各類礦產資源利用技術

金屬礦綜合利用

化工礦綜合利用

尾礦綜合利用金屬礦綜合利用一、銅礦綜合利用銅礦物及礦床礦物名稱化學分子式金屬質量分數（%）礦物名稱化學分子式金屬質量分數（%）主要銅礦物自然銅黃銅礦斑銅礦輝銅礦銅藍方黃銅礦銻黝銅礦膽礬CuCuFeS2Cu5FeS4Cu2SCuSCuFe2S3Cu12Sb4S13CuSO4?5H2O（Cu）約10034.5663.3379.8666.4823.445.77CuO：31.8砷黝銅礦硫砷銅礦赤銅礦黑銅礦孔雀石藍銅礦水膽礬氯銅礦Cu12As4S13Cu3AsS4Cu2OCuOCuCO3?Cu(OH)22CuCO3?Cu(OH)2Cu(SO4)?3Cu(OH)2

CuCl2?3Cu(OH)251.5748.4288.879.89CuO：71.95CuO：69.24CuO：70.3614.88硅孔雀石(Cu,Al)2H2?Si2O3(OH)4·nH2OCuO：44.43江西德興甘肅金川西藏玉龍云南東川銅礦開采工業要求

項目硫化礦石氧化礦石坑采露采邊界品位（質量分數）%0.2～0.30.20.5最低工業品位（質量分數）%0.4～0.50.40.7礦床平均品位（質量分數）%0.7～1.00.4～0.6最小可采厚度m1～22～41夾石剔除厚度m2～44～82組分PbZnMoCoW03SnNiSBiAuAg

Cd、Se、Te、Ga、Ge、Re、In、T1質量分數%0.20.40.010.0l0.050.050.110.05＞0.001質量分數g/t

0.11

品級Cu質量分數不小于%雜質質量分數不大于%AsPb+ZnMgBi一級品300.05210.05二級品250.20530.20三級品200.30840.30四級品130.401250.50注：銅精礦中金、銀、硫為有價元素，應報分析數據。銅精礦要求（精選）銅礦綜合利用品位（原礦）銅礦資源的綜合利用目前，我國勘探和開采的銅或銅多金屬礦床，大部分銅礦石都要經過選礦富集成銅精礦才能冶煉成銅金屬。銅礦選礦方法主要有浮選、磁選、重選等方法或濕法冶煉等。正確選用各種選礦方法和合理制定選礦工藝流程。需要事先研究礦床物質成分，查明礦石自然類型，鑒定礦石物質組成、結構構造、嵌布粒度和礦物可選性能以及有益有害元素賦存狀態等。礦石自然類型一般按其氧化銅和硫化銅的比例不同劃分為三種類型：硫化礦石(含氧化銅在10%以下)、氧化礦石(含氧化銅在30%以上)、混合礦石(含氧化銅在10%～30%)。不同礦石類型則用不同選礦方法：單一硫化礦石常用浮選方法。多金屬硫化礦石，針對礦石組分特性而分別選用混合浮選法、優先浮選法、混合優先浮選法、浮選和重選聯合選礦法、浮選和磁選聯合選礦法，以及浮選和濕法冶煉聯合處理等。氧化礦石選礦，一般用浮選與濕法冶煉聯合處理或用離析法與浮選聯合處理；含結合式氧化銅高的礦石，一般用濕法冶煉處理。混合礦石選礦，通常用浮選法，它可以單獨處理，或與硫化礦石一起處理；也可以采用浮選和濕法冶煉聯合處理，即先用浮選法選出銅精礦，再將浮選后的尾礦用濕法冶煉處理。選礦方法（一）硫化銅礦

在所有的硫化銅礦石中除含有脈石礦物外，或多或少都含有硫化鐵礦物，如：黃鐵礦（FeS2，53.4%S），磁黃鐵礦（FenS1-n，40%S）等。因此，硫化銅礦石實質上是銅礦物與硫化鐵礦物及脈石礦物的分離過程。硫化銅礦的選礦主要采用浮選法。浮選時最常用的捕收劑是黃藥，起泡劑是松醇油（二號油）或松油。用黃藥做捕收劑，或將黃藥與黑藥混合使用.烷基黃原酸（俗稱黃藥）（ROC(=S)SH）烷基二硫代磷酸或其鹽類，俗稱黑藥

(RO)2PSSH，式中R為烷基，．

浮選硫化銅礦物，抑制黃鐵礦，常采用的方法：①加入石灰使礦漿pH值大于7；②加氰化鈉，但用量不能過多。太多則抑制銅礦物的浮選；③加石灰及少量氰化鈉，當礦漿中含有大量脈石礦泥時，需要加水玻璃進行分散，硫化銅礦比較容易浮選，選別指標較高，其回收率最高可達95%以上。1、含鈷硫化銅礦某廠處理的含鈷硫化銅礦屬于細脈浸染狀似層狀銅礦床。有益元素為銅和鈷，金屬礦物主要為黃銅礦、黃鐵礦。脈石礦物主要為石英、方解石、鈷呈硫化鈷存在。采用優先浮選銅，再從浮選銅尾礦中用浮選回收鈷。另有20%-30%的鈷在銅精礦中，可在冶煉過程中回收。2、銅鉬硫化礦某廠處理的銅鉬礦屬于矽卡巖型銅鉬硫化礦。金屬礦物主要有磁鐵礦、黃鐵礦、磁黃鐵礦、輝鉬礦、黃銅礦等。脈石礦物有石榴子石、透輝石、綠泥石、黑云母等。以生產銅精礦為準，并同時回收銅、硫、鐵。采用混合浮選銅、鉬，銅、鉬混合精礦經再磨后進行分離。混合浮選尾礦再浮硫，浮選尾礦用磁選法回收鐵。由富鈣或富鎂的硅酸鹽礦物組成的變質巖浮選渣圖3-2某銅鎳硫化礦的原則工藝流程吹煉銅鎳硫化礦石鉀尾礦熔煉

