1、一種測定巖石礦物中鉑族元素的新方法面世 發布時間：2010-10-25 10:25:38 中國-東盟礦產資源網 鉑族元素包括鋨(Os)、銥(Ir)、釕(Ru)、銠(Rh)、鉑(Pt)和鈀(Pd)等6個貴金屬元素，豐度很低，除個別礦石達到10-6級工業開采品位外，一般在10-1210-9級，并且具有塊金效應，必須加大取樣量并采取特殊的分離富集方法富集后才能準確測定。近年來鉑族元素分析測試方法已得到較快的進步和發展，一般實驗室采用硫鎳試金等離子體質譜法進行測定。但該類方法由于采用鎳進行富集，試劑空白值較高，影響檢測精密度。在實際應用中，還存在操作復雜，對實驗人員技術水平要求高，實驗周期長，經濟成本

2、較高等缺點。隨著研究的深入，降低試劑空白已成為鉑族元素測定的主要問題。 地科院綜合所在鉑族元素分析中具有傳統技術優勢，其硫銻試金光譜檢測鉑族元素分析方法曾獲全國科學大會獎。該所范建雄技術小組經過長期的探索實踐，開發出一種測定巖石礦物中鉑族元素含量的新方法。該方法采用自主研發的新型試劑對鉑族元素進行富集，富集物經溶解后用等離子質譜儀測定，其檢出下限低至ng/g級。由于無需采用鎳試劑富集，大幅降低了試劑空白水平，有效保證了測定數據的準確性。該方法試劑成分簡單，分析流程簡潔，易于掌握，實驗周期和成本都比常規方法減少50以上，具有廣闊的應用前景。 該方法已經成功應用于巖石礦物中鉑族元素的檢測工作中。硫

3、脲提取金、銀工藝加布拉對硫脲法和氛化法做了對比試驗，兩種方法同是處理含碳砷黃鐵礦金精礦500g,在25、液固比為2時，采用空氣作氧化劑（1L/min）且各取其最佳浸出參數：硫脲法用1000mL含質量濃度為0.175moVL H2SO4，0.197mL/L（15g/L）的TU溶液；氰化法用1000mL去離子水加4g NaCN,并加Ca（OH）2保持pHl0。圖1表明，硫脲法浸出30min后金回收率近90%，此時氰化法金的回收率僅35%，欲達94%的提取率，氰化法需24h，而硫脲只須1h。    哥羅尼沃爾德對未經預處理的或酸洗的礦石用硫酸-硫脲溶液作浸出金的研究，當

4、溶液含濃度為1.0mol/L的H2SO4，1.2mol/L的硫脲和0.1mol/L的過氧化氫時，溶金速度很快，經1h便可回收98.5%的金，硫脲的消耗是1.4 kg/t礦石。    陳登文從難處理的含碳泥質礦石中浸出金，經焙燒和硫酸預處理后的礦石，酸性硫脲浸出金回收率達95%，硫脲與硫酸消耗分別為每噸礦石1.5-2 kg和70 kg。    就地浸出有限責任公司（Insitu Inc.）1981年在澳大利亞維多利亞進行了就地浸出試驗。據報道，硫脲、硫代硫酸鹽和鐵氰化物的混合物溶液首次被用于“壓入-抽出（push-pull）”試驗，借以

5、從一種深覆蓋的沖積型礦床中提取金。    根據實驗室計算，1000kg干料和100kg濕料（含金35g)，在加H2SO4 5kg、SO2 0.5kg、H2O2（30%）0.75kg、硫脲1.05kg的條件下，金的提取率可達98%（其中浸出段提取80%，硫脲洗滌段提取10%），經3段炭吸附，金的回收率為97.86%（3段分別為80%、16.37%和1.49%），金的總回收率在95以上。    總之，近年來國外對硫脲法提取金表現出極大的興趣，但又持較謹慎的態度。較普遍地認為與氰化法相比，硫脲法具有減輕環境污染，加快溶金速度、降低銅、鋅、砷

6、、銻干擾程度，工藝流程短、投資省、操作較簡便等優點；但藥劑消耗高，設備費用較多等涉及經濟效益的問題還有待進一步解決。  俄羅斯學者B.B.羅捷希可夫對大量的理論和實驗研究工作進行綜合分析后，制定出了以硫脲浸出為基礎的濕法處理金礦石的原則工藝流程，該流程包括以下四個主要工序： 采用再生的、凈化除雜后的酸性硫脲溶液進行金的攪拌浸出。 含金的浸出液與浸渣通過濃密過濾的方法進行分離。 從溶液中回收金，以獲得相應的符合精煉廠要求的產品。 回收金后的硫脲溶液作進一步處理，以再生硫脲和除去溶液中的雜質。  對于從溶液中回收金，可采用下述幾種方法：金

