一、矿石性质 某矿为含砷、硫铜矿床，矿石类型为次生富集硫化铜矿。金属矿藏含量占5.9%，首要有用金属矿藏为黄铁矿、蓝辉铜矿－辉铜矿、铜蓝、硫砷铜矿－块硫砷铜矿以及少数至微量的硫铁锡铜矿、（砷）黝铜矿、黄铜矿、斑铜矿、蓝铜矿等。铜矿藏中蓝辉铜矿占矿藏总量的0.8%，硫砷铜矿及铜蓝占0.2%。黄铁矿是首要的硫矿藏，占4.9%。脉石矿藏首要是石英，含量占53.8%，其次有35.2%的明矾石和地开石，以及11%的黏土矿藏等。原矿多元素化学分析成果见表1。表1  原矿多元素化学分析成果组分Au／10－6CuCaOMgOAg／10－6AsSSiO2Al2O3Tfe质量分数0.160.58＜0.010.011.640.036.5863.6410.94.22 由表1可见，矿石中首要有价组分为铜、硫及伴生有利组分金、银、铅、锌、锡等，有害元素为砷。砷首要赋存在硫砷铜矿中。除铜、硫外其他几种元素含量均未到达可供归纳点评的含量标准。原矿含铜0.58%，属低档次铜矿。伴生的少数金可富集于铜精矿中，不用独自收回。 矿石中矿藏以粗粒嵌布为主，其间首要铜矿藏的工艺粒度＋0.074mm达85%以上。黄铁矿粒径0.01～0.60mm，以0.08～0.40mm居多，破碎至－2mm时75%左右的黄铁矿已单体解离。原矿磨至细度－74m含量占60%～70%时，各种金属矿藏的单体解离度均在85%以上；但有部分铜矿藏散布于黄铁矿粒间、裂隙中与黄铁矿包括或连生，或呈星散状散布在脉石矿藏间，与脉石矿藏连生。这部分铜硫矿藏联系杂乱，粗磨条件下难以单体解离，形成别离困难，因而考虑恰当细磨或混合精矿再磨后别离。 铜的物相分析成果见表2。表2  原矿中铜化学物相分析成果硫化铜氧化铜总计原生次生自在铜结合铜硫化铜氧化铜含量占全铜含量占全铜含量占全铜含量占全铜占全铜占全铜0.023.51.4170.690.1118.970.046.8474.1925.81 二、选别工艺流程的断定 硫化铜作为铜的首要矿藏，浮选是其首要的选矿办法。根据矿石性质，本实验研讨的首要意图是选铜，在铜精矿中伴生收回金，经济可行时归纳收回硫。其他有用组分的收回暂不考虑。因为原矿中的首要铜矿藏为蓝辉铜矿，可浮性很好，且嵌布粒度较粗，因而，经过探究实验结合矿石工艺矿藏学研讨成果，断定选用一段粗磨后闪速浮选部分铜、铜硫混选后再磨分选工艺，在铜矿藏根本到达单体解离条件下，闪速浮出高档次易选铜矿藏，削减铜矿藏在中矿循环中形成的丢失；剩下较难浮的铜矿藏与黄铁矿混合浮选，经再磨使铜硫充沛解离后再分选。 三、选矿实验 （一）一段粗磨丢尾 矿石中金属矿藏嵌布粒度较粗，易于单体解离不同磨矿细度的实验成果见表3，实验流程参见图l。成果表明，磨矿粒度在－74μm含量占50%～87%之间改变时，尾矿中铜的丢失率都较低，且改变不大；当原矿磨至－74μm含量占51%时，尾矿中铜的档次为0.024%，丢失率只占2.66%，完全能够作为合格尾矿丢掉。因而，一段磨矿选用粗磨（细度－74μm含量占5l%）即可抛除尾矿。表3  磨矿细度实验成果磨矿细度／－74μm产品称号产率铜档次铜收回率42铜粗精矿19.722.895.2尾矿80.280.0354.851铜粗精矿19.592.9997.33尾矿80.410.0242.6662铜粗精矿18.723.2396.87尾矿81.280.0243.1270.8铜粗精矿15.43.6497.36尾矿84.60.0182.6487铜粗精矿16.093.3997.01尾矿83.910.0202.99图1  铜粗选条件实验流程（2）闪速浮出易浮高档次铜矿藏 矿石中蓝辉铜矿为首要含铜矿藏，占总铜含量的70%以上，此外还含有部分含砷铜矿藏。一般来说，蓝辉铜矿与硫砷铜矿可浮性好，易上浮，这部分可浮性较好的矿藏只需增加少数挑选性强的捕收剂，在极短浮选时间内即可选出高质量的一步铜精矿。闪速浮选计划与惯例选铜计划比较（见表4），所获铜精矿铜收回率附近，但铜档次较高。 表4  闪速浮选计划与惯例选铜计划目标比照计划称号产品称号产率铜档次铜收回率闪速浮选铜铜精矿1.8231.1793.53惯例浮选铜铜精矿2.3523.8793.64 （三）浮选工艺条件 1、粗选适合的pH值 原矿中含有很多黄铁矿，因而选用石灰作为矿浆pH值调整剂，一起在磨矿过程中增加石灰还能够较好地按捺黄铁矿。