銅鎳混合精礦

高冰鎳渣鑄錠緩慢冷卻金屬銅浮選分離磨碎電解熔煉鎳精礦銅精礦熔鑄陽極板回收鈷及鉑族元素金屬鎳電解3、銅鎳硫化礦浮選（二）氧化銅礦氧化銅礦儲量不大分布也不集中，由于這些礦石是位于礦床上部的氧化地段，所經受的物理化學條件極為復雜。所以，礦石性質復雜多樣，在加工處理這種礦石時，所采用的方法也多種多樣。一般來說，當礦石中硅孔雀石含量低時，可用浮選法選別；含量高時，宜用浸出浮選法處理，但當含大量碳酸鹽脈石時，酸的消耗大，用浸出法不經濟，近年來曾試用離析浮選法。氧化銅礦直接浮選很難收到好效果，因此，多采用先硫化，后浮選的方法。硫化時宜分批添加硫化鈉，硫化后浮選時，可以黃藥類捕收劑，或用黃藥與脂肪酸的混合藥劑。火法化學處理與浮選結合的方法：難選氧化銅礦與氯化鈉、煤粉隔氧加熱至900℃，銅以金屬狀態在碳表面析出，被浮選。（三）氧化礦和硫化礦混合銅礦石一般采用硫化浮選法，其流程有兩種：①采用硫化氧化礦物后與硫化礦物同時浮出；②先選出硫化礦物，尾礦經硫化后再選氧化礦物，哪種流程較合適，應根據試驗加以確定。氧化礦物與硫化礦物同時浮選的工藝條件與氧化礦石的浮選基本一致，只是硫化鈉及捕收劑的用量，隨礦石中氧化礦物含量的減少而相應減少，硫化后浮選氧化礦物時，硫化礦物可以很好的浮游。銅精礦質量(含銅品位高低和伴生有益有害組分等)對冶煉生產能力、能源消耗和經濟效益等有直接影響。如貴溪冶煉廠，當入爐銅精礦品位為14.3%時，年產銅5萬t，精礦品位提高20%后，年產陽極銅可達7萬t。但在選礦過程中提高精礦品位往往會使選礦回收率降低，因而精礦品位與回收率要合理的確立。近年來我國選礦技術水平不斷提高，使選礦技術經濟指標和精礦產量也隨之提高。銅的提取方法

主要有火法冶煉、濕法冶煉。

根據礦物原料性質和有害組分鋅、砷、氟、鎂等含量、賦存狀態而采用不同的冶煉方法。燒結圖3-3火法煉銅流程鼓風爐連續精煉電爐焙燒閃避爐干燥鑄錠陽極精煉和鑄錠反射爐干燥粗銅轉爐生精礦陽極（99.5%Cu）加工和使用電解精煉浮選精礦（20%-30%Cu）冰銅（30%-50%Cu）陰極（99.98%Cu）硫化銅礦（0.5%-2%Cu）廢鐵置換富液電解液貧礦攪拌浸出有機萃取富礦熔鑄或加工硫酸堆浸氧化銅礦（碳酸鹽、硅酸鹽、硫酸鹽）不純沉淀物送吹煉或熔煉爐硫酸精浸氧化精礦或焙燒硫化礦（20-30%Cu）電解液電解液陰極電積濕法煉銅流程二、鉛鋅礦的綜合利用

（一）礦石特征及要求礦物名稱化學分子式金屬質量分數

（%）主要鉛礦物方鉛礦硫銻鉛礦脆硫銻鉛礦車輪礦白鉛礦鉛礬鉻鉛礦磷氯鉛礦砷鉛礦鉬鉛礦釩鉛礦PbSPb5Sb4S11Pb4FeSb6S14CuPbSbS3PbCO3PbSO4PbCrO4Pb5[PO4]3ClPb5[AsO4]3ClPb[MoO4]Pb5[VO4]3Cl（Pb）86.655.4240.1642.54PbO：83.58PbO：73.6PbO：69.06PbO：82.2PbO：66.77PbO：60.79PbO：78.80礦物名稱化學分子式金屬質量分數（%）主要鋅礦物閃鋅礦纖鋅礦菱鋅礦異極礦硅鋅礦水鋅礦紅鋅礦ZnSZnSZnCO3Zn4[Si2O7](OH)2·H2OZn2SiO4Zn5CO3]2·(OH)6ZnO（Zn）67.167.1ZnO：64.90ZnO：67.5ZnO：73.0ZnO：74.1280.34礦床類型常見金屬礦物礦體形狀規模及品位（質量分數）伴生組分礦床實例碳酸鹽巖型鉛鋅礦方鉛礦、閃鋅礦黃鐵礦、次為黃銅礦、輝銻礦、辰砂、淡紅銀礦、菱鐵礦層狀似層狀透鏡狀、囊狀巢狀、脈狀瓜藤狀等大、中、小型均有，品位較富，一般ω(Pb+Zn)＞8%銀、金、銅、硫、銻、鎵、銦、鍺、鎘等廣東凡口，云南會澤礦山廠、七零廠，遼寧柴河，江蘇棲霞山，貴州杉樹林，遼寧青城子泥細碎屑巖型鉛鋅礦以黃鐵礦、方鉛礦閃鋅礦為主，次為黃銅礦、黝銅礦、磁黃鐵礦、毒砂、斜方硫銻鉛礦及一些含銀礦物層狀、似層狀、透鏡狀等大、中型為主品位較富，ω(Pb+Zn)＞7%銀、金、銅、硫、鎵、銦、鍺、鎘等內蒙古東升廟，甘肅廠壩、李家溝，陜西鉛洞山、銀洞梁，河北高板河，浙江烏岙，廣西泗頂廠矽卡巖型鉛鋅礦以黃鐵礦、方鉛礦閃鋅礦為主，次為黃銅礦、磁鐵礦、黑鎢礦、白鎢礦、錫石、磁黃鐵礦及其他一些銀礦物透鏡狀、扁豆狀、囊狀、似層狀等以中、小型為主，品位較富金、銀、銅、硫、錫、鎢、鎵、銦、鉈、鎘、鍺等湖南水口山、黃沙坪，遼寧桓仁，廣西拉么礦床工業類型成礦地質特征常見金屬礦物礦體形狀規模及品位（質量分數伴生組分礦床實例海相火山巖型鉛鋅礦產于凝灰巖、熔巖、潛火山巖及與碎屑巖的互層帶中，沿層產出以方鉛礦、閃鋅礦為主，次為黃鐵礦、黃銅礦、黝銅礦、磁黃鐵礦及一些含銀礦物層狀、似層狀、透鏡狀、扁豆狀以大、中型為主，品位中等偏富常與金、銀、銅共、伴生，伴生還有：硫、鎘、鍺、鎵、銦、錫等甘肅白銀廠小鐵山，青海錫鐵山，新疆可可塔勒，四川白玉呷村砂、礫巖型鉛鋅礦產于紅層中之淺色砂巖、砂礫巖、灰質角礫巖中，基本沿層產出主要有方鉛礦、閃鋅礦、黃鐵礦、白鐵礦、微量黃銅礦、磁黃鐵礦、赤鐵礦、硫鎘礦等層狀、似層狀、巨大透鏡狀、扁豆狀大中型為主，直至超大型，品位偏富，ω(Pb+Zn)＞7%硫、銀、鎘、鉈、鉬、鍺、鈷、銻、鉍等云南蘭坪金頂各種圍巖中的脈狀鉛鋅（銀）礦產于各種巖（侵入巖、火山巖、變質巖、沉積巖）的斷裂帶的充填交代脈狀礦床主要為方鉛礦、閃鋅礦、黃鐵礦、白鐵礦、次為黃銅礦、磁黃鐵礦、磁鐵礦、赤鐵礦、輝銀礦、銀金礦、自然銀、硫銻銀礦等脈狀、復脈狀、扁豆狀、透鏡狀大、中、小型均有，品位較富，ω（Pb+Zn）＞9%銀、金、銅、硫、錫、鎘、鍺、銦、銻、鉍等河北蔡家營，內蒙古甲烏拉，湖南桃林，云南白秧坪工業要求項目硫化礦石混合礦氧化礦石

