1、（1 1） 搅拌浸出法：搅拌浸出法：搅拌氰化是将矿石或精矿经细磨浓缩后在搅搅拌氰化是将矿石或精矿经细磨浓缩后在搅拌浸出槽中进行氰化浸出。拌浸出槽中进行氰化浸出。工艺流程见图。工艺流程见图。 搅拌浸出优点：反应速度快、提取率高。搅拌浸出优点：反应速度快、提取率高。搅拌浸出工序：磨矿、浓缩、浸出。搅拌浸出工序：磨矿、浓缩、浸出。通常粒度范围是通常粒度范围是-0.074mm，液固比（液固比（1.51): 1, 氰化物的质量分数为氰化物的质量分数为0.010.1%或或0.020.05%, CaO质量分数质量分数0.010.03%，充气，充气下搅拌下搅拌24小时以上小时以上, 金溶解率大于金溶解率大于9
2、5%. 洗水浸出设备主要有三种类型:机械搅拌浸出槽 采用螺旋桨、叶轮和涡轮搅拌装置搅拌。优点：搅拌均匀而强烈，缺点：动力消耗大。 空气搅拌浸出槽空气搅拌浸出槽 利用压缩空气搅拌矿利用压缩空气搅拌矿浆，在槽内装有各种浆，在槽内装有各种类型的空气提升装置。类型的空气提升装置。优点：设备构造简单、优点：设备构造简单、费用低、便于操作、费用低、便于操作、适于连续工作。缺点：适于连续工作。缺点：附加空气压缩设备。附加空气压缩设备。 空气机械联合搅拌浸出槽空气机械联合搅拌浸出槽 装有空气提升器和机械耙。优点：动力装有空气提升器和机械耙。优点：动力消耗少、容积大，用于大型氰化厂。消耗少、容积大，用于大型氰化
3、厂。（2 2）固液分离固液分离 浸出后的矿浆由含金溶液（贵液）和固浸出后的矿浆由含金溶液（贵液）和固体残渣组成，实现固液分离用倾析法和体残渣组成，实现固液分离用倾析法和过滤法。过滤法。 倾析法在浓缩机中进行；过滤法在倾析法在浓缩机中进行；过滤法在真空过滤机中进行。真空过滤机中进行。堆浸与就地浸出堆浸与就地浸出堆浸与就地浸出 5.3.1.3 5.3.1.3 金的回收金的回收从氰化物溶液中回收金的方法有从氰化物溶液中回收金的方法有活性炭活性炭吸附吸附、锌置换锌置换、离子交换树脂吸附离子交换树脂吸附、电电沉积沉积和和萃取法萃取法。（1 1）活性炭吸附法活性炭吸附法活性炭吸附法采用活性炭作吸附剂。活性
4、炭吸附法采用活性炭作吸附剂。密实的密实的含碳物质，如煤、椰壳、果核等在适宜的氧化气氛及含碳物质，如煤、椰壳、果核等在适宜的氧化气氛及80010008001000下煅烧下煅烧活化制得。具有很大比表面积、多孔结构的吸附剂活化制得。具有很大比表面积、多孔结构的吸附剂 。按浸出与吸附的组合方式不同分为按浸出与吸附的组合方式不同分为炭浆炭浆法法和和炭浸法炭浸法。炭浆法是先氰化后吸附而。炭浆法是先氰化后吸附而炭浸法是浸出与吸附同时进行。炭浸法是浸出与吸附同时进行。炭浆工艺炭浆工艺由预筛、氰化浸出、吸附、解由预筛、氰化浸出、吸附、解析、电解（或电积）和炭再生作业组成。析、电解（或电积）和炭再生作业组成。炭浆