石灰用量的多少对浮铜目标有较大影响，不同石灰增加量对浮铜粗选实验的影响如图2所示，实验流程参见图l。随石灰增加量的增加，铜粗精矿档次及收回率均逐步增高，铜粗精矿档次则先逐步升高，至1500g／t今后下降，挑选石灰适合用量为1000～1500g／t。图2  石灰用量实验成果     2、浮铜捕收剂品种及用量实验 闪速浮铜，铜矿藏捕收剂的挑选非常重要。本实验调查了黄药、Z－200、乙硫氮、SP、黄药／丁基铵黑药等铜捕收剂的挑选性，进行了捕收剂的挑选实验。实验成果见表5，实验流程参见图1。成果表明，SP具有较好的浮选作用，其铜档次和收回率均较高。跟着其用量的增加，铜收回率随之增加，但档次亦随之下降。适合的捕收剂用量为10g／t左右。SP捕收剂用量实验成果如图3所示。 表5  铜捕收剂挑选实验成果捕收剂各类与用量／（g·t－1）产品称号产率铜档次铜收回率丁基黄药20铜粗精矿4.3811.6684.24尾矿95.620.115.76原矿100.00.607100.0Z－200 30铜粗精矿7.436.8485.92尾矿92.570.0914.08原矿100.00.592100.0乙酸20铜粗精矿3.9312.2280.01尾矿96.010.12519.99原矿100.00.6100.0SP 10铜粗精矿2.4422.2484.5尾矿97.560.10515.5原矿100.00.598100.0丁基黄药∶丁基铵黑药20∶5铜粗精矿6.877.5489.69尾矿93.130.06410.31原矿100.00.58100.0图3  捕收剂SP用量实验成果3、铜硫混合浮选捕收剂实验 铜硫混浮在弱碱性介质中进行。丁基黄药在弱碱性介质中对黄铁矿有较强的捕收才能，作为铜硫矿藏的捕收剂，考虑选用混合捕收剂。实验条件：将闪速浮铜后的尾矿作为给矿，为按捺脉石矿藏的夹藏上浮，捕收剂前增加适量的水玻璃，进行不同份额混合捕收剂用量条件实验。铜硫混浮捕收剂用量实验成果见表6。实验成果表明，丁基黄药与丁基铵黑药混用，其适合份额为丁基铵黑药∶丁基黄药＝l∶2。组合捕收剂适合的用量为丁基铵黑药、丁基黄药分别为15、30g／t。 表6  铜硫混浮捕收剂用量实验成果捕收剂用量／（g·t－1）产品称号产率铜档次铜作业收回率丁基铵黑药10粗精矿5.501.9872.73尾矿94.500.4827.27给矿100.00.166100.0丁基铵黑药20粗精矿6.861.7974.53尾矿93.240.04525.47给矿100.00.165100.0丁基铵黑药∶丁基黄药7.5∶15粗精矿10.411.2982.29尾矿90.340.03217.71给矿100.00.163100.0丁基铵黑药∶丁基黄药10∶20粗精矿9.581.6585.77尾矿90.420.02914.23给矿100.00.18100.0丁基铵黑药∶丁基黄药10∶5粗精矿10.121.3378.10尾矿90.880.04211.90给矿100.00.17100.0丁基铵黑药∶丁基黄药15∶7.5粗精矿13.081.1082.54尾矿86.920.03517.46给矿100.00.17100.0丁基铵黑药∶丁基黄药10∶10粗精矿11.501.1876.92尾矿90.340.0468.76给矿100.000.18100.0丁基铵黑药∶丁基黄药15∶15粗精矿13.561.0580.46尾矿86.440.0419.54给矿100.00.18100.0 4、铜硫别离实验 石灰是铜硫别离中有用而廉价的按捺剂。因为部分铜矿藏与黄铁矿联系密切，粗磨条件下难以单体解离，须经过再磨使金属矿藏进一步解离，为铜硫别离创造条件。一起再磨还可脱除矿藏表面吸附的剩余药剂，呈现新鲜的矿藏表面，有利于CaO对黄铁矿的充沛按捺，然后进步铜硫别离作用。实验条件：将铜硫混浮精矿作为给矿，进行再磨与不再磨，及增加不同按捺剂等条件实验。铜硫别离实验成果见表7。实验成果表明，对混合精矿进行再磨并一起增加以石灰为主的按捺剂，铜粗精矿的档次和收回率都有显着进步，硫粗精矿的收回率也有所进步。