147.7人工给料75.53.6295.210.1399.6494.86     ②浸金的初始浸出速度很快，当矿浆在向槽加调浆后，金的溶解率已达50%以上，今后进入各浸出槽溶解速度逐步下降。表4是精矿在各槽中的浸出、置换作业目标。因为矿浆中金的浸出和铁的置换堆积是同步进行的，矿浆中金属离子浓度和Au溶解的电位都较安稳，因而，金的浸出率和置换率均呈稳步上升趋势。[next]表4  铁浆法的浸出和收回目标项目加酸槽加硫浸置槽脲槽1#2#3#4#5#6#7#精矿含金/（g·t-1）75.534.516.512.58.856.756.44.54.05累计浸出率/%　54.3178.1583.4588.2891.0691.5394.0494.64浸液含金/（g·m-3）　20.9511.254.51.560.630.330.270.15累计置换率/%　　46.378.5592.5596.9998.4298.7199.28     ③本实验是在高酸（pH 1-1.5）和高浓度（质量分数0.3%）条件下进行的，精矿中各杂质组分的总溶解率均匀达25%。表5是精矿和终究浸渣（取自7#槽）的首要组分及它们的溶解率（一例）。从表中看出，这些杂质很多溶解进入溶液中，不单加大了药剂耗费，还使很多杂质离子或化合物硫化沉积或混入金泥中，致使金泥的含金档次下降。在这些杂质离子和化合物浓度如此高的矿浆中，若不在浸出的一起选用铁浆法置换，金粒的表面就易发作钝化而下降浸出率，且会使已溶金的很多硫化物沉积于渣中而下降收回率。

化学法别离和提纯金、银，除传统的硫酸浸煮、硝酸分银和分金等方法外，在近代，又开展了一些运用各种复原剂的复原法。 能从含银水溶液和浆猜中复原银的复原剂许多，除活性金属置换复原剂外，还有碳酸钠，葡萄糖、钠、抗坏血酸、和等等。复原含金氯化液中的金，则广泛运用二氧化硫、硫酸亚铁等复原剂。 一、硫酸浸煮法 此法是用浓硫酸在高温下进行长期浸煮，使合金中的银及铜等贱金属构成硫酸盐而被除掉，以到达提纯金的意图。运用浓硫酸浸煮时，合金中的含金量应在33%以下，铅的含量应尽或许低（不大于0.25%），或预先用火法除掉铅，不然产出的金中含有很多铅等杂质，需进一步处理。此法的浓硫酸耗费量，约为合金分量的3～5倍。且劳动条件恶劣。 浸煮前，先将合金熔化并淬成粒或铸（或压碾）成薄片，置于铸铁锅中，分次参加浓硫酸，在160～180℃下拌和浸煮4～6h或更长期。此刻，银及铜等杂质便转化成硫酸盐。浸煮完成后，将锅冷却，倾入衬铅槽中，加水2～3倍稀释后过滤，并用热水洗净除掉银、铜等的硫酸盐。再参加新的浓硫酸再进行浸煮。经重复浸煮洗刷3～4次，最终产出的金粉经洗净烘干，含金可达95%以上。产出的硫酸盐液和洗液，先用铜置换收回银（如合金中含有钯时，被溶解的钯也和银一道被复原）后，再用铁屑置换收回铜。余液经蒸腾浓缩除掉杂质后收回粗硫酸再用。 浓硫酸浸煮作业，因为剧烈反响会产出很多的含硫气体，故应在抽风罩下进行，或将锅密封通过抽风机经烟道排出含硫气体。 二、硝酸分银法 因为硝酸分化银的速度快，溶液含银饱满浓度高，一般在自热条件下进行（不需加热或在后期加热以加快溶解），故被广泛运用。作业中为削减硝酸的耗费，一般选用1∶1～3的稀硝酸溶解银。在某些条件下，为下降本钱，还可参加廉价的硫酸配成硫硝混酸来溶解银。但硫硝混酸能够溶解部分金，进入溶液中的金需从置换银中收回。 为了最大极限地除掉银，硝酸分银前应预先将合金淬成粒或碾压成薄片，并要求合金中的含金量不大于33%，以加快银的溶解和进步金的成色。 硝酸分银作业，可在带拌和器的耐酸珐琅反响罐或耐酸瓷槽中进行。参加碎合金后，先用少数水潮湿（特别是粉末状合金），再分次参加硝酸。参加硝酸后，反响便很剧烈，并生成很多气泡和放出很多棕色的氧化氮气体。为防止反响过火剧烈而引起溶液的外溢，加酸不宜过速。当一旦呈现溶液外溢时，可参加适量冷水进行冷却予以消除。经加完悉数酸后，如反响已很缓慢，则可加热以促进溶解。当液面呈现结晶时，阐明溶液已饱满，可参加适量热水并加热以消除饱满状况，使溶解继续进行下去。一般情况下，当逐步加完硝酸，反响逐步缓慢后，抽出液，再参加一份新硝酸溶解。经重复溶解2～3次，残渣经洗刷烘干后，再加硝石于坩埚中熔炼造渣，便可取得纯度在99%以上的金锭。 硝酸分银作业产出的很多氧化氮气体，在排出前，需通过液化烟气的接受器和洗刷器吸收，以削减对空气的污染并收回运用。 溶液中的银，用铜置换收回。硝酸分银时，如合金中古有铂族金属，则有少数铂族金属（铂、钯）进入溶液，在用铜置换时，则与银一道被复原。 三、分金法 分金法，一般用来提纯含银不多于8%的粗金，在此过程中，金进入溶液，而银则成为氯化银渣被别离出去。并能别离和收回其间所含的铂族金属。关于含银多的合金，必须先经除银处理。 工厂出产中运用的工业纯，由出产人员自行制作。一般运用的，是由一份工业纯硝酸加3～4份工业纯制成。制作的作业，一般在耐烧玻璃或耐热瓷缸中进行。制作时先倾入，再在拌和下缓慢参加硝酸。此刻，反响激烈，生成许多气泡并放出部分氧化氮气体。跟着反响的进行，溶液色彩逐步变为桔红色。因为在制作过程中溶液放出很多的反响热，故当运用不耐突变的容器时，特别要注意安全，避免形成事端。 溶解金（包含铂族金属等）的作用，是因为硝酸将氧化生成氯和： HNO3＋3HCl＝NOCl＋Cl2＋2H2O 是反响的中间产品，它又分化为氯和一氧化氯： 2NOCl＝2NO＋Cl2 氯与金、铂等作用，生成氯化物进入溶液。其总反响式为： Au＋HNO3＋3HCl＝AuCl3＋NO＋2H2O 3Pt＋4HNO3＋12HCl＝3PtCl4＋4NO＋8H2O 分金，是将不纯的粗金淬成粒或碾压成薄片，置于溶解皿中，按每份金分次参加3～4份，在自热或后期加热下进行拌和，金即溶解生成三氯化金进入溶液。银与氧作用生成氯化银堆积。溶解作业如运用易碎的溶解皿时，最好将皿置于盘或大容器中，避免因溶解皿的决裂而形成丢失。经充沛溶解后，过滤溶液，然后用亚铁或二氧化硫或草酸（H2C2O4）等来复原滤液中的金，使成海绵金堆积。堆积的金用水细心洗净，再用稀硝酸处理除掉杂质后，经洗净、烘干、铸锭，可产出99.9%或更高的纯金。 为最大极限地溶解合金中的金，分金操作可重复进行2～3次。产出的氯化银用铁屑或锌粉复原收回。复原金后的溶液，仍残留少数金，可参加过量的亚铁，经充沛拌和后静置12h以上通过滤收回。余液尚含有剩余金及铂族金属，参加锌块或锌粉置换至溶液弄清后，过滤液弃去。滤渣经洗净烘干，便得到铂精矿，送别离和提纯铂族金属。 复原用的亚铁，一般由冶金工厂的出产人员克己。 四、复原制取纯银 向正夫引荐的从废银中制取纯银的复原法，是向枯燥的废银中参加，来溶解铅、及其他杂质，经玻璃纤维过滤后产出氯化银渣，并洗净除掉可溶物质。再用尽或许少数的密度0.90的浓来溶解氯化银。过滤除掉不溶物后，细心向滤液中参加6mol／L的来酸化溶液，并加热使氯化银凝聚堆积，经倾析洗刷至洗液呈中性后，于液顶用锌棒复原，并用水洗净取得的银。 此金属银再用稀硝酸溶解后，加很多蒸馏水稀释，至少静置12h，使锡、锑、铋等堆积。通过滤，再次加稍过量的浓堆积氯化银，并于温水浴中加热倾析洗净，弄清液弃去。然后用6mol／L在充沛拌和下倾析洗净氯化银。经如此重复数次加酸倾析洗刷后的氯化银，过滤洗净，再次于被顶用锌棒复原成金属锟堆积。 再用7.5mol∕L硝酸溶解复原的金属银后，将经稍过量中和过的85%的滴加于热液中来复原成纯银： 2AgNO3＋2NH4CHO2＝2Ag↓＋2NH4NO3＋CO2＋HCHO2 的用量，一般为理论量的1.2倍。取得的粒状银堆积，用热水洗刷后，进行抽气枯燥或夹于滤纸中枯燥。 五、复原法 复原法，又称－肼或联复原法。此法运用与适量合作的复原剂。 从溶液或氯化银浆猜中复原产出的银粉，具有粒度细（小于160目）、纯度高（大于99.9%）的特色，是制作各种银系列电触头号的抱负材料。加之复原法具有工艺流程短、设备简略、操作简单、出产效率高、本钱低一级长处，因此是现在制取粉末冶金用纯银粉的一种很有出路的新方法。 （一）复原银的原理 能把许多金属盐复原成金属，使之呈粉末状的非均一晶粒堆积于反响器壁上或基片上。 复原过程中，当肼被氧化成和水时能释放出氢离子，因此，它是一种具有速度常数K1和K－1的反响。 N2H4 N2＋4H＋＋4e－ 就                             A B＋H＋来说 － ＝K1（A）－K－1（B）（H）＋ 反响过程中，跟着氢离子浓度的添加，K1（A）与K－1（B）（H）＋两数值逐步挨近，而使反响速度减慢。为了坚持过程中的反响速度，需向系统中参加适量。 在室温下，从溶液中复原银的根本反响为： AgNO2＋N2H4·H2O＝Ag↓＋NH4NO3＋ N2↑＋H2O 当参加调整pH后，其反响则为： 4Ag（NH3）2NO3＋N2H4＝4Ag↓＋N2↑＋4NH3＋4NH4NO3 从AgCl浆猜中复原堆积银的根本反响为： 4AgCl＋N2H4＋4OH－＝4Ag↓＋N2↑＋4H2O＋4Cl－ 因为浆猜中的氯化银系呈悬浮的固体状况存在，所以反响速度较慢。虽然氯化银加水浆化后，在不加、参加、通入气三种情况下的反响热力学核算值是附近的，但向此系统中参加或通入气时，因能溶解部分氯化银而生成Ag（NH3）2＋络离子，因此可加快反响的进行。 （二）用法从合银废猜中制取纯银粉 从银触头、银合金、镀银件、焊药、抛光废料、切削碎屑等废猜中精制纯银粉，需预先用1∶1稀硝酸来溶解其间的银使之生成液，过滤别离不溶渣，送去收回其他金属。 滤出的液，多含有铜、镉、镍、铁等重金属杂质，需往其间参加使银呈氯化银沉出而与重金属杂质别离。但的参加量不宜过量太多，避免过量的Cl－与银生成不堆积的AgCl2－、AgCl32－络阴离子，而下降银的收回率。 沉出的，过滤洗刷后加水浆化，再参加适量调整pH＝10～11。然后在室温文杰出拌和条件（不要有死角）下缓慢参加两倍理论量肼的水溶液，经复原30min（溶液精亮，再加少数，若色彩无变化是氯化银复原彻底的标志），静置取得细粒海绵银。通过滤，再水洗、酸煮（1∶HCl）、洗刷、枯燥和筛分，至产出合格银粉。 用此法处理含有重金属杂质的工业废酸性，也具有很好的作用。 （三）用法从块状纯银或从纯液中制取纯银粉 从块状纯银或从纯液中精制纯银粉一般不运用含氯含钠的药剂。块状纯银先加稀硝酸溶解制备成纯液。纯液加渊整pH至8～10，在室温文拌和下缓慢参加两倍理论量肼的水溶液，复原30min，静置产出细粒海绵银。通过滤、洗刷、枯燥、筛分产出合格银粉。 （四）复原的工艺关键 通过实验室实验和小批量出产的实践证明，复原的工艺和技能要求为： 1、复原银的最佳条件：原液含银浓度10～200g∕L（氯化银的浓度对复原无明显影响），pH值一般为8～10（氯化银最好为10～11）；N2H4的用量为理论量的两倍，在室温文杰出拌和下复原30min或更长。 2、从含银废猜中出产纯银粉，银的浸出率一般为96～99%，复原率一般在99%以上。收回率高，复原后的母液中含银均在0.001g∕L以下，到达抛弃程度。 3、的报价虽较贵，但它的复原力强，复原当量大。故药剂的单项本钱乃至比碳酸钠、钠、铜粉等复原剂低。如将复原后的母液回来运用，还可削减肼和的耗费。 4、为保护环境，溶银过程中放出的NO、NO2气体可经稀NaOH液吸收；不回来运用的母液，可参加少数等氧化剂氧化后排放。