7、屬（鋅、鉛、鋁）置換沉淀，堿液（NaOH等）破壞絡合物，電解沉積，吸附在活性炭和陽離子交換樹脂上。    回收方法的選擇，主要取決于溶液中的金屬含量。對于金和銀含量較高、質量濃度大于500 mg/L的溶液，宜采用電解法，它能同時使硫脲得到再生；對金質量濃度小于50mg/L、銀質量濃度在200-400 mg/L的溶液，吸附法最有前途，并且貴金屬既可以吸附在活性炭上，又可以吸附在陽離子交換樹脂上；對金質量濃度大于50 mg/L、銀質量濃度大于20 mg/L的溶液，當使用吸附法不太有效，即金屬的富集程度較低時，可用金屬置換沉淀法，在這種情況下采用電解法在經濟上是不太合適

8、的。    目前研究過的硫脲提金工藝主要有：常規硫脲浸出法、向浸出液中通入SO2的SKW法、加金屬鐵板進行浸置的鐵漿法、加活性炭或陽離子交換樹脂進行吸附的炭漿或樹脂漿法，以及向浸出槽中插入陰、陽極板進行電解的電積法等。    現今供硫脲法提金的原料大多使用含金高的金精礦或焙砂，作業技術幾乎與用壓縮空氣進行攪拌浸出的氰化法一樣，只是需要采用耐酸設備。從浸出礦漿中回收金的方法多采用鐵漿法和炭漿法等。    1.常規硫脲漫出法    此法是向硫酸酸性（pH1.5-2.5)硫脈礦漿中

9、鼓風攪拌進行金、銀浸出的常規方法。礦漿中的已溶金通常采用過濾和多次洗滌，并從濾液和洗液中用置換、吸附或電解法回收金。它與氰化法的CCD工藝相似。但由于礦漿是強酸性硫脈介質，銅、鉛、鋅、鐵等賤金屬會和金、銀一道溶解生成硫脈絡離子，它不但使礦漿中的離子濃度過高，也會消耗大量硫脈。特別是用來處理硫精礦時，硫進入溶液會生成H2S、S、SO42-、HSO4-等硫化物。它們的相互轉化又可使礦漿中H2S（液）的平衡濃度約達0.1mol,它會使金屬離子大量生成硫化物沉淀。其中特別是金、銀被硫化而沉淀于礦漿中，或者硫粘附于礦粒表面而產生鈍化，都會降低金、銀的浸出率，使硫脈浸出作業終點過早出現，浸渣中含金過高而造

10、成損失。但由于硫脈對銀的浸出率比氰化法高得多，故1982年以來墨西哥科羅拉多金銀礦山就采用硫脈法代替氰化法從含銀尾礦中浸出銀，獲得了很好的效果。    1)從輝銻礦精礦中浸出裸露金    澳大利亞新南威爾士的希爾格羅夫（Hillgrove）銻礦是一個早期開采的礦床，現存銻礦帶平均寬300-400m。1969年，新東澳大利亞礦業公司（NEAM）又在這里經營一個小礦山和選廠。    該礦為石英脈型含金輝銻礦床，主要共生礦物為黃鐵礦、磁黃鐵礦、毒砂、白鎢礦和綠泥石等，礦石含Sb 4.5%、Au 9g/t。采出的

11、礦石經磨礦、重選和浮選，產出銻精礦售給冶煉廠。精礦中含金30-40g/t、冶煉廠不付給任何報酬。為了提取其中的金，選廠曾用氰化法試驗，效果不好，后在試驗其他溶劑時，發現硫脲能快速地浸出精礦中的裸露金。而于1982年3月建立一座1t/h的小型分批作業硫脲浸出車間。    該車間處理銻精礦只是回收其中的單體解離金，并不企求更高的金回收率。故采用較高的硫脲和Fe3+濃度，并將浸液與精礦預先混合制漿，可使每批精礦的純浸出時間縮短至巧min以內。浸出貴液中的金用活性炭吸附，產出含金6-8kg/t的載金炭直接出售。吸附金后的硫脲液加H2O2調整氧化還原電位后返回浸出過程循環使

12、用。    采用硫脲浸出的最初幾個月，曾出現已溶金沉淀損失，經查明，它是由金吸附在精礦中的綠泥石礦物表面而造成的，故又在浮選時添加空氣抑制劑633以抑制綠泥石，并在浸出前向礦漿中加入少量柴油。采取這些措施后，裸露金得以浸出，精礦中金回收率達50%-80%，硫脲消耗通常在2 kg/t以下。    該公司還發現，浮選尾礦中的毒砂含有大量金，故又增加了毒砂浮選回路，產出的砷精礦含As15%20%，Sb 5%，Au 150-200g/t，尾礦中金的回收率為70%。為此，又于1983年建成一座600 t/d的早期尾礦再處理工廠，可從每噸尾礦中回

13、收金1-2.5g。    2)含銀原料制取純銀    為了探索用含銀原料制取純銀的新工藝，張箭等進行了含銀原料的硫脲浸出、絡合物結晶和灼燒結晶體制取純銀的新工藝研究。試驗結果，銀的回收率91%以上，產品銀純度達99.84%。    實驗所用原料組分為（）：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，揮發物11.05，其他1.72。  