5、法与锌置换法相比，炭浆法取消了炭浆法与锌置换法相比，炭浆法取消了固液分离与加锌分离，直接用炭吸附氰固液分离与加锌分离，直接用炭吸附氰化浸出液。化浸出液。 碳循环金走向金走向A A 预筛预筛。目的是除去矿浆中的杂质，通常。目的是除去矿浆中的杂质，通常筛上是木屑。筛上是木屑。B B 吸附吸附。来自浸出的矿浆连续经过几个串。来自浸出的矿浆连续经过几个串联的吸附槽，用活性炭吸附矿浆中的金。联的吸附槽，用活性炭吸附矿浆中的金。影响吸附效率的因素有：每吨矿浆中炭影响吸附效率的因素有：每吨矿浆中炭的浓度、吸附槽数目、炭移动的相对速的浓度、吸附槽数目、炭移动的相对速度、矿浆在吸附段的停留时间和炭的载度、矿浆在
6、吸附段的停留时间和炭的载金量等。金量等。 通常每升矿浆加炭通常每升矿浆加炭4040克，吸附槽克，吸附槽47个个，吸附率吸附率99%99%以上。以上。 C、解析解析。 常压解析法常压解析法：在：在85的常压下，用的常压下，用 NaCl和和 NaOH各各1%的溶液从载金炭上解析金，适用小的溶液从载金炭上解析金，适用小规模生产。规模生产。1952年美国扎德拉发明的著名方法。年美国扎德拉发明的著名方法。 酒精解析法酒精解析法：在：在80 和常压下，用和常压下，用NaCN0.1% 和和 NaOH1%溶液，再加入体积分数为溶液，再加入体积分数为20%的的酒精作解析液。酒精作解析液。美国矿务局的海宁发明的方
7、法美国矿务局的海宁发明的方法 高压解析法高压解析法：用：用NaCN1% 和和 NaOH 1%溶液，溶液，在在160 和和0.35MPa的压力下，解析的压力下，解析29小时。小时。美国矿务局的波特发明美国矿务局的波特发明 南非英美公司法南非英美公司法（A.R.R.L法）法） ：在解吸柱中采用在解吸柱中采用0.51个炭体积的热（个炭体积的热（93110）10 NaOH溶液（或溶液（或5NaCN2NaOH溶液）接触溶液）接触26小时，然后用小时，然后用5 7个炭体积的热水洗脱，洗脱液流个炭体积的热水洗脱，洗脱液流速为每小时三个炭体积，总的解吸时间为速为每小时三个炭体积，总的解吸时间为920小时，其优
8、点小时，其优点类似于高压类似于高压解吸法解吸法，但需多路液流设备，增加了系统的复杂性。，但需多路液流设备，增加了系统的复杂性。 金走向金走向E、炭再生炭再生。 酸洗和加热活化。酸洗和加热活化。酸洗法酸洗法是采用稀盐酸或稀硝酸（浓是采用稀盐酸或稀硝酸（浓度一般为度一般为5）在室温下洗涤解）在室温下洗涤解吸炭，作业常在单独的搅拌槽中吸炭，作业常在单独的搅拌槽中进行，此时可除去碳酸钙和大部进行，此时可除去碳酸钙和大部分贱金属络合物，分贱金属络合物，酸洗酸洗后的炭须后的炭须用用碱液中和碱液中和及用清水洗涤，然后及用清水洗涤，然后才能将其送去进行热活化再生。才能将其送去进行热活化再生。热活化热活化再生是
9、为了较彻底地除去不再生是为了较彻底地除去不能被解吸和酸洗除去的被吸附的能被解吸和酸洗除去的被吸附的无机物及有机物杂质，多数金选无机物及有机物杂质，多数金选厂是定期地将酸洗、碱中和及水厂是定期地将酸洗、碱中和及水洗涤后的解吸炭送入间接加热的洗涤后的解吸炭送入间接加热的回转窑中在隔绝空气的条件下加回转窑中在隔绝空气的条件下加热至热至650，恒温，恒温30分钟，然后分钟，然后在空气中冷却或用水进行骤冷。在空气中冷却或用水进行骤冷。 贵液提金的方法（1）电解。解析液是一种纯净的金、银氰化物溶液。金的质量浓度300 600g/m3,解析液通过若干个装有数对阴、阳极的电解槽，电流密度815A/ m2，槽压
