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SO2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－H2O－Cl－系列的电位－pH图，图中示出了金在强酸溶液中由于氯的强氧化作用而生成AuCl4离子。这时金的分解反应为：
2Au＋3Cl2＋HCl
2HAuCl4
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。
1 / 8
图1 25℃时Au－H2O－Cl电位－pH图（芬克尔斯坦，1972） 条件：Au3－＝10－2moL；Cl－＝2moL；氯气压力＝10.13kPa（0.1atm）； HClO＝ClO＝6×10－3mol；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650～700℃；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
2 / 8
10%～55%。其原因主要是溶液中的Cl2与黄铁矿作用生成亚铁离子，而使已溶解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
浸出渣金品溶液中金回收精矿金品位 试样号 试样特征 未焙烧 经焙烧 1 金－石英精矿，含硫1% 50.0 金－石英精矿，含硫化物 2 小于1% 3 金－黄铁矿精矿，含40%硫 金－黄铁矿精矿，含21%硫 金－砷－黄铁矿精矿， 5 含10.3%硫，8.3砷 金－砷－黄铁矿精矿， 6 含3.1%硫，2%砷 金－砷－黄铁矿精矿， 7 含19.6%硫，10.3%砷 8 金－铜－铅－黄铁矿精矿 1210.0 8.0 99.3 110.0 116.0 58.0 1.6 55.0 98.7 228.0 278.0 220.0 4.2 10.0 98.5 58.7 2.7 96.0 78.0 78.0 1.4 1.2 98.5 98.8 51.5 位 ∕g·t 未焙烧 经焙烧 －1率 ∕% 未焙烧 经焙烧 30.0 1.6 40.0 98.4 4 101.0 123.0 72.0 2.5 30.0 98.0 62.9 70.0 57.0 6.2 15.0 92.2 3 / 8
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℃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SO2使金还原。沉淀的金用氯化铵液洗涤，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80℃，通氯气搅拌浸出4～6h，金即生成HAuCl4进入溶液。
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。
4 / 8
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pH0.5～1.8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：
HAuCl4＋3FeSO4
Au↓＋Fe2（SO4）3＋FeCl3＋HCl
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AuCl3，进而成为HAuCl4及其复盐NaAuCl4，并在水中离解成离子：
5 / 8