14、  小型試驗將原料磨細至-2mm,稱樣100g置于500mL燒杯中，加入二次蒸餾水和試劑純藥劑配制的浸出液300mL進行各條件單因子實驗，并根據單因子實驗結果進行綜合條件實驗，選定的最佳條件為：SCN2 HQ的物質的量濃度為0.52mol/L, H2SO4為1.18mol/L,Fe2（SO4）3為0.004mol/L、溫度60、攪拌速度700r/min,浸出時間2.5h,經過濾、洗滌，洗液和濾液合并，渣棄去。銀的浸出率為98.50%。    擴大實驗在上述條件下，改用自來水和工業純藥劑進行擴大10倍的實驗。結果，銀的浸出率分別為97.23%-98.91%

15、，重現了使用二次蒸餾水和試劑純藥劑小試的結果。    硫脲浸出液中銀呈Ag（SCN2H4）3+絡離子狀態。絡合物的結晶經單因子實驗結果顯示：溫度由15降至2，結晶率由70%上升至95%以上；pH在0.5-3之間，結晶率都在80%以上，pH上升，結晶率只略有增加。當pH3.5時則出現黑色沉淀。溶液含銀質量濃度為0.63.6g/L時，結晶率都略高于80%。隨著銀濃度的升高，結晶率略有下降趨勢，但無明顯影響。在此基礎上選定的結晶條件為溫度2、pH3、原液含銀質量濃度為0.78g/L，銀的結晶率達93%。在三因素中，經方差分析表明，影響結晶率的主要因素是溫度。 

16、   產出的結晶于100左右干燥后，升溫至1100灼燒產出99.84%的純銀。若將母液中分離的結晶用低溫水洗滌除去可溶雜質，產品純度還可提高。分離結晶后的母液，可返回再用于浸出銀。    本實驗雖為0.1-1.0kg規模小型探索性試驗，但生產流程短、工藝簡單、設備投資少、產品純度高，且可用來處理不純金屬銀、氯化銀、硫化銀、輝銀礦、角銀礦及其混合原料，具有工業應用前景。    2.SKW法（又稱SO2還原法）    此法是前聯幫德國南德意志氰氨基化鈣公司（SKW）組織研究的，在常規硫脲浸

17、出法基礎上向硫脲浸金體系中通入還原劑SO2的方法。    此法是鑒于硫脲穩定性能差，易于氧化，在含Fe3+較高（質量濃度36g/L）的溶液中，硫脲會由于下列反應而失效：    以上反應是分三步進行的。第一步是可逆反應，硫脲能氧化生成二硫甲脒，在有還原劑時生成的二硫甲脒又可還原為硫脲。第二步是不可逆反應，二硫甲脒受歧化作用部分還原為硫脲，部分生成組分不明的亞磺化物。第三步也是不可逆反應，它們被最終分解為氨基氰和單質硫。氨基氰還可進一步分解為尿素。由于這一反應，使硫脲在浸金過程中的氧化損耗量常高于作為溶金藥劑的純消耗量許多倍。且最終分解生

18、成的單質硫具有粘性，它會覆蓋在所有固態物料的表面使它們發生鈍化，使金等的浸出率降低。    為克服這些困難，應避免上述反應中二硫甲脒的不可逆分解，即防止二硫甲脒在溶液中濃度過高，或者加人還原劑使二硫甲脒通過可逆反應部分還原成硫脲。這個設想就是SKW法研究的基本指導思想。    二氧化硫是一種高效的還原劑，在硫脲浸金的特定條件下，研究者發現只要有二硫甲脒存在，它就不會去還原其他氧化劑。    在用0.2-0.7mm銀粒進行硫脲浸出試驗中，當不加SO2時銀粒表面覆蓋有一層暗色膜，銀的浸出率約25%，這顯然是F

19、e3+的存在和起始濃度較低（0.5g/L）的緣故。若向浸液中供入過量SO2，銀粒表面呈現明亮的金屬狀態，銀的溶解率可達100%。當過程中SO2供入量不足，銀的浸出率又會下降。    當采用相同的方法浸出金粒時，則發生了預想不到的現象，即當SO2供入量不足時，金粒表面明亮，金的溶解率幾近100%；而供入過量SO2時，金的溶解速度反而下降。雖如此，但這種現象是可用化學動力學解釋的。    通過試驗證明：在硫脲浸金的實際應用中，將礦漿溫度提高至40，以加速硫脲氧化生成二硫甲脒；并以適當速度向礦漿中供入SO2來還原礦漿中過量的二硫甲脒。控制S

20、O2的供入速度以使礦漿中硫脲總量的50保持二硫甲脒的氧化狀態，就能實現金、銀的高速浸出和降低硫脲消耗。這一措施就是SKW法成功的關鍵。    表1是對含Pb 50%、Zn6.8%、Fe 26.5%、Ag 315g/t, Au 10.6g/t的一種難處理氧化礦，分別采用氰化法、常規硫脲法和SKW法進行對比試驗的結果。從表中看出，SKW法往硫脲浸出礦漿中供入SO2 6.5kg/t,在5.5h內金、銀的浸出率比氰化法和常規硫脲法高得多，實現了金、銀的高速浸出，并可使硫脲的消耗量降至0.57kg/t。由于SKW法的硫脲消耗已降至如此低的水平，且浸出時間大大縮短，它不但用來

