液氯化法提取金银

液氯化法提取金银液氯化法，通常又称水溶液氯化法。此法最初于1848年采用氯水或硫酸加漂白粉的溶液从矿石中成功地浸出金，并用硫酸亚铁从浸出液中还原沉淀金。后经发展而成为19世纪后期的主要提金方法之一，曾广泛应用于北美、澳大利亚、南非等金矿山。但由于氰化法的问世，1890年前后，因氰化法的生产成本低而逐步为氰化法取代，从而被各应用国所淘汰。由于氰化法的广泛应用，带来了严重的环境污染，且氰化法在处理不同类型的矿石上也存在许多局限性，1944年普特南（Putnam）在他的文章中又提出对氧化法应进行重新评价。1950年澳大利亚卡尔古利矿业公司又采用液氯化法浸出梅里尔锌置换法产出的锌金沉淀，并用亚硫酸钠从浸出液中还原金。经一年的生产证明，产出金的纯度达99.8%。此后又对氯化法进行了更广泛的试验，结果表明：氯化法不但对锌金沉淀的处理是经济的，对浮选和重选产出的高品位金精矿焙砂的处理也是经济适用的。若采用SO代替亚硫酸钠从氯化浸出液中还原金，还可产出纯度达99.99%金。鉴于液氯2化法对环境的污染远比氰化法小，作业过程中逸出的氯气还可采用稀碱液洗涤吸收返回使用。今后，它可能再次成为黄金冶金的重要办法之一。图1所示为Au—HO—Cl-系列的电位一pH图，图中示出了金在强酸溶液中2由于氯的强氧化作用而生成AuCl离子。这时金的分解反应为：42Au+3Cl+HC1 2HAuCl2 4这一反应是在溶液中氯浓度明显增高的低pH值条件下快速进行的。反应过程的加快，在于溶液中氯和氯化物（通常为食盐）两者都以极快的速度进行扩散。作业过程中，应保持溶液中较高的氯浓度，因为氯浓度高能加快金的分解，并阻止金粒表面发生钝化。在通常条件下，被气态氯饱和的溶液中氯离子浓度约为5g/L，为提高氯离子浓度，加快金的溶解速度，往往向溶液中加入盐酸。A<lt)!图1 25°C时Au—HO—Cl电位一pH图(芬克尔斯坦，1972)2条件：Au3-=10-2moL；Cl-=2moL；氯气压力=10.13kPa(0.1atm)；HClO=ClO=6X10-3mol；氧气压力=氧气压力=101.32kPa(1atm)液氯化法使用的氯，可以是通过电解制得的，或漂白粉加硫酸反应产出的,直接使用氯气更方便。但电解碱金属氰盐(NaCl)法析出的氯比一般氯气活泼。故近来电氯化法分解金、银的方法已应用于生产实践。一、液氯化法应用概述用液氯化法处理含金硫化矿时，通常必须预先经过氧化焙烧使硫化物转化为氧化物，以提高金的回收率，减少氯的消耗。下表列出了前苏联对8种重选精矿的液氯化法浸出试验结果。试验条件是：焙烧温度650〜700C；浸出作业于1.5L容器中，液固比=3：1；氯气供入速度3〜4L/h；氯化时间2h。试验结果：除含硫化物小于1%的2号试样外，其余未经焙烧处理的试样金的浸出回收率仅为

10%〜55%。其原因主要是溶液中的Cl与黄铁矿作用生成亚铁离子，而使已溶解2的金被置换还原沉淀。故含硫化物（黄铁矿、砷黄铁矿等）大于1%的重选精矿应预先进行焙烧，然后甩氯化法浸出焙砂。表重选精矿的液氯化法浸出试验结果试样号试样特征精矿金品位浸出渣金品位/g・tT溶液中金回收率/%未焙烧经焙烧未焙烧经焙烧未焙烧经焙烧1金一石英精矿，含硫1%50.051.530.01.640.098.42金一石英精矿，含硫化物小于1%78.078.01.41.298.598.83金一黄铁矿精矿，含40%硫58.72.796.04金一黄铁矿精矿，含21%硫101.0123.072.02.530.098.05金一砷一黄铁矿精矿，含10.3%硫，8.3砷228.0278.0220.04.210.098.56金一砷一黄铁矿精矿，含3.1%硫，2%砷110.0116.058.01.655.098.77金一砷一黄铁矿精矿，含19.6%硫，10.3%砷1210.08.099.38金一铜一铅一黄铁矿精矿62.970.057.06.215.092.2贱金属的存在会增大氯的消耗，特别是铜和锌在氯化过程中容易溶解进入溶液中。