加布拉对法和氛化法做了比照实验，两种办法同是处理含碳砷黄铁矿金精矿500g,在25℃、液固比为2时，选用空气作氧化剂（1L/min）且各取其最佳浸出参数：法用1000mL含质量浓度为0.175moVL H2SO4，0.197mL/L（15g/L）的TU溶液；化法用1000mL去离子水加4g NaCN,并加Ca（OH）2坚持pH＝l0。图1标明，法浸出30min后金收回率近90%，此刻化法金的收回率仅35%，欲达94%的提取率，化法需24h，而只须1h。    哥罗尼沃尔德对未经预处理的或酸洗的矿石用硫酸-溶液作浸出金的研讨，当溶液含浓度为1.0mol/L的H2SO4，1.2mol/L的和0.1mol/L的过氧化氢时，溶金速度很快，经1h便可收回98.5%的金，的耗费是1.4 kg/t矿石。    陈登文从难处理的含碳泥质矿石中浸出金，经焙烧和硫酸预处理后的矿石，酸性浸出金收回率达95%，与硫酸耗费别离为每吨矿石1.5-2 kg和70 kg。    就地浸出有限责任公司（Insitu Inc.）1981年在澳大利亚维多利亚进行了就地浸出实验。据报道，、硫代硫酸盐和铁的混合物溶液初次被用于“压入-抽出（push-pull）”实验，借以从一种深掩盖的冲积型矿床中提取金。    依据实验室核算，1000kg干料和100kg湿料（含金35g)，在加H2SO4 5kg、SO2 0.5kg、H2O2（30%）0.75kg、1.05kg的条件下，金的提取率可达98%（其间浸出段提取80%，洗刷段提取10%），经3段炭吸附，金的收回率为97.86%（3段别离为80%、16.37%和1.49%），金的总收回率在95％以上。    总归，近年来国外对法提取金表现出极大的爱好，但又持较慎重的情绪。较普遍地以为与化法比较，法具有减轻环境污染，加快溶金速度、下降铜、锌、砷、锑搅扰程度，工艺流程短、出资省、操作较简洁等长处；但药剂耗费高，设备费用较多等触及经济效益的问题还有待进一步处理。[next]    苏联学者B.B.罗捷希可夫对许多的理论和实验研讨工作进行归纳分析后，拟定出了以浸出为根底的湿法处理金矿石的准则工艺流程，该流程包含以下四个首要工序：    ①选用再生的、净化除杂后的酸性溶液进行金的拌和浸出。    ②含金的浸出液与浸渣经过稠密过滤的办法进行别离。    ③从溶液中收回金，以取得相应的契合精粹厂要求的产品。    ④收回金后的溶液作进一步处理，以再生和除掉溶液中的杂质。    关于从溶液中收回金，可选用下述几种办法：金属（锌、铅、铝）置换堆积，碱液（NaOH等）损坏络合物，电解堆积，吸附在活性炭和阳离子交换树脂上。    收回办法的挑选，首要取决于溶液中的金属含量。①关于金和银含量较高、质量浓度大于500 mg/L的溶液，宜选用电解法，它能一起使得到再生；②对金质量浓度小于50mg/L、银质量浓度在200-400 mg/L的溶液，吸附法最有出路，而且贵金属既能够吸附在活性炭上，又能够吸附在阳离子交换树脂上；③对金质量浓度大于50 mg/L、银质量浓度大于20 mg/L的溶液，当运用吸附法不太有用，即金属的富集程度较低时，可用金属置换堆积法，在这种状况下选用电解法在经济上是不太适合的。    现在研讨过的提金工艺首要有：惯例浸出法、向浸出液中通入SO2的SKW法、加金属铁板进行浸置的铁浆法、加活性炭或阳离子交换树脂进行吸附的炭浆或树脂浆法，以及向浸出槽中刺进阴、阳极板进行电解的电积法等。    如今供法提金的质料大多运用含金高的金精矿或焙砂，作业技能简直与用压缩空气进行拌和浸出的化法相同，仅仅需求选用耐酸设备。从浸出矿浆中收回金的办法多选用铁浆法和炭浆法等。    1.惯例漫出法    此法是向硫酸酸性（pH1.5-2.5)硫脉矿浆中鼓风拌和进行金、银浸出的惯例办法。矿浆中的已溶金一般选用过滤和屡次洗刷，并从滤液和洗液顶用置换、吸附或电解法收回金。它与化法的CCD工艺类似。但因为矿浆是强酸性硫脉介质，铜、铅、锌、铁等贱金属会和金、银一道溶解生成硫头绪离子，它不光使矿浆中的离子浓度过高，也会耗费许多硫脉。特别是用来处理硫精矿时，硫进入溶液会生成H2S、S、SO42-、HSO4-等硫化物。它们的彼此转化又可使矿浆中H2S（液）的平衡浓度约达0.1mol,它会使金属离子许多生成硫化物堆积。其间特别是金、银被硫化而堆积于矿浆中，或许硫粘附于矿粒表面而发作钝化，都会下降金、银的浸出率，使硫脉浸出作业结尾过早出现，浸渣中含金过高而形成丢失。但因为硫脉对银的浸出率比化法高得多，故1982年以来墨西哥科罗拉多金银矿山就选用硫脉法替代化法从含银尾矿中浸出银，取得了很好的效果。[next]    1)从辉锑矿精矿中浸出露出金    澳大利亚新南威尔士的希尔格罗夫（Hillgrove）锑矿是一个前期挖掘的矿床，现存锑矿带均匀宽300-400m。1969年，新东澳大利亚矿业公司（NEAM）又在这儿运营一个小矿山和选厂。    该矿为石英脉型含金辉锑矿床，首要共生矿藏为黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂、白钨矿和绿泥石等，矿石含Sb 4.5%、Au 9g/t。采出的矿石经磨矿、重选和浮选，产出锑精矿售给冶炼厂。精矿中含金30-40g/t、冶炼厂不交给任何酬劳。为了提取其间的金，选厂曾用化法实验，效果欠好，后在实验其他溶剂时，发现能快速地浸出精矿中的露出金。而于1982年3月树立一座1t/h的小型分批作业浸出车间。    该车间处理锑精矿仅仅收回其间的单体解离金，并不希求更高的金收回率。故选用较高的和Fe3+浓度，并将浸液与精矿预先混合制浆，可使每批精矿的纯浸出时刻缩短至巧min以内。浸出贵液中的金用活性炭吸附，产出含金6-8kg/t的载金炭直接出售。吸附金后的液加H2O2调整氧化复原电位后回来浸出进程循环运用。    选用浸出的开始几个月，曾出现已溶金堆积丢失，经查明，它是由金吸附在精矿中的绿泥石矿藏表面而形成的，故又在浮选时添加空气按捺剂633以按捺绿泥石，并在浸出前向矿浆中参加少数柴油。采纳这些办法后，露出金得以浸出，精矿中金收回率达50%-80%，耗费一般在2 kg/t以下。    该公司还发现，浮选尾矿中的毒砂含有许多金，故又添加了毒砂浮选回路，产出的砷精矿含As15%~20%，Sb 5%，Au 150-200g/t，尾矿中金的收回率为70%。为此，又于1983年建成一座600 t/d的前期尾矿再处理工厂，可从每吨尾矿中收回金1-2.5g。    2)含银质料制取纯银    为了探究用含银质料制取纯银的新工艺，张箭等进行了含银质料的浸出、络合物结晶和灼烧结晶体制取纯银的新工艺研讨。实验成果，银的收回率91%以上，产品银纯度达99.84%。    实验所用质料组分为（％）：Ag 0.91，AgCl 0.29，SiO2 61.00，CaO 15.76，MgO 0.78，Fe2O3 1.81，Al2O3 1.75，K2O3 1.16，Na2O 0.47，H2O 3.30，挥发物11.05，其他1.72。    小型实验将质料磨细至-2mm,称样100g置于500mL烧杯中，参加二次蒸馏水和试剂纯药剂制造的浸出液300mL进行各条件单因子实验，并依据单因子实验成果进行归纳条件实验，选定的最佳条件为：SCN2 HQ的物质的量浓度为0.52mol/L, H2SO4为1.18mol/L,Fe2（SO4）3为0.004mol/L、温度60℃、拌和速度700r/min,浸出时刻2.5h,经过滤、洗刷，洗液和滤液兼并，渣弃去。银的浸出率为98.50%。[next]    扩展实验在上述条件下，改用自来水和工业纯药剂进行扩展10倍的实验。成果，银的浸出率别离为97.23%-98.91%，重现了运用二次蒸馏水和试剂纯药剂小试的成果。    浸出液中银呈Ag（SCN2H4）3+络离子状况。络合物的结晶经单因子实验成果显现：温度由15℃降至2℃，结晶率由70%上升至95%以上；pH在0.5-3之间，结晶率都在80%以上，pH上升，结晶率只略有添加。当pH＞3.5时则出现黑色堆积。溶液含银质量浓度为0.6~3.6g/L时，结晶率都略高于80%。跟着银浓度的升高，结晶率略有下降趋势，但无显着影响。在此根底上选定的结晶条件为温度2℃、pH＝3、原液含银质量浓度为0.78g/L，银的结晶率达93%。在三要素中，经方差分析标明，影响结晶率的首要要素是温度。    产出的结晶于100℃左右枯燥后，升温至1100℃灼烧产出99.84%的纯银。若将母液中别离的结晶用低温水洗刷除掉可溶杂质，产品纯度还可进步。别离结晶后的母液，可回来再用于浸出银。    本实验虽为0.1-1.0kg规划小型探究性实验，但生产流程短、工艺简略、设备出资少、产品纯度高，且可用来处理不纯金属银、氯化银、硫化银、辉银矿、角银矿及其混合质料，具有工业运用远景。    2.SKW法（又称SO2复原法）    此法是前联帮德国南德意志公司（SKW）安排研讨的，在惯例浸出法根底上向浸金系统中通入复原剂SO2的办法。    此法是鉴于安稳功能差，易于氧化，在含Fe3+较高（质量浓度3~6g/L）的溶液中，会因为下列反响而失效：    以上反响是分三步进行的。第一步是可逆反响，能氧化生成二硫甲脒，在有复原剂时生成的二硫甲脒又可复原为。第二步是不行逆反响，二硫甲脒受歧化效果部分复原为，部分生成组分不明的亚磺化物。第三步也是不行逆反响，它们被终究分化为基和单质硫。基还可进一步分化为尿素。因为这一反响，使在浸金进程中的氧化损耗量常高于作为溶金药剂的纯耗费量许多倍。且终究分化生成的单质硫具有粘性，它会掩盖在所有固态物料的表面使它们发作钝化，使金等的浸出率下降。[next]    为战胜这些困难，应避免上述反响中二硫甲脒的不行逆分化，即避免二硫甲脒在溶液中浓度过高，或许加人复原剂使二硫甲脒经过可逆反响部分复原成。这个想象就是SKW法研讨的根本指导思想。    二氧化硫是一种高效的复原剂，在浸金的特定条件下，研讨者发现只需有二硫甲脒存在，它就不会去复原其他氧化剂。    在用0.2-0.7mm银粒进行浸出实验中，当不加SO2时银粒表面掩盖有一层暗色膜，银的浸出率约25%，这显然是Fe3+的存在和开始浓度较低（0.5g/L）的原因。若向浸液中供入过量SO2，银粒表面出现亮堂的金属状况，银的溶解率可达100%。当进程中SO2供入量缺乏，银的浸出率又会下降。    当选用相同的办法浸出金粒时，则发作了料想不到的现象，即当SO2供入量缺乏时，金粒表面亮堂，金的溶解率几近100%；而供入过量SO2时，金的溶解速度反而下降。虽如此，但这种现象是可用化学动力学解说的。    经过实验证明：在浸金的实践运用中，将矿浆温度进步至40℃，以加快氧化生成二硫甲脒；并以恰当速度向矿浆中供入SO2来复原矿浆中过量的二硫甲脒。操控SO2的供入速度以使矿浆中总量的50％坚持二硫甲脒的氧化状况，就能完成金、银的高速浸出和下降耗费。这一办法就是SKW法成功的要害。    表1是对含Pb 50%、Zn6.8%、Fe 26.5%、Ag 315g/t, Au 10.6g/t的一种难处理氧化矿，别离选用化法、惯例法和SKW法进行比照实验的成果。从表中看出，SKW法往浸出矿浆中供入SO2 6.5kg/t,在5.5h内金、银的浸出率比化法和惯例法高得多，完成了金、银的高速浸出，并可使的耗费量降至0.57kg/t。因为SKW法的耗费已降至如此低的水平，且浸出时刻大大缩短，它不光用来处理高档次的金精矿是经济的，就是用来处理低档次的金矿石也可能是经济有用的。表1  不同办法对难处理氧化矿的浸出比照实验目标化法惯例法SKW法药剂耗费/（kg·t-1）734.40.57浸出时刻/h24245.5SO2耗费量/（kg·t-1）　　6.5金浸出率/%81.224.785.4银浸出率/%38.6154.8[next]     浸出液中的金、银能够选用活性炭、强酸性阳离子交换树脂或硫醇树脂吸附，再用热酸或液进行解吸。因为用量如此之少，可不必考虑再收回它。    SKW法小试成果标明：    ①进步作业温度至40℃，可加快氧化生成二硫甲脒；    ②操控SO2的供入速度，经过SO2的复原效果将过量的二硫甲脒复原为，使矿浆中总量的50%坚持二硫甲脒状况，可避免给料的钝化，以取得最高的金、银溶解速度；    ③供入适量SO2，使过量的二硫甲脒复原为，避免矿浆中二硫甲脒浓度过高而发作不行逆化学氧化降解丢失，以进步的再生和运用，下降耗费。    依据小试成果，R.G.舒尔策选用图2的工艺实验流程。实验给料1.1t（其间含水100kg），浸出用来自再循环液，新添1.05kg参加洗刷段，氧化剂运用H2O2。作业进程中TU（g/L）和Au（mg/L）的质量浓度和溶液流量（L）的平衡数值亦示于图中，其作业技能关键和目标为：    ①供入质料为含水10%的湿料，不管选用硫化矿的浮选精矿或经预先酸洗处理的氧化矿，都脱除了较多的杂质，减少了矿石处理量；    ②每吨矿SO2总耗为6.5kg,浸出后将剩下SO2通入矿浆中，使二硫甲脒进一步复原为，并使氧化生成的硫彻底堆积，为后继作业供给功能安稳的溶液；    ③浸出作业用的氧化剂Fe3+，由质料本身所含铁经酸溶解和H2O2氧化而得；    ④浸出后的矿浆，经一次过滤后贵液送一次吸附。滤饼中所含的Au、Ag运用含质量浓度为15g/L的热（50℃）溶液进行简略洗刷后进行二次过滤，滤液送二次吸赞同作二次洗液用。滤渣再用贫液进行三次洗刷，洗液送三次吸附。终究滤饼和废液加石灰或碱性研石中和后排入尾矿坝；[next]    ⑤实验给料的1t干猜中含金总量为35g,浸出液中金的收回率88%，两次洗刷收回率10%，总浸出收回率98%。终究滤饼中渣含金0.7g,液含金0.05g,算计丢失金0.705g,丢失率2%。其间渣中丢失较大。若要再进步收回率，可在过滤设备B中加水再洗刷终究滤饼一次，并进行第四次吸附（如图中虚线所示）后排放；    ⑥贵液中Au、Ag的收回，若选用活性炭吸附，载金容量高达100kg/t,可经缎烧后熔炼或进行解吸处理；若选用离子交换树脂吸附，树脂的载金容量虽比炭小，但可用少数浓液解吸产出富金贵液，送电解或置换收回。本实验运用活性炭吸附，金的吸附收回率第一次为80%，第2次16.37%，第三次1.49%，总吸附收回率97.86%。    经上述1t规划的工艺实验后，R.G.舒尔策给出的炭浆法工业生产流程如图3。此工艺与化炭浆法工艺流程极为类似。但因为浸出金的作业时刻比化法短得多，故选用先浸出后吸附的无过滤炭浆法。其他条件则与上述的工艺实验流程条件附近。    3.铁浆法（“浸-置”一步法）    铁浆法是在浸出金时向浸出槽的矿浆中刺进必定面积（实验中常为3m2·m3·槽-1）的铁板，使已溶金、银及铜、铅等电位比铁正的金属离子呈微米粒级硫化物牢固地堆积于铁板上。因为堆积速度较快，一般每2h要提出铁板刮洗一次金泥，然后再刺进槽中持续运用。    此法归于无过滤作业，设备和操作都较简略，金的堆积收回率也可安稳在99%或以上。它已在我国的一些矿山推广运用。[next]    金泥的堆积仍属负电性金属置换领域。即矿浆中的H2S会吸附在铁板表面，并跟着铁的溶解而电离出H+，故铁板上H2S的电离速度远大于矿浆中H2S的天然离解，因而使铁板表面S2-浓度远高于矿浆内部，因而已溶金等金属离子在铁板表面发作硫化反响并堆积的速度也远大于矿浆内部，在较短时刻内就能在铁板表面掩盖一厚层硫化堆积物。只需铁的溶解不发作钝化，金、银、铜、铅等金属离子的硫化堆积就能正常地快速进行。故产出的“金泥”中，含金档次首要决定于质猜中电位比铁高的各种金属的溶解量。在一般状况下，产出的金泥含金只要1%-5%。且金、银等硫化物在铁表面的堆积是以铁的溶解进行置换的，故铁浆法运用的铁板溶蚀很快（每吨精矿耗费普通钢板15kg或低碳钢板5kg），硫酸耗费量也很大，需经常向矿浆中补加酸，以坚持介质处于适合的酸性状况。    1)铁浆法工艺实验    在前期的实验中，因为浸出硫精矿的金的浸出目标远低于化法，故多年来许多研讨者以为：法只适用于处理组分简略的质料。自从长春黄金研讨院和北京有色冶金规划研讨总院等向浸出系统中引人固相铁（钢板）进行“铁浸置”后，大幅度地进步了金的浸出率和收回率，而成为提金的一项严重办法。在适合的条件下，它可取得与化法处理同类质料相同的浸出目标，且浸出时刻比化法短。    在含有氧化剂的酸性液中，不单金、银会溶解，铜、铅、锌等贱金属氧化物和硫化物也会发作溶解：                          MeO+2H+→Me2++H2O                          MeS+2H+→Me2++H2S    硫化物溶解生成的H2S在氧化剂和酸的效果下还可发作一系列反响生成S, S2-，HSO4-, SO42-等。它们在不同电位和pH条件下还可相互转化。在酸性条件下又可经过可逆反响再生成H2S,使溶液中的硫化物之间完成平衡。此刻H2S的平衡浓度约0.1mol/L,这些H2S在溶液中可与已溶的Au+、Ag+、Cu2+、Pb2+、Zn2+等反响而生成硫化物堆积。    这种状况，在不向矿浆中加固相铁的浸出金前期，因为矿浆中离子浓度小，H2S的生成量也很少，且精矿表面露出的金粒数量多面积大，的浓度也大，在氧化剂的效果下，金的浸出率较快，已溶金含量不断上升。但跟着浸出时刻的延伸，矿浆中金属离子浓度不断增高，一起H2S浓度也随之上升，游离浓度不断下降。H2S的浓度升高则天然解离出更多的S2-，并与已溶金（和其他金属）离子反响生成硫化物堆积。跟着硫化物堆积效果的加强，浸出液中金含量上升速度递减，并逐渐发展到金的浸出与硫化物堆积两者之间发作平衡而到达“结尾”。这一结尾比质猜中金的实在浸出结尾早许多，故金的浸出率只90%多一点，比化法约低6%（见图4）。当向矿浆中加人固相铁后，已溶金及其他高电位金属离子便敏捷地在铁板上与S2-反响生成硫化物堆积而得到收回。图中金的浸出堆积率，随铁板加人时刻的迟早而呈直线上升，当在矿浆浸出作业的一起加铁时，金的浸出堆积收回率根本与化浸出率相同。如峪耳崖硫金精矿，化法浸出率为96.10%，铁浆法浸出率为96.06%；金洞岔硫金精矿，化法浸出率为89.63%，铁浆法浸出率为87.49%。二者的目标适当挨近。金等金属离子在铁板上敏捷发作硫化堆积，不光下降了矿浆中的离子浓度，避免它们的浓度过高而硫化沉入渣中形成金的丢失，还因络阳离子中金属离子的离解而释放出许多，使矿浆中游离浓度添加。[next]    图5是法与化法在不同浸出时刻金浸出率的比照曲线。从图中看出，不加铁的法因为金的硫化堆积，经浸出16h金的浸出率最高只达52%左右，跟着时刻延伸因为金的硫化堆积加强还略有下降。而在浸出一起加铁的法，金的浸出率随时刻的延伸不断上升，终究的浸出率与化法适当挨近。表2是铁浆法浸出硫金精矿质料的首要组分和浸出、收回目标一例。表2  铁浆法作业目标组分精矿档次/%浸渣档次/%浸出率/%金泥中收回率/%Au32.625g/t0.28g/t87.7799.65Cu0.40.284598.67Pb2.181.7336.789Zn2.031.8427.5923.5Fe34.7834.9119.99.26注：①表中Fe的添加是刺进铁板溶解生成的；②档次除Au为g/t外，其他为%

在单个矿床的矿石中，贵金属（主要是银）常呈微粒状况被包裹于锰矿藏中，锰矿藏含银可达4～5公斤/吨，含金为2～10克/吨。收回办法可采用浮选、重选、磁选办法收回锰矿藏。为了使贵金属从锰矿藏中别离，矿石常在化处理前用处理3～5小时或用煤气、氯化物在600℃时进行复原焙烧，使高价锰变为贱价锰，以便进步银和金的化收回率。