Pb

Zn

Pb

Zn

Pb

Zn邊界品位（質量分數）%0.3～0.50.5～10.5～0.70.8～1.50.5～11.5～2最低工業品位（質量數）%0.7～1l～21～1.52～31.5～23～6礦床平均品位（質量分數）%5～86～910～12最小可采厚度m1～21～21～2夾石剔除厚度m2～42～42～4組

分CuWO3SnMoBiSSbCaF2AuAg質量分數

%0.060.060.080.020.0240.45

質量分數

g／t

0.12組

分AsCdⅠnGaGeSeTeTlHgU質量分數

%0.20.0l0.0010.0010.0010.0010.0010.0010.0050.02鉛鋅礦床伴生有用組分評價參考表鉛精礦質量標準鋅精礦質量標準品

級Pb不小于雜質質量分數不大于品

級Zn不小于雜質質量分數不大于CuZnAsMgOA12O3CuPbFeAsSiO2一級品701.240.21.02.0一級品550.81.060.24.0二級品651.550.31.52.5二級品501.01.580.45.0三級品552.060.41.53.0三級品451.02.0120.55.5四級品452.570.62.04.0四級品401.52.5140.56.0鉛鋅精礦質量標準（%）（二）鉛鋅多金屬選礦鉛鋅礦石工業類型劃分（在礦石自然類型基礎上）：按礦石氧化程度不同分為硫化礦石(鉛或鋅氧化率＜10%)、氧化礦石(鉛或鋅氧化率＞30%)、混合礦石(鉛或鋅氧化率10%～30%)。按礦石中有用組分不同，可分為鉛礦石、鋅礦石、鉛鋅礦石、鉛鋅銅礦石、鉛鋅硫礦石、鉛鋅銅硫礦石、鉛錫礦石、鉛銻礦石、鋅銅礦石等。按礦石結構構造不同，可分為浸染狀礦石、致密塊狀礦石、角礫狀礦石、條帶狀礦石、細脈浸染狀礦石等。鉛鋅礦的選礦方法（根據礦石類型不同選擇）硫化礦石通常用浮選方法。氧化礦石用浮選或重選與浮選聯合選礦，或硫化焙燒后浮選，或重選后用硫酸處理再浮選。對于含多金屬的鉛鋅礦石，一般用磁—浮、重—浮、重—磁—浮等聯合選礦方法。1、鉛鋅硫化物礦石

鉛鋅硫化物礦石的浮選工藝流程有優先浮選和混合浮選兩種。對于礦石性質簡單、鉛鋅可浮性差異較大、易于分離的某些礦石，常采用優先浮選。在鉛鋅優先浮選時，一般多是抑鋅浮鉛。抑鋅多是在堿性介質中采用亞硫酸鈉、硫代硫酸鈉、硫酸鋅等的可溶性鹽。浮選方鉛礦用黃藥、黑藥、二號油。被抑制的閃鋅礦在硫化銅活化后，用黃藥、二號油浮選。如果鋅浮選的尾礦中含有足夠回收的黃鐵礦時加入碳酸鈉、黃藥、二號油等進行回收。若鋅浮選尾礦中含有足夠回收的螢石，可加碳酸鈉、水玻璃、油酸等進行回收。鉛、鋅混合浮選工藝流程是目前鉛、鋅選礦廠中所常見的流程。它是原礦在粗磨后用黃藥、黑藥、二號油、硫酸銅先選出鉛鋅混合精礦，將混合精礦進行細磨并脫藥（采用硫化鈉），再進行鉛鋅分選。分選時用氰化物、硫酸鋅抑制鋅，用丁基黃藥、二號油選出鉛精礦，余下的尾礦即是鋅精礦。2、銅、鉛、鋅硫化礦石硫化銅、鉛、鋅礦石的特點是品位低、浸染粒度細、各有用礦物致密共生，比較難選，處理這種礦石一般采用先混合浮選，后優先浮選的流程。在分離浮選時，最困難的是銅、鉛分離問題。在多金屬礦石中，銅和鉛常呈黃銅礦和方鉛礦共生，二者可浮性相似，故分離困難，有時礦石中含次生銅礦物，方鉛礦被次生銅離子活化，更使銅、鉛分離困難。最常用的硫化銅、鉛分離的方法用兩種：①用重鉻酸鹽抑制方鉛礦浮選銅礦物：重鉻酸鹽對方鉛礦的抑制作用很強，藥劑用量不大，對于不含氧化礦和次生硫化礦物的銅、鉛混合精礦，用此法可得到滿意結果。②用氰化物等抑制銅礦物浮選方鉛礦：在碳酸鈉的高pH介質中，氰化物可把黃銅礦抑制下去，方鉛礦的可浮性不受影響，鉛的回收率可以達到很高，鉛精礦中夾雜的銅鋅量很低。3、銅、鋅硫化礦石銅、鋅硫化礦石的分離與鉛、鋅礦的分離相似，但比其較困難些，這是由于：①銅、鋅礦石中銅是呈各種銅礦物存在，各種銅礦物都有不同的可浮性，因而，需要不同的浮選條件，而在鉛、鋅礦石中，鉛主要是呈方鉛礦存在，所以情況要簡單些；②銅離子（硫化銅氧化礦物）對閃鋅礦有活化作用，所以要抑制銅礦中的閃鋅礦比抑制方鉛礦中的閃鋅礦要難得多；③銅、鋅礦中硫化鐵的含量一般比鉛鋅礦中多，此外銅、鋅礦中的礦物組成也較復雜，不僅銅礦主要呈含鐵的黃銅礦或斑銅礦，而且鋅礦亦多呈難浮的鐵閃鋅礦，加上大量的黃鐵礦及磁黃鐵礦，因此使銅、鋅的分選條件更加復雜，在浮選銅鋅礦石時，常采用兩種浮選方案。（1）優先浮選此種浮選是用適量的氰化物抑制閃鋅礦，在堿性介質中加入丁基黃藥、二號油進行銅的浮選，銅浮選尾礦加入石灰提高pH值抑制硫化鐵礦，同時加熱硫酸銅活化閃鋅礦，用丁基黃藥、二號油浮選閃鋅礦。鋅浮選尾礦如其中含足夠回收的硫鐵礦，加硫酸活化之，然后用丁基黃藥選出硫精礦。（2）混合浮選浮選前進行粗磨礦，用丁基黃藥、浮選油（起泡劑）選出銅鋅硫的混合精礦。隨后將混合精礦進行細磨，用硫化鈉和或許碳脫去混合精礦中的過剩藥劑，然后按一般方法進行銅、鋅、硫的分離。選銅時用氰化鈉、硫酸鋅，選鋅時加石灰、硫酸銅、黑藥，選鋅后的尾礦即為硫精礦。氰化物是劇毒藥劑，用量稍多會造成嚴重污染，故近來多用二氧化硫作為閃鋅礦的抑制劑。4.鉛鋅多金屬氧化礦的選礦鉛、鋅多金屬氧化礦的選礦通常也是采用浮選法。鉛、鋅氧化礦物經常一起共生，脈石礦物多為方解石、白云母、石英、氫氧化鐵、粘土等。鉛的氧化礦物白鉛礦容易硫化，硫化后很容易浮選，鉛釩的可浮性與白鉛礦相近，但硫化需要較長的時間和大量的硫化物，故應分批添加硫化鈉。鋅的氧化礦比較難選，最有效的捕收劑為碳氫鍵中碳原子數為12~15的脂肪胺。浮選前先以硫化鈉處理之，目的在于調整礦漿的pH值。如礦漿中含有大量礦泥，常采用旋流器進行脫泥。5、硫化和氧化鉛鋅混合礦的選礦對于含有硫化礦和氧化礦的鉛鋅混合礦石的選礦流程多用黃藥、二號油先選出硫化鉛礦（用硫酸鋅及氰化鈉抑制硫化鋅），隨后用硫化鈉硫化鉛礦物，用黃藥浮選，硫化后的氧化鉛精礦。在氧化鉛的浮選尾礦中加硫酸銅活化閃鋅礦，用黃藥、二號油選出硫化鋅的精礦，最后用硫化鈉及脂肪胺浮選氧化鋅礦物。這就是先鉛后鋅，先硫化礦物后氧化礦物的浮選流程，選氧化鋅礦物之前，要進行脫泥。圖3-6某硫化氧化混合鉛鋅礦浮選流程圖鉛精礦