10、2.53.5V, 金的沉积99%以上。 （2）锌置换法锌置换法 在氰化物溶液中，锌的标准电位为在氰化物溶液中，锌的标准电位为 -1.2V而金为而金为-0.68V，反应式为：反应式为： 2Au(CN)2- + Zn = 2Au + Zn(CN)42- K = 1.0 1023 A、锌置换操作锌置换操作。 锌丝置换法锌丝置换法：把锌丝放在沉淀箱中，让含金液：把锌丝放在沉淀箱中，让含金液流经沉淀箱，发生置换反应。每产生流经沉淀箱，发生置换反应。每产生1克金消克金消耗锌耗锌420克。克。 锌粉置换法锌粉置换法: 锌粉比表面积大，效率比锌丝高锌粉比表面积大，效率比锌丝高得多。得多。 B、金泥处理金泥处理
11、。火法工艺处理：酸溶、焙。火法工艺处理：酸溶、焙烧、熔炼。烧、熔炼。5.3.2 非氰浸金方法非氰浸金方法氰化法缺点氰化法缺点:污染环境、浸出速度慢、对污染环境、浸出速度慢、对含铜、砷和锑的金矿用氰化法很困难。含铜、砷和锑的金矿用氰化法很困难。主要方法：硫脲法、硫代硫酸钠法、水主要方法：硫脲法、硫代硫酸钠法、水氯化法、溴化物法。氯化法、溴化物法。5.4 生物法处理难处理金矿生物法处理难处理金矿 难处理金矿的概念：难处理金矿的概念：用常规方法难以达到有效提取的金矿石。用常规方法难以达到有效提取的金矿石。 5.4.1 难处理金矿的基本特征难处理金矿的基本特征 难处理金矿的类型难处理金矿的类型矿石种类
12、矿石种类 难处理的原因难处理的原因微粒浸染状金矿石微粒浸染状金矿石 金呈微粒分布在石英脉石或硫化物中，磨矿困难，难于使金充分暴露而氰化金呈微粒分布在石英脉石或硫化物中，磨矿困难，难于使金充分暴露而氰化含铜金矿含铜金矿 氰化物消耗高，在金粒表面形成二次膜，阻碍溶解，氰化物溶液疲劳快氰化物消耗高，在金粒表面形成二次膜，阻碍溶解，氰化物溶液疲劳快含锑金矿含锑金矿 在金粒表面生成致密的薄膜，明显减慢金的溶解速度在金粒表面生成致密的薄膜，明显减慢金的溶解速度碳质金矿碳质金矿 已经溶解的金被碳吸附，提取不出来已经溶解的金被碳吸附，提取不出来黏土质金矿黏土质金矿 氰化浸出的矿浆过滤性差，已经溶解的金及氰化物
13、明显地被泥质矿物吸附氰化浸出的矿浆过滤性差，已经溶解的金及氰化物明显地被泥质矿物吸附含铁金矿含铁金矿 金粒表面生成氢氧化铁膜，使金溶解难以进行金粒表面生成氢氧化铁膜，使金溶解难以进行 金矿难处理程度分类金矿难处理程度分类 浸出率浸出率/% 难处理程度难处理程度 95100 易浸易浸 8095 轻度难浸轻度难浸 5080 中度难浸中度难浸 050 高度难浸高度难浸 5.4.2 细菌氧化细菌氧化-氰化浸出氰化浸出 处理硫化物包裹金矿处理硫化物包裹金矿 在矿浆中加入微生物，这种含有酶的微生物在矿浆中加入微生物，这种含有酶的微生物是是氧化过程氧化过程的生物的生物催化剂催化剂。它分解黄铁矿和砷。它分解黄