表5  铁浆法浸出精矿时各组分的溶解率项目AuAgCuFeSSiO2MgOCaOAl2O3/（g·t-1）/（g·t-1）/%/%/%/%/%/%/%精矿组分79500.6426.69185.5235.740.391.414.64浸渣组分4.25120.5416.2121.730.080.21.293.63溶解率94.627615.6339.2723.9215.8448.728.5221.77     ④本实验在初始矿浆pH为1-1.5，H2SO4的质量浓度为8.96g/L,浓度为4.49g/L的条件下浸出，因为上述各种杂质的很多溶解，每吨精矿耗费硫酸100.5kg,6kg。经作业耗费，贫液中含H2SO4浓度4.11g/L、SCN2H4浓度2.14g/L,作业过程中的药剂耗费占50%以上。    ⑤本次运用的精矿，金呈极细粒散布于精矿中，磨矿粒度原则上虽以细为好。实践作业中磨矿粒度已达80%-85% -0.043mm（-325目）。若再行细磨，不光增大磨矿本钱，还将增大杂质的溶出量，或许会引起金浸出目标的恶化。    ⑥实验证明：铁浆法工艺简略、操作便利。长春黄金研讨院为工业实验而规划的设备已完结了机械化和程序自动控制，可节约劳力，减轻劳动强度，故该工艺和设备在完结实验后已应用于工业出产。出产实践证明，它能满足出产需求。    4）金泥的处理    铁浆法金泥的产出率一般为精矿的1%左右，金泥含金常为1%-5%，富集比小。鉴于金泥含金档次低，给下一步的提纯带来困难，故多选用火法熔炼或湿法冶金处理。    金泥的火法熔炼能够选用坩埚炉、小型电炉、转炉或灰吹炉处理，因为金泥含金低、组分杂乱，特别是铅、铜、铋等金属的存在，需求进行长期的氧化熔炼才干除掉，给火法熔炼带来困难。为此，可根据金泥的实践组分，预先选用氧化或硫酸盐化焙烧和酸或高铁盐浸出等惯例工艺将S、Cu、Fe等除掉，使金、银富集后再进行火法熔炼，并加熔剂造渣产出合质金，然后用惯例工艺别离提纯。    金泥的湿法冶金，可用酸浸（煮）法、化法、法、化法、法等，但在大多数情况下，最好预先进行氧化或硫酸盐化焙烧和浸出以除掉杂质，使金富集后再处理。[next]    在上述湿法冶金中，化法和法所得产品金纯度不高，还需提纯处理。溶金再用SO2、亚铁盐或钠等复原剂复原的办法，使产品金纯度进步，但有必要预先除掉金泥中的杂质，使金泥中的金含量进步至50%以上才便于选用。而化规律不受金泥含金档次凹凸和杂质多少的约束。因为能溶解的物质化法也能溶解，浸出液中各种离子的浓度虽适当高，但运用SO2、亚铁盐、钠等复原剂均能挑选性复原金，并产出纯度高的金粉，再经氧化熔铸可产出纯度大于99%的金锭。但选用法或化法，金泥中的Ag会生成AgCl进入渣中，需选用浸法或钠浸出法及其他适合工艺从浸渣中收回银，或许将含AgCl的浸渣进行复原熔炼，经造渣后产出铜、银等的合金，再用惯例办法从中别离银并归纳收回有价金属。若选用硫酸浸出除杂质，硝酸分银和（或氯化浸出）分金的分步湿法别离提纯工艺，作用也很好。    4.炭浆或树脂浆法    从浸出矿浆中吸附金、银的炭浆法或树脂浆法，其作业办法和化浸出的炭浆法或树脂浆法相同，所用的活性炭也相同。若选用树脂浆规律因金络离子为阳离子，而应运用强酸性阳离子交换树脂或硫醇树脂等。如不运用粒状吸附剂，而运用阳离子交换树脂纤维布或活性炭纤维布，还可免除从矿浆中筛分收回载金粒状吸附剂的作业，只需守时从矿浆中提出载金纤维布送解吸金，并向槽中参加另一批备用纤维布继续进行吸附。    因为金是带正电荷的络阳离子，金在吸附剂上的吸附性能与带负电荷的金络阴离子是不同的，其解吸办法也简略些。只需通过热（约50℃）酸或热液洗刷，吸附剂上的金、银就可彻底洗脱下来。    活性炭吸附金时也吸附了一些，这些在有氧（空气）条件下解吸金时，会因炭表面的催化作用使快速氧化分化，鉴于相同的原因，若要从贫液或尾液中收回，可先用活性炭吸附，然后在无氧条件下用少数温热水洗刷，就可取得纯洁的浓液。因为此法具有必定的难度，一般是将尾液或贫液进行适度中和，使过量Fe3+水解堆积后回来运用。它既可节约，又可完结无排污作业。    广西龙水金矿是含碳质页岩、石墨的硫化矿床。天然金粒度较粗，大部分为0.01-0.1mm，少数大于0.3mm，-0.01mm的只占15%。金粒首要赋存于黄铁矿的裂隙中，少数为黄铁矿所包裹。鉴于矿石的特性，经实验后，多年来一向选用矿石浮选、精矿焙烧和铁浆法提金工艺。因为矿浆pH在1.5左右，铁板耗费量每吨精矿约10kg,铁板上酸蚀构成的孔洞中夹藏很多矿泥，金泥含金档次只0.1%-0.2%，并有部分金残存于铁板蜂窝状孔隙中得不到收回，且银的浸出率很低，形成资源糟蹋。    为此，龙水金矿又进行了炭浆法小型探究性实验。实验规划为1kg级，限于矿山设备条件，实验只选用单要素比照法，没有进行多要素最佳条件挑选实验。本次实验共进行两批计七个样品，矿样均为浮选精矿的焙砂。第一批三个样为高档次焙砂，未再磨矿，粒度较粗，用于铁浆法与炭浆法比照实验。实验条件是在室温下，按每吨焙砂加硫酸50kg,4kg,铁浆法浸出36h，在浸出的一起按3m2·m3·槽-1参加铁板进行浸置；炭浆法浸出24h，在浸出12h后按吨焙砂加活性炭15-20kg。第二批4个样为不同含金量的低档次焙砂，经再磨矿至90%~95%－0.043mm（-325目），全选用炭浆法浸出，其条件除加酸和与上述相同外，另增加高价铁盐2kg/t，浸出时刻24h，在浸出12h后加活性炭15-20kg/t，实验办法及成果列于表6。从表中看出，选用炭浆法和铁浆法，金的浸出和收回目标附近，银的浸出率二者都不高。怎么进步银的浸出目标等问题有待进一步探究。[next]表6  浸出炭浆法与铁浆法成果比较试样批号办法焙砂档次药剂量浸出时刻/h浸出率/%金收回率/%/（g·t-1）/（kg·t-1）AuAg硫酸Fe3+AuAg1-1#铁浆法342108504　3689.9118.5299.931-2#铁浆法2484.814.3599.881-3#2487.4322.6999.892-1#至4#炭浆法26.0~48.5未化验50422486.6~93.8未化验98.14~99.05     5.矿浆电解堆积法    浸出矿浆中金的电解堆积选用外加电源的不溶阳极电解法。此法于1979年首先由平桂矿务局进行了实验，后来广东矿冶学院别离选用铁、铅、铜作极板进行了较体系的小型探究性研讨，其办法和成果如下：    实验是在矿浆固液比1：2，硫酸10kg/t，3g/t，室温25-30℃，槽电压7V条件下浸出-电解4h。因为时刻短，金的浸出率虽不到50％，但已溶金的电积收回率高达99%左右。    后经条件实验，开始以为以矿浆pH1.0-1.3、槽电压3~5V较好。槽电压的监控运用饱满甘电极丈量阴极氧化复原电位，当阴极电位为-5mV时，金能满足地堆积于阴极上收回。若槽电压过高，阴极电极电位和电流密度将显着上升，尤以阳极电位升高最大，导致矿浆酸度和温度升高，热分化加速，阳极氧的分出速度也加大。因为实验用的金精矿含碳2.65%~3.12%，阳极析氧速度加速会使碳的氧化加重，生成一层粘稠的碳质泡沫浮于矿浆面上，不利于操作。    实验还证明，别离选用铁、铅、铜板作阴极，虽然这些金属的电位不同，但在通入电源后它们的电极电位简直相同，因为阳极在电解时不断分出氧，矿浆中的氧浓度可坚持稳定。矿浆中既有满足的氧，作业的拌和速度也可低些。这些氧还可使精矿溶出的Fe2+不断氧化生成Fe3+，而不用另加氧化剂。

运用一硫酸溶液解吸载金树脂的作业中，取得金（银）含量高的贵液。从贵液中收回金，曩昔多选用置换堆积法或化学堆积法，现在电解法已成为提金厂取得制品金的根本办法。    1.置换堆积法    它是用较贱的金属锌、铅和铝来置换堆积收回贵金属金和银。例如用锌置换： 2Au（ThiO)2++Zn=====Zn(ThiO)22++2ThiO+2Au     该法的首要缺陷是：金属堆积剂耗费量大，并且在液中很多堆集，致使在回来运用脱金液时，金和银的解吸速度下降，有必要定时地用新更新，导致耗费量添加。    2.化学堆积法    它是用碱液堆积收回金。此进程在加温（50~60℃）条件下进行。此刻络合物中的金转为氢氧化物而分出堆积。将此堆积物过滤，然后进行灼烧，灼烧后的堆积物含35%50%贵金属。再选用一系列进程处理堆积物可进步贵金属的含量，但在工厂条件下，这些处理进程未必总是有利的。该法虽简略，且能确保金和银彻底堆积，但堆积产品贵金属含量不高，且在碱性介质中部分分化，酸和的耗量添加，并且由于溶液中硫酸钠的累积，使回来运用的溶液解吸才能下降。    3.电解堆积法    电堆积法是现在广泛运用而有用的从贵液中收回金的办法。其长处是能够得到档次高的贵金属，而不必冗长的金泥富集工序；大大下降试剂（特别是）的耗费，避免了杂质对循环溶液的污染，然后改进树脂再生进程的目标。它是根据贵液中以络阳离子Au[SC（NH2）2]2+形状存在的金，于电解进程中在阴极上被复原、金堆积于阴极表面而加以收回：                    Au[SC（NH2）2]2++e-=====Au＋2SC（NH2）2    电堆积进程中，在阳极剧烈氧化分化为元素硫，使溶液混浊和污染阴极堆积物，并耗费很多的，更重要的是，阳极氧化产品对阴极上金的分出速度有不良影响，为消除上述有害现象，电积在特殊的电解槽中进行。阴极用炭纤维或片状石墨组成；阳极用钦网。阴极室和阳极室用阳离子交流膜离隔、阴极液为贵液（解吸液）；阳极液为2%的H2SO4溶液。[next]    电解槽中金、银的浓度不高，虽在大表面阴极上电解，除金、银分出之外，还有H+一起放电：                                     2H++2e-=====H2    因此，电流功率按金计不超越10％-15％。    在阳极，水分子氧化并分出气体氧：                                  2H2O=====4H++O2＋4e-    所生成的H+离子会穿过阳离子隔阂，进入阴极液（见下图）。处于阴液中的，由于受隔阂的阻挠，不能进入阳极区，因此不会在阳极氧化。SO42-也留于阴极液中（由于阳离子膜不能透过阴离子）。这样，阴极液发作金贫化和、硫酸的堆集，每堆积1mol金，将堆集2mol和0.5mol硫酸，而阳极液成分不改动。因此，这种膜使分子不能通过，因此不可能到达阳极表面，但阴离子SO42-可通过此隔阂而进入阴极区。所以这种装有离子交流隔阂的电解槽，确保了电解进程的正常进行。    电解是在串联的电解槽内进行的。在阴极堆积金后，贫液回来用于制造硫脉解吸液。正常操作下，电流密度为20~60A/m2。为了进步电解时金的堆积速度，增大阴极表面积具有重要意义。如今俄罗斯运用的就是带有离子交流隔阂，由多孔石墨作阴极、钦网作阳极，型号为3Y-1和3Y-1M的高效电解槽。在最佳条件下，石墨材料做成的阴极，1kg石墨基体能堆积高达5Okg的金，而基体自身仅占堆积物总重的2%。    出产实践证明，恰当进步电流密度、溶液流速和温度，可使金和银的堆积速度添加3~5倍。如单使电解液温度从20℃升至50℃，金堆积速度约添加1.9倍。    金的电解堆积进程由几个工艺进程组成：贵液的过滤、电解、阴极堆积物的洗刷、枯燥和卸出、堆积物焙烧和熔炼。电解前贵液须过滤除掉溶液中的悬浮物、木屑及细碎的树脂，避免阻塞多孔石墨阴极，形成电解功率及堆积物的质量下降。当贵液中的含量降至规定值后，即可中止电解作业。

向正夫引荐的从废银中制取纯银的复原法，是向枯燥的废银中参加，来溶解铅、及其他杂质，经玻璃纤维过滤后产出氯化银渣，并洗净除掉可溶物质。再用尽可能少数的密度0.90的浓来溶解氯化银。过滤除掉不溶物后，细心向滤液中参加6mol／L的来酸化溶液，并加热使氯化银凝聚沉积，经倾析洗刷至洗液呈中性后，于液顶用锌棒复原，并用水洗净取得的银。 此金属银再用稀硝酸溶解后，加很多蒸馏水稀释，至少静置12h，使锡、锑、铋等沉积。经过滤，再次加稍过量的浓沉积氯化银，并于温水浴中加热倾析洗净，弄清液弃去。然后用6mol／L在充沛拌和下倾析洗净氯化银。经如此重复数次加酸倾析洗刷后的氯化银，过滤洗净，再次于被顶用锌棒复原成金属锟沉积。 再用7.5mol∕L硝酸溶解复原的金属银后，将经稍过量中和过的85%的滴加于热液中来复原成纯银： 2AgNO3＋2NH4CHO2＝2Ag↓＋2NH4NO3＋CO2＋HCHO2 的用量，一般为理论量的1.2倍。取得的粒状银沉积，用热水洗刷后，进行抽气枯燥或夹于滤纸中枯燥。

为了断定酸性浸出金的最佳条件，加布拉分别对硫酸铁浓度、硫脉浓度、硫酸浓度、温度、洗刷速率、固酸比、氧化剂的品种及数量等要素对浸出速度及金提取率的影响进行了具体研讨：    1)硫酸铁浓度的影响    实验处理的含金黄铁矿精矿的成分如表1。当固酸比为30%时，用不同浓度的Fe2（SO4）3进行实验取得浸出速度与硫酸铁浓度的联系如图1。表1  含金黄铁矿精矿化学分析元素AuAgAsTFeSiCaAlSMgNaMnCuC含量508.5122.63.663.153.6615.71.691.510.280.041.05    由该图可见，Fe2（SO4）3的物质的量浓度从0.0037mol/L（1.5g/L）增至0.0153mol/L(6g/L）时，金浸出速度增大，而浓度超越0.153mol/L后，浸出速度不再改动。    2)硫脉浓度的影响    硫脉浓度对金浸出速度的影响如图2所示，浸出速度是随硫脉浓度的增高而增大，且在0.197mol/L（15g/L）到达最佳值，即浸出时刻60min，金的提取率约95%。 [next]     浓度最佳值由于原料及实验条件的不同，各研讨者报导的数据有较大差异，国外的另一研讨报告断定的最佳质量浓度是4g/L，而我国近年较大规划工业实验选用的最佳质量分数为0.2%-0.3%。    上图2还标明，浓度过高会呈现钝化现象。即当溶金量到达最大值时，持续进步浓度，溶金量反而有所下降。这是由于分化构成单质硫在金表面分出和构成钝化膜，然后阻止金的溶解。    3)硫酸浓度的影响    金溶解可在硫酸、和硝酸的溶液中进行，但以硫酸溶液中最好。在酸度不大时（质量分数0.1%-0.5%），溶解就能进行，酸度为0.1%-2%时，金有较安稳的溶解速度。硫酸在浸出金的进程中，不只起配位效果，并且对的分化起维护效果，故它是一种调整剂也是一种维护酸。许多研讨报告以为，随硫酸浓度的增高，金的浸出速度显着上升，即pH操控越低，金的浸出率也越高。    图3是加布拉研讨制作的。阐明在不同的硫酸初始浓度下，浸出液pH随时刻的改变而不同。用浓度为0.0175mol/L的硫酸，在1h内pH从3.25（250mV）进步到5.7（110mV），而用0.175mol/L的硫酸，pH从1（260mV）变至2.7（250mV），因而选定最佳硫酸浓度应为0.175mol/L。     4）溶液中杂质的影响    金矿石常伴生一些金属矿藏，在酸性溶液中铜、铅、锌、砷、锑、铁亦伴随金一道进人溶液。它们对金的溶解有抑制效果。在介质中铅和锌的损害最大，而在硫酸介质中，铅则生成硫酸铅沉积，对金的溶解没有影响。铜和锑及其化合物与生成可溶的络合物，使溶液中的浓度减小，引起金的溶解速度下降。砷和二价铁的存在对金的溶解却无显着的影响。但是三价铁的效果最为独特，它具有较强的氧化才能（其标准氧化复原电位为+0.77V），可使氧化成促进金溶解的二硫甲脒。[next]    5)氧化剂的影响    在酸性系统中，可供挑选的氧化剂有硫酸铁、、过氧化氢、、臭氧、氧气、空气、酸钾、重等，但过强的氧化剂将使氧化丢失而不宜选用。加布拉对硫酸铁、氧气和空气三种氧化剂对浸出速度的影响作了比较，得到图4所示的一组曲线，标明选用硫酸铁时金提取率最高，氧气次之，而用空气只比氧气稍低一些。还应指出，氧化剂的挑选及用量直接决议着溶液的电位，如美国卡林型金矿用酸性浸金实验断定溶液电位应操控在+150mV。他还以为进步电位未必取得较高的金提取率。加布拉供给的电位规模是+110~+260mV，查理则指定为+140mV。    当选用Fe3+作氧化剂时，Fe2（SO4）3的质量浓度操控在3g/L,加布拉提出应以6g/L为限，再增大Fe3+浓度，金浸出速度不再进步。    还应指出，Fe3+氧化剂有一个特殊的便利条件，即当处理黄铁矿类型矿藏时能够不用外加Fe3+氧化剂。    6)温度的影响    加布拉研讨指出，在2-35℃规模内，金的提取率随温度升高略有添加，金提取率的温度系数为1.09-1.10，但温度高至60℃时开端分化，反而使提取率下降（见图5）。    7）固酸比的影响    在加布拉的实验条件下，50%的固酸比可取得94%的金回收率，固酸比高于50%金的提取率下降。固酸比对浸金速度的影响见图6。[next]    关于溶金动力学研讨较共同的观念是，在氧化剂存鄙人，金溶解于酸性溶液中的速度是由分散进程操控的。谢弗瑞(Shivrin)等人报导了金银络离子的分散系数（298K）。                    D[Au（TU）2+]＝3.3×10-6cm2/s                    D[Ag（TU）3+]＝4.7×10-6cm2/S                        D（TU）=1.1×10-6cm2/S    总归，从电化腐蚀及分散观念分析溶金动力学，主要与浓度及分散系数、氧化剂浓度及分散系数，金粒与溶液触摸面积及分散层厚度等要素有关。当以氧气作氧化剂时，若浓度较高而氧浓度较低，则金溶解速度随氧浓度增高而加速。    这儿需着重指出的是，当处理含金矿石时，进步磨矿细度虽有利于添加金的浸出率，但又使与金伴生的其他杂质元素也会更多地进人溶液，因而磨矿细度有必要恰当。    升高溶液温度可进步的分散速度，增大分散系数；溶液温度对分散系数的影响却远不及于对反应速度的影响。跟着溶液温度的进步，的分化加速，与金一同溶解的杂质元素同和硫酸的反应速度也加速。总的来说这将导致试剂的很多耗费，金的浸出率反而下降。在实践中，浸出金通常是在常温下进行，采纳先加酸后加，分槽加人硫酸和，或将酸分批加人的方法，以避免矿浆的部分过热引起浸出温度升高。