由此可见，再磨能够显着改进铜硫别离作用。由表7成果可知在磨机中增加石灰800g／t和钠200g／t后铜硫别离目标略佳，归纳考虑，挑选铜硫别离作业条件为再磨细度－74μm95%，一起在磨机中增加石灰l000g／t。 表7  铜硫别离实验成果实验条件产品称号铜档次硫档次铜作业收回率硫作业收回率空白铜粗精矿1.5639.6585.0986.83硫粗精矿0.5812.7614.9113.17石灰800g／t铜粗精矿7.3234.1969.7613.28硫粗精矿0.4229.5630.2486.72再磨细度－74μm95%石灰1000g／t（参加磨机）铜粗精矿10.9138.0675.9211.09硫粗精矿0.3329.124.0888.91再磨细度－74μm95%，石灰800＋漂200g／t  （参加磨机）铜粗精矿8.5429.4476.859.53硫粗精矿0.3128.7223.1590.47铜粗精矿11.2936.3676.3610.26再磨细度－74μm95%，石灰800＋钠200g／t（参加磨机）硫粗精矿0.327.3123.6489.44 表8  小型闭路实验成果产品称号产率档次收回率CuAu，g／tSCuAuS铜精矿1.8231.174.727.5993.5352.177.89硫精矿6.530.320.7843.23.4431.0644.31尾矿91.650.020.033.323.0216.7747.8原矿100.00.60.176.36100.0100.0100.0图4  闭路实验工艺流程     四、结语    （一）本实验研讨紧密结合矿石特性，运用简略的SP－石灰工艺，在低捕收剂用量情况下，选用粗磨抛尾、闪速浮铜、铜硫混浮再磨分选工艺，选别低档次铜矿，获得了杰出的选矿目标。 （二）在较粗磨矿细度下使用对铜挑选性好的捕收剂SP，闪速浮选出部分已单体解离、可浮性好的铜矿藏，削减铜矿藏在中矿循环形成的丢失，有利于铜的收回。 （三）本实验研讨成果可作为经济开发该低档次铜矿的技能根据。

连南氧化铜矿，当原矿档次高时（6-11%）选用浸出—电积法收回铜，铜的浸出率到达93-98%。 在民采的矿石中还有些低档次的氧化铜矿原矿含铜1.34%，其间氧化铜占73.13%，结合铜占16.42%，硫化铜占10.45%，要用浮选法先富集，然后再浸出。 咱们对该矿石进行了选矿实验，其工艺流程为：将矿石磨至-200 目占64%，以为调整剂，以丁黄药及羟肟酸为捕收剂，2#油为起泡剂，进行一次粗选一次扫选取得粗精矿，粗精矿产率为20.75%，含铜6.13%，收回率83%。

一、概述 跟着金属铜消费的日益增加，铜矿石档次逐步下降，对一些低档次铜矿、浮选尾矿、表外矿，乃至一些废矿坑、难以挖掘的矿脉，都需求进行处理。用火法治炼处理这些物料，明显不划算，而堆浸、就地浸出等办法，越来越受到重视。溶剂萃取，是处理这些低浓度铜浸出液的有用办法。 金属溶剂萃取始于19世纪中期，在初期近100a的时刻里，溶剂萃取只在分析化学领域中得到使用，到了20世纪40年代，出于战役的需求，核燃料工业迅速开展，于1942年建成，并投产了世界上第一座具有商业性质的溶剂萃取精制铀的工厂，到1960年，全世界建起了20多座萃取工厂，从此，溶剂萃取在核燃料工业中，得到广泛地使用，今后在稀土元素的别离等方面，也取得了很好的工业成效。自20世纪60年代中期以来，特别是到了70年代，呈现了下列一些新情况，进一步促进了溶剂萃取技能的开展： ①金属消费量增加，矿石档次下降； ②因为资源挖掘的需求，一些低档次矿、尾矿、表外矿，乃至一些废矿坑、难以挖掘的矿脉，都需求进行处理，用火法冶炼处理这些物料明显不划算，而堆浸、就地浸出等办法越来越受到重视； ③环境保护的日益严厉； ④有必要收回杂乱矿石的有用组分，丰厚的海洋资源尚待开发，而这些物料常常是单纯火法冶炼不能凑效的。 20世纪60年代末，世界上第一座铜萃取工厂投产，在今后10多年的时刻里，世界上许多大型铜萃取工厂相继建成，确立了金属溶剂萃取在铜湿法冶金中的位置。跟着溶剂萃取-电解(SX－EW)技能的逐步鼓起，经过矿石浸出出产精铜，现在已占总产量的13%。