21、處理高品位的金精礦是經濟的，就是用來處理低品位的金礦石也可能是經濟有效的。表1 不同方法對難處理氧化礦的浸出對比試驗指標氰化法常規硫脲法SKW硫脲法藥劑消耗/（kg·t-1）734.40.57浸出時間/h24245.5SO2消耗量/（kg·t-1）6.5金浸出率/%81.224.785.4銀浸出率/%38.6154.8    浸出液中的金、銀可以采用活性炭、強酸性陽離子交換樹脂或硫醇樹脂吸附，再用熱酸或硫脲液進行解吸。由于硫脲用量如此之少，可不必考慮再回收它。    SKW法小試結果表明：  &

22、#160; 提高作業溫度至40，可加速硫脲氧化生成二硫甲脒；    控制SO2的供入速度，通過SO2的還原作用將過量的二硫甲脒還原為硫脲，使礦漿中硫脲總量的50%保持二硫甲脒狀態，可防止給料的鈍化，以獲得最高的金、銀溶解速度；    供入適量SO2，使過量的二硫甲脒還原為硫脲，防止礦漿中二硫甲脒濃度過高而發生不可逆化學氧化降解損失，以提高硫脲的再生和利用，降低硫脲消耗。    根據小試結果，R.G.舒爾策采用圖2的工藝試驗流程。試驗給料1.1t（其中含水100kg），浸出用硫脲來自再循環液，新添硫脲1.0

23、5kg加入硫脲洗滌段，氧化劑使用H2O2。作業過程中硫脲TU（g/L）和Au（mg/L）的質量濃度和溶液流量（L）的平衡數值亦示于圖中，其作業技術要點和指標為：    供入原料為含水10%的濕料，不論采用硫化礦的浮選精礦或經預先酸洗處理的氧化礦，都脫除了較多的雜質，減少了礦石處理量；   每噸礦SO2總耗為6.5kg,浸出后將剩余SO2通入礦漿中，使二硫甲脒進一步還原為硫脲，并使氧化生成的硫完全沉淀，為后繼作業提供性能穩定的溶液；    浸出作業用的氧化劑Fe3+，由原料自身所含鐵經酸溶解和H2O2氧化而

24、得；    硫脲浸出后的礦漿，經一次過濾后貴液送一次吸附。濾餅中所含的Au、Ag使用含硫脲質量濃度為15g/L的熱（50）溶液進行簡短洗滌后進行二次過濾，濾液送二次吸附和作二次洗液用。濾渣再用貧液進行三次洗滌，洗液送三次吸附。最終濾餅和廢液加石灰或堿性研石中和后排入尾礦壩；    試驗給料的1t干料中含金總量為35g,浸出液中金的回收率88%，兩次洗滌回收率10%，總浸出回收率98%。最終濾餅中渣含金0.7g,液含金0.05g,合計損失金0.705g,損失率2%。其中渣中損失較大。若要再提高回收率，可在過濾設備B中加水再洗滌最終濾餅一

25、次，并進行第四次吸附（如圖中虛線所示）后排放；    貴液中Au、Ag的回收，若采用活性炭吸附，載金容量高達100kg/t,可經緞燒后熔煉或進行解吸處理；若采用離子交換樹脂吸附，樹脂的載金容量雖比炭小，但可用少量濃硫脲液解吸產出富金貴液，送電解或置換回收。本試驗使用活性炭吸附，金的吸附回收率第一次為80%，第二次16.37%，第三次1.49%，總吸附回收率97.86%。    經上述1t規模的工藝試驗后，R.G.舒爾策給出的硫脲炭漿法工業生產流程如圖3。此工藝與氰化炭漿法工藝流程極為相似。但由于硫脲浸出金的作業時間比氰化法短得多，故采

26、用先浸出后吸附的無過濾炭漿法。其他條件則與上述的工藝試驗流程條件相近。3.鐵漿法（“浸-置”一步法） 鐵漿法是在硫脲浸出金時向浸出槽的礦漿中插入一定面積（試驗中常為3m2·m3·槽-1）的鐵板，使已溶金、銀及銅、鉛等電位比鐵正的金屬離子呈微米粒級硫化物牢固地沉積于鐵板上。由于沉積速度較快，一般每2h要提出鐵板刮洗一次金泥，然后再插入槽中繼續使用。    此法屬于無過濾作業，設備和操作都較簡單，金的沉積回收率也可穩定在99%或以上。它已在我國的一些礦山推廣應用。    金泥的沉積仍屬負電性金屬置換范疇。即礦

27、漿中的H2S會吸附在鐵板表面，并隨著鐵的溶解而電離出H+，故鐵板上H2S的電離速度遠大于礦漿中H2S的自然離解，因而使鐵板表面S2-濃度遠高于礦漿內部，因此已溶金等金屬離子在鐵板表面發生硫化反應并沉積的速度也遠大于礦漿內部，在較短時間內就能在鐵板表面覆蓋一厚層硫化沉淀物。只要鐵的溶解不發生鈍化，金、銀、銅、鉛等金屬離子的硫化沉淀就能正常地快速進行。故產出的“金泥”中，含金品位主要決定于原料中電位比鐵高的各種金屬的溶解量。在通常情況下，產出的金泥含金只有1%-5%。且金、銀等硫化物在鐵表面的沉積是以鐵的溶解進行置換的，故鐵漿法使用的鐵板溶蝕很快（每噸精礦消耗普通鋼板15kg或低碳鋼板5kg），硫