金、银产品应用范围广，大多数部门只使用一般纯度的金、银，有些工业部门则需要使用高纯或特高纯度的金、银。为此，金、银成品质量标准的制定只能着眼于大多数使用部门，对于一些有特殊需求的用户，则可由供需双方协商，按需方要求进行生产来加以满足。至于一些矿山和冶金厂生产的合质金或低纯度金、银合金产品，则可由银行收购，集中组织再加工提纯后供工业部门使用。 成品金、银锭的现行质量标准是经国家技术监督局批准，从1994年12月1日实施的GB4134－94（金）和GB4135－94（银）。这两个标准对金、银锭的质量规定列于下表。 表  成品金、银锭标准牌号化学成分∕%规格金或银（不小于）杂质含量不大于锭形锭重∕kgCuFeBiPbSbAg总和Au－199.9990.0020.0020.0020.0010.0010.0050.01长方梯形或长方形11～13Au－299.950.0150.0030.0020.0030.0020.0200.0511～13Au－399.9      0.111～13Ag－199.990.0030.0010.0020.0010.001 0.01长方形15～16Ag－299.950.0250.0030.0040.0050.002 0.0515～16Ag－399.9      0.115～16说明：（1）牌号1、2的银锭，杂质加测Au、C、S，其含量虽不规定上限值，但必须加入杂质总和中； （2）牌号1、2的金或银锭，其金或银含量以100%减去杂质总和面得。牌号3的金或银锭为直接测定值。 （3）需方如有特殊要求，由供需双方另行协议。

银锰矿是冶炼金属银的一种重要的矿石来历，跟着高档次银锰矿资源的日渐干涸和金属银需求的不断添加，近年来低档次银锰矿资源的开发利用开端遭到厂商的重视。研讨发现，低档次银锰矿中所含锰矿藏嵌布粒度微细，而银与锰矿藏结合严密，用选矿办法难以有用别离，而选用直接浸银工艺又无法完成高收回率，因而关于低档次银锰矿多选用选矿—浸出工艺流程。本文对河北某地的低档次银锰矿进行了选矿提纯工艺流程研讨，取得了较好的作用。       一、矿石性质       （一）矿石化学多元素及物相分析       取代表性原矿样品进行多元素和物相分析，成果见表1、表2。   表1  原矿多元素分析成果（质量分数）/%Ag1)Au1)CuPbZnSMnTFe210.80.580.010.010.020.0384.141.14     1）单位为g/t。                        表2  原矿银物相及锰物相分析成果银物相含量 /（g·t-1）占有率/%锰物相锰含量/%占有率/%天然银67.331.9菱锰矿0.5212.537.83.7褐锰矿、 水锰矿0.9422.65硫化银4.92.3软锰矿2.6964.82氯化银1.10.5算计4.15100.00其它银130.061.6   算计211.1100.0          （二）原矿矿藏组成       矿石呈粒状结构。矿藏组成较简略，但散布不均匀。金属矿藏含量为5%左右，首要为锰矿藏（软锰矿、褐锰矿、水锰矿及菱锰矿）、天然银、少数的磁铁矿和赤铁矿；非金属矿藏含量为95%左右，首要为石英和碳酸盐矿藏（方解石等），石英含量为60%～65%，碳酸盐矿藏含量为30%～35%；其次为少数的角闪石和黝帘石。具有钠黝帘石化蚀变现象。       （三）首要矿藏嵌布特征       矿石中软锰矿和硬锰矿是矿石中首要的含锰矿藏，也是银的首要载体矿藏，银矿藏常以纤细粒状况被包裹在其间，软锰矿与硬锰矿亲近嵌布，软锰矿常告知硬锰矿构成环带状或同心层状结构，两者的触摸界限不明显，为过渡型其嵌布粒度粗细不均。       首要金属矿藏为软锰矿，多呈他形粒状，部分呈针状集合体，嵌布粒度以细粒为主，一般为0.01～0.197mm。嵌布类型以毗连型为主，部分呈包裹性。前者首要表现为软锰矿与石英、方解石毗连镶嵌，后者首要表现为软锰矿呈他形粒状包裹于石英与角闪石脉石矿藏中。       褐锰矿多呈他形粒状，与脉石矿藏呈不规则毗连镶嵌，颗粒一般为0.01～0.2mm。       天然银多呈他形粒状、圆点状散布在石英和方解石脉石矿藏中，嵌布粒度以细粒为主，一般为0.002～0.016mm。       二、选矿实验方案设计       对原矿各项性质的研讨标明，该矿石中的银首要以银锰矿和天然银两种物相存在。收回天然银最有用的手法是浮选，而收回锰银矿则既可选用强磁选，也可选用浮选。因为锰矿藏具有弱磁性，选用强磁选收回是可行的，选出了锰也就富集了银，可是软锰矿磨矿易发生细泥，因为颗粒极端细小，强磁选很难收回，会流失于尾矿中，对这部分锰矿泥只能选用浮选或选择性絮凝办法收回，但技能难度较大。       一般来说，强磁选是选出含银锰矿藏的有用手法，而关于天然银则因为其多呈他形粒状、圆点状散布在石英和方解石脉石矿藏中，故强磁选对天然银收回作用较差，而浮选则是天然银收回的适合办法。但组合起来却有“浮选—磁选”和“磁选—浮选”2种流程。“浮选—磁选”流程的长处是浮选作业条件易于控制。为满意浮选的粒度要求需要在浮选前将矿石磨细，但矿石磨细时锰矿泥会添加较多，强磁选收回率就降低了，这是“浮选—磁选”流程的缺陷。“磁选—浮选”流程可在粗粒度条件下进行强磁选，锰矿泥较少，强磁选收回率较高，这是“磁选—浮选”流程的长处。一同，两流程实验数据成果也说明晰这一点，如选用浮选—磁选流程，能够获得产率为19.98%，档次为745.6g/t，总收回率为69.68%的银精矿选别目标，而选用磁选—浮选流程则能够获得产率为31.83%，档次526.4g/t，收回率74.87%的银精矿选别目标。因而，归纳两流程实验成果，终究断定磁选—浮选流程。       三、选矿工艺流程及实验成果       依照选矿流程设计方案，断定以“磁选—浮选”流程收回河北某地低档次银锰矿。因为锰矿藏磨细会发生较多的难以收回的锰矿泥，故在粗粒度条件下强磁选得到锰矿藏，然后再磨细浮选收回天然银，浮出银后再浮锰矿泥。依照“粗磨—强磁选—细磨—浮选银—浮选锰泥”的次序进行了闭路流程实验，其工艺流程见图1，数质量流程见图2。图1  磁选—浮选流程图2  磁选—浮选实验流程       由图2可知，该工艺的技能目标为：锰银精矿含银595.7g/t，收回率57.26%；强磁尾矿再磨至－0.074mm粒级占75%后浮选天然银，经一次粗选、两次扫选、两次精选，所得银精矿含银7328.0g/t，收回率12.35%；浮银尾矿再浮选锰矿泥，经一次粗选、一次扫选、一次精选，精矿含银288.7g/t，收回率11.83%。以上3种精矿合起来银的总收回率为81.44%，总均匀档次为586.8g/t，锰均匀档次为11.37%，锰总收回率为83.65%，银尾矿银档次58.4g/t，锰档次0.97%。尾矿中银档次偏高的原因是因为部分银矿藏以微细粒状况被包裹在软锰矿中，因为软锰矿在磨矿过程中极易泥化，形成强磁选和浮选很难收回，而致使此部分细颗粒银和软锰矿一同流失于尾矿中，现在现有技能难于完成对这部分银矿藏的有用收回。       四、结语       （一）选用磁浮工艺流程处理某低档次银锰矿，可获得收回率81.44%、档次586.8g/t的银精矿和收回率83.65%、锰档次11.37%的锰精矿。       （二）假如计划进一步进步精矿档次，能够在磨矿较细的条件下进行强磁选，强磁精矿档次可高于1000g/t，一同精矿产率削减，收回率下降，锰矿泥增多，后续浮选锰矿泥的产率和收回率会随之上升。       （三）锰银精矿中银大部分以分子状况散布于锰矿藏中，故锰银别离只能靠化学办法，如焙烧、浸出等。有待往后进一步实验研讨。

关于化进程化学动力学研讨，是用纯溶液和纯金在实验室条件下进行的。在工业条件下，化溶液中还含有很多杂质，金矿石也含有很多可与效果的其他矿藏。因此，研讨工业条件下金矿石的浸出要素具有十分重要的实践意义。    1)浓度和氧浓度    和氧的浓度是决议金溶解速度的两个最首要的要素。金的溶解速度与浓度的联系，由图1所示。    从图上能够看出，当的浓度在0.05%以下时，金的溶解度跟着溶液中浓度的增大而呈直线升到最大值。接着则随浓度的增大而缓慢上升，直至浓度增大到0.15%时停止。尔后再持续增大浓度，金的溶解速度反而略有下降。用低浓度溶液处理金矿石时，金与银的溶解度都很大，但各种非贵金属的溶解度却很小，因此不只削减的耗费，并且有利于金的溶解。    金、银溶解时，所需的和氧的浓度是成份额的，这是上面评论中所得的定论。即1mol（分子）氧需求4mol（分子）的CN-，两者分散系数的均匀比值为1.5。已知为空气所饱满的化液中含O2的浓度为8.2mg/L,或为0.27×10-3moL（分子）。则[CN-]＝4×1.5×0.27×10-3=6×0.27×10-3mol（离子），或为0.01%。在实践生产中，一般运用含质量分数为0.02%~0. 06%NaCN的水溶液。[next]    在正常状况下，氧在溶液中的溶解度为7.5~8.0mg/L，在淡薄溶液中则到达某一稳定值。因此，浓度增大或超越某必定极限的时分，的浓度与氧的浓度的份额即被损坏，会使过多的被保存下来而不能被有效地运用。因此强化金溶解进程的根本要素就是进步氧在溶液中的浓度，可用渗氧溶液或在高压下进行化来完成。    在化法提金生产中，浸出溶液中浓度的凹凸依各厂的条件不同而不同。一般说来，常压下，金的最高溶解速度是在浓度为0.05%-0.10%的规模内；而在某些状况下是在0.02%-0.03%的规模内。当进行渗滤化，精矿化和循环运用贫液浸出时，可选用较高的浓度。相反，在拌和浸出、全泥化和溶液中杂质含量较低的条件下，应该选用较低的浓度。    在低浓度的溶液中，溶解速度取决于的浓度；但当浓度增高时，溶解速度与浓度无关，而随氧的供入压力的上升而增大（图2）。因此能够用渗氧溶液或高压充气来强化金溶解的进程。如在709.275kPa（7atm）充气条件下化，不同特性矿石中金的溶解速度可进步10倍、20倍，乃至30倍，且金的收回率约可进步15％。 [next]     2)拌和    对含金矿石浸出研讨标明，溶金进程在大大都状况下都具有分散特征。因此，一切加快CN-和O2分散的要素，都应当是强化化进程的或许途径。    分散速度随拌和速度进步而进步，因此，在剧烈拌和时可大大进步溶解速度。这一重要定论已广泛用于金矿的拌和浸出实践中。    3)温度    温度从两个方面影响化进程，一方面进步温度将导致分散系数增大和分散层减薄；另一方面会下降氧的溶解度然后下降溶液中氧的浓度。这两个互相矛盾的效果在很大程度上抵消了温度的影响，故表面活化能很小。    假定温度处在不影响金溶解作业的答应改变规模内，反应物浓度将随温度和分散率的添加而添加，温度每添加10℃，反应物浓度约增大20%。也就是说，进步温度可加快化学反应速度，即温度每升高10℃，分化速度添加近两倍。可是进步温度会下降氧的溶解度。当矿浆温度挨近100℃时，氧的溶解度已挨近于零。总的来说，金的溶解速度在温度约85℃（图3）时到达极限，此刻温度再增高，就会因氧的溶解度削减而下降金的溶解速度下降。 [next]     假定氛化液温度过高，将会导致氛化本钱进步，污染环境和下降浸出液的纯度。如：加快化液的蒸腾；副反应速度添加，使矿石中的贱金属更易于溶解；促进的水解；添加能耗等。因此，除冰冷区域在冬天为了不使矿浆冻住而采纳保温办法的加温外，一般均在不低于15~20℃的常温条件下进行氛化。    从理论上说，典型的分散控制进程中，金、银的分化活化能规模应在8.37~20.93kJ(2~5千卡）/mol之间。    4）金粒巨细和形状    金粒的巨细和形状是决议化速度的最重要要素之一。由于粗粒金的比表面比细粒金的比表面小，故粗粒金的溶解速度小，彻底溶解的时刻很长，致使运用化提金不合算。此外在磨矿时，金粒具有很强的耐性，导致不能和其他矿石相同到达抱负的细度。    假定金的溶解速度为3mg/（cm2·h)，那么，直径44μm（325目）的球状金粒彻底溶解需求14h；直径149μm（100目）的球状金粒则需48h。因此在化前有必要首要提取粗粒金，以进步金的收回率和尽或许缩短化作业时刻。    化作业进程中，一般依据化作业的特色以筛目将金粒分为三种粒度：大于74μm（200目）的为粗粒金，37~74μm（200~400目）的为细粒金，小于37μm（400目）的为微粒金，为便于作业，有时将大于495μm（32目）的金粒称为特粗粒金。    对粗粒和特粗粒金，在化作业中溶解很慢，需求很长时刻才干彻底溶解。关于这部分金粒，选用延伸化时刻往往是不合算的，由于绝大大都金矿石中的金首要呈细粒和微粒存在。国内外许多化法矿山所选用的收回矿石中粗粒和特粗粒金的办法，常常是在化前先进行混或许重选捕收，避免未溶完的粗粒金丢失在化尾矿中。    别的，在闭路磨矿体系中，粗粒金很简单在循环物料中富集和镶嵌在磨矿机衬板和介质上，因此如有或许可把加到磨矿机中，有效地加快粗粒金的浸出。[next]    关于粒度规模介于37~74μm的细粒金，在浸出前经过磨矿，一般都能够得到单体别离或从伴生矿藏的表面上露出出来，用化法处理能够获得很好的效果。在工业生产中，金粒的露出状况与磨矿细度相关。磨矿粒度越细、金粒的露出越彻底，浸出速度就越快。化矿石合理的磨矿细度，应经过实验，依据金的实践浸出效果与磨矿费用、药剂耗费和化洗刷条件等要素，归纳分析后断定。一般地说，金颗粒均匀，极细粒较少的矿石适于粗磨，而全泥化矿石粒度的要求，往往比浮选精矿化的粒度要粗些。我国精矿化厂，磨矿细度大多要求-325目占80%~95%，而全泥化厂的磨矿细度大都控制在-325目占60%~80%。    颗粒小于37μm的微粒金，在磨矿时很难从包裹的矿藏中别离或露出出来，因此不宜宜接用化法收回。假定金被包裹在有用矿藏（如硫化矿）中，则能够用浮选的办法使金富集在精矿中，经火法冶炼伴随其他元素一同收回，或许精矿焙烧后再用化法收回。某些含金氧化矿石，尽管金粒很细但矿石呈多孔状，在粗磨的状况下，也能得到较好的化浸出效果。故可以为，矿石中金粒的巨细常常是决议能否选用化法的重要要素之一。    金粒的形状对金的浸出进程有很大影响。在矿石中，金粒的形状有浑圆状、片状、脉状或树枝状、内孔穴和其他不规则形状。浑圆状的金具有较小的比表面，浸出速度比较慢，一起跟着浸出效果的不断进行，浑圆状的金粒表面积在不断削减，因此导致金的浸出速度逐步下降。其他形状的金都比浑圆状的金具有较大的比表面，浸出速度一般较快。片状的金，表面积不随浸出时刻延伸而下降，所以在浸出进程中金的浸出量挨近共同；有内孔穴的金粒经过一段时刻浸出后，内孔穴的表面积添加，金的溶解速度也就越来越快。