1998年的精粹出产才能为1622.8万t。1980～1990年，世界上的精粹出产才能，平均为1233.1万t。经过这以后的4a，与曩昔的15a的平均值比较，精粹才能增加了26%。萃取-电解出产才能增加了286%，大部分发作在智利。 以上充分说明了溶剂萃取，是处理这些低浓度铜浸出液的有用办法，溶剂萃取技能在铜冶炼中的使用，越来越广泛。 二、规划条件 某矿山的矿石铜档次为1.81%，银为17～31g/t。矿体由3层组成：上层为页岩矿，占42%，矿藏以黄铜矿为主，次为斑铜矿，叶岩成分以方解石、泥质为主，次为石英；中下层为砂岩矿，以游离氧化铜、结合氧化铜为主。全矿区铜总氧化率大于70%，硫化率不高。为了收回矿中的氧化矿和硫化矿，经过实验研讨，决议选用先浮选将硫化矿和银选出，浮选尾矿选用拌和浸出、萃取电积的工艺流程，规划规划年产5000t电积铜，浮选后的尾矿铜档次为1.27%，选用拌和浸出后的浸出液铜浓度为2.5g/L，铁为3.5g/L，液量为300m3/h，经过萃取，使铜浓度富积到电积要求(50g/L左右)，萃余液铜浓度≤0.15g/L，反萃用废电解液含铜35g/L。 三、萃取工艺流程 萃取工艺流程，见下图。萃取工艺流程图 四、萃取剂的挑选 常用工业萃取剂分为4类：一类中性萃取剂；二类碱性萃取剂；三类酸性萃取剂；四类螯合萃取剂。挑选萃取剂应考虑以下要素： ①萃取剂的来历应当足够； ②萃取剂的报价应相对廉价； ③萃取剂在水相中的溶解度应相对小； ④萃取剂的安稳性杰出，在萃取循环中发作降解； ⑤混合时，萃取剂应不与水相生成安稳的乳化物； ⑥萃取剂有较大的萃取容量； ⑦有杰出的动力萃取功能，即萃取平衡速度快。 已用于工业的铜萃取剂首要有Lix64N，SME529，Lix622，P－5000，P5100，Lix864，Lix984等。 本项目中选用的萃取剂，已成功用于出产的是Lix984，因其别离速度快、萃取效率高、铜铁别离系数为2000～2500，对该项意图浸出液具有很好的针对性。稀释剂选用260号火油。10%的Lix984饱满容量为5.1～5.4g/L，净铜交流容量≥2.7g/L，萃取平衡点≥4.4g/L，萃取速度30s，萃取分相≤70s，反萃液酸度150～160g/L，反萃速度30s，反萃分相≤80s。 萃取比较：O/A=(215－0115)/217=0187； 萃取级数：依据半工业实验取2级； 反萃比较：O/A=(50－35)/217=516； 混合停留时刻取3min。 五、萃取设备的选型核算 萃取设备为萃取过程中完成两相触摸与别离的设备。工业萃取设备依照作业特色，分为微分萃取器和级式萃取器。前者是轻、重两相相向活动，在塔体内接连触摸平衡，喷淋塔和填料塔即属于此类；级式萃取器的典型设备是混合弄清器，它是两相在同一个容器(混合室)内混合平衡，随后在另一个容器(弄清室)内进行分相，两相别离相向流入下一个混合弄清级再触摸平衡、分相。现在工业使用较多的萃取设备为混合弄清器，混合-弄清槽面世最早。 混合－弄清槽有以下长处： ①处理量大，级效率高； ②结构简略，简单放大和操作； ③两相流量比规划大，工作安稳牢靠，易于开、罢工，对物系适应性好，对含有少数悬浮固体的物料也能处理； ④易完成多级接连操作，便于调理级数，设备不需求巨大厂房和杂乱的辅佐设备。 混合－弄清槽有以下缺陷： ①一般混合－弄清槽占地大，溶剂储量大； ②因为需求动力拌和设备和级间的物流运送设备，因而设备费和操作费较高。 影响萃取操作的要素许多，如物系性质，操作条件和设备结构。针对某一物系，在必定的操作条件下，挑选适合的萃取设备以满意出产要求是十分必要的。挑选萃取设备的考虑要素如下： ①安稳性及停留时刻； ②所需理论级数； ③物系的涣散与凝集特性； ④出产才能； ⑤防腐蚀及防污染要求； ⑥建筑物场所要求。 归纳考虑了以上要素，再结合出产实践，本项目萃取设备选用已成功用于出产实践的混合弄清萃取箱。 经过核算断定萃取箱的尺度，以单级核算为根底。 1、混合室有用容积 V＝Qt/60=(300＋300×0..87)×3/60=28.05m3 式中　V有用－混合室的有用容积，m3； 　　　Q－两相料液总流量，m3/h； 　　　t－混合时刻，3min。 