28、酸消耗量也很大，需經常向礦漿中補加酸，以保持介質處于適宜的酸性狀態。    1)鐵漿法工藝試驗    在早期的試驗中，由于硫脲浸出硫精礦的金的浸出指標遠低于氰化法，故多年來許多研究者認為：硫脲法只適用于處理組分簡單的原料。自從長春黃金研究院和北京有色冶金設計研究總院等向硫脲浸出體系中引人固相鐵（鋼板）進行“鐵浸置”后，大幅度地提高了金的浸出率和回收率，而成為硫脲提金的一項重大措施。在適宜的條件下，它可取得與氰化法處理同類原料相同的浸出指標，且浸出時間比氰化法短。在含有氧化劑的酸性硫脲液中，不單金、銀會溶解，銅、鉛、鋅等賤金屬氧化物和硫

29、化物也會發生溶解：           MeO+2H+Me2+H2O           MeS+2H+Me2+H2S    硫化物溶解生成的H2S在氧化劑和酸的作用下還可發生一系列反應生成S, S2-，HSO4-, SO42-等。它們在不同電位和pH條件下還可互相轉換。在酸性條件下又可通過可逆反應再生成H2S,使溶液中的硫化物之間實現平衡。此時H

30、2S的平衡濃度約0.1mol/L,這些H2S在溶液中可與已溶的Au+、Ag+、Cu2+、Pb2+、Zn2+等反應而生成硫化物沉淀。    這種情況，在不向礦漿中加固相鐵的硫脲浸出金前期，由于礦漿中離子濃度小，H2S的生成量也很少，且精礦表面暴露的金粒數量多面積大，硫脲的濃度也大，在氧化劑的作用下，金的浸出率較快，已溶金含量不斷上升。但隨著浸出時間的延長，礦漿中金屬離子濃度不斷增高，同時H2S濃度也隨之上升，游離硫脲濃度不斷下降。H2S的濃度升高則自然解離出更多的S2-，并與已溶金（和其他金屬）離子反應生成硫化物沉淀。隨著硫化物沉淀作用的加強，浸出液中金含量上升速度

31、遞減，并逐步發展到金的浸出與硫化物沉淀兩者之間發生平衡而達到“終點”。這一終點比原料中金的真實浸出終點早很多，故金的浸出率只90%多一點，比氰化法約低6%（見圖4）。當向礦漿中加人固相鐵后，已溶金及其他高電位金屬離子便迅速地在鐵板上與S2-反應生成硫化物沉積而得到回收。圖中金的浸出沉淀率，隨鐵板加人時間的早晚而呈直線上升，當在礦漿浸出作業的同時加鐵時，金的浸出沉淀回收率基本與氰化浸出率相同。如峪耳崖硫金精礦，氰化法浸出率為96.10%，硫脲鐵漿法浸出率為96.06%；金洞岔硫金精礦，氰化法浸出率為89.63%，硫脲鐵漿法浸出率為87.49%。二者的指標相當接近。金等金屬離子在鐵板上迅速發生硫化

32、沉淀，不但降低了礦漿中的離子濃度，防止它們的濃度過高而硫化沉入渣中造成金的損失，還因絡陽離子中金屬離子的離解而釋放出大量硫脲，使礦漿中游離硫脲濃度增加。圖5是硫脲法與氰化法在不同浸出時間金浸出率的對比曲線。從圖中看出，不加鐵的硫脲法由于金的硫化沉淀，經浸出16h金的浸出率最高只達52%左右，隨著時間延長由于金的硫化沉淀加強還略有下降。而在浸出同時加鐵的硫脲法，金的浸出率隨時間的延長不斷上升，最終的浸出率與氰化法相當接近。表2是硫脲鐵漿法浸出硫金精礦原料的主要組分和浸出、回收指標一例。表2 硫脲鐵漿法作業指標組分精礦品位/%浸渣品位/%浸出率/%金泥中回收率/%Au32.625g/t0.28g/

33、t87.7799.65Cu0.40.284598.67Pb2.181.7336.789Zn2.031.8427.5923.5Fe34.7834.9119.99.26注：表中Fe的增加是插入鐵板溶解生成的；品位除Au為g/t外，其余為%    2)碳泥質氧化礦的焙燒和鐵裝法浸出研究    張家口金礦自然金主要賦存于褐鐵礦、黃鐵礦、白鉛礦、方鉛礦、黃銅礦和石英中，經浮選產出含碳、泥質和堿性礦物較高的難處理金精礦。對與此類似的礦石，國內外在氰化前都采取各種工藝措施來消除碳和有害雜質的影響，但氰化浸出率仍不高于85%-90%，而直接或在脫碳后