脫泥

礦泥

鋅精礦

尾礦

原礦硫化鋅浮選氧化鋅浮選硫化鉛浮選氧化鉛浮選磨礦、篩分鉛鋅的提取鉛提取方法（火法、濕法）反應熔煉：適宜處理高品位礦（65%-70%）沉淀熔煉焙燒還原熔煉：常規方法（90%），適合任何成分的鉛精礦含塵爐氣圖3-7鉛精礦還原精煉的原則流程鼓風燒結塊

爐氣

精煉

成品鉛

焦炭

浮渣爐渣粗鉛揮發產物煙化磁選廢渣專門處理含塵爐氣原礦燒結焙燒鼓風爐熔煉專門處理收塵煙塵排放或送去制硫酸專門處理或返回燒結去制硫酸熔劑

還原劑鋅的提取方法（火法、濕法）火法：平罐、豎罐、電熱法、密閉鼓風爐圖3-8火法煉鋅的原則流程

ZnO粉含鋅渣

含SO2煙氣制酸

純鋅

硫酸焙砂液體粗鋅冷凝鋅蒸氣

含塵SO2爐氣硫化鋅精礦焙燒還原蒸餾收塵凈化煙塵精煉煙化處理鋅的濕法提取浸取凈化電解沉積置換凈化圖3-9濕法煉鋅的原則流程

ZnO粉浸出渣

含SO2煙氣制酸陰極鋅硫酸焙砂硫酸鋅溶液凈化含塵SO2爐氣硫化鋅精礦焙燒浸出收塵凈化煙塵電積煙化處理熔煉鋅錠（一）礦石特征及要求礦

物

名

稱化學分子式金的質量分數

％備

注一、自然元素、天然合金和金屬硫化物1.自然金GoldAu＞80常與銀、鉑、鈀、銠、銅、鉍等成合金2.銀金礦Electrum(Au，Ag)80～503.黑鉍金礦MaldoniteAu2Bi65.34.斜方銅金礦AuricuprideCu3Au50.65.圍山礦Weishanite(Au，Ag)3，Hg256.911983年4月國際礦物學會正式承認三、金的綜合利用礦

物

名

稱化學分子式金的質量分數

％備

注二、硫化物6.硫金銀礦UytenbogaardtiteAg3AuS232.6三、碲化物7.碲金礦CalaveriteAuTe244.03有時含少量銀8.斜方碲金礦KrenneriteAuTe243.59.亮碲金礦Montlbrayite(Au，Sb)2Te350.610.碲金銀礦PetziteAg3AuTe225.411.板碲金銀礦Muthmannite(Ag，Au)Te22.9～35.212.針碲金銀礦Sylvanite(Au，Ag)Te424.1礦

物

名

稱化學分子式金的質量分數

％備

注13.針碲金銅礦KostoviteCuAuTe425.514.葉碲金礦NagyagitePb5Au(Te，Sb)4S5－87.41～10.16成分不定15.碲銅金礦BessmertnoviteAu4Cu(Te，Pb)68.0～75.016.碲鐵銅金礦BogdanoviteAu5(Cu，Fe)3(Te，Pb)257.6～63.617.碲鉛銅金礦BilibinskiteAu3Cu2PbTe240.7～50.5四、銻化物18.方銻金礦AurostibiteAuSb244.7五、硒化物19.硒金銀礦FischesseriteAg2AuSe229.0圖3-11金礦資源分布示意圖山東、河南、陜西、河北巖金礦工業指標參考項目指標邊界品位(質量分數)(1×10－6)～(2×10－6)，堆浸氧化礦石為(0.5×10－6)～(1×10－6)最低工業品位(質量分數)(2.5×10－6)～(4.5×10－6)礦床平均品位(質量分數)(4.5×10－6)～(5.5×10－6)最低可采厚度0.8m～1.5m，陡傾斜者為下限，緩傾斜至水平者為上限夾石剔除厚度2m～4m，地下開采者為下限，露天開采者為上限無礦段剔除標準對應工程10m～15m不對應工程20m～30m巖金礦共生（銅、鉛、鋅）礦產工業指標一般要求表項目硫化礦石氧化礦石Cu(銅)Pb(鉛)Zn(鋅)Cu(銅)Pb(鉛)Zn(鋅)邊界品位(WB)％0.2～0.30.3～0.50.5～10.50.5～11.5～2最低工業品(WB)％0.4～0.50.7～11～20.71.5～23～6礦床平均品位(WB)％0.7～l6610～1210～12最小可采厚度m1～21～21～211～21～2夾石剔除厚度m2～42～42～422～42～4元素銅鉛鋅三氧化鎢銻鉬CuPbZnWO3SbMo質量分數0.1％0.2％0.4％0.05％0.4％0.01％元素砷碳硫鈷銀AsCSCoAg質量分數0.2％2％0.01％2(g／t)巖金礦伴生組分評價參考表（二）金的選礦碎礦要求：粗顆粒金礦要磨到不大于0.4mm，細顆粒金礦要磨到不大于74μm，礦石中金顆粒若更細時則要磨到不大于44μm。選礦方法：重選（溜槽、搖床、跳汰機和短錐旋流器等