2、混合室尺度 选用方形混合室，两相料液由槽底导流管导入，则混合室尺度可按下式核算：式中　B，C，H0－别离为混合室的长、宽、高的有用尺度，m。 混合室实践高度H取1.25H0，即： H=1.25H0=1.25×3.04=3.8m。 3、弄清室尺度 弄清室面积按下式核算：式中　S－弄清室面积，m2； 　　　R－弄清速率，m3/(m3·h)。 弄清室选用矩形，则弄清室的长、宽为：式中　L，W－弄清室的长、宽。 弄清室深度，选用浅池式弄清室，即弄清室深度比混合室深度要小，以削减弄清室内不必要的有机相占用量。依据经历数据和出产实践，选用混合室的有用深度为900mm，实践高度为1200mm。 4、拌和器尺度和拌和功率 拌和器选用涡轮拌和器，涡轮选用6个叶片，即Z=6。 涡轮直径：D=B/3=3.04/3=1.01m 叶片宽度：B1=0.16×D=0.16×1.01=0.16m 叶片长度：L=0.25D=0.25×1.01=0.25m 拌和功率：萃取系统的单位容积输入功率为0.8～1kW/m3，则拌和功率为27kW，选用30kW的6级调速电机。 反萃取箱的核算办法同上。 萃取、反萃取箱体的首要尺度见下表。 萃取、反萃取箱体尺度表六、结语 1、经过以上规划实践，选用溶剂萃取法提取含铜溶液中的铜，具有高效率、自动化、能耗低的长处，并易于操作。 2、首要技能经济指标：湿法炼铜出产成本每t铜约6000～8000元；每t铜出资在8000～10000元；建设周期为015～2a；铜的收回率和酸耗，取决于矿石档次和性质。萃取工序铜收回率为9915%，Lix984耗费每t铜为3～4kg。 3、该技能可适用于难选低档次氧化铜矿、氧化-硫化混合矿、低档次硫化矿、含铜废石及废水、冶炼炉渣及老尾矿等，在高海拔和冰冷区域也可使用。该技能不光扩展了铜资源的使用规划，并且有很好的经济效益和社会效益。规划可大、可小，无环境污染。

我国是一个铜金属紧缺国家，依据对矿产资源的猜测和现在的开发速度，到2020年，铜矿资源将严峻缺少。我国铜金属保有储量虽然有6000多万t，但富矿少、贫矿多、矿石档次偏低，硫化铜矿资源越来越少，而铜的需求量还在添加，氧化铜矿的处理问题变得日益突出。现在在国际铜矿床中，混合矿和氧化矿占10%～15%，其储量约占铜金属总储量的25%。在我国的铜矿资源中，氧化铜矿也占有重要的位置，除大多数硫化铜矿床上部有氧化带外，还有储量巨大的独立的氧化铜矿床。因而，展开氧化铜矿石的选矿实验研讨具有十分重要的含义。 一、原矿性质 原矿的多元素分析成果见表1，铜的物相分析成果见表2。表1  原矿多元素化学分析成果元素CuAgAuTfeSAsMgOAl2O3PbSiO2ZnCaO质量分数0.6810.3＜0.22.520.15＜0.10＜0.13.37＜0.0587.040.0131.51     注：Au、Ag档次单位为g／t。 表2  铜物相分析成果相别硫化物铜游离氧化铜结合氧化铜硫酸盐总铜氧化率质量分数0.030.440.180.030.6895.59散布率4.4164.7126.474.41100.0 （一）实验矿样含铜0.68%，银10.3g／t。矿石中首要金属矿藏为赤铜矿和孔雀石。脉石矿藏以石英、白云石、白云母、方解石为主。矿石中的硫化铜矿藏占4.41%，其他为氧化铜，占95.59%。 （二）该矿石中结合氧化铜占26.47%，为不可选的铜，可能会影响铜的收回率。 （三）该矿氧化率高达95.59%，归于氧化矿。 （四）因为该矿石归于氧化矿，矿石中的硫化铜等矿藏处在进一步氧化的过程中，矿藏的表面活性和新鲜的硫化铜有所区别，对浮选会有必定的影响。 （五）矿石中的孔雀石首要都是以集合体的方式呈脉状浸染状产出，碎磨时易发作泥化，对浮选会发作晦气影响。 二、实验研讨 对矿样进行具体的工艺矿藏学研讨标明，选矿的意图矿藏为铜；而铜档次低，氧化率较高；选铜的一起考虑伴生有价元素银的收回。浮选实验准则流程见图1。图1  浮选实验准则流程 （一）活化剂品种及用量实验研讨 首要进行了活化剂品种及用量实验研讨，氧化铜矿浮选活化剂首要有、D2两种；依据浮选实验准则流程，磨矿细度在－74μm70%时得到活化剂用量与铜精矿的档次及收回率的联系见图2、3。