34、進行硫脲浸置，金的浸出率也只80%左右，且每噸精礦耗硫酸135-180kg，硫脲大于5kg。為了提高此精礦的金浸出率，經試驗后，預先對精礦進行氧化焙燒，實現了除碳、分解碳酸鹽和驅除褐鐵礦中結晶水的作用，再用硫脲鐵漿法浸置，獲得了比氰化法CCD工藝還好一些的經濟技術指標。    圖6是將含金100g/t左右的浮選精礦，在680左右的溫度下焙燒20min左右，再經細磨至94%-0.043mm（-325目），經加硫酸調漿至pH=1.5-2后再添加硫脲，于六臺浸出槽中進行連續硫脲鐵漿法浸置。經3個批次44個班的試驗表明，金的浸出率為95.07%96.40%，平均95.79

35、%。鐵板上金泥的金沉積回收率98.45%99.69%，平均為98.99%。總回收率平均94.82%。每噸精礦耗硫酸70kg，硫脲1.5-2.2kg，主要材料消耗42.42-52.48元/t，比國內氰化CCD工藝處理同類礦石的成本98.66元降低57-47。    本工藝礦漿不需過濾，設備和基建投資低，占地面積小，操作簡便，節省勞力，流程也短。它是我國硫脲法從難處理礦石中提金，從研究走向工業應用的首次突破，早已成功應用于張家口金礦的工業生產。為硫脲鐵漿法在我國的研究和推廣應用奠定了基礎。    3)鐵漿法的工業試驗和推廣應用 

36、   硫脲鐵漿法的工業試驗用的原料為硫金精礦，其中含有少量氧化礦物。其主要礦物為黃鐵礦、黃銅礦、方鉛礦、閃鋅礦、褐鐵礦、孔雀石、自然金及脲石礦物石英、絹云母、綠泥石、高嶺土和碳酸鹽類等。精礦組分（金、銀為g/t,其他為%）為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。自然金粒度-0.038mm（400目）占80%以上，其中0.0067-0.0033mm的約占

37、50。    試驗采用連續浸置作業，規模為1.5t/d。給料方式一為機械連續給料，二為入工定量給料。浮選精礦經濃密機脫水后進行調漿，再入旋流器和分級機組成的閉路循環中磨礦，溢流送浸出。浸出金的回收是在槽中掛入鐵板，在浸出的同時沉積金。    試驗在七只槽中連續進行，磨礦粒度80%-85%-0.043mm（325目），固液比1:2硫脲初始質量分數為0.3%，pH 1-1.5，液溫25，插入鐵板3m2·m3·槽-1，浸置時間35-40h，并按每2h由天車定時吊出鐵板自動刮洗金泥一次。   

38、 經過12d分別對兩個方案進行對比試驗表明：金的浸出率分別為94.50%和95.21%，沉積回收率99.35%和99.64%，總回收率93.89%和94.86%。金泥（一例）組分（）為：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。其中（AuAg）4.78%。為了提高金泥中的Au、Ag品位，曾在刮洗前先用高壓水沖洗除去鐵板表面附著的黃鐵礦和細粒礦泥，金泥含金可提高至5%。以上工業試驗表明：    硫脲鐵漿法與氰化逆流傾析洗滌工藝相比，各項經濟技術指

39、標相當或略好（如表3），主要是硫脲法所用精礦含金品位比氰化法低造成的。若硫脲鐵漿法與氰化炭漿法相比，則硫脲法成本要高些。表3 硫脲法與氰化法經濟技術指標比較方法原料含金/（g·t-1）渣含金/（g·t-1）浸出率/%貧液含金/（g·m-3）置換率/%總回收率/%精礦生費/（元·t）氰化CCD工藝101.154.0695.10.0799.5693.53165.13硫脲法機械給料80.774.4494.50.2599.3593.89147.7人工給料75.53.6295.210.1399.6494.86    硫脲浸金的初始浸出

40、速度很快，當礦漿在向硫脲槽加硫脲調漿后，金的溶解率已達50%以上，以后進入各浸出槽溶解速度逐漸下降。表4是精礦在各槽中的浸出、置換作業指標。由于礦漿中金的浸出和鐵的置換沉積是同步進行的，礦漿中金屬離子濃度和Au溶解的電位都較穩定，因此，金的浸出率和置換率均呈穩步上升趨勢。表4 硫脲鐵漿法的浸出和回收指標項目加酸槽加硫浸置槽脲槽1#2#3#4#5#6#7#精礦含金/（g·t-1）75.534.516.512.58.856.756.44.54.05累計浸出率/%54.3178.1583.4588.2891.0691.5394.0494.64浸液含金/（g·m-3）20.9511

41、.254.51.560.630.330.270.15累計置換率/%46.378.5592.5596.9998.4298.7199.28    本試驗是在高酸（pH 1-1.5）和高濃度硫脲（質量分數0.3%）條件下進行的，精礦中各雜質組分的總溶解率平均達25%。表5是精礦和最終浸渣（取自7#槽）的主要組分及它們的溶解率（一例）。從表中看出，這些雜質大量溶解進入溶液中，不單加大了藥劑消耗，還使大量雜質離子或化合物硫化沉淀或混入金泥中，致使金泥的含金品位降低。在這些雜質離子和化合物濃度如此高的礦漿中，若不在浸出的同時采用鐵漿法置換，金粒的表面就易發生鈍化而降低浸出率，