除从有色重金属副产物中生产金、银外，还应该重视从各种废旧原料中回收金、银。废旧金、银原料的品种繁多，组分有的简单，有的复杂，往往需要根据原料的组分和特性选用适当的回收工艺。供回收金、银的主要废旧原料有金、银首饰、废旧器皿、工具、合金、车削碎屑、工业废件、废液、废渣，各种废腔卷（片）和定影液，制镜废棉、热水瓶胆碎片，以及金笔尖、金字招牌、对联和催化剂等。电子工业是现代金、银的大用户，应重视从它们的废旧原件中回收金、银。

5）矿浆粘度    化矿浆的粘度会直接影响和氧的涣散速度，并且当矿浆粘度较高时，对金粒与溶液间的相对活动会发作阻止效果。矿石含泥量和矿浆浓度会直接影响金的溶解速度。矿浆中矿泥和矿砂的浓度大，会影响金粒与溶液的触摸和溶液中有用组分的涣散速度，而使金的溶解速度下降。在一般情况下，化矿浆中粒状矿砂的浓度应不大于30%~33%。当矿浆中含有较多的矿泥时，化矿浆中的固体物料浓度应小于22%~25%。    在矿浆温度等条件相同的情况下，矿浆浓度和含泥量是决议矿浆粘度的首要条件，这是因为固体颗粒在液体中被水潮湿后，在其表面构成一个水膜，水膜与固体颗粒之间，因为吸赞同水合等效果很难发作相对活动。当固体颗粒越多，粒度越小时，这个含水体的摆放就越密，尤其是当矿浆中含泥量较高时，数量极多、极细的矿泥微粒高度地涣散在矿浆中，组成了一挨近胶体的矿浆，然后大大地进步了矿浆的粘度。    矿泥的损害首要在于增大矿浆的粘度。矿泥分原生矿泥和次生矿泥两种。原生矿泥首要是矿床中的高岭土一类的矿藏（A12O3·2SiO2·2H2O）和赭石（Fe2O3·nH2O）。次生矿泥是在采矿、选矿和运送等出产进程中，尤其是磨矿时生成的一些极纤细石英、硅酸盐、硫化物和其他金属矿粉末。不论是矿石带入的原生矿泥，仍是因磨矿而生成的次生矿泥，它们均以高度涣散的微细粒度进入矿浆中，生成极难沉积的胶状物，长期呈悬浮状况而下降金的溶解速度，且构成矿浆的洗刷过滤困难，使已溶解的金丢失于尾矿浆中。因而，为了改进化条件，在出产中应该尽量避免原生矿泥的进入和次生矿泥的生成。    矿浆的粘度高会大大下降金的溶解速度。这类矿石的化仅在低矿浆浓度下（＜20%）才有或许进行，但进步液固比要求大容积的化设备，并添加药剂耗费；此外，矿浆中存在的很多矿泥，会使随后的浓缩、过滤、洗刷作业发作困难。因而，含矿泥高的矿石也归于固执矿之一，不宜用惯例的化工艺处理。    6)金粒的表面薄膜    化进程中金粒表面坚持新鲜状况与溶剂触摸，将加快金的溶解。但出产实践中，金粒表面常常构成一层薄膜，阻止金粒与溶剂触摸而下降溶金速度。    在试验室条件下，人们早就发现金化进程的钝化现象。其原因与金粒表面生成薄膜有关。经试验证明，金粒表面薄膜有以下几种类型。    ①硫化物薄膜。在溶液中，S2-离子的浓度只需到达或高于0.5×10-6mol/L，就会下降溶金速度。这可视为是在金粒表面构成了一层硫化亚金薄膜，阻止金的溶解。    ②（CaO2）薄膜。用Ca（OH）2作维护碱，当pH大于11.5时，有碍于金的溶解。有人以为这是化进程发作的H2O2与石灰发作以下反响：[next]                          Ca（OH）2＋H2O2 CaO2＋2H2O    而在金粒表面生成CaO2膜所形成的。    ③不溶性薄膜。在化进程中，参加少数铅盐（、），对溶金有增速效应，这是因为金与Pb2+发作置换反响，生成的铅与金构成原电池。此刻金成阳极使得电解进行。但过多的铅盐，则在金粒表面构成不溶性Pb（CN）2薄膜。别的，还可生成CuCN也属此类。    ④薄膜。如化处理的含金物料是来自浮选，必定会把一些浮选药剂（如黄药）带人化液中。当化液中黄药浓度超越0.4×10-6（ppm）时，就有或许在金粒表面上生成黄原酸金薄膜。其他浮选药剂都或许吸附在金粒上，阻止金溶解。因而，为了战胜浮选药剂对化进程的不良影响，最好在化前选用稠密机或过滤机脱药。    可是，关于表面薄膜的组成、结构都有待进一步检测研讨来证明。    7)水解和维护碱    浸金所用的是弱酸（HCN）和强碱[KOH，NaOH, Ca(OH) 2]生成的盐。因而，在水溶解时会水解并构成挥发性的氢酸和氢氧根。                          CN-＋H2O=====OH-＋HCN↑    的水解是应尽量避免的，因为这不只会丢失，并且还会使车间空气被有毒的HCN气体污染。    为了按捺水解，有必要加碱。参加数量不多的碱（CaO或NaOH）来维护免受水解分化，被称为维护碱。维护碱除按捺水解外，还能够中和化进程中发作的硫酸、碳酸。这些酸会与效果生成HCN，参加维护碱可把这些酸中和掉。    别的，矿浆中的黄铁矿氧化时，除或许发作硫酸外，还或许发作硫酸亚铁，然后导致的化学丢失。假如加有维护碱，则生成Fe（OH）3沉积，然后避免了因为黄铁矿存在而引起的耗反响。    维护碱从上述三方面避免的化学丢失，此外，CaO在矿浆浓缩时还起着凝聚剂的效果，而促进矿粒的沉降。维护碱的参加量，只需保持pH＞9.4即可，加碱过多会影响下一步的加锌沉金作业。出产中一般加廉价的石灰，CaO浓度为0.03%-0.05%。    如前所述，化作业时一般参加若干数量的碱以避免的水解丢失。但碱量过多而构成pH过高时，金的溶解速度会显着下降。这是因为在高pH的情况下，氧的反响动力学对金的溶解很晦气。别的，在钙离子存鄙人，pH增高时，会因金属表面生成薄膜而使金的溶解速度显着下降（图4）。[next]    很多研讨标明，金化浸出的最佳pH为9.4。实践出产作业的最佳pH规模可选在9.4~10之间。如条件答应，化浸出作业取下限值，锌置换作业则取上限值。后者pH增大，可减小锌与水的反响优势，下降锌的耗费。    不同浓度的相应pH列于表。在不同pH（即不同KOH浓度）下金、银的溶解速度如图5。从图中看出，KOH浓度达0.1mol/L以上溶解速度呈直线下降。[next]各种浓度的KCN溶液的相应PhC(KCN)/%pH0.0110.160.0210.310.0510.40.110.510.1510.660.210.81

浙江遂昌金矿挖掘贫硫化物石英脉型金矿，原矿中金含量9.7g/t，银含量高达242.96g/t，矿藏组成比较复杂，但仍归于易选矿石，金以中细颗粒居多。首要赋存于金银矿和银金矿中，需求细磨才干使金银矿藏单体解离。自1986年建成300t/d采选规划以来，靠单一浮选工艺，曩昔金精矿出售给富春江冶炼厂。为了完成就地产金，削减精矿运送丢失，加速资金周转，进步厂商效益，1989年建成化车间并投入出产。该矿金精矿化学组成见表1。 表1  浙江遂昌金矿金糟矿化学组成元素Au（g/t）Ag（g/t）CuPbZnFe含量（%）98.722984.770.370.612.00530.27元素SMnSiO2Al2O3CaOMgO含量（%）33.370.3323.856.890.4760.182         该矿在建厂前曾进行专门实验，但成果收支预料。众所周知，化法收回银一般收回率不高，而这次实验银收回率高达95.15%；其次精矿磨矿粒度到达－320目占77.60%金浸出率最高，过磨反而下降；要使银在化溶液中溶解，生成银络合物，有必要坚持较高的浓度，根浓度坚持在0.08%左右，耗量高达8.1kg/t。     在实验研讨基础上建成两浸两洗、锌粉置换、酸化法污水处理、金泥火法冶炼工艺流程，经多年出产实践其金银化收回率别离达97.15%与90.26%。取得极佳作用。其首要特色为：（1）高浓度根浸出加适度磨矿，即一320目占75%左右，一浸作业根浓度操控在0.08%～0.10%之间，二浸作业操控在0.06%－0.08%上下；（2）选用主动立式压滤机过滤浸渣，化尾渣即为硫精矿，含硫30%～35%就近出售给化工厂制酸；（3）该矿地处江南水乡，人口稠密，水系兴旺，若选用普通圆筒型过滤机，其滤饼含水将高达20%，硫精矿外运需求通过几个村庄。车箱密封不严必定散落，将会对环境形成严峻污染，但选用主动立式压滤机后滤饼水份降至8%～10%。呈干饼情况，契合环保要求。     一般以为。金精含铜档次大于1%时采纳化工艺是不经济的，首要原因是铜矿藏会很多耗费。然后影响金的浸出率；一起，因为铜矿藏在浸出过程中很多被溶解而使铜无法得到有用收回。铜矿藏在溶液中的溶解度见表2。但是。广东高要河台金矿在金精中却很好处理了这个问题。该矿挖掘含金蚀变糜棱岩型矿床，表8铜矿藏在0.099% NaCN溶液中的溶解度矿石中含铜档次0.2%～0.3%。矿石浮选后得金精矿，1998年前悉数销往冶炼厂。因为冶炼厂压水份、压档次与延迟返还货款以及长途运送和损耗等原因。厂商经营情况一向被迫。为了改动这种相貌并完成就地产金于1998年展开金精矿化项目技术改造，含铜精矿多元素分析见表3。其间氧化铜相对含量仅9.01%，其他为硫化物，在惯例化浸出实验中即运用碱作了预处理。耗量仍l2kg/t。金浸出率96%，比较抱负。为了下降耗量。该矿工程技术人员作了深化探究与研讨，通过多年尽力采纳某种特殊办法，使耗量降至8kg/t。 表2  铜矿藏在0.099% NaCN溶液中的溶解度矿藏称号分子式铜溶解率（%）23℃45℃金属铜 蓝铜矿 赤铜矿 硅孔雀石 辉铜矿 黄铜矿 斑铜矿 孔雀石 硫砷铜矿 黝铜矿Cu 2CuCO3·Cu（OH）2 Cu2O CuSiO3 Cu2S CuFeS FeS·2Cu2S·CuS CuCO3·Cu（OH）2 3CuS·As2S5 4Cu2S·SB2S390.0 94.5 85.5 11.8 90.2 5.6 70.0 90.2 65.8 21.9100.0 100.0 100.0 15.7 100.0 8.2 100.0 100.0 75.1 13.7 表3  河台金矿金精矿多元素分析成果元素Au（g/t）Ag（g/t）CuPbZnFeS含量（%）96.034.04.70.0380.1020.2114.08元素NiMgOAl2O3CaOSiOCaOC含量（%）0.0490.020.898.9544.920.660.34        为了持续下降耗量并进行改造，原化流程为增加浸出时刻采纳边磨边浸。将化贫液回来再磨作业，浸渣尾矿档次偏高，改造时采纳如下办法：一撤销边磨边浸流程，贫液不再回来再磨作业，而回来浸出矿浆中；二是磨前增加石灰，将矿浆操控pH=9左右；三是进步再磨细度，使-400目占90%以上，依然采纳二浸二洗流程，耗量由8.01kg/t降至4.59kg/t的正常水平。金浸出率再进步1.27%。达98.43%。该矿金精矿化工艺为这类金矿闯出一条新路。    但是，含铜金精矿处理办法按含铜量凹凸区分，基本规律是铜含量越高金浸出率越低，惯例化答应含铜量在1%以下；含铜在1%～6%时，即要采纳特殊办法才干到达惯例目标；含铜大于6%时，如长白山一带的小西南岔、珲春金铜矿以及长江中下游的鸡冠嘴、鸡笼山、桃花嘴等金矿，其铜档次较高，金精矿销往冶炼厂。其间如鸡冠嘴金矿原矿档次金2.74 g/t、铜1.595%、铁40.82%、硫l6.53%。还伴生有Ag、Mo、Se、Ni等元素。但珲春金铜矿的金精矿化浸出实验，铜档次达l2.5%，惯例化时金浸出率仅43.64%。但脱药后选用一混合液炭浸法，可使金浸出率进步至93.43%。是否建厂出产则不详。

许多研讨证明：在氧化剂存在的条件下，金可溶于的酸性溶液中，且以的硫酸溶液的溶金效果较好，一起证明金呈络阳离子Au（SCN2H4）2+的方式存在于的酸性溶液中。溶解金、银有必要使其从零价态氧化成＋1价的氧化态，在酸性溶液中也可被氧化。在有氧化剂如过氧化氢、高铁离子等存在时，可逐渐氧化成多种产品，首要生成的是二硫甲脒〔HN（NH2）CSSC（NH2）NH,简写作RSSR,其间R为C（NH2）NH]，它可作为金、银的选择性氧化剂。氧化成RSSR的反响是可逆的，但若溶液的电位过高，RSSR将被氧化成下一步产品，如基、和元素硫等，因而严格控制浸出液的电位，关于使丢失降到最低极限是重要的。    浸出金、银的根本反响可描绘如下：    金的氧化：                    Au=====Au++e-  EӨ＝1.692V                    （1）    金溶解于：                 Au＋2(TU)→Au（TU）2++e-  EӨ＝0.38V              （2）    二硫甲脒的生成：              2（TU）=====RSSR＋2H++2e-  EӨ=0.42V                （3）    此反响速度很快，生成的RSSR是生动的氧化剂，并且在金的溶解过程中是有必要的，反响式（2）与（3）结合便得到总反响：                          Au+RSSR+2H+=====Au (TU）2+              （4）    银也发作相似的反响：                        Ag+RSSR+2H+=====Ag（TU）2+    反响（4）的EӨ＝0.04V，△GӨ＝-7750J/mol。    在含Fe3+溶液中，Fe3+可起氧化剂效果：                        Fe3++e-=====Fe2+   EӨ＝0.77V               （5）    反响（2）与（5）相加得到：              Au＋Fe3++2（TU）=====Au（TU）2++Fe2+   EӨ＝0.39V       （6）    对银而言也有相似的反响：                    Ag＋Fe3++2（TU）=====Ag（TU）2++Fe2+    反响(6)的△GӨ＝-37 595 J/mol，比反响(4)具有更大的溶解趋势。因而外加氧化剂和生成二硫甲脒同样是有利于溶金的。[next]    从表1所列数据可知：较为抱负的氧化剂为高价铁盐、二硫甲脒、二氧化锰和溶解氧。普拉克辛的试验标明：当选用漂、、重作氧化剂时，金溶解量小而溶液中却很快呈现元素硫沉积，阐明此刻很快被氧化分化而失效。表1  常见氧化剂的标准氧化复原电位值氧化电对H2O2/H2OMnO4-/Mn2+CrO42-/Cr3+Cl2/Cl-ClO4-/Cl2Cr2O72-/Cr3+EӨ/V1.7761.5071.4471.3951.3851.333氧化电对O2/H2OMnO2/Mn2+NO3-/HNO2Fe3+/Fe2+（SCN2H3）2/SCN2H4SO42-/H2SO3EӨ/V1.2281.2280.940.770.420.17     酸液中氧的氧化才能较强。由于酸性液处理含金矿藏质料时必有部分铁等杂质进入浸液中，因而，溶金时只需不断地向矿浆中充入空气，高价铁盐即可得到再生，而溶液中的溶解氧自身也足可使金氧化而使其转入浸液中。    试验证明，浸金时向矿浆中鼓入氧气可提供较安稳的氧化性气氛，而活性更强的氧化剂如过氧化氢会使耗费过多，这是由于RSSR不可逆地被氧化成下一步产品。RSSR的生成反响为：    当浓度和溶解氧的压力一守时，金溶解反响的推动力随介质pH和金络阳离子浓度的下降而增大，而当介质pH一守时，溶解反响的推动力将随溶解氧压力和浓度的增大而增大。    下图为25℃时Au(Ag)-SCN2H4-H2O系电位-pH图。从图中可看出：金溶解生成Au(SCN2H4）2+的线①在电位0.3739V处，而银溶解生成Ag（SCN2H4）3+的线②为0.1142V。故从热力学上，Ag线电位比Au线低，溶银比溶金简单。且①线和②线均与④线相交，与金溶解线①相交点对应的pH＝1.78,与银溶解线②相交点对应的pH=6.17。也就是说：金溶解的pH不大于1.78，银溶解的pH不大于6.17。只要溶液pH小于交点对应的pH时，氧化剂才能使金、银氧化并与络合为络离子进入溶液。若溶液pH大于交点对应的pH,的氧化反响则会加强，而生成的二硫甲脒分化成S2-、H2S、CNNH2等被耗费，并使已溶的Au（SCN2H4）2+和Ag (SCN2H4)3+络离子复原为金属沉积，溶液的pH愈大，氧化的趋势也愈强，已溶金、银络离子的复原也愈多。此刻生成的二硫甲脒对金、银也不起氧化效果。[next]    为一有机络合剂，从表2数据可知，选用酸性溶液溶金时具有较高的选择性，一起也可发现，当质猜中含、铜、铋时，会下降的溶金功率，添加耗量。表2  某些金属络合物的解离常数（PK值）络阳离子Au（SCN2H4）2+Ag（SCN2H4）3+Cu（SCN2H4）4+Cu（SCN2H4）3+Cd（SCN2H4）3+pK值22.113.615.412.822.92络阳离子Hg（SCN2H4）42+Hg（SCN2H4）22+Pb（SCN2H4）32+Bi（SCN2H4）62+Bi（SCN2H4）92+pK值26.221.911.7711.941.19    当质猜中含有较多量的酸溶物（如二价铁、碳酸盐、次生铜矿等）和复原性组分（如碳、有机质等）时，宜选用氧化焙烧或物理选矿等办法进行预处理，若为浮选产品，则应预先脱除浮选油药，以利于溶金操作和下降试剂耗量。

