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AuCl₃，进而成为HAuCl₄及其复盐NaAuCl₄，并在水中离解成离子：

HAuCl₄ H^＋＋AuCl₄

NaAuCl₄ Na^＋＋AuCl₄

AuCl₄ Au^3＋＋4Cl^－

生成的AuCl₄^－被阴离子交换树脂所吸附。过程中离解生成的Au^3＋，有极少量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（φ900mm×1000mm）。搅拌桨φ300mm，转速374r∕min。阳极用250×700mm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℃。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－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φ340mm×500mm的瓷搅拌桶。桶内安装φ70mm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1g／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。