）浮選：黃藥做捕收劑，硫離子活化、鐵離子擬制；烷氧基或苯氧基烷基硫羥胺基甲酸酯、硫脲、二羥基硫代磷酸鹽等能提供金的選擇性---硫代酰基酰替苯胺(TAA)、異丁基鉀黃藥(NKK)聯合選精礦轉筒篩（最大篩孔16mm）圖3-12我國砂金礦斗容250L的采金船選金工藝流程圖中礦檢查溜槽粗選跳汰機-大塊金礫石廢棄尾砂橫向溜槽汞膏尾礦振動篩礦砂混汞筒重砂精選跳汰機+尾礦礦漿分配器+4mm脫水斗尾礦搖床脫水斗尾礦精礦磨礦粗選（第一槽）圖3-13我國黃鐵礦型含金石英脈金礦的單一浮選流程圖粗選（后三槽）分級精選II掃選礦石（含Au4~5g/t）尾礦精選I精礦精選III1.5*1.5m球磨機合金粗選精礦溜槽攪拌單螺旋分級機礦粉倉水力旋流器跳汰機掃選I尾礦精選I掃選II掃選III掃選IV精選II1.2*1.2m球磨機精礦圖3-14山東含少量黃鐵礦的石英脈金礦的重選-浮選流程圖（三）金提取提取方法：混汞法：汞與金形成汞齊與其他金屬和脈石分開氰化法：非氰化法：硫脲法、硫代硫酸鹽法、多硫化物法、水氯化法、溴化物法、碘化物法、石硫合劑法、類氰化合物法、生物制劑法等。

1.混汞法提金

混汞法提金工藝：古老、簡便、經濟，回收率也較高適于粗粒單體金的回收。原理：利用汞能夠與金和銀形成汞齊的特點，使金、銀與其他金屬礦物和脈石選擇性分開。金礦混汞的產品是金汞膏，主要成分為金汞合金和銀汞合金，經洗滌除去夾雜在其中的雜質后，用壓濾法除去其中過剩的汞，再經加熱蒸餾進一步除汞后產出海綿金和銀，送去熔煉和精煉，最終產品分別是金錠和銀錠。方法分類：在容器內進行混汞稱為“內混汞”，通常是磨礦與混汞同時進行，常用于砂金礦提金；“外混汞”則是先磨礦、后混汞，在磨礦容器外進行混汞。內混汞法外混汞法則很少單獨使用，多與重選、浮選和氰化法聯合使用，用于處理多金屬硫化物脈金礦石，回收其中的粗金粒。2.氰化法從礦石中提取金、銀最常用的有效方法，從1889年開始應用，至今已有100年歷史，該方法具有簡易、經濟、回收率高、適應性強等優點。原理：通常是在充分供氧的條件下，用濃度為0.03%-0.3%的氰化鈉溶液進行浸取，將礦石中的金浸出：為了防止氰化物被水解和被溶液中的二氧化碳分解，以及減少氰化物和氧被銅、鐵、砷、銻等硫化物消耗，常用石灰乳（Ca(OH)2）作保護堿，維持溶液pH=11-12。細磨物料和延長浸取時間可以提高金浸出率。氰化鈉為無色透明晶體，含有雜質時則呈灰黃色，毒性極強，易溶于水。氰化物會被水解生成揮發性的劇毒氣體HCN，對此必須特別注意。氰化法浸出方法：堆浸滲濾浸出：適用于處理滲透性好的大顆粒物料，設備簡單。操作費用低，多用于小型礦石，但金的浸出率較低。礦漿攪拌浸出：用于處理粒度小于0.3-0.4mm的礦石物料，金的浸出率較高，最高可達98%。圖3-15金礦石堆浸及其浸出液中金銀回收的原則流程圖浸出貴液

浸渣金銀沉淀棄去原礦置換制粒氰化預處理磨礦、篩分余液解毒棄去炭吸附載荷炭洗脫

CaO或NaOH

浸出劑pH9.5~11活性炭貴液洗脫炭再生電積尾液金銀錠

NaCN

(0.015%~0.25%)NaCN+(0.025%~0.05%)NaOH配液堆浸貧液堆浸法攪拌氰化法提金影響因素：礦漿中CN-離子與溶解的氧分子濃度、溶液的pH值、礦石的粒度、溫度以及雜質的影響等。工藝條件：攪拌氰化時NaCN的濃度通常為0.02%-0.05%；相應的CaO濃度為0.01%-0.03%，pH值為9-11；連續通入空氣保持礦漿中的氧濃度達7mg/L左右；磨礦粒度一般達到80%-90%為74μm；礦漿液固比對石英質礦石為(1.2-1.5)﹕1，對泥質礦石為(2.0-2.5)﹕1；溫度一般在環境溫度下進行，由于攪拌與反應，通常礦漿的實際溫度稍高于環境溫度；氰化浸出時間一般為24-72h。對于易浸的浸礦，攪拌氰化法的浸出率為90%-95%，最高可達98%。強化措施：在氰化浸出時鼓入富氧空氣或純氧的攪拌浸出、添加助浸劑如過氧化氫或過氧化鈣以及在堿性條件下充空氣或添加硝酸鉛的預氧化處理。此外，還有邊磨邊浸、加溫和強烈攪拌以及加壓氰化等強化措施。方法改進：引入吸附浸出工藝，分別開發出炭漿法（carbon-in-pulp縮寫CIP）和樹脂礦漿法（resin-in-pulp，縮寫RIP）3復雜多金屬硫化物金礦提金對于含銅高的金礦石，若銅為氧化物，可先用硫酸浸出銅后再氰化提金；若銅為硫化物，可先經硫酸化焙燒和浸出銅后，再氰化提金；對于含鉛、鋅高的金礦石，可先經焙燒處理，用稀硫酸浸出鋅和氯鹽溶液浸出鉛后再氰化提金。（我國河南中原黃金冶煉廠）。對于含銻高的金礦石，可用濃度小于0.02%的稀堿氰化物溶液浸取提金，或浮選出精礦，先經氧化焙燒處理脫銻后，再氰化提金。含碲的金礦石在氰化物溶液中難于溶解，也可先經氧化焙燒處理后再氰化浸出，或在氰化鈉溶液中添加溴化氰進行溴氰化法處理。對于含鉛高的硫化物金礦石，則開發出碳酸化轉化的新工藝。（1）硫脲法方法原理：除Hg(Thio)42+比Au(Thio)2+穩定外，其他金屬(如Ag+、Cu2+、Cd2+、Pb2+、Zn2+、Fe2+、Bi3+)的硫脲配合物都不如Au(Thio)2+穩定，故硫脲對Au+具有較好的選擇性。反應如下：金的氧化