14、铁矿和砷黄铁矿，用反应式表示为：黄铁矿，用反应式表示为： 2FeS2+7O2+2H2O= 2FeSO4 +2H2SO4 2FeSO4 +2H2SO4+O2 = 2Fe2(SO4)3 + 2H2O2FeAsS +3H2O +6.5O2=2H3AsO4 + 2FeSO4 (1)细菌种类细菌种类 高铁硫杆菌高铁硫杆菌。可生长在高酸度、高铁离子、。可生长在高酸度、高铁离子、35 的无营养环境中，它具有强烈分解硫化物矿的无营养环境中，它具有强烈分解硫化物矿的能力。的能力。 兼性嗜热菌兼性嗜热菌。在。在50 下氧化铁和金属硫化物。下氧化铁和金属硫化物。 枝嗜热菌枝嗜热菌。在。在50 下氧化分解硫化矿物。下
15、氧化分解硫化矿物。其中其中高铁硫杆菌高铁硫杆菌效果效果最好最好，将黄铁矿、砷黄铁矿，将黄铁矿、砷黄铁矿中的硫化物、硫酸亚铁和硫磺氧化成硫酸高铁中的硫化物、硫酸亚铁和硫磺氧化成硫酸高铁和硫酸，并依赖氧化过程中释放出来的能量将和硫酸，并依赖氧化过程中释放出来的能量将空气中的二氧化碳用作碳源来合成菌体进行繁空气中的二氧化碳用作碳源来合成菌体进行繁殖。殖。 （2 2）细菌氧化机理）细菌氧化机理 A A、细菌催化氧化细菌催化氧化 B B、复合酶氧化复合酶氧化 铁硫杆菌在生产过程中，复合酶铁硫杆菌在生产过程中，复合酶（铁氧化酶和硫氧化酶）能够（铁氧化酶和硫氧化酶）能够催化催化矿物矿物晶格中的离子的氧化反应
16、，使晶格受到晶格中的离子的氧化反应，使晶格受到破坏，生成硫酸高铁。硫酸高铁破坏，生成硫酸高铁。硫酸高铁Fe3+本身本身是一种强氧化剂，它会是一种强氧化剂，它会强化硫化矿分解强化硫化矿分解，于是形成了连续的矿物分解过程。于是形成了连续的矿物分解过程。 C、硫代硫酸钠氧化。硫代硫酸钠氧化。（3）实例）实例 高砷精金矿：高砷精金矿：Au48.3%, Fe28.8%, As12.31%, S24.09%, SiO213.13%. 菌种为铁硫杆菌。矿净化液固比为菌种为铁硫杆菌。矿净化液固比为9：1，反应时间反应时间6天，天，pH值降至值降至1.31.4, 砷质量砷质量分数降至分数降至1%,脱砷率为脱砷率
17、为94%.金氰化浸出金氰化浸出率为率为95%.5.4.3 5.4.3 细菌浸金细菌浸金 用细菌的新陈代谢产物用细菌的新陈代谢产物直接浸金直接浸金, , 称称为细菌浸金为细菌浸金. . 代谢产物中有大量氨基酸代谢产物中有大量氨基酸, , 如天门冬氨如天门冬氨酸酸, , 丝氨酸丝氨酸, , 组氨酸等组氨酸等. . 这些氨基酸能这些氨基酸能对金起对金起络合作用络合作用. . 细菌从矿石中溶金可分为以下阶段细菌从矿石中溶金可分为以下阶段: : (1)潜伏阶段潜伏阶段. 35个星期个星期. (2)溶解阶段溶解阶段. (3)溶解度阶段溶解度阶段. (4)最终阶段最终阶段.5.5 金的熔炼金的熔炼 熔炼设备
18、熔炼设备: 中频感应炉中频感应炉 熔剂熔剂: 造渣剂：硼石、石英、碳酸钠、萤石造渣剂：硼石、石英、碳酸钠、萤石 氧化剂：硝石、二氧化锰氧化剂：硝石、二氧化锰 还原剂：铁屑、焦炭粉还原剂：铁屑、焦炭粉 熔炼温度：熔炼温度：12001300 。 5.6 我国红花沟金矿碳浆厂我国红花沟金矿碳浆厂规模规模:150吨吨/天天. 矿石性质矿石性质 属于含金黄铁矿石英脉型属于含金黄铁矿石英脉型. 工艺流程及技术条件工艺流程及技术条件 碳浆厂采用碳浆厂采用CIL流程流程. CIL回路回路: 1段预浸、段预浸、5段浸吸，段浸吸， 矿浆浓度矿浆浓度4045%， 磨矿细度磨矿细度85%-200目，目， PH值值10