银的有机萃取别离，如含有银、金、钯等的溶液，可用二硫腙萃取别离金、钯，而银不被萃取留于水相中。又银与异作用生成的异银，可用三氯、或酮、醚、酯等溶剂萃取，使与铅别离。此法的操作，是在不含氧离子的中性或弱酸性含银、铅溶液中，参加10%异己炔的甲醇溶液及溶于CH3COOH（1∶1.5）中的18%溶液，然后用三氯等进行萃取。此刻，银彻底进入有机相，而铅则留于水相中。取得的有机相用2N液进行反萃取，可取得纯洁的氯化银。 用石油硫醚PS501从1mol／LHNO3中萃取银的工艺实验是1985年报导的，经二级错流萃取，银的萃取率几近100%。反萃选用盐作用也很好。 金的萃取，因为3价金能与许多有机试剂（如中性、酸性或碱性的醇类、醚类、酯类、酮类、胺类）构成安稳的络合物，这些络合物又能很好地溶于有机溶剂中，这就为Au3＋的萃取别离供给了有利条件。但因为与金伴生的某些元素往往会和金一道萃入有机相，而下降了萃取的选择性；加之金的络合物较安稳，要将它从有机相中反萃出来比较困难。因此，金的萃取别离仍长时刻处于实验阶段。跟着新的络合剂的呈现和实验作业的发展，近年来，金的萃取别离已开端运用于工业出产实践中。 金的萃取，自从1911垂暮莱斯（F.Mylius）报导了在溶液中的氯化金可被萃取使其与钯别离今后，1948年W.A.E.麦克布雷德（McBryde）和J.H.约衣（Yoe）报导了在2.5～3mol分子的氯酸溶液中的AuBr，用萃取最为有利。对金的萃取，是在常温文8N硝酸溶液中进行，金的萃取率可达100%。在硫酸和氢中，对金的萃取率也很高。 通过长时刻的研讨，金的萃取别离在运用含氧、含硫、含磷或硫磷混合萃取剂方面，近年来均取得了必定的发展。 在含氧萃取剂方面，60年代以来作了很多的研讨，文献归纳报导了多种含氧萃取剂萃取别离金及其他贵金属的氯络合物的材料。以为例，它在萃取溶液中的3价金时具有很高的选择性和分配比。当浓度在40～90g∕L范围内，金、铂、钯的分配系数示于图1。从图中可知，在上述浓度范围内，金的萃取分配系数为15～25，呈直线上升。而铂则上升缓慢，钯简直呈直线下降，二者的分配系数均小于0.6。有机相和水相之比，对萃取影响也很大，当比较（有∶水）为2∶1时，金的萃取率挨近100%，铂在40%左右，与金伴生的铁、铜、硒等的分配系数不同很大，均可与金别离。图1  浓度对金铂钯分配系数的影响 三胂氧（TPAsO）和三辛氮氧（TONO）具有最强的碱性和易于质子化，能有效地萃取酸根和络阴离子。它们不溶于水，易溶于火油。杭州大学组成了此两种试剂，并对它们萃取金的影响要素、萃合物组成和萃取反响机理进行了研讨。实验成果承认二者从HCl酸性介质中萃取金的反响均属离子缔合机理、萃取物分别是HAuCl4·TPAsO和HAuCl4·2TONO。为了探究此类萃取剂在工业上的运用远景，曾运用某金矿的工业出产氯化提金液作水相，用含0.05mol上述萃取剂的200#火油溶液为有机相接连萃取10次，金的萃取率仍高达98%以上，载金有机相用4mol HCl洗刷3次，以5%草酸复原，海绵金纯度均大于99.9%，金的萃取复原总直收率99.26%。 在含硫萃取剂方面，用稀释的烷基二硫代物可从溶液中萃取Au3＋和Pd2＋；或在HNO3溶液中萃取Au3＋、Pd2＋和Ag＋，而伴生的铂、铱、铑、铁、钴、镍、砷、锑、、硒、钼、钨、锌、等，其Kp小于10－3（在溶液中银的Kp小于10－3）实践上不被萃取。在溶液中萃取金、钯或在硝酸溶液中萃取金、钯和银的机理归于离子吸附，其方式为：某些硫醇对Au3＋、Ag＋、Pt4＋、Pd2＋具有必定的萃取才能。据报导，硫醇类的丁基硫醇、正－十二硫醇和叔十二硫醇、烷基硫醇都能萃取金。前者对Au3＋、Ag＋的萃取才能受其碳链的添加和空间位阻的影响很大，它们的萃取才能有如下次序：丁基硫醇＞正－十二硫醇＞叔十二硫醇。烷基硫醇在0.1molHCl和0.1molAu的溶液中萃取金的机理，经红外光谱测定，其反响进程先经Au＋阶段，再与烷基硫醇作用发作阳离子交流反响而被萃取： RSH＋Au＋ RSAu＋H＋ 含磷萃取剂萃取金研讨得最多的是磷酸三丁脂（TBP）。有关文献报导了TBP的溶液从水相中萃取别离金的成果。该材料标明，运用100%的TBP溶液萃取金没有选择性。而用50%左右TBP的溶液萃取金却有很大的选择性，它能够从溶液中萃取Au3＋，而与Sb5＋、Fe3＋、Zn2＋等伴生金属别离。成果还证明：TBP的浓度、温度、水相中的浓度对金与伴生金属的别离影响极大。Au3＋的萃取率跟着相应相中TBP、和金属氯化物浓度的添加而进步，跟着水相中Au3＋浓度的添加和温度的升高级而下降。 三盐和异丁基酮，可从酸性含金溶液中萃取金的络合物。实验调查了ClO4、I、Cl－、CNS－Br－等阴离子对萃取的影响后指出，当溶液中的阴离子呈ClO4存在时，三盐的萃取才能最大（100%），在实践工艺溶液中三盐对金的络合物萃取率可达94%～100%。 从含金的化液中萃取金的实验，也取得了必定的发展。有关文献报导了磷酸脂衍生物对金的萃取功能、结构改变和萃取条件的联系。试剂用组成出的6种不同醚基的1－氧代－1－烷氧基磷酸脂和两种环中双键方位不同的同分异体，以及一种C7～C9的工业醇产品作萃取剂。萃取成果证明：因为萃取剂分子的不同极性，而使金的萃取率随醚基长度的添加而成正比添加，环中双键方位的不同也有很大影响。在化工艺溶液中，含金浓度在0.5～9740mg／L的范围内，上述9种萃取剂的萃取率均挨近彻底，并且有很高的分配系数。稀释剂的正确选用，能进步萃取率，其间以火油为最好，次之，再依次为（二）丁醚＞癸醇＞异醋酸戊酯＞二＞。萃取取得的有机相，用Na2SO3液进行反萃作用较好。将反萃液酸化至pH3～4，金即从盐反萃液中被复原呈金属分出。当往含金的化液中参加硫酸时，溶液中的金可用萃取而与砷、铁等别离。 近年来，用多孔载体的液体萃取剂〔如三烷基苄基铵氯化物（R4NCl）〕从化工艺液中提取金的研讨证明，溶液中与络合的伴生金属锌、镍、银、钴、铜等对金的提取影响很小。金络合物的萃取机理，据红外线光谱分析，是与R4NCl生成阴离子交流反响而被萃取的： Au（CN）2－＋R4NCl （R4N）Au（CN）2＋Cl－ 鉴于许多含硫和含磷试剂均具有萃取金的才能，然后促进了人们混合试剂萃取金的研讨。 运用二－乙基已基二硫代磷酸（Д2ЭГДТФК）在无机酸中萃取Au3＋时，能够选择性的别离镁、镓、锰、钪、铝、钛、镧等伴生金属（图2）。与Au3＋一同萃入有机相中的As3＋，可用约4mol∕L的NaoH洗刷有机相除掉；银、、铋、铟、Sb3＋、镉、镍、锌、Tl＋、Sn2＋、Fe3＋在用和，或许和浓的混合液进行反萃时可与金别离。图2  Д2ЭГДТФК萃取别离金流程 运用三辛基硫化膦（TOPS）的液，在介质中能较有效地萃取Au3＋，与金一起进入有机相的只要Hg2＋（分配系数分别为586和51）。当用1molHNO3溶液反萃取时，金便转入水相。三辛基或三异辛基硫代磷酸，可从硝酸介质中将钯、金、银共萃出来，或在介质中将钯、金共萃出来。石油亚砜（PSO）不但是铂、钯的萃取剂，并且也是金的萃取剂。在含金、铜、锌的2molHCl介质中，用0.62mol的石油亚砜溶液萃取时，它们的分配系数分别为：Au670，Cu0.013，Zn（2.1molHCl介质中）0.28，可使金与伴生的铜、锌别离。 运用氮磷或硫氮混合试剂从碱液或溶液中以及－溶液中萃取金、银的研讨证明，此类混合试剂大部分可从溶液及HCl－溶液中萃取金，金的萃取率为98～100%，其分配系数约近100%。 运用环丁砜（THSDO）0.1mol的稀释液有机相，对AuCl3人工制造液进行的萃取实验标明，在pH3～4.6，有∶水为1∶1，萃取时刻1miin，金的萃取率可达95%～97%。载金有机相选用0.5molNaOH和1.0molNa2SO3混合液反萃，在水相pH＝2时，金的反萃率达90%左右。 金、银的萃取提纯，近二三十年取得了突破性发展，一些有机溶剂现已运用于金、银的萃取提纯出产工业中。

许多年前，分子的化学结构曾被假定为。近四十年来，因为物理技能的迅速发展，分子的化学结构已被进一步认定为以下的共振式：即它是经过分子中的N＋和S原子所具有的自在电子对，吸附于金粒表面而使金的氧化复原电位大大下降，使金易于氧化而溶解进入溶液中。 金在酸性液中的溶解，一般以为归于电化学腐蚀进程，进程中有必要有氧比剂参与。即分子将Au3＋复原为Au＋，氧化剂再将Au＋氧化与生成安稳的Au（SCN2H4）2＋进入溶液中。氧化剂则被复原。当运用H2SO4作pH调整剂、Fe3＋作氧化剂时，其反响为： 2Au＋4SCN2H4＋Fe2（SO4）3 〔Au（SCN2H4）2＋〕SO4＋2FeSO4 2Ag＋6SCN2H4＋Fe2（SO4）3 ［Ag（SCN2H4）3＋］SO4＋2FeSO4 此刻，生成金、银络合物的安稳常数：Au（SCN2H4）2＋为1022～22.5，Ag（SCN2H4）3＋为1013.1～13.9。 假定金粒在含氧化剂的酸性液中是一个微电池，它的表面就有阴极区和阳极区。当阴极区（正极）的氧化剂Fe3＋。取得电子则复原为Fe2＋；而阳极区（负极）的Au＋则因失掉电子而氧化生成Au（SCN2H4）2＋（见图1）。图1  金在溶液中溶解的图解 即在阴极区：                        Fe3＋＋e Fe2＋       （1） 在阳极区：                                 Au Au＋＋e Au＋＋2SCN2H4 Au（SCN2H4）2＋                （2） 总反响式：      Au＋Fe3＋＋2SCN2H4 Au（SCN2H4）2＋＋Fe2＋  （3） 银也发作相似的反响： Ag＋Fe3＋＋3SCN2H4 Ag（SCN2H4）3＋＋Fe2＋ 因为Fe3＋是依托向溶液中鼓风溶解的氧来氧化Fe2＋使之再生的，故实践上氧化剂的效果仍取决于鼓入空气溶解入溶液中的氧，因此（3）式又可写成： Au＋2SCN2H4＋H＋＋O2 Au（SCN2H4）2＋H2O  （4） 已知Au＋∕Au电对的标准氧化复原电位为1.73V。当用浸出金时，因生成络阳离子而使金的电位下降。在（2）式反响中，25℃测得Au（SCN2H4）2＋／Au电对的标准氧化复原电位为（＋0.38±0.1）V。该电位值虽下降较大，但它比化法浸出金时Au（CN）2－／Au电对电位－0.64V高得多，且金络离子为阳离子，而金络离子为阴离子，故对金的络合才干较弱。若选用先浸出后吸附（或置换）的“两步法”，提金的回收率常较化法低。但因为对金的溶解速度比化法（6×10－9mol／（cm2·s））约快10倍，且对金的初始溶解速度极快，为了战胜上述困难，进步提金的回收率，就有必要下降Au（SCN2H4）2＋∕Au电对的电位。 依据能斯特公式，Au（SCN2H4）2＋／Au电对的电位可用下式表明：   ＝＝0.38＋0.0591lg －0.118lg从式中可知，在酸性液中，Au（SCN2H4）2＋∕Au电对的电位仅与Au（SCN2H4）2＋离子浓度和SC（NH2）2分子的平衡浓度有关。即使用酸性液提金应使已溶金络离子在溶液中处于非平衡系统中，以下降负极的电极电位，进步金的回收率。为达此意图可采纳的方法是：（1）进步浸出液中的浓度；（2）选用边浸出边吸附（或置换）的“一步法”，随时将矿浆中已溶金的大部分（或一部分）提出，使浸液中金的浓度保持在较低的水平，添加溶液中的游离含量。但也有些研究者以为后者并不十分重要。的氧化是导致耗费过大的主要原因。在酸性溶液中，首要氧化生成二硫甲脒，其电对电位为0.42V。但在文献中，也报导有氧化生成二聚聚合离子。二者的反响： 如式： 2SC（NH2）2（SCN2H3）2＋2H＋＋2e            （5） 2SCN2H4（SCN2H3）2＋2H＋＋2e               （6） 如式（7）： 2SC（NH2）2（SCN2H4）22＋＋2e               （7） 2SCN2H4（SCN2H4）22＋＋2e                  （8） 式（6）有H＋参与，和二硫甲脒电对电位受介质pH值改变的影响。式（8）生成二聚，它的电对电位不受介质pH值的影响。 图2为25℃时Au（Ag）－SCN2H4－H2O系电位－pH图。它是以反响式（6）的反响计算出SCN2H4∕（SCN2H3）2电对电位＝0.4791－0.0591pH而绘出④线的。从图中看出：金溶解生成Au（SCN2H4）2＋线①在电位0.3739V处，而银溶解生成Au（SCN2H4）2＋线②为0.1142V。故从热力学上，Ag线电位比Au线低，溶银比溶金简单。且①线和②线均与④线相交，与金溶解线①相交点对应的pH＝1.78，与银溶解线②相交点对应的pH＝6.17。也就是说：金溶解的pH不大于1.78，银溶解的pH不大于6.17。只要溶液pH值小于交点对应的pH值时，氧化剂才干使金、银氧化并与络合为络离子进入溶液。若溶液pH值大于交点对应的pH值，的氧化反响则会加强，而生成二硫甲脒并分化呈S2－、H2S、CNNH2等被耗费并使已溶的Au（SCN2H4）2＋和Ag（SCN2H4）3＋络离子复原为金属沉积。溶液的pH值愈大，氧化的趋势也愈强，已溶金、银络离子的复原也愈多。此刻生成的二硫甲脒对金、银也不起氧化效果。   图2  25℃时Au（Ag）－SCN2H4－H2O系电位－pH图条件； SCN2H4＝（SCN2H3）2＝10－2mol；Au（SCN2H4）2＋＝Ag（SCN2H4）3＋＝10－4mol； 氧压力＝氢压力＝101.32kPa 但朱屯称：在离子强度恒守时，一个固定份额的与二硫甲脒混合溶液的电位是不受酸度改变影响的，它们的氧化反响式（8），其电位－pH线的斜率应为零，④线应从低pH处水平延伸到pH4.3处，而不是上述的斜率－0.0591pH。因此，上述在pH1.78以下才干氧化溶解金，不然仅能氧化的观点是不成立的。因为金的浸出速度与酸度的联系近似为零级动力学，虽在pH＞2时反响速度有所下降。但起伏是很小的，S.J.罗迪等则以为；因为在实践浸出进程中酸度的影响是十分复杂的，反响式（8）仅仅氧化的总反响式，并不反映它们的反响机理。反响进程的某些过程如式（6）那样有H＋参与，或者说它们的氧化速度与pH值有关，它与式（8）的总反响是不对立的。