Au=Au+＋e-EΘ=1.69V硫脲溶解金Au＋2(Thio)→Au(Thio)2+＋e-EΘ=0.38V二硫甲脒的生成2(Thio)=RSSR＋2H+＋2e－

EΘ=0.42V金與二硫甲脒的反應Au＋RSSR＋2H+＋e-→Au(Thio)2+EΘ=0.04V在含Fe3+溶液中，Fe3+起氧化劑的作用Fe3+＋e-=Fe2+EΘ=1.69VAu＋2(Thio)＋Fe3+→Au(Thio)2＋＋Fe2+EΘ=0.38V硫脲在堿性易分解生成硫化物和氨基氰，氨基氰水解則生成尿素：SC(NH2)2＋2NaOH=Na2S＋H2N·CN＋2H2OH2N·CN＋H2O=CO(NH2)2硫脲在酸性溶液中具有還原性能，易被氧化生成二硫甲脒（RSSR），而二硫甲脒進一步氧化、分解成為氨基氰和元素硫：2SC(NH2)2=(SCN2H3)2＋2H＋＋2e(SCN2H3)2=SC(NH2)2＋H2N·CN＋S溶液中的硫脲隨介質酸度增高而趨于穩定。當介質的pH＜1.75時，高濃度的硫脲容易氧化，故浸取金時宜使用硫脲稀濃度的酸性溶液。當介質的pH＞1.75時，硫脲則會發生水解，導致硫脲的消耗量增大和金的浸出速率減慢。選擇適當條件（氧化（Fe3+H2O2）、溫度），既利于金氧化，又避免硫脲損失

（2）硫代硫酸鹽法

方法原理:4Au＋8S2O32－＋O2＋2H2O→4Au(S2O3)23－＋4OH－浸出條件：在酸性介質中，8S2O32－會發生分解反應：8S2O32－＋2H+→H2O＋2SO2＋S浸金過程需要在堿性條件下進行，pH值太高，8S2O32－＋6OH-→3H2O＋2SO3＋S-2

導致重金屬（Ag）沉淀。一般用氨溶液。加入亞硫酸鈉(Na2SO3∶Na2S2O3=1∶1)可以防止硫或硫化物的沉淀，并減少硫代硫酸鹽的用量。從浸出液中回收金，也是硫代硫酸鹽法浸金工藝的關鍵問題之一。已研究過的方法，有金屬置換法（鋅粉、鐵粉、鋁粉和銅粉等），活性炭吸附法，樹脂在漿附法等，但都尚不夠十分理想，還有待進一步開發與完善。因為，這直接涉及到浸出液的循環和再生利用、降低試劑消耗以及提高金回收的問題。應用實例A、硫代硫酸鹽浸出含錳金礦美國亞利桑那州的OroBlanco礦區的含錳金礦，礦石含Au3g/t、Ag113g/t、MnO27%，礦石中的金呈細粒狀浸染，銀大部分與MnO2共生。礦石磨至80%－200目，在溫度50℃和液固比1.5∶1條件下，用(NH4)2S2O31.48mol/L、NH34.1mol/L和Cu2+0.09mol/L的溶液，攪拌浸出1～3h，金的浸出率為90%，但銀的浸出率只有70%。B、硫代硫酸鹽浸出含金的硫化鉛鋅浮選尾礦美國新墨西哥州Pecos礦山的硫化鉛鋅浮選尾礦，含Au1.75g/t、Ag22.5g/t、Pb0.5%、Zn0.07%、Fe11.1%、Cu0.4%和S9.8%，用(NH4)2S2O30.5mol/L溶液，在溫度50℃下充入空氣（流速2dm3/min），并進行機械攪拌，經兩段逆流浸出1.5h，金的浸出率為95%，但銀的浸出率只有27%，含金浸出液用活性炭吸附回收金。應用實例C、硫代硫酸鹽浸出含金原生礦針對我國西北地區黃鐵礦－蝕變巖型含金原生礦的特點，曾進行了氨性硫代硫酸鹽溶液浸出金試驗，該礦石含Au3.57g/t，金的粒度細小，主要嵌布于黃鐵礦、褐礦、石英和長石中。礦石磨至－200目達65%，采用（NH4）2S2O30.51mol/L、Na2SO30.2mol/L、NH33.3mol/L和CuSO41.7mol/L的溶液體系，在溫度50℃、pH＞8、液固3∶1的條件下攪拌浸出3h，金浸出率為92.4%，而該礦用全泥氰化法浸出的金浸出率為79.96%。D、硫代硫酸鹽浸出含銅金精礦我國廣東河臺硫化物含銅浮選金精礦，金主要賦存于黃銅礦、黃鐵礦及斑銅礦中，含Au50g/t、Ag25g/t、Cu3.19%、S20.59%。礦石磨至100%－200目，在溫度40℃、液固比3∶1的條件下，采用(NH4)2S2O30.8～1.0mol/L、NH4OH1.8～2.2mol/L和CuSO40.015mol/L的溶液體系充氧攪拌浸出1.5h，金的浸出率達95%。金的精煉

1、火法熔煉法（古老方法）有硫磺共熔法、石鹽共熔法、硝石氧化熔煉法、氯化熔煉法等。勞動強度大、環境條件差、生產效率低、產品純度不高以及原材料消耗大等，近代已很少使用。2、化學精煉法化學精煉法是采用化學方法除去雜質以提純金。有濃硫酸浸煮法、硝酸分銀法、王水分金法、草酸還原精煉法等。3、溶劑萃取法（適應電子工業對金純度越來越高的要求）包括中性、酸性或堿性有機溶劑，如醇類、醚類、脂類、胺類、酮類、含磷和含硫有機試劑均可作為金的萃取劑。對于從堿性氰化物溶液、硫代硫酸鹽溶液以及酸性硫脲溶液中萃取分離金，則主要關注于有機磷類、胺類以及石油亞砜類。4、電解精煉法（金的主要精煉方法）勞動條件好，操作安全，生產效率高，原材料消耗少，產品純度高，并能綜合回收鉑族金屬。通常金泥熔煉產出的金、銀合金和經電解銀后得到的含金陽極泥，均需進一步富集和精煉。富集方法有硝酸蒸煮法和加銀電解法。前者是利用金在硝酸中的不溶性，使金與其他金屬分離開；后者是在銀電解陽極泥中配入一些銀粉，鑄成含金35%左右的銀陽極，再進行電解。加銀電解產出的陽極泥含金可達90%，鑄成粗金陽極進行金電解精煉。圖3-16銅陽極泥硫酸化焙燒-濕法處理工藝流程圖稀硫酸浸出脫銅粗硒硫酸化焙燒濾渣