19、11。，氰化钠浓度。，氰化钠浓度0.030.04%, 浸出时间浸出时间16小时小时, 吸附时间吸附时间13.5小时小时, 炭密度炭密度15克克/L, 提炭量提炭量250kg/d， 载金炭品位载金炭品位4000g/t. 解吸电积回路：解吸液成分解吸电积回路：解吸液成分NaCN 2% + NaOH1%, 解吸压力为常压，解吸温度解吸压力为常压，解吸温度95 ， 解吸时间解吸时间40小时。小时。 电积槽电压电积槽电压33.5V, 电流密度电流密度610A/m2, 电积温度电积温度80 ， 电积时间电积时间40小时。小时。 酸洗与热再生：采用酸洗与热再生：采用5%盐酸进行酸洗，盐酸进行酸洗， 浸泡时间
20、浸泡时间0.51.0小时小时, 热再生采用卧式电热再生采用卧式电加热回转窑加热回转窑, 再生温度再生温度650700 , 炭在窑炭在窑中停留时间中停留时间30分分. 工艺指标工艺指标 原矿品位原矿品位:12.05:12.05g/tg/t 尾渣品位：尾渣品位：0.44 0.44 g/tg/t 载金炭品位载金炭品位:7800 :7800 g/tg/t 解吸炭品位解吸炭品位: 266 : 266 g/tg/t 总回收率总回收率:94.02%:94.02% 浸出率浸出率96.35%96.35% 吸附率吸附率98.57% 98.57% 解吸率解吸率96.61%,96.61%, 电积率电积率98.65%,
21、98.65%, 冶炼回收率冶炼回收率99.0%99.0%5.7 含氰废水处理含氰废水处理 氰化物为剧毒物质氰化物为剧毒物质. 口服口服0.1gNaCN 、0.12gKCN、 0.05mg HCN可致人死亡。可致人死亡。 氰化物的毒害作用氰化物的毒害作用 氰化法生产金的过程中，氰化法生产金的过程中， 氰中毒主要来氰中毒主要来自氰化液在充气、加热和酸作业时放出自氰化液在充气、加热和酸作业时放出的的HCN气体、氰化物粉尘和含氰废液。气体、氰化物粉尘和含氰废液。我国政府规定含氰废水中氰的排放浓度我国政府规定含氰废水中氰的排放浓度要小于要小于0.5mg/L,HCN气体在车间空气中气体在车间空气中的最高允
22、许含量为的最高允许含量为 0.3mg / m3。世界卫生世界卫生组织制定的饮水组织制定的饮水 标准标准0.2mg/L. 氰化厂产出的大量脱金贫液，称为含氰氰化厂产出的大量脱金贫液，称为含氰废水。废水。 处理方法：处理方法： （1）直接返回有关作业循环使用）直接返回有关作业循环使用 （2）含氰废水净化）含氰废水净化 净化方法：净化方法：酸化法酸化法、漂白粉法漂白粉法、液氯法液氯法、电解法电解法、生物处理法生物处理法。 液氯法液氯法： 在碱性条件下，在碱性条件下， 通入氯气氧化分解氰化通入氯气氧化分解氰化物，物， 反应如下：反应如下： CN- + Cl2 + 2OH- = CNO- + 2Cl-+