图2  活化剂用量与铜精矿档次及收回率的联系图3  活化剂D2用量与铜精矿档次及收回率的联系 从图2能够看出，用量在800＋400g／t时得到的铜精矿的档次和收回率相对较高，所以作为活化剂时的用量为800＋400g／t。 从图3能够看出，D2用量在300＋150g／t时得到的铜精矿的档次和收回率相对较高，所以D2作为活化剂时的用量为300＋150g／t。 从表3比较可得，活化剂挑选作用较好精矿档次及收回率目标相对较高，其用量为800＋400g／t。 表3  活化剂的目标比照活化剂用量／（g·t－1）档次收回率800＋40014.0868.17D2300＋15013.6859.43（二）捕收剂品种及用量实验研讨 依据浮选实验准则流程，磨矿细度在一74μm 70%，捕收剂用量及品种实验目标比照成果见表4。表4  捕收剂的目标比照捕收剂用量／（g·t－1）档次收回率乙基钠黄药100＋5013.2158.54丁基钠黄药100＋5014.0868.17丁基铵黑药100＋5014.0841.33异戊基黄药100＋5013.8666.15 从表4比较可知，捕收剂挑选丁基钠黄药作用较好，精矿的档次及收回率目标相对较高，其用量为100＋50g／t。 （三）磨矿细度条件实验研讨 依据浮选实验准则流程，活化剂用量在800＋400g／t，捕收剂丁基钠黄药用量在100＋50g／t时，得到磨矿细度与铜精矿档次及收回率的联系见图4。图4  磨矿细度与铜精矿档次及收回率的联系 从图4可知，磨矿细度为－74μm 75%时，铜精矿收回率及档次均较高，选别目标较好。 （四）优先浮选闭路实验流程 通过上述的磨矿细度、活化剂和捕收剂条件实验可知，在磨矿细度为－74μm 75%时、活化剂粗选用量为800g／t时、捕收剂丁基钠黄药粗选用量为l00g／t时能够得到最佳的作用。而为了确保精矿的档次及收回率，挑选一次粗选、三次精选和三次扫选作为优先浮选闭路实验流程，如图5所示，实验成果见表5。     图5  浮选闭路实验流程表5  浮选闭路实验成果产品名称产率铜档次铜收回率铜精矿1.9825.9676.62尾矿98.020.1623.38原矿100.00.67100.0 浮选闭路实验可获得铜精矿产率1.98%、铜档次25.96%、铜收回率为76.62%的抱负目标。 三、矿石中银的收回 依据对矿样进行的工艺矿藏学研讨标明，原矿中的有价金属除了铜之外，还有与铜伴生的银，含量为10.3g／t。选铜的时分一起考虑伴生银的收回。 矿石中银的收回状况见表6。表6  矿石中银的收回状况产品名称产率银档次／（g·t－1）银收回率铜精矿1.98264.257.16尾矿98.024.0042.84原矿100.09.15100.0 通过浮选闭路流程实验，终究铜精矿中银档次到达264.2g／t，银收回率为57.16%，对银的收回作用较好。 四、结语 （一）实验矿样含铜0.68%，银10.3 g／t。矿石中首要金属矿藏为赤铜矿和孔雀石。脉石矿藏以石英、白云石、白云母、方解石为主。 （二）该矿石中结合氧化铜占26.47%，为不可选其他铜，可能会影响铜的收回率。因为该矿石归于氧化矿，矿石中的硫化铜等矿藏处在进一步氧化的过程中，矿藏的表面活性和新鲜的硫化铜有所区别，对浮选会有必定的影响。矿石中的孔雀石首要都是以集合体的方式呈脉状浸染状产出，碎磨时易发作泥化，对浮选会发作晦气影响。 （三）进行了很多的条件实验研讨，终究浮选闭路实验成果为，铜精矿产率1.98%，铜档次25.96%，铜收回率76.62%。 （四）矿样中有用贵金属银首要与铜伴生，终究铜精矿中银档次到达264.2g／t，银收回率为57.16%。 （五）因为实验矿样采自矿体表层，氧化率较高；跟着矿体挖掘深度的改变，矿石中的硫化矿藏及档次会有所添加，选矿目标也会随之进步，收回率有望到达85%以上。