近10多年来，从电化学人手对溶解金的电极进程进行的很多研讨（如图所示），深化了对溶解金进程的知道，并在实践中得到证明和运用。    1)的阳极氧化    曾在慵懒的铂、石墨和铅电极上对的阳极氧化作了研讨。经过色层分析及红外光谱查明，在电位为0.9-2.1V的整个范围内，阳极液中的氧化产品有二硫甲脒和基(CNNH2)。经过丈量和核算得知，这种铂电极发作的可逆电对其标准复原电位EӨ=0.42V,阳极搬迁系数β约为0.8，交流电流密度i0=(2.1~14.7)×10-6A/cm2。发现当电位上升到1.4V时，电极进程仅发作的初级氧化生成二硫甲脒，这时电流效率为100%，再升高电位，电流效率下降，氧开端分出和的次级氧化反响发作，二硫甲脒分化，生成基。 [next]     2)金的阳极溶解    在为0.001-0.030mol的脱气酸性溶液中，选用反转金圆盘电极所作的研讨标明，金的溶解直到阳极过电位0.3V（见上图)停止是快速的，且简直到达最大分散控制速度，其反响为                    Au＋2SC（NH2）2-→Au[SC（NH2）2]2++e-    交流电流密度大于10-6A/cm2，溶解以电流效率100%进行。当阳极过电位为0.4V或更高时，被氧化成二硫甲脒和其他含硫化合物，金的溶解部分遭到按捺，此刻金溶解电流效率显着下降。在较高阳极电位下金表面的钝化效果，导致在电流-电位曲线内呈现-滞后回线，好像按捺剂在此系统内富集相同，曲线上电流的峰值进一步下降，这影响到上式的标准复原电位EӨ的值。实验测出新鲜金表面上EӨ的值为0.352V（30℃），但在钝化表面上E值升高到0.41V。E值的这种改变，即便金电极不受阳极电位分配，但逐渐添加溶液中的按捺剂时也会呈现，在这种情况下得到的E0值为0.336-0.395V。    3)金（I)-的阴极复原    对酸性溶液电极进程的许多研讨证明，金（I）-按上式进行，在阴极过电位为-0.15~0.35V之间系受分散控制，超越该值时，复原效果稍有减慢。在阴极电流-电位曲线（见上图)的顶端，金的堆积活化能Ee值为25~29kJ·mol-1,而在洼陷部分Ea值为71~84 kJ·mol-1，30℃时测出Au[SC（NH2）2]2+络离子的分散系数D为1.1×10-5cm2·s-1，50℃时D为1.17×10-5cm2·s-1。金的堆积在100%电流效率下进行。当阴极过电位在-0.5~0.6V时电流效率显着下降，这时金的堆积和氢的分出同时发作。自身虽不介入铂、金、铁上的阴极反响，但二硫甲脒却不断地在新堆积出的金表面上复原，敏捷引起金表面的钝化，金板微呈黑色。鉴于的阳极氧化效果，不难理解电解时需将电解池的阳极室和阴极室离隔、以避免金极上硫的结合，避免阳极反响时所生成的氧化剂在某种程度上使金溶解。[next]    运用的电解液组成为（g/L）：SC（NH2）290, H2SO4 25 , Au 0.5-5。极化曲线上得出的最大值遵守分散规则，这是由于在电位为+0.2~-0.1V的情况下，吸附在电极上的分化产品，对金的电积进程具有催化效果的原因。此刻，拌和电解液会激烈地对电流密度产生影响，电流的最大值与金浓度成直线联系，阴极进程速度有较低的温度系数A＝2.51-2.93kJ/mol，这说明金的电积在此条件下首要取决于放电离子的分散。但是，当电位更负于-0.1V时，电流最小值实际上与电极的反转速度无关，且阴极进程速度有较高的温度系数A=7.12kJ/mol，明显阴极进程首要决定于金的电极反响。为了查验分化产品的吸附一催化特性，曾经过比照电解液中参加或不参加分化产品（如Na2S)所得出极化曲线，以及经过从阴极表面上使吸附物解吸，或使阴极表面以专门的机械设备对不断更新的方法别离作了实验，成果证明在电积金的进程中，分化而成的含硫产品在电位为0.2-0.1V的范围内确有吸附一催化特性。    此外，从金（I）-络合物与其他金属（如银、铅、锌、镉、铜）络合物在银电极上的标准分化电位值比较看出，阴极上金能最早分出。    某些金属络合物的标准分化电位E值（下表)如下：  某些金属络物的标准分化电位E值络合物离子Au（TU）2+Ag（TU）2+Cu（TU）2+Cd（TU）2+Pb（TU）2+Zn（TU）2+标准分化电位E/V0.380.023-0.119-0.657（-0.647）-0.65-0.785

载金树脂经解吸产出的金、银贵液，首要运用电解法收回金、银。 一、贱金属置换注 一般运用锌、铝进行置换，产出称为“金泥”的金银堆积。堆积物中的金银总含量约为15%～20%。此法运用的设备首要为拌和置换槽以及置换后别离母液和堆积物的过滤机。 二、加碱堆积法 当向贵液中加碱并加热溶液至50～60℃时，金的络合物便转化为氢氧化物堆积。将此堆积过滤并于炉中灼烧，灼烧后的堆积物含金银总量为36%～50%。 运用离子交换树脂吸附收回金的前期，从解吸液中收回金、银多运用置换法和堆积法。运用上述办法虽设备简略，进程速度快，但也存在如下一些首要缺陷：①堆积中金银含量低；②耗费很多堆积剂，特别是堆积因分化而增大的耗费量；③因液中杂质的堆集而下降对金、银的解吸速度。故当杂质堆集过高时，有必要定时替换液，而导致耗费量添加。故这些办法现在多已不用了。 三、石墨阳极电解法的研讨 某研讨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，金的电积收回率均大于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：金的电积收回率大于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而发作很多白色堆积物。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，阴极堆积物首要是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金的电积收回率就达70%，4h到达99%以上。跟着时刻的延伸，金的电积收回率虽稍有添加，但电流功率愈来愈低。若想再进步金的电积收回率，后期应下降电流密度。但因为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。 四、钛网阳极电解法 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，故而得到广泛运用。 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，在金的收回率为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－空气别离器；8－空气进步器；9－阴极装置作业台； 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中止。 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，经循环运用一段时刻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。 五、电解进程的安全技能 为了保证电解的正常进行，阴极液应通过细心过滤，并使阴、阳极液均匀循环。当中止供入阴极液或阳极液，或许溶液循环受阻时，应立即中止电解。电解槽和与它相连的设备（特别是供电闸刀接点及其他导电部件）应常常坚持洁净，阳极室损坏时应即时替换。 供入电解槽的电压不得超越12V，这可由整流器中装置的熔断器来保证。为消除电极接地短路，电解槽下应设绝缘层使槽体与地上绝缘，与槽体衔接的管道也应加装绝缘垫。为便于操作和避免电路事端，从整流器向电解槽供电的导电板应敷设在不阻碍操作的部位，且电解槽拆开和装置以及阳极室和阴极组的装卸都应在断电的情况下进行。 和硫酸都是腐蚀性液体，操作时应戴眼镜和橡胶手套及围上围裙。电积进程中因为发作副反响，会在阳极分出氧，并在阴极分出氢。这两种气体简单引起火灾，且会使溶液雾化。虽然在正常电积条件下分出的气态产品不多，但它是硫酸蒸气和分化产品（NH3、H2S等）的毒气混合物，故电解槽上有必要装置排风机，并在接连排风条件下进行出产操作。

此法是用浓硫酸在高温下进行长时间浸煮，使合金中的银及铜等贱金属形成硫酸盐而被除去，以达到提纯金的目的。使用浓硫酸浸煮时，合金中的含金量应在33%以下，铅的含量应尽可能低（不大于0.25%），或预先用火法除去铅，否则产出的金中含有大量铅等杂质，需进一步处理。此法的浓硫酸消耗量，约为合金重量的3～5倍。且劳动条件恶劣。 浸煮前，先将合金熔化并淬成粒或铸（或压碾）成薄片，置于铸铁锅中，分次加入浓硫酸，在160～180℃下搅拌浸煮4～6h或更长时间。此时，银及铜等杂质便转化成硫酸盐。浸煮完成后，将锅冷却，倾入衬铅槽中，加水2～3倍稀释后过滤，并用热水洗净除去银、铜等的硫酸盐。再加入新的浓硫酸再进行浸煮。经反复浸煮洗涤3～4次，最后产出的金粉经洗净烘干，含金可达95%以上。产出的硫酸盐液和洗液，先用铜置换回收银（如合金中含有钯时，被溶解的钯也和银一道被还原）后，再用铁屑置换回收铜。余液经蒸发浓缩除去杂质后回收粗硫酸再用。 浓硫酸浸煮作业，由于剧烈反应会产出大量的含硫气体，故应在抽风罩下进行，或将锅密封通过抽风机经烟道排出含硫气体。

贵金属（黄金、银、铂金）的比较 贵金属首饰是指以贵金属金、银、铂为首要成份的首饰。国际黄金产值以俄罗斯、南非、美国、加拿大为多，铂金首要产自加拿大，其次俄罗斯和非洲，我国的四大产金地为胶东、豫西、和匡川三角地带。 一、黄金黄金：金的密度为19.32g/cm3 ,硬度低，为摩氏2.5与人指甲的硬度附近。金的耐性高，延展性好，有着杰出的导热性和导电性，金具有金黄色金属光泽，其光泽光辉，赏心顺眼。缺陷：硬度低易磨损。千足黄金饰品品：含金量分数不小于999的称千足金。在首饰上的印记为"千足金"，"999金"。千足金首饰成色射中是最高值。足黄金饰品口：含量千分数不小于990的 称足金，在首饰上的印记为"足金"、"990金"。K金：为了战胜纯黄金饰品品硬度差，色彩单一，易磨损，斑纹不细巧的缺陷，发展出金合金首饰：K黄金饰品品特点是用金量少，成本低，可配制成各种色彩且不易变形和磨损。 五颜六色的K金：一般有黄色K金，白色K金，赤色K金。五颜六色K金首饰中大多为五颜六色18K金，18K金除了750‰的金之外，其它成分的不同份额会使K金显现为不同色彩，黄色K金（配方中银铜等），赤色K金（250‰的杂质中铜点2/3以上或悉数为铜），白色K金（配方中加银） 二、银银：银的密度为10.5g/cm3 硬度为摩氏2.7，银有杰出的延展性，仅次千金，有杰出的导热，导电性，银有皎白顺眼的金属光泽，首饰中的银有：足银：含银量千分数不小于990的称足银，印记为"足银"。925银：含银量千分数不小于925的称925银，印记为"银925"或"S925"。因为银太软，易变形，因而用纯银制首饰较少，市场上的银制品中以925银为大都。 三、铂金铂金：铂的密度21.45g/cm3 ，硬度为摩氏4.3。铂有银白色金属光泽，色泽鲜明，有杰出的导电性和导热性，铂具有很好的延展性和可锻性，接近于银和金。首饰中的铂有：足铂（足白金）－含铂量千分数不小于990的称为足铂，印记为"足铂"。950铂－含铂量千分数不小于950的称为950铂，印记为"铂950"或"Pt950"。900铂（900白金）－含铂量千分数不小于900的称900铂，印记为"铂900"或"Pt900"。国际标准中规则常用纯度为850、900和950。查验贵金属办法：静水称重法：使用阿基朱德规律，用天平光称出检测物品在空气中的分量，然后称出检测物品在液体中的分量，用公式:物体在空气中的分量/物体在空气中的分量－物体在液体中的分量×测验温度下液体的密度值，得出物品的密度。（此办法金、银、铂皆可） 水在不同温度下的密度值 一些标准的密度值表 试金石法：试金石是由一种质地坚固的含碳黑色硅质粉砂岩加工而成的交滑平坦 的长方块。将待验鉴饰在试金石上磨一道金道，在试金石的金道上滴加水，视其溶解速度，若敏捷溶解，则金成色较低，若溶解缓慢，则成色高。另一种办法所以滴加硝酸，以其溶解的快慢判定金中银含量的多少。滴加可判别含铜多少。参阅根据，可根据首饰上的印记为参阅值。

近年来我国华北、华南等地相继发现了一批储量丰厚的含银锰矿,每吨原矿含银数十至数千克,含锰为3%-35%,或伴生必定量的铁、铅、锌、镁、铝、、铜等金属矿藏,属含银型多金属锰矿,是我国重要的含银矿石之一,具有较高的附加值和区域散布广泛性的特色[1]。按锰矿类型可简略分为氧化型、硫化型、碳酸盐型和氢氧化型,其间氧化型是现在探明的首要含银多金属锰矿类型,且首要在地表或浅层散布,是现在挖掘易、别离难的矿石类型。以氧化物方式存在的含银锰矿,其首要可使用矿藏大多嵌布粒度微细,银与锰、铁等矿藏结合严密,难以用选矿办法对银、锰、铁等进行有用别离,且原矿化浸银浸出率一般小于30%,这类矿石一向被归尴尬使用的“呆矿”类型[2-3]。依据此类矿石性质,合适选用先选矿富集得到银锰混合精矿,再对混合精矿进行湿法冶金浸出和净化处理,进一步可得到硫酸锰、碳酸锰、电解锰、银等一系列锰和银加工产品。高效的选矿工艺既能保证较高的富集比,又能获得较高的归纳收回率,一起还能下降湿法冶金的处理量和材料耗费,下降湿法冶金残余物的环保处理本钱。一、矿石性质 (一)矿藏成分分析 某含银多金属锰矿化学多元素分析成果见表1。原矿X射线衍射图谱见图1,锰、铁、银物相分析成果分见表2～表4。分析判定成果标明,原矿中的金属矿藏首要为软锰矿、水锰矿、硬锰矿,其次为针铁矿、褐铁矿,菱锰矿、锌锰矿、黄铁矿、方铅矿、闪锌矿、辉银矿、角银矿、天然银、金银矿等,均为少数至微量。脉石矿藏以石英为主,其次为云母、长石、方解石、白云石及粘土矿藏等。(二)矿藏嵌布联系矿石中软锰矿、水锰矿和硬锰矿是矿石中的首要含锰矿藏,也是银的首要载体矿藏;锰矿也一起被针铁矿和褐铁矿所告知,铁矿多散布在锰矿的边部,呈网脉状、蠕虫状、羽状、同心层状散布;银矿藏多以细微粒或吸附状况被包裹在锰、铁矿等矿藏中,或它们的微裂缝中,也见少数被细粒的脉石包裹或以类I质同象方式散布在氧化锰矿中。二、选矿富集 (一)选矿富集计划挑选1、含银多金属锰矿常用、有用的富集手法。含银锰矿是锰矿中的一种重要类型,我国锰矿石的特色是贫、细、杂,表现为锰含量低、锰(铁)等矿藏与脉石呈细粒嵌布(其粒度在10µm左右),且伴生矿藏品种繁复,难以经过机械选矿的办法得到独自的锰精矿、银精矿,也难以经过先化或惯例浸银办法获得较好的银浸出目标。因而含银多金属锰矿的处理办法一般先选用多金属集合体选矿,其特色是首要元素收回率高,但精矿档次不太高,其选别工艺可选用强磁选、重选法、浮选法等;因为锰矿石的含泥量多,因而洗矿和筛分也是常用的办法,它既有必定富集作用,又为进一步选别提供方便;此外还有火法富集一富锰渣法、化学选矿等办法[4-5]。2、富集前的碎磨作业应防止物料的过破坏。因为含银多金属氧化锰矿多在地表或浅层散布,原矿风化粉化严峻并泥化率较高。实验用原矿经粒度筛析可知,粒度越粗,锰、银档次越高。探究实验标明,选用强磁选工艺能经济有用地使银和锰矿藏富集到混合精矿中,并且对粗粒级的收回作用显着高于对细粒级,因而选矿富集前的碎磨作业应尽量防止矿石的过破坏。3、分级-干湿分选的强磁选流程是该矿的高效流程。探究实验标明,选用全湿式强磁选,精矿档次较高,但锰、银的收回率低;而选用全干式强磁选,银锰的收回率高但精矿档次低,实验成果见表5。尽管干式强磁选具有银锰收回率高、产能大、本钱低的特色,但针对该含细粒级多的矿石,选用全粒级干式强磁选将难以获得较高的抛尾功率,因而精矿锰、银档次必定不高。为保证获得较高的锰、银归纳目标,终究断定选用分级一干、湿强磁选工艺流程。(二)强磁选富集工艺研讨依据该含银多金属锰矿的性质,以及强磁选设备的特色,拟定了干式筛分分级-粗粒干式强磁选-细粒湿式强磁选的工艺流程。实验流程及成果见图2,精矿化学多元素分析成果见表6。图2及表6标明,对该含银多金属锰矿选用干式筛分分级-粗粒干式强磁选-细粒湿式强磁选的工艺流程,在抛出了近40%的尾矿的情况下,首要有利元素Mn,Ag的收回率均超过了90%,锰档次进步了近11个百分点、Ag档次进步了204.8g/t,铁档次进步了2.34个百分点,使冶金浸出原猜中锰、银等有利元素含量大幅进步,冶金浸出质料的量明显下降,为后续高效收回有利元素奠定了根底。 三、定论(一)某含银多金属锰矿是一种高附加值的微细粒嵌布的杂乱锰矿,在现在的技能条件下物理办法难以进行锰、银的有用解离。(二)依据该矿石矿藏嵌布与共生特色,选用先分级、再强磁选能使银和锰矿藏有用富集到混合精矿中,为湿法冶金经济、高效地浸出锰、银发明了条件。(三)实验研讨标明,该矿藏的粗粒级合适干式强磁选,而细粒级合适湿式强磁选,在磁选物料的碎磨预备作业中应尽量防止矿藏的过破坏。(四)选用干式筛分分级-粗粒干式强磁选-细粒湿式强磁选的工艺流程,能得到锰、银档次和收回率均较高的混合精矿,锰、银档次别离到达31.59%和657.9g/t,收回率别离到达90.24%和91.29%;在这个富集过程中,非首要元素铁富集行为不显着。