23、H2O CNO- +Cl2 = 2CO2 + N2 +6Cl -+2 H2O 3Cl2+6FeSO4 = 2Fe2(SO4)3 + 2FeCl3 (3)氰化物的再生回收氰化物的再生回收 含氰废水中的氰根可采用硫酸硫化回收。含氰废水中的氰根可采用硫酸硫化回收。 原理是：用硫酸或二氧化硫将含氰废水酸原理是：用硫酸或二氧化硫将含氰废水酸化至化至PH=23，污水中的氰根转化为污水中的氰根转化为HCN。HCN在高于其沸点在高于其沸点26.5 和空气流作用下和空气流作用下,呈气体逸出呈气体逸出, 经碱吸收经碱吸收,可使氰化物的质量可使氰化物的质量分数达到分数达到2030%. 再生处理设备有再生处理设备有:
24、混合塔混合塔淋洗塔淋洗塔气水分离气水分离器器吸收塔吸收塔.黄金精炼黄金精炼主要有高温氯化精炼法、化学还原精炼法和电解精炼法 高温氯化精练适于处理杂质含量较高的粗金（Au60%为宜）。原理:利用杂质金属能够被氯气氯化，而金基本不被氯化的特点使杂质与金分离。过程：将含大量Ag及 Cu、Zn、Pb、Bi等贱金属杂质的粗金，在有排烟吸收装置的电炉或坩埚炉中，用黏土坩埚（外套石墨坩埚）熔化，表面覆盖一薄层低熔点硼砂，控制温度在1250左右，用刚玉管插入熔融的金中，然后通入氯气，使贱金属氯化生成低熔、沸点的氯化物而挥发（Cu、Pb、Zn、Bi氯化物的沸点均低于1250），氯化银的沸点越为1564，浮在金熔
25、体表面，精炼完成后可很方便地将其倒出而与金分离。经氯化精炼的金用硝酸/氨水洗涤后熔化、注锭，品位一般为99.6%，含银小于0.35%，其它贱金属小于0.05%。 化学精炼法化学精炼法 化学精炼法包括硫酸浸煮、硝酸分银法、王水分金法和化学还原法。 硫酸浸煮法主要用于金含量小于33、铅含量小于0.25的金银合金。浸煮前先将合金熔淬成粒或铸（碾压）成薄片，置于铸铁锅内，分次加入浓硫酸，在100180下搅拌浸煮46小时以上，银及铜等转入浸液中。浸煮料浆冷却后倾入衬铅槽中，加23倍水稀释后过滤。滤渣用热水洗涤，然后加入新的浓硫酸浸煮，经反复浸煮洗涤34次。最后产出的金粉经洗涤，烘干，金含量可达95以上。
26、 硝酸分银法硝酸分银法适用于金含量小于33的金银合金。分银前将合金淬成粒或压成片，分银作业在带搅拌器的耐酸搪瓷反应罐或耐酸瓷槽中进行。加入碎合金后，先用水润湿，再分次加入1：1稀硝酸。加酸不宜过速，以免引起溶液外溢。如溶液外溢可加少量冷水冷却。反应在自热条件下进行。加完全部酸后，若反应很缓慢则可加热以促进溶解。当液面出现硝酸银结晶时，可加适量热水稀释溶液，使浸出作业继续进行。一般条件下，逐步加完硝酸后，反应逐渐缓和时，抽出部分硝酸银溶液，重新加入新硝酸，经反复浸出23次，残渣洗涤烘干后，在坩锅内加硝石熔炼造渣，可得纯度达99以上的金锭。浸液经铜置换以回收银，铂族金属（铂、钯）也一起进入海绵银中
27、。 王水分金法王水分金法适用含银小于8的粗金。一般使用浓王水，1份工业硝酸加34份工业盐酸。配制王水在耐烧玻璃或耐热瓷缸中进行，先加盐酸，在搅拌下缓慢加入硝酸。反应强烈，放出许多气泡并生成部分氧化氮气体，溶液颜色逐渐变为桔红色。操作时先将粗金淬成粒或压成片，置于溶解器皿中，每份金分次加入34份王水。在自热和后期加热下搅动，金进入溶液，银留在渣中。应将溶解皿置于盘或大容器中，以免溶解皿破裂而造成损失。溶解后过滤，用亚铁（或二氧化硫或草酸）还原金，金粉仔细洗净后，用硝酸处理以除去杂质。洗净烘干铸锭，可产出纯度达99.9以上的金锭。 余液含残余金和铂族金属，加入锌块或锌粉置换至溶液澄清，过滤洗净，烘