永平铜矿低品位原生硫化矿细菌浸出半工业试验取得突破　　日前，永平铜矿低品位原生硫化矿细菌浸出半工业试验取得了突破性的进展，为下一阶段进行的堆浸产业化工程设计提供了可靠依据。　　该矿的矿石中存在大量的低于露采工业品位的原生硫化矿，如何有效地加以利用，是有关部门一直在思考的课题。为进一步加快堆浸产业化进程，该矿联合有关科研单位对堆浸产业化进行了可行性研究，并从去年7月开始进行了5000吨级低品位原生硫化矿细菌浸出半工业试验。试验由该矿生产技术部、赛尔电积铜厂联合长沙矿山研究院共同进行，场地设在西部排土场，采用细菌浸出的新方法，通过跟踪检测、及时统计、科学分析等办法，获得了可靠的数据资料。经过8个月的努力，试验取得了良好效果，年浸出率达到了预计值。　　据悉，该试验还证明，采用细菌浸出的方法，不仅可有效地利用该矿低品位原生硫化矿资源，而且对40万吨硫酸厂附产的稀硫酸等产品的就地使用有着积极意义。

一、低档次镍铜矿的浸出 （一）浸 低档次氧化镍矿选用的复原焙烧—浸工艺又称Caron法，由Caron教授创造，50年代古巴尼加罗(Nicaro)冶炼厂和70年代澳洲QNI 公司的Yabula镍厂相继建成此法出产线，全流程镍的收回率到达75%-80%，钴收回率约40%-50%。复原焙烧的意图是使硅酸镍和氧化镍最大极限地被复原成金属，可选用回转窑、多膛炉或流态化炉，复原度一般操控在60%-70%，均匀停留时刻约0.5h，一同操控复原条件，使大部分Fe3+复原成Fe3O4，只要少部分Fe3+被复原成金属，结合的氧化镍( 如NiO·SiO2，NiO·Fe2O3)复原为生动的、游离的金属镍。所谓浸，是用性溶液在常压下选用多级逆流浸出办法将复原焙烧产出的焙砂中的镍、钴以Ni(NH3)62+、Co(NH3)62+的方式转入溶液中，而铁、镁等存在于渣中，然后到达镍、钴与铁等的开端别离。浸法最大缺点是钴的收回率不高，小于60%。 低档次氧化铜矿也可采纳浸办法，如云南东川汤丹氧化铜矿处理的高碱性脉石氧化铜矿，含铜0.8%-1.5%，片岩型矿，风化较好，碳酸盐含量较高，矿藏中碱性脉石(CaO＋MgO)含量达10%以上。若选用酸浸工艺，不只耗酸量大，经济上不合理；一同由于酸浸时生成许多的硫酸钙易使矿堆板结，不利于溶液的浸透。该厂是我国首家选用低浓度浸堆浸办法的铜厂，整体工艺由北京矿冶研讨总院规划，规划才能为年产阴极铜300-500t。矿石为露天挖掘，经颚式破碎机二级破碎，碎后粒度约50mm，分区筑堆，每层堆高6m。矿堆铺设滴灌网滴灌浸出，一同按捺的蒸腾。浸出液含铜1-1.5g/L，萃取提铜后经汽浮池浮油处理回来浸堆。萃取系统为两级萃取、一级洗刷、一级反萃作业。首要试剂液的耗费约为1.5tNH3/tCu。 （二）酸浸 高压酸浸工艺处理氧化矿始于20世纪50年代末，工艺技能中心包含高压釜技能和溶液处理技能。与复原焙烧-浸工艺比较，高压酸浸工艺具有能耗低、镍收回率高、钴浸出率高(可以到达90%以上)等长处。低档次氧化镍矿的高压酸浸法一般用硫酸挑选性浸出镍和钻，包含矿浆制备、浸出和镍钴收回3道工序。矿石经过洗刷与筛分，加水制成固含量25%的矿浆，进稠密机稠密。底流中固体占45%～75%，用泵送至浸出段。在250-270℃、4-5MP的高温高压条件下，用稀硫酸将镍、钻等与铁、铝矿藏一同溶解，并操控必定的pH值等条件，使浸出的少数铁、铝和硅等杂质元素水解进入渣中，镍、钴挑选性进入溶液。浸出液用复原中和、沉积，得到高质量的镍钴硫化物，再经过传统的精粹工艺配套产出终究产品。澳大利亚西部考斯( Cawse)、布隆( Bulong)和莫林莫林( Murrin Murrin)三个镍厂均选用高压酸浸法处理低档次氧化镍矿，首期工程年出产才能2.7-3万t，总出资额为21.6亿澳元。高压酸浸法最大的长处是钴的浸出率高，可达90%以上，大大高于其他流程。但高压酸浸法只合适处理含镁低的氧化矿，由于镁含量高会加大酸耗量并影响后续工艺流程。此外，由于高压酸浸进程中浸出液一直处于过饱满状况，溶液中不断有固体沉积发作，大部分沉积构成浸渣，少部分在高压釜内部构成结垢，影响高压酸浸工艺的运转。高压酸浸需选用高压条件，对设备、规划、出资、操作操控等有很高要求，也影响了其推广运用。因此，若能完成在常压条件下操作，则会给氧化矿的处理技能带来性改变。 常压酸浸法处理氧化镍矿的一般工艺为：对矿石先进行磨矿和分级处理，将磨细后的矿浆参加10%稀硫酸溶液，浸出温度约90℃，常压下拌和，将矿石中的镍浸出进入溶液，镍浸出率可达80%，钴的浸出率可到达60%以上。