三元催化剂经700度焙烧后，破坏，按催化剂：氧化铅：碳酸钠：硼砂：铁粉：银(以氯化银办法参加)=1：0.3：1.2：0.6：0.4：0.05(分量比)配比，置于石墨坩埚中在柴油氧炉中熔炼于1050度一小时。80号柴油炉升温需50分钟，然后冶炼一小时，经历升温耗费耗油3.5公斤，耗氧五分之一瓶;冶炼耗费柴油4.5公斤，氧耗6元，若用焦炭(冶金焦)则需用60公斤。一坩埚熔炼混合料35公斤左右。催化剂只炼13公斤左右。炉温升起后，每小时一锅继续下去;燃料的耗费是炉子升温段的耗费加冶炼耗费。榜首锅今后的耗费主要是冶炼耗费。将炼好(完全炼透炼稀)的料浆抬出倒出上层渣液，基层铅及贵金属合金液倒入升温至200度的鐏锅中，一起敲击鐏锅使料液中合金遵从比重规则沉积凝集于底部构成贵金属铅扣，待冷却倒出敲下铅扣。鐏锅一般用5只轮换运用。将贵金属铅扣置于灰吹炉中的灰底窝(灰底是用5-7份600号干水泥和1份氧化镁混匀拍实、刮平，居中按铅扣体积挖出一个半球状窝)上，盖上炉灶，插上燃管，焚烧灰吹冶炼，当炼到呈现镜面是停火、冷却，敲去渣、取下的银钯铂铑贵金属合金进入贵金属彼此别离及精粹程序。按50公斤贵金属铅扣计，吹炼费用在200元左右。将吹炼后的贵金属合金在坩埚中熔开在1200度下渐渐倒入旋转的水中水碎，将水碎的合金粒用稀(1份硝酸：3水)硝酸浸出银，浸出液(液)，溶解到新加稀硝酸不反响时过滤，滤液用食盐水沉积出氯化银，食盐用量是银的1.2倍，氯化银回来用。，硝酸耗量是银的1.25倍。滤渣(不熔渣)是钯铂铑混合渣。将不熔渣置于反响器顶用加热溶解，用量是1公斤渣需6500毫升，溶到新加无反响后吸出冷却过滤，滤渣为92%铑粉，将滤液用无水乙醇赶硝，进如萃取钯，萃残液萃取铂，萃残液锌粉置换，置换渣并入铑渣进入铝熔活化后，用1：1浸出铝，滤渣是活性很高的粗铑粉，粗铑粉用溶解，溶解液过滤，滤液进入铑萃取精粹。滤渣(几乎没有)并入下次活化。 至于含20%金的沙金矿假如来历于矿山精选料引荐用铅捕收冶炼，配料上同，费用上同。假如来历于工业二次料引荐用，费用是：每克金0.08元提炼费用.两种来历都不引荐镍锍富集办法。柴油氧炉4000元，灰吹炉3000元，放液锅300元。20L反响器带四级吸收(2.4万元)串联，洗手液用20%的烧碱溶液，20L四级萃取器三台(铂、钯、铑各一台)，每台四万元，萃取油钯专用(S201)300元/公斤，配30公斤(长时间重复运用)，铂专用(N235)100元/公斤配30公斤(长时间重复运用)，铑专用(TRPO)800元/公斤配10公斤(长时间重复运用)，萃取精粹1克钯费用在0.15元，1克铂0.18元，1克铑0.51元，该设备一次精粹钯900克，铂850克，铑2600克。整个萃取过称两小时完结。以上具体技能在设备装置时会在现场演示。

在金精矿焙烧－化工艺中，砷是影响金、银化浸出率的首要因素。为此，在焙烧－化浸取金、银工艺中对砷的含量要求比较严厉，一般操控金精矿中砷的含量在0.1%以下，跟着砷含量的添加，金、银的化浸出率逐步下降。笔者曾对进步含砷金精矿焙烧－化浸取工艺金、银、铜回收率进行了研讨。本文在此基础上研讨了在焙烧金精矿中参加硫酸钠，借以进步含砷金精矿焙烧－化浸出工艺中金、银浸出率。实验成果表明，对砷质量分数为0.45%金精矿，在焙烧时参加矿样量4%～5%的硫酸钠，可使金、银的化浸出率比原工艺办法别离进步5.0%和40%以上。这不光充分利用了国家资源、拓宽了质料来历，并且进步了厂商的经济效益和社会效益，具有推行价值。     一、矿样性质     本实验选用的矿样由某黄金矿山供给。矿藏成分首要为黄铁矿、砷黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿等硫化矿藏，金、银则以纤细粒状况被硫化物包裹。经分析测定，矿样的首要化学成分见表1。 表1  矿样的化学成分元素Au*AgCuPbZnFeAsS/%41.52423.361.130.5030.50.4536.6     * （Au）、 （Ag）/10-6     从表1可见，矿样中除含有较高的Au、Ag外，Cu、Pb、As、S的含量均比较高。该矿样归于含砷、铜难处理金精矿类型。选用现行的焙烧－化浸出工艺，难以获得较高的金、银化浸出率。     二、直接化浸出实验     选用直接化浸出工艺对该矿样进行实验。实验浸出条件:NaCN质量分数0.5%，液固比2:1，浸出液pH＞11(石灰调理)，浸出时刻为42h。浸出实验成果见表2。 表2  直接化浸出实验AuAg原矿档次/10-6 渣档次/10-6 浸出率/%41.5 13.60 67.23242 224 7.20         从表2可见，在惯例条件下进行化浸出，金、银的化浸出率很低，特别银的化浸出率更低，仅有7.2%。首要原因是铜、砷的含量较高，影响了金、银的化浸出，别的，很多硫化物的存在，对纤细粒的金、银包裹，使金、银的化浸出反响难以进行。     三、焙烧－化浸出实验     选用焙烧－化浸出工艺对该矿样进行浸出实验。焙烧条件:温度63℃，焙烧时刻60min。硫酸浸铜条件：硫酸质量分数2%，液固比3: 1，浸出温度70℃～80℃，时刻2h。酸浸铜后，液固别离，将浸渣洗至中性，化浸出。化浸出条件：NaCN质量分数0.2%，液固比2:1，浸出液pH≈9.5（NH4HCO3＋NaOH调理），浸出时刻36h。实验成果见表3。 表3  焙烧－化浸出实验成果AuAg原矿档次/（g·t－1） 渣档次/（g·t－1） 浸出率/%41.5 4.08 90.17242.0 178.4 26.28         从表3可见，含砷金精矿选用焙烧－化工艺处理，可进步金、银的化浸出率，但渣中的金、银含量仍很高，特别是银，其浸出率仅为26.28%，大部分银仍未浸出。     四、加硫酸钠焙烧－化浸出实验     硫酸钠是一种中性化合物，化学性质比较稳定，且报价低廉，便于购买。笔者曾在含铜金精矿中参加1% Na2SO4进行焙烧－化实验，成果表明，加硫酸钠焙烧对进步铜的浸出率有较显着的作用，但在参加相同量的条件下，对进步银的化浸出率，其作用不如添加NaOH、Na2SO3和Na2S。 实验发现，如在焙烧时加大Na2SO4用量，不光可大大进步银的化浸出率，并对金的化浸出也发生必定的作用，并且对含砷金精矿有必定的适应性。其实验成果见表4。 表4  硫酸钠用量实验Na2SO4用量 /%AuAg原矿档次 /10－6渣档次 /10－6浸出率 /%原矿档次 /10－6渣档次 /10－6浸出率 /%1 2 3 4 5 641.50 41.50 41.50 41.50 41.50 41.504.00 3.60 3.00 2.10 1.67 1.3479.00 91.33 92.77 94.94 95.98 96.77242.0 242.0 242.0 242.0 242.0 242.0138.0 99.6 88.8 75.00 70.00 65.0042.8 58.84 63.30 69.20 71.00 73.14         从表4可见，跟着硫酸钠用量的添加，金、银的化浸出率逐步添加。考虑到生产本钱，在生产实践中依据金、银的含量，可选用4%～5%的参加量。     五、加混合添加剂（Na2SO4＋NaOH）焙烧－化实验     选用为添加剂进行焙烧化浸出，可大大进步银的化浸出率。为此，选用硫酸钠＋混合添加剂进行焙烧－化浸出实验。实验成果见表5。 表5  加混合添加剂焙烧－橄化漫出成果添加剂参加量 /%NaOH 0.8Na2SO4 0.8NaOH 0.2Na2SO4 0.2NaOH＋Na2SO4 0.8＋0.2NaOH＋Na2SO4 0.2＋0.8银浸出率/%70.5045.5060.538.0072.5065.00         从表5可见，选用NaOH和Na2SO4作为添加剂进行焙烧－化，对进步银的化浸出率均有必定作用，二者比较，以参加NaOH进行焙烧作用更好。假如选用混合添加剂进行焙烧预处理，其作用更佳。这是由于在焙烧时参加了，使矿样中的砷构成可溶性的钠，在硫酸浸铜时除掉，减少了砷对化浸出的影响；别的，参加可添加矿样的流动性，使焙砂愈加疏松多孔，矿样焙烧的愈加彻底，有利于金、银的化浸出。     六、结语     （一）实验成果表明，在焙烧时，参加4%～5%矿样量的硫酸钠，关于进步含砷金精矿的金、银化浸出率是有用的，与现行的焙烧－化工艺比较，金、银的化浸出率别离进步5%和40%以上。    （二）该工艺办法操作简洁，不添加设备，药剂本钱较低，不污染环境，不影响制酸工艺和浸铜工艺，其经济效益和社会效益明显，现已在国内黄金冶炼厂推行应用。

金、银在溶液中溶解的动力学进程，各家多以为主要是受扩散效果操控的。但关于金、银的反响机理却有不同的见地。各家提出的金、银在溶液中的溶解理论主要有： 一、埃尔斯纳（Elsner，1846年）的氧论。 该理论以为，金在溶液中溶解时，氧是必不可少的： 4Au＋8NaCN＋O2＋2H2O 4NaAu（CN）2＋4NaOH    （1） 银的溶解能够用相似的反响式标明： 4Ag＋8NaCN＋O2＋2H2O 4NaAg（CN)2＋4NaOH 二、博德兰德（Bodländer，1896年）的过氧化氢论。 他以为，金在溶液中的溶解效果按下式分两步进行。其总反响式契合上述的埃尔斯纳方程式。 2Au＋4NaCN＋O2+2H2O 2NaAu（CN）2＋2NaOH＋H2O2   （2） H2O2＋2Au＋4NaCN 2NaAu（CN）2＋2NaOH            （3） 式中生成的过氧化氢是中间产品。他经过检出溶液中存在H2O2来证明他的见地。 三、杰宁（Janin，1888、1892年）的氢论。 杰宁不供认氧是溶解金必不可少的论说，而坚信反响进程中必定释放出氢： 2Au＋4NaCN＋2H2O 2NaAu（CN）2＋2NaOH＋H2    （4） 巴尔斯基（Barsky）测定了亚金络离子和银络离子生成的自由能，经过计算所得到的反响自由能，得出上列各反响式的热力学平衡常数为：        方程式（1），K＝1066；        方程式（2），K＝1016；        方程式（3），K＝1049.8；        方程式（4），K＝10－99。 依据△G0＝－RTlnK 则    方程式（1），△ ＜0;       方程式（2），△ ＜0；      方程式（3），△ ＜0；      方程式（4），△ ＞0。 因而，埃尔斯纳和博德兰德所提出［式（1）～（3）］的反响均能进行，而杰宁所提出的［式（4）］的反响则不能进行。 四、克里斯蒂（Christy，1896年）的论。 该理论以为，对金的溶解而言，释放出有必要有氧，且生成的是促进金起反响的活化剂： O2＋2NaCN＋H2O（CN）2＋2NaOH 2Au＋2NaCN＋（CN）22NaAu（CN）2 但斯凯（Skey）和帕克（Park，1898年）提出了清晰的依据，证明了含的水溶液丝毫不溶解金、银。 五、汤普森（Thompson，1934年）的腐蚀论。 他以为，金在溶液中的溶解相似于金属腐蚀，在该进程中溶于溶液中的氧被复原为过氧化氢和羟基离子。并指出，博德兰德提出的反响式应进一步分红下面几步： O2＋2H2O＋2e－H2O2＋2OH－ H2O2＋2e－2OH－ AuAu＋＋e－ Au＋＋CN－AuCN AuCN＋CN－Au（CN）2－ 这些反响已为试验所证明。 六、化浸出的动力学。 F·哈巴什（Habashi，1966、1967年）指出，溶液浸出金的动力学实质上是电化学的溶解进程，大略遵从反响式（2）： 2Au＋4NaCN＋O2＋2H2O2NaAu（CN）2＋NaOH＋H2O2 对银的溶解相同能够写出相似的反响式。该定论依据下述现实： （一）每溶解2mol金属，便耗费1mol（分子）氧； （二）每溶解1mol金属，要耗费2mol（分子）； （三）溶解金或银时构成过氧化氢，每溶解2mol量金属便产出1mol（分子）H2O2； （四）试验标明，无氧时，金和银在NaCN＋H2O2中的溶解系一缓慢进程（见下表）。因为： 2Au＋4NaCN＋H2O22NaAu（CN）2＋2NaOH 的反响是很少发作的。现实上，假如溶液中存在很多的过氧化氢，则会因为下列反响使离予氧化成对金不起溶解效果的根离子： CN－＋H2O2CNO－＋H2O 而按捺金、银的溶解。表  金、银的溶解速度溶解质量∕mg需用时刻∕min补白＋O2＋H2O2金105～1030～901943年银5151801951年 虽然上述金在溶液中溶解的理论存在差异，但R.W.朱里尔（Zurilla，1969年）等经过搜集和丈量从金表面扩散出来（不再参加反响）的H2O2试验标明：85%的金是依照博德兰德的过氧化氢论（式2）溶解的，只要15%的金是按埃尔斯纳的氧论（式1）溶解的。即O2的复原不是直接生成OH－，而总是触及中间产品H2O2的生成。而生成的H2O2又能促进Au（(CN）2－的构成： O2＋2H2O＋2e H2O2＋2OH－ 2Au＋4CN－＋H2O2 2Au（CN）2－＋2OH－    （5） 这一反响是经过向溶液中供入空气而溶解的O2来完成的。这个定论经过向溶液中参加少数H2O2能使金的化溶解速度略微添加，若很多参加H2O2则会使金粒表面钝化而下降溶解速度而得到有力的证明。 从热力学观念看，金、银能从台CN－溶液中分出的推动力可定量地用复原电位标明。即 Au＋（Ag＋）－e－ Au（Ag） 复原电位（E）则可经过能斯特方程导出： E＝E0－ ，或＝E0＋式中  R－气体常数，等于8.314J∕K·mol；       T－绝对温度；       E0－反响的标准复原电位（氢标），V。 从式中看出：E值越大，则离子被复原而分出金属的趋势越大；反之，E值越小，则向相反方向反响进行的趋势越大。若反响的最终产品是易溶的，则金属被溶解进入溶液。 金、银是典型的贵金属，要把它溶解成独自离子状况是困难的。当选用化法时，它们会与CN－效果生成配位数为2的安稳络离子Au（CN）2－和Ag（CN）2－而进入溶液。且因为Au＋、Ag＋有很高的复原电位： Au＋＋e Au    E＝1.73＋0.0591lg〔Au＋〕 Ag＋＋e Ag    E＝0.80＋0.0591lg〔Ag＋〕 而需用强氧化剂。其氧化才能不只取决于氧化复原电位，还取决于pH值的巨细及离子浓度和温度。若以电位－pH图标明它们在氧化复原系统中的行为和相互关系则较易了解。图1是25℃时Au、Ag－CN－－H2O系电位－pH图。图中，Au（CN）2－∕Au电对的理论曲线1是依据1903年G.博德兰德测定的Au（CN）2－安稳常数β＝2×1038，Au＋的标准复原电位E0＝1.692V计算出E＝1.692－0.0591,lgβ＝－0.571V制作的。 N.V.西奇威克（Sidgwick）1952年宣布了他测定的β＝2.5×1029，并推算出Au＋的复原电位E＝－0.045V，比图中的－0.571V高0.526V。 储建华等选用溶金制造渡进行了电位检测，发现测定值比图中的理论值高0.258～0.570V，与上述西奇威克的测定值十分挨近。为了进行验证，后又别离运用电镀化金和金粉直接化金制造液进行测定，各种不同制造液在相同条件下测得的电位差错仅为0.01V。这一结果标明上述测定值是可信的，并据此提出Au（CN）2－＋e＝Au＋2CN－反响式的批改曲线方程为： E＝1.0638＋0.118lg（1＋10pH－9.4）－0.118pH 批改曲线比图中传统理论曲线平行上移0.5238V，即－0.0472V。图1  25℃时Au、Ag－CN－－H2O系电位－pH图 图中Au（CN）2－∕Au线：1－据博德兰德测定值推导； 2－据亚当森的推导；3－储建华等的批改值 图中实线为金线，虚线为银线，水线省掉了 条件：Au＋＝Ag＋＝10－4mol，CN－＝10－2mol, 氧压＝氢压＝101.32kPa（1atm） 鉴于Au（CN）2－∕Au电对复原电位如此之高，金线与C线组成的原电池电动势很小（Emax＝0.136V），它对金化的推动力不大，正阐明如今化出产实践中选用增大（CN－）总浓度和运用炭浆法（下降浸液中Au＋浓度）的作业，来下降Au（CN）2－的复原电位，进步金化原电池电动势，以增大化推动力是必要的。 当对Ag（CN）2－∕Ag电位运用AgNO3溶于NaCN液制备的溶液进行测守时，在pH＞9.4时测定值挨近图中的理论曲线，pH＜8.4时测定值比理论曲线低。后者应是Ag（CN）2－发生酸效应之故。它阐明图中Ag（CN）2－的理论电位－pH曲线是正确的。因为Ag（CN）2－线复原电位低，银的化推动力大而较易化。 关于金、银在溶液中溶解的动力学进程，因为曩昔测得的金化原电池电动势很大（Emax＝0.682V），因而前期的研究者都推论出金的化动力学进程是受扩散效果操控的。1963年K.J.卡索（Cathro）等人测得的金化活化能在12.97（拌和强度弱，氧浓度低时）59.999kJ∕mol之间。明显前者是受扩散效果操控，而后者则主要是受界面层的化学反响所操控。因而，往后怎么进步金化界面层的化学反响速度，是进步化功率、强化化作业进程的一项重要措施。