28、干得铂精矿，送去分离铂族金属。 电解精炼电解精炼适于从各种来源的大量粗金精炼为纯金。含Au90、Ag0.15、Cu2的粗金熔铸为阳极，用纯金片作阴极，在含 Au 250300gL、HCl 150300g/L的酸性溶液中电解。Au从阳极上被氧化而溶解呈Au3+的离子形式进入溶液，然后在阴极上被还原而以纯金属态沉积析出。阳极中的Pt和少量的 Pd等铂族金属元素与金同时溶解但因为不能在阴极析出而在电解液中逐渐积累 金的二次资源及其综合利用金的二次资源及其综合利用 从含金废液中回收金从含金废液中回收金处理氰化含金废液一般采用金属锌丝、块置换法；处理含金氯化废液采用铜丝、铜霄置换法；处理王水含金废液除了
29、采用锌置换法外，还可以用其它还原剂（如亚铁离子）沉淀金。另外，这些含金废液也可以用活性炭吸附法、离子交换吸附法或萃取法等回收富集。处理各种含金洗水原则上可采用金属置换法或还原剂还原法回收金，但因金含量低，采用活性炭吸附法或离子交换吸附法回收金更适宜。处理含金废电镀液除可采用锌置换法外，还可采用电解沉积法回收金。含金固体废料中金的回收含金固体废料中金的回收 电子工业、电镀工业和冶金工业等含金废料都产生大量的含金固体废弃物。这些固体废弃物由于种类繁多，组分各异，回收方法和技术很多。这些回收方法和技术的共同点是在回收处理前必须先进行挑选分类，必要时还必须进行拆解（如各类含金废电器和元器件），以达到火
30、法或湿法处理前的初步富集。在湿法工艺回收固体废弃物中的金时，各种工艺的共同点是在初步富集后先进行溶金造液，使各种形态存在的金全部转入液相，液相中金的回收、提取、纯化方法与前述冶金过程一致。 从镀金废件中回收金从镀金废件中回收金镀金废料与前述含金固体废料的最大差别是镀金废料的金一般处于工件的表面，许多镀金废件在回收完表面金层后，其基体材料可以重复使用。因此从这类固体废料回收金的工艺与前述固体废料的金回收工艺有一些差异，关键是如何将工件表面的金退出使其进入溶液或与工件分离。常用方法有利用熔融铅溶解贵金属的铅熔退金法、利用镀层与基体受热膨胀系数不同的热膨胀退镀法、利用试剂溶解的化学退镀法和电解退镀法
31、等。 化学退镀法化学退镀法 化学退镀法的实质是利用化学试剂在尽可能不影响基体材料的情况下，将废镀件表面的金层溶解下来，再用电解或还原的方法将溶液中的金变成单质状态。常用的化学退镀法有碘碘化钾溶液退镀法、硝酸退镀法、氰化物间硝基苯磺酸钠退镀法和王水退镀法等。（i）碘碘碘化钾溶液退镀法碘化钾溶液退镀法 卤素离子与卤素单质形成的混合溶液对金具有溶解作用，HClCl2溶液、I2KI溶液和Br2KBr溶液都能溶解金。不过Br2KBr溶液的危害较大，操作不易控制。因此用卤素离子与卤素单质形成的混合溶液对贵金属造液一般采用氯和碘体系，其中碘体系使用最为方便，常用浸出液成分含碘5080g/L，碘化钾20025