42、且會使已溶金的大量硫化物沉淀于渣中而降低回收率。表5 硫脲鐵漿法浸出精礦時各組分的溶解率項目AuAgCuFeSSiO2MgOCaOAl2O3/（g·t-1）/（g·t-1）/%/%/%/%/%/%/%精礦組分79500.6426.69185.5235.740.391.414.64浸渣組分4.25120.5416.2121.730.080.21.293.63溶解率94.627615.6339.2723.9215.8448.728.5221.77    本試驗在初始礦漿pH為1-1.5，H2SO4的質量濃度為8.96g/L,硫脲濃度為4.49g/L

43、的條件下浸出，由于上述各種雜質的大量溶解，每噸精礦消耗硫酸100.5kg,硫脲6kg。經作業消耗，貧液中含H2SO4濃度4.11g/L、SCN2H4濃度2.14g/L,作業過程中的藥劑消耗占50%以上。    本次使用的精礦，金呈極細粒分布于精礦中，磨礦粒度原則上雖以細為好。實際作業中磨礦粒度已達80%-85% -0.043mm（-325目）。若再行細磨，不但增大磨礦成本，還將增大雜質的溶出量，可能會引起金浸出指標的惡化。    試驗證明：硫脲鐵漿法工藝簡單、操作方便。長春黃金研究院為工業試驗而設計的設備已實現了機械化和程序自動控制，

44、可節省勞力，減輕勞動強度，故該工藝和設備在完成試驗后已應用于工業生產。生產實踐證明，它能滿足生產需要。    4）金泥的處理    硫脲鐵漿法金泥的產出率通常為精礦的1%左右，金泥含金常為1%-5%，富集比小。鑒于金泥含金品位低，給下一步的提純帶來困難，故多采用火法熔煉或濕法冶金處理。    金泥的火法熔煉可以采用坩堝爐、小型電爐、轉爐或灰吹爐處理，由于金泥含金低、組分復雜，特別是鉛、銅、鉍等金屬的存在，需要進行長時間的氧化熔煉才能除去，給火法熔煉帶來困難。為此，可依據金泥的實際組分，預先采用氧化或硫酸鹽

45、化焙燒和酸或高鐵鹽浸出等常規工藝將S、Cu、Fe等除去，使金、銀富集后再進行火法熔煉，并加熔劑造渣產出合質金，然后用常規工藝分離提純。    金泥的濕法冶金，可用酸浸（煮）法、氰化法、硫脲法、液氯化法、王水法等，但在大多數情況下，最好預先進行氧化或硫酸鹽化焙燒和浸出以除去雜質，使金富集后再處理。    在上述濕法冶金中，氰化法和硫脲法所得產品金純度不高，還需提純處理。王水溶金再用SO2、亞鐵鹽或亞硫酸鈉等還原劑還原的方法，使產品金純度提高，但必須預先除去金泥中的雜質，使金泥中的金含量提高至50%以上才便于采用。而液氯化法則不受金泥含金

46、品位高低和雜質多少的限制。由于王水能溶解的物質液氯化法也能溶解，浸出液中各種離子的濃度雖相當高，但使用SO2、亞鐵鹽、亞硫酸鈉等還原劑均能選擇性還原金，并產出純度高的金粉，再經氧化熔鑄可產出純度大于99%的金錠。但采用王水法或液氯化法，金泥中的Ag會生成AgCl進入渣中，需采用氨浸法或亞硫酸鈉浸出法及其他適宜工藝從浸渣中回收銀，或者將含AgCl的浸渣進行還原熔煉，經造渣后產出銅、銀等的合金，再用常規方法從中分離銀并綜合回收有價金屬。若采用硫酸浸出除雜質，硝酸分銀和王水（或氯化浸出）分金的分步濕法分離提純工藝，效果也很好。    4.炭漿或樹脂漿法 

47、60;  從硫脲浸出礦漿中吸附金、銀的炭漿法或樹脂漿法，其作業方法和氰化浸出的炭漿法或樹脂漿法一樣，所用的活性炭也一樣。若采用樹脂漿法則因硫脲金絡離子為陽離子，而應使用強酸性陽離子交換樹脂或硫醇樹脂等。如不使用粒狀吸附劑，而使用陽離子交換樹脂纖維布或活性炭纖維布，還可免去從礦漿中篩分回收載金粒狀吸附劑的作業，只需定時從礦漿中提出載金纖維布送解吸金，并向槽中加入另一批備用纖維布繼續進行吸附。    由于硫脲金是帶正電荷的絡陽離子，金在吸附劑上的吸附性能與帶負電荷的氰金絡陰離子是不同的，其解吸方法也簡單些。只要通過熱（約50）酸或熱硫脲液洗滌，吸附劑上的金、

48、銀就可完全洗脫下來。 活性炭吸附金時也吸附了一些硫脲，這些硫脲在有氧（空氣）條件下解吸金時，會因炭表面的催化作用使硫脲快速氧化分解，鑒于同樣的原因，若要從貧液或尾液中回收硫脲，可先用活性炭吸附，然后在無氧條件下用少量溫熱水洗滌，就可獲得純凈的濃硫脲液。由于此法具有一定的難度，通常是將尾液或貧液進行適度中和，使過量Fe3+水解沉淀后返回使用。它既可節省硫脲，又可實現無排污作業。    廣西龍水金礦是含碳質頁巖、石墨的硫化礦床。自然金粒度較粗，大部分為0.01-0.1mm，少數大于0.3mm，-0.01mm的只占15%。金粒主要賦存于黃鐵礦的裂隙中，少量為黃鐵礦所包裹