銅陽極泥SeO2濾液

銀錠銅置換CuSO4溶液CuSO4·5H2O或返回銅電解洗滌烘干鑄錠銅銀粉處理浸金精餾過濾分金液吸收還原Pt、Pd精礦中和分金渣NaClO溶液鋅置換溶液排放返冶煉系統金錠（99.99%Au）洗滌烘干鑄錠金粉精硒草酸浸銀液

還原還原劑銀錠電解銀粉母液處理或回收NH3圖3-17銅陽極泥全濕法處理工藝流程圖稀硫酸浸出脫銅濾渣

銅陽極泥空氣或氧、NaCl浸出液生產CuSO4·5H2O或返回銅電解浸硒浸硒液H2SeO3還原NaClO3殘渣（含0.01%硒）SO2或H2O2Cl2粗硒精餾精硒浸渣浸銀NH3或Na2SO3浸銀渣除鉛HNO3Pb(NO3)2PbSO4

沉淀母液H2SO4電解金錠金還原金粉返銅冶煉草酸或SO2脫鉛渣浸金液浸金浸金渣Cl2+HCl或NaClO3母液Pt、Pd精礦鋅置換母液處理后排放圖3-19從磷鎳鐵電解陽極泥提取貴金屬工藝流程圖濾渣焙燒

磷鎳鐵陽極泥酸洗Pd氯化精礦氯化渣（回收Ag）分離提純送鎳電解酸浸

濾液Pt置換濾渣Au氯化液置換液除銅濾液NaCl130g/L4mol/LHClCl2圖3-20高銻鉛陽極泥濕法工藝流程圖鉛精礦銀粉濾液酸浸

濾渣濾液浸金置換還原高銻鉛陽極泥過濾

濾液還原浸銀濾液濾渣

金粉

濾液銻粉濾液四、稀土的綜合利用

稀土概況：分類：輕稀土、重稀土特性：稀土金屬具有順磁性用途：生產熒光材料、稀土金屬氫化物電池材料、電光源材料、永磁材料、儲氫材料、催化材料、精密陶瓷材料、激光材料、超導材料、磁致伸縮材料、磁致冷材料、磁光存儲材料、光導纖維材料等。鑭(La)、鈰(Ce)、鐠(Pr)、釹(Nd)、钷(Pm)、釤(Sm)、銪(Eu)鈧(Sc)、釔(Y)、釓(Gd)、鋱(Tb)、鏑(Dy)、鈥(Ho)、鉺(Er)、銩(Tm)、鐿(Yb)、镥(Lu)。稀土礦物及礦床

分類礦物名稱英文名稱化學分子式ω（RE2O3）／%分析值理論值碳酸鹽、氟碳酸鹽氟碳鈰礦BastnaesiteCe[(CO3)F]74.89氟碳鈣鈰礦parisiteCe2Ca[(CO3)3F2]60.30～63.3760.89氟碳鋇鈰礦bCordyliteBa(Ce、La)2(CO3)3F247.31～52.1951.55直氟碳鈣釔礦αSynchysite-(y)((Y、Dy)(Ca(CO3)2F)35.35

黃河礦bHuanghOiteBa(Ce、La、Nd)(CO3)2F35.40～39.7139.39瀾石LanthaniteCe2(CO3)3·8H2O54.6554.21碳鈣鈰礦cCalcioancyliteCe(Ca、Sr)[(CO3)2(OH)]·H2O48.72

碳鈰鈉石bCarbocernaite(Sr、RE、Ba)(Ca、Na)(CO3)221.98

我國稀土礦床中主要稀土礦物表分類礦物名稱英文名稱化學分子式ω（RE2O3）／%分析值理論值磷酸鹽獨居石MonaziteCe(PO4)65.1369.73磷釔礦XenotimeY(PO4)62.0261.40水磷鈰石RhabdophaneCe(PO4)H2O63.6864.88氧化物褐釔鈮礦FergusoniteYnbO439.94

易解石Aeschynite(Ce、Th、Y)(Ti、Nb)2O629.36

黑稀金礦Euxenite(Y、U)(Nb、Ti)2O620.82

鈰鈮鈣鈦礦Loparite(Na、Ce、Ca)(Ti、Nb)O328.71

硅酸鹽褐簾石Orthite(Ca、Ce)2(A1、Fe)3[SiO4][Si2O7]O(OH)23.12

硅鈦鈰礦ChevkiniteCe4Fe2Ti3[Si2O7]2O846.24

硅鈹釔礦Gad01initeY2FeBe2[SiO4]20251.5155.40羥硅鈰鈣石BrithoiteCe3Ca2[(SiO4、PO4)3](F、OH)61.9162.00綠層硅鈰鈦礦Rink01iteCeNa2Ca4Ti[Si4015F3]18.55

羥硅鈹釔礦dYberisilite(ΣCe，ΣY)2Be2Si2O8(OH)254.574

我國稀土礦床中主要稀土礦物表包頭白云鄂博贛南、粵北及湘南、桂東、四川工業指標礦床類型原生礦離子吸附型礦重稀土輕稀土邊界品位[ω(REO)]%0.5～1.00.03～0.050.05～0.1最低工業品位[ω(REO)]%1.5～2.00.06～0.10.08～0.15最低可采厚度／m1～21～21～2夾石剔除厚度／m2～42～42～4稀土礦床一般工業指標精礦名稱產品品級或牌號牌號ω(REO)(不小于)%ω（配分）（不小于）%ω（雜質）（不大于）%

FTiO2P2O5CaOTFe氟碳鈰鑭礦精礦REO6868

70.51.0不規定不規定REO6363REO6060REO5555REO5050REO4545REO4040REO35351.5REO3030稀土精礦產品質量標準精礦名稱產品品級或牌號牌號ω(REO)(不小于)%ω（配分）（不小于）%ω（雜質）（不大于）%