32、0g/L，退镀时间依镀层厚度的不同而异（37分钟），一般要经过38次退镀操作才能完全退除金镀层。为了便于还原剂的再生，一般选择亚硫酸钠做还原剂还原浸出液中的金（以AuI2-离子形态存在），然后在酸性条件下用氧化剂（如氯酸钠，20g/L）使溶液中的碘离子（I-）氧化为单质碘返回浸出工序。（ii）硝酸退镀法硝酸退镀法 在各种电子元件中，很多管壳、管座、引线等镀金废件，基体常用可伐合金（Ni28%、Co18%、Fe54%）或紫铜生产。硝酸退镀金的过程中不仅可以使金从基体上溶解而进入溶液，基体还可以综合回收镍、钴、铜等有色金属。（iii）氰化物间硝基苯磺酸钠退镀法氰化物间硝基苯磺酸钠退镀法 但此法设备
33、较复杂。（2）火法退镀）火法退镀 火法退镀是利用金属铅能够溶解贵金属而溅金属在其中的溶解要小得多的原理实现贵金属镀层与基体分离的。将被处理的镀金废件置于熔融的纯金属铅液中（铅的熔点为327），使金溶解到液态金属铅中，取出退金后的废件，将含金铅液铸成贵铅板，用灰吹法或电解法从贵铅中进一步回收金。灰吹时，贵铅中可补加银，灰吹得金银合金，水淬成金银粒，再用硝酸分金，获得金粉，熔铸得粗金。硝酸浸液加盐酸沉银。 （3）热膨胀法退镀金）热膨胀法退镀金 该法适合于回收芯片、晶体管等非金属基体上的金镀层，是利用金和基体合金的膨胀系数不同，采用热膨胀法使镀金层和基体之间产生空隙，然后在稀硫酸中煮沸，使金层完全脱
34、落，最后进行溶解和提纯。生产流程如下：取1kg晶体管，在80下加热 lh，冷却，放入带电阻丝加热器的酸洗槽中，加入 6L的25硫酸液，煮沸lh，使镀金层脱落。同时，有硫酸盐沉淀产生。稍冷后取出退掉金的晶体管。澄清槽中的溶液，抽出上部酸液以备再用。沉淀中含有金粉和硫酸盐类，加水稀释直至硫酸盐全部溶解；澄清后，用倾析法使液固分离。在固体沉淀中，除金粉外还含有硅片和其他杂质，再用王水溶解，经过浓缩、过滤、洗涤等工序后经过还原得到98的粗金。 （4）电解退镀法）电解退镀法 采用硫脲(2.5%)和亚硫酸钠(2.5%)作为电解液并以石墨作为阴极、镀金废料作为阳极进行电解（电流密度2A/cm2、槽电压4.1
35、V）退金2025分钟。通过电解，镀层上的金被阳极氧化呈Au(I)，Au(I)随即和吸附于金表面的硫脲形成络阳离子AuSC(NH2)22+进入溶液。进入溶液的Au(I)即被溶液中的亚硫酸钠还原为金，沉淀于槽底，将含金沉淀物经分离提纯就可得到纯金。电解退镀法的主要设备退金电解槽用聚氯乙烯硬塑料焊接而成。 作业题作业题:1 从金的氰化热力学和动力学分析得出什从金的氰化热力学和动力学分析得出什么结论么结论?2 氰化溶金的电化学机理氰化溶金的电化学机理?3 炭浆法的工艺过程炭浆法的工艺过程?4 液氯法处理含氰废水的原理是什么液氯法处理含氰废水的原理是什么?5 金氰化时为什么要加保护碱并调至矿浆金氰化时为什么要加保护碱并调至矿浆PH为为1011?复习题1 简述铝电解原理.2 皮江法炼镁的原理是什么?3 从钛铁精矿中制取海绵钛要用什么方法?简述主要步骤.4 从氟碳铈矿-独居石混合矿中提取纯稀土金属钕要采用什么技术路线才能达到目标?5 简述火法炼出电解铜的主要步骤,并说出依据?6 简述从脉石矿中常规生产黄金的主要过程.