为了抑制重金属在液氯化法作业过程中优先进入溶液，以提高金的浸出率和降低氯的消耗量，前苏联和鹰桥镍公司已采用控制氧化－还原电位的电氯化浸出法。使用液氯化法处理重选金精矿时，存在的金属铁可把金置换还原成金属沉淀或者金属铁被氧化生成亚铁使金沉淀。故氯化前必须首先除去金属铁，或将精矿预先经过氧化焙烧，使铁转化为高价氧化物。液氯化法用于处理低品位金－铜氧化矿石时，可先经稀酸堆浸除去铜等贱金属氧化物后，再进行氯化浸出，以提高矿石的含金品位、减少氯化处理的原料量和降低氯的消耗。在南非，1966年建成并投产一座大型重选金精矿液氯化浸出试验工厂。它是将精矿于800°C氧化焙烧脱硫，焙砂在含盐酸溶液中通氯气浸出，金的浸出率达99%。固液分离后，向浸液中通入SO使金还原。沉淀的金用氯化铵液洗涤，2产出的金粉含金99.9%。内蒙古冶金研究所曾用液氯化法对含金重砂进行浸出试验，试样为－0.074mm（200目）的含金重砂精矿，按重量比加入3%的浓盐酸和5%的食盐，同液比1：1,液温80C，通氯气搅拌浸出4〜6h,金即生成HAuCl进入溶液。4对用氰化法处理有困难的含碳金矿石（或含金碳质页岩等），美国矿业局和卡琳金矿实验过先加氧化剂（氯气或次氯酸钠）氧化破坏金矿石里的碳质后，再进行氰化处理的方法。1972年卡琳金矿建成了第一个用这样方法处理含碳金矿石的工厂。该厂的含碳金矿石，在氰化前先通氯气氧化后，氰化提金率平均达83%，每吨矿石消耗氯12.7kg。如该矿石不经氧化处理，便直接进行氰化，则金的提取率仅33%。美国矿务局研究成功的处理碳质矿石的另一方法，是矿石经电氯化法处理后再送氰化，这种方法的成本较之通氯氧化法低。曾试过用臭氧处理难以用氰化法处理的氧化矿和碳质矿石，在pHO.5〜1.8的浓氯化物溶液中，当臭氧消耗量为10〜20kg/t,浸出8h,金的浸出率达95%。但此法不适宜处理碱性矿石。氯化液中的金，通常加还原剂使它还原沉淀。使用的还原剂有；亚铁、二氧化硫、硫化钠、硫化氢，也可使用草酸、木炭和离子交换树脂。二氧化硫具有价廉、稳定、使用方便、且回收率高、沉淀物纯净等优点。当使用氯化亚铁还原或三辛肢萃取时，可使含金2000mg/L和50mg/L的溶液中仅残留金0.09mg/L。硫酸亚铁易于生产，它还原金的反应为：HAuCl+3FeSO Aul+Fe（SO）+FeCl+HCl4 4 2 4 3 3还原金的装置，在澳大利亚的许多工厂都采用渗滤槽或桶。广泛使用的还原装置还有搅拌槽等。二、含金细泥氧化矿的电氯化法某含金9g/t的“铁帽”氧化矿，以褐铁矿为主,经磨矿后往往呈细的矿泥，属较难处理的矿石。氧化矿中，金的粒度一般为0.001〜0.005mm，赋存于褐铁矿的裂隙内，个别较大金粒也只有0.074〜0.06mm。由于磨矿后细小的金粒进入矿泥中，故曾先后采用混汞－摇床、混汞－浮选、混汞－浮选－渗滤氰化等流程处理，金的回收率仅为63%左右。后在电氯化－树脂浆法试验中，金的回收率提高到83.80%。（一）金的电氯化浸出和树脂吸附电氧化－树脂浆法作业，是将矿石破碎并经磨矿后，与氯化钠、盐酸和树脂一起加入电解槽中，经电氯化浸出和树脂吸附，产出载金树脂、阴极泥、最终浸出渣和尾液。试验使用717型苯乙烯强碱性阴离子交换树脂。电氯化是通过电解碱金属氯化物（通常是氯化钠），使在水溶液中放出活性氯将矿石中的金氧化隹成AuCl，进而成为HAuCl及其复盐NaAuCl，并在水中3 4 4离解成离子：HAuCl H＋＋AuCl44NaAuCl Na＋＋AuCl44AuCl Au3＋＋4Cl－4生成的AuCl-被阴离子交换树脂所吸附。过程中离解生成的AU3+,有极少量4沉积于阴极板上成阴极泥。