FTiO2P2O5CaOTFeREO3030氟碳鈰礦—獨居石混合精礦品級

F

PCaTFe一級品60

7

557二級品55

7

9三級品50

7

10四級品45

8

10五級品40

9

10六級品35

10

15七級品30

12

18稀土精礦產品質量標準精礦名稱產品品級或牌號ω(REO)(不小于)%ω（配分）（不小于）%ω（雜質）（不大于）%獨居石精

礦品級REO+ThO2

TiO2ZrO2SiO2

一級品65.O

1.01.52.5

二級品63.0

1.52.03.0

三級品60.0

2.52.53.5

四級品58.0

3.03.04.5

磷釔礦精

礦品級Y2O3

TiO2ZrO2SiO2

一級品33.0

3.01.24.0

二級品30.0

5.01.55.0

三級品28.0

7.01.85.5

四級品25.0

9.02.06.0

五級品23.0

11.02.56.5

稀土精礦產品質量標準精礦名稱產品品級或牌號ω(REO)(不小于)%ω（配分）（不小于）%ω（雜質）（不大于）%氟碳鈰礦精礦牌

號

Eu203

Ca

G—160

0.158

66C—255

0.1510

812C—350

0.1510

814品級

La2O3CeO2Pr6011Nd2O3Eu2O3HREO

一級品6022454150.153

二級品5522454150.153

三級品5022454150.153

四級品3022454150.153

稀土精礦產品質量標準礦石名稱品

級化

學

成

分ω（REO）

%ω（TFe）

%高稀土鐵礦石特級品≥12.2≥24一級品≥9.2≥24二級品≥7.2≥24高稀土鐵礦石質量標準稀土選礦獨居石、磷釔礦等一般采用磁選、浮選得到精礦含稀土氧化物約60%；氟碳鈰礦等氟碳酸鹽稀土礦物通常用強磁選、重選、浮選得到稀土精礦含稀土氧化物30%～40%。選冶聯合流程，即將含7%～10%稀土氧化物原礦(富礦)，經熱泡沫浮選，得到含60%稀土氧化物的精礦。再用10%的鹽酸浸出，除去精礦中的方解石等碳酸鹽礦物，使精礦稀土氧化物品位上升至70%。最后再焙燒浸出的精礦以除去氟碳鈰礦中的二氧化碳，得到含85%的稀土氧化物產品。選礦應用實例(1)白云鄂博礦與鈮、鐵等共生的綜合性超大型稀土礦礦床，物質成分復雜，礦石嵌布粒度細微，屬難選礦石。先后研究出適合于白云鄂博礦產資源特點的稀土選礦技術。形成了浮選—重選—浮選回收稀土的工藝流程和弱磁—強磁—浮選新工藝、將混合稀土精礦分選為單一氟碳鈰精礦和獨居石精礦的新技術。形成年產含稀土氧化物(REO)為30%～68%的各種稀土精礦能力60000t，其中大于50%REO精礦30000t/a，為我國重要的稀土原料生產基地。(2)山東微山稀土礦熱液脈狀稀土礦床，平均品位REO為3.61%～5.59%，主要礦石類型為氟碳鈰礦。采用全浮、重選兩種選礦方案試驗，全浮精礦品位(REO)達到68.73%，回收率為41.44%；重浮精礦品位(REO)達到70.2%，回收率為45.03%。目前該礦已具120t/d的選礦能力。(3)四川冕寧牦牛坪稀土礦80年代發現并勘探的大型熱液脈狀稀土礦床，礦床平均品位REO為1.07%～5.77%。采用重選—浮選流程獲得含稀土為63%～69%的高品位稀土精礦，稀土回收率為40.8%～69%。圖3-24獨居石海濱砂流程圖篩分卵石、貝殼、碎屑等雜物原礦砂重I浮選強磁選鋯石英精礦泡沫鈦鐵礦精礦

電選

尾礦

金紅石精礦

重選獨居石精礦尾礦

中礦

電選強磁選篩分+-石英相比重輕的硅酸鹽等礦物輕方案強磁選

磁性礦物

II磁選鈦鐵礦精礦電選電選

尾礦

鋯石英精礦

強磁選

金紅石精礦

尾礦

強磁選重選

獨居石精礦中礦強磁選強磁選III電選重選

尾礦

金紅石精礦電選

獨居石精礦

電選

尾礦

鋯石英精礦

鈦鐵礦精礦稀土礦的分解與凈化自然界中沒有單一稀土的礦物存在，由于鑭系元素它們的物理性質和化學性質十分相似；在稀土礦物中賦存的雜質元素較多，如釷、鈾、鈮、鉭、鈦、鋯、鐵、鈣、硅、氟、磷、鉛等。所以要想獲得單一稀土金屬、氧化物和各種鹽類，是比較困難的，并且分離稀土元素的工藝是比較復雜的，必須經過濕法冶金過程，將稀土礦物分解進入水溶液中，除去非稀土雜質，制成純凈的混合稀土溶液，再采用化學分離法、溶劑萃取法、離子交換法、氧化還原法得到富集物作為商品出售。化學分離法其中又分為分步法(分步沉淀、分步結晶)和氧化還原法。分步法是分離稀土元素的最古老、最經典的方法，現已被萃取法和離子交換樹脂色層法所取代。我國目前稀土分離工藝技術的總體水平與國外相當。生產的單一稀土產品有上百種，單一稀土氧化物的純度可達95%～99.99%，個別產品可達99.999%(如Y2O3)。火法冶金僅用來生產硅鐵稀土合金和稀土金屬，所以說稀土的冶煉基本上是濕法冶金化工過程。1、硫酸法分解獨居石

一般含REO約50%的精礦，粒度在45-100目即可。首先將獨居石與濃硫酸在生鐵反應槽中混合，外加熱到所需溫度，在攪拌條件下反應2-4h，分解率可達到97%-99%，分解反應如下：反應時硫酸的理論用量約為0.6倍的獨居石重量。但根據不同的要求，控制不同的反應條件，可以得到不同的反應效果：H2SO4/獨居石=1.5-2.5，反應溫度為230-250℃，水浸液REO為50-70g/L，可以使稀土和釷的硫酸鹽全部進入溶液，H2SO4/獨居石=1-15，反應溫度為300-50℃，在高壓釜中反應，水浸時控制水浸液中含REO為50-70g/L，可以使稀土溶解，而釷不溶解。2、燒堿法分解獨居石燒堿法分解獨居石對精礦品位要求高，精礦應磨細到325目上下，適當地控制好分解溫度、堿用量和堿液濃度，當反應溫度超過200℃后，得到的氫氧化稀土酸溶液就比較困難，需加入少許的氟化鈉做助溶劑提高溶解速度。分解反應：分解條件：獨居石精礦含獨居石98%，磨細至-325目占95%，堿用量為NaOH/獨居石=1.5，堿液濃度為50%-60%，反應溫度為140-150℃（常壓反應）或170-175℃（0.3-0.4MPa壓煮），前者反應4-6h，分解率達97%，后者反應2h，分解率達99%。如果獨居石中含有少量的磷釔礦，則磷釔礦在此溫度下不易分解，分解溫度應增加到230-250℃才能分解完全。圖3-25各種硫酸法分解獨居石工藝流程圖鈉復鹽沉淀硫酸分解獨居石回收RE回收U、RE、Th加熱HNO3溶解煮沸堿轉化回收URE2(SO4)3結晶回收RE回收U、RE、Th回收RE