49、。鑒于礦石的特性，經試驗后，多年來一直采用礦石浮選、精礦焙燒和硫脲鐵漿法提金工藝。由于礦漿pH在1.5左右，鐵板消耗量每噸精礦約10kg,鐵板上酸蝕形成的孔洞中夾帶大量礦泥，金泥含金品位只0.1%-0.2%，并有部分金殘存于鐵板蜂窩狀孔隙中得不到回收，且銀的浸出率很低，造成資源浪費。 為此，龍水金礦又進行了硫脲炭漿法小型探索性試驗。實驗規模為1kg級，限于礦山設備條件，試驗只采用單因素對比法，沒有進行多因素最佳條件選擇試驗。本次試驗共進行兩批計七個樣品，礦樣均為浮選精礦的焙砂。第一批三個樣為高品位焙砂，未再磨礦，粒度較粗，用于鐵漿法與炭漿法對比試驗。試驗條件是在室溫下，按每噸焙砂加硫

50、酸50kg,硫脲4kg,鐵漿法浸出36h，在浸出的同時按3m2·m3·槽-1加入鐵板進行浸置；炭漿法浸出24h，在浸出12h后按噸焙砂加活性炭15-20kg。第二批4個樣為不同含金量的低品位焙砂，經再磨礦至90%95%0.043mm（-325目），全采用炭漿法浸出，其條件除加酸和硫脲與上述相同外，另添加高價鐵鹽2kg/t，浸出時間24h，在浸出12h后加活性炭15-20kg/t，試驗方法及結果列于表6。從表中看出，采用硫脲炭漿法和鐵漿法，金的浸出和回收指標相近，銀的浸出率二者都不高。如何提高銀的浸出指標等問題有待進一步探索。表6 硫脲浸出炭漿法與鐵漿法結果比較試樣批號方法焙

51、砂品位藥劑量浸出時間/h浸出率/%金回收率/%/（g·t-1）/（kg·t-1）AuAg硫酸硫脲Fe3+AuAg1-1#鐵漿法3421085043689.9118.5299.931-2#鐵漿法2484.814.3599.881-3#2487.4322.6999.892-1#至4#炭漿法26.048.5未化驗50422486.693.8未化驗98.1499.05    5.礦漿電解沉積法    硫脲浸出礦漿中金的電解沉積采用外加電源的不溶陽極電解法。此法于1979年首先由平桂礦務局進行了試驗，后來廣東礦冶學院分別采用

52、鐵、鉛、銅作極板進行了較系統的小型探索性研究，其方法和結果如下：    試驗是在礦漿固液比1：2，硫酸10kg/t，硫脲3g/t，室溫25-30，槽電壓7V條件下浸出-電解4h。由于時間短，金的浸出率雖不到50，但已溶金的電積回收率高達99%左右。    后經條件試驗，初步認為以礦漿pH1.0-1.3、槽電壓35V較好。槽電壓的監控使用飽和甘汞電極測量陰極氧化還原電位，當陰極電位為-5mV時，金能滿意地沉積于陰極上回收。若槽電壓過高，陰極電極電位和電流密度將明顯上升，尤以陽極電位升高最大，導致礦漿酸度和溫度升高，硫脲熱分解加快，陽極氧

53、的析出速度也加大。由于試驗用的金精礦含碳2.65%3.12%，陽極析氧速度加快會使碳的氧化加劇，生成一層粘稠的碳質泡沫浮于礦漿面上，不利于操作。    試驗還證明，分別采用鐵、鉛、銅板作陰極，盡管這些金屬的電位不同，但在通入電源后它們的電極電位幾乎相同，由于陽極在電解時不斷析出氧，礦漿中的氧濃度可保持恒定。礦漿中既有足夠的氧，作業的攪拌速度也可低些。這些氧還可使精礦溶出的Fe2+不斷氧化生成Fe3+，而不必另加氧化劑。（注：硫脲法提金的基本原理一、影響硫脲溶金的主要因素有哪些？ 硫脲又名硫化尿素，分子式為SCN2H4，白色具光澤菱形六面體，味苦，密度為1

54、。405克/立方厘米，易溶于水，水溶液呈中性。硫脲毒性小，無腐蝕性，對人體無損害。 硫脲能溶金為試驗所證實，在氧化劑存在下，金呈Au（SCN2H4）2+絡陽離子形態轉入硫脲酸性液中。硫脲溶金是電化學腐蝕過程，其他化學方程式可用下式表示： Au + 2SCN2H4 = Au（SCN2H4）+2 +e 選擇適宜的氧化劑是硫脲酸性溶金的關鍵問題，較適宜的氧化劑為Fe3+和溶解氧，因此硫脲溶金的化學反應式可表示為： Au+2SCN2H4 +Fe3+ = Au（SCN2H4）+2 +Fe2+ Au +1/4O2