向电解槽中加入盐酸,除为了在电解过程中能析出一部分氯外,主要是用来防止氯化钠离解生成的氯被碱或水吸收而损耗活性氯。鉴于阴极隔膜易被细粒矿泥堵塞,此法采用无隔膜搅拌电解槽。电解槽为圆筒形钢板槽，槽体兼作阴极（©900mmX1000mm）。搅拌桨©300mm，转速374r/min。阳极用250X700mm的石墨板，每槽5块，沿电解槽圆周固定于搅拌桨与槽壁之间，极间距200mm。作业条件为：矿石粒度71.92%—0.074mm（200目）,矿浆浓度22.25%,面积电流285A/m2（电流浓度0.65A/L）,槽电压13V,液温50°C。按原料配入氯化钠30kg/t,盐酸20kg/t制成的矿浆，pH为2。再加入一16〜+50目的717型湿树脂10kg/t,在连续搅拌下通电氯化和吸附8h。经144h的试验，所得的平均指标为:树脂含金量1.69mg/g,尾液含金0.03mg/L,除去阴极上少量的阴极泥（含金6.26g/t）忽略不计，金的吸附回收率为99.10%。为了考察含金硫化矿（主要是黄铁矿）对电氯化的影响,还进行了含30%硫化矿的混合矿样试验。结果表明。加入少量含金硫化矿对金的浸出和吸附几乎没有影响。采用跳汰筛分—摇床联合流程从矿浆中分离载金树脂获得了好的分离效果。（二）树脂的洗脱树脂上金的洗脱采用电解洗脱沉淀法。试验用©340mmX500mm的瓷搅拌桶。桶内安装©70mm螺旋桨，转速252r/min。洗脱渣含4%硫脲、2%盐酸，固液比

1：7。阳极用石墨板，阴极用铅板，极距80mm。电流密度400A/m2，槽电压2V。经电解8h，树脂上金的洗脱率为99.6%,金的沉淀率为98.2%，硫脲的损失率为16%。电氯化和电洗脱作业均在密封电解槽中进行，抽出的废气于洗气塔中用2%NaOH液洗气后排入大气。由于矿石中金的粒度小，磨矿粒度未达到要求，试样的浸出渣含金未降至lg/t以下，金的总回收率只达83.80%。但与其它方法比回收率已提高20%。三）树脂的再生电解洗脱金的树脂，先用2%氢氧化钠液（固液比1：3）搅拌处理2h，过滤后用水冲洗至中性。再用2%盐酸液（固液比1：3）搅拌处理2h,树脂即可返回使用。三、从氯化浸出的低银液中回收银试验本试验所用氯化浸出含银贫液，分别来自FeCl—0浸出硫化铜精矿、Cl-2220浸出闪锌矿精矿和FeCl浸出方铅矿精矿的浸出液。在此氯化浸出液中，银呈23络离子〔（AgCl）3—〕状态存在，加入Nal使银生成Agl沉淀。经过滤和倾析洗4并使价格昂贵的NaI获得再生供循AgI＋NaCl＋3Cl—AgS＋2NaI涤后，再加入NaS并使价格昂贵的NaI获得再生供循AgI＋NaCl＋3Cl—AgS＋2NaI22环使用。其反应为；（AgCl）3—＋NaI42AgI＋NaS2实验共进行五批，每批分别处理上述三种含银0.05〜0.07g/L的浸液8L。实验结果表明，当这三种浸液中分别含（g/L）铜10、铅5和锌200时，对银的回收率无明显影响，但溶液的pH、温度和碘化钠加入量对作业有明显影响。pH值：溶液pH应保持在2.0以下，以免Agl沉淀时Fe生成Fe（OH）共沉3淀而污染AgIoNaS用量只需超过化学计算量的5%,就可在10min内使95%的AgI2

转化为AgS。即NaS的加入终点为pH10.5，不可过量，以免影响Nal再生液的22返回使用。有必要时，可在AgS过滤前往溶液中加入适最FeCl使过量NaS的222S生成FeS除去，此一反应应控制在pHW7.0时完成。2液温：上述反应生成的AgI沉淀，只有在液温21°C时才容易絮凝，便于洗涤和过滤。温度上升至34C只出现轻微的絮凝现象，至49C时完全不出现絮凝。由于生成的AgI粒度极细，当在液温21C时通过慢慢搅拌可使AgI有效絮凝，然后静置60min再进行滗析，可回收95%的AgI。碘化钠加入量，按化学计算量加入碘，银生成AgI