浸出液再用碳酸钙进行中和处理，过滤进行液固别离，得到的浸出液用CaO或Na2S做沉积剂进行沉镍。欧洲镍公司( European Nickel)现在正在土耳其进行大规划堆浸试验处理氧化镍矿，有望建成国际上第一座选用堆浸技能提取镍和钴的工厂。常压酸浸法的缺点是矿堆简单板结，溶液浸透性差，影响浸出效果；Fe3+和Al3+等被许多浸出，浸出渣量大，酸耗较高；此外，除铁是一切常压酸浸工艺有必要面对的难题。 常压酸浸法用于低档次氧化铜矿的成功事例是中条山铜矿峪铜矿，该矿是我国初次选用地下溶浸技能处理难选低档次氧化铜矿，由北京矿冶研讨总院和长沙矿山研讨院规划，规划才能为500tCu/a，1999年5月投产。地下溶浸技能是一种采、选、冶相结合的矿藏处理技能，不需要把矿石挖掘出来，不损坏植被和生态，对环境没有污染，对那些档次低、埋藏深、不宜挖掘或工程地质条件杂乱，用惯例技能无法挖掘或不经济的矿体有重要意义。中条山铜矿峪铜矿在930m标高的采空区留传有约400多万吨低档次氧化铜矿，矿石均匀档次0.6%，氧化率50%以上。选用地下溶浸技能，经过在地表喷淋，在旧矿坑道把溶液搜集起来用泵送至地表作萃取处理。浸出液含铜1～3g/L，选用两级萃取、一级反萃作业。又如美国亚利桑那州的San Manuel 铜矿，是一大型斑岩铜矿，从50年代开端采矿，上部氧化矿选用堆浸，下部采空区进行地下溶浸，年出产才能7.3×105tCu。 （三）生物浸出 生物浸出技能工业化始于20世纪60年代的铜矿、铀矿，到了20世纪80年代生物浸出技能开展愈加敏捷，并在铜、铀、金等冶金方面大规划工业运用，生物浸出的研讨与运用范畴已由铜、铀、金等的提取向镍、钴、锌、钼、磷、煤脱硫等范畴拓宽，到1999年镍钴矿的生物提取也相继完成了工业运用，标志着镍钴矿的生物浸出已从试验室走向工业化运用。从80年代起, 国内一些从事基础研讨的单位如北京有色金属研讨总院、我国科学院进程工程研讨所、中南大学等开端系统研讨各类金属矿的细菌浸出机制的研讨，以选育对pH和温度耐受性好、抗毒性强、浸矿功率高的细菌。 针对金川一矿区(龙首矿)和二矿区的低档次镍铜矿(包含贫矿、表外矿、混合矿及现行选矿工艺产出的尾矿等)，方兆珩等运用中科院微生物所供给的氧化亚铁硫杆菌(T.f.) 和氧化硫硫杆菌(T.t.)进行浸出试验，浸出时刻为10d、温度35℃的优化条件下，镍浸出率可到达80%、铜达45%、钴达78%。 细菌浸出氧化矿是运用微生物本身的氧化或复原特性，使矿藏的某些组分氧化复原，然后与原矿藏别离。可用于氧化镍矿浸出的细菌较少，现在研讨较多的细菌为黑曲霉。 整体来说，生物浸出对尾矿、贫矿的资源化管理对错常有用的手法，但生物浸出难以战胜的缺点是金属浸出率偏低、浸出周期长，细菌对环境的适应性差，浸出温度有显着约束，在酷热干旱区域，水的蒸腾也是浸出需面对的问题。 二、浸出液中镍铜的别离、富集与收回 （一）化学沉积法 可用使浸出液中的Ni、Cu以硫化物的方式沉积，Ni、Cu硫化物再进行加压氧化浸出或火法冶炼，但沉积进程中Fe也会一同沉积下来，且的参加使出产进程中不行避免的会发作H2S气体，为此需装备相应的废气吸收设备，添加安全难度和出资。加碱沉积则会使Ni、Cu、Fe、Mg等成分沉积下来，由于MgO含量较高,一般在15%左右,不利于入炉冶炼。经过下降MgO处理往后,将其变现成镍铜产品还需绵长的工艺流程。 （二）有机萃取法 选用含N、P、S、O等元素的有机萃取剂可对浸出液中Ni、Cu等金属成分进行别离、富集，有机萃取剂包含：叔胺类、羧酸类、有机磷酸类、有机类、有机次、有机硫代次、酮肟或醛肟。陈爱良等将铜矿生物浸出液用Lix984(体积比为1:1的Lix860(醛肟)和Lix62(酮肟)在高闪点火油中的混合物。)进行萃取试验，成果表明：pH值大于2.22，比较O/A=1:1，拌和速度为200r/min，拌和时刻为4min，萃取级数为3级，铜的萃取率能到达99.8%以上，铜分配比能到达600以上，铁分配比小于1，铜铁别离系数能到达1900以上。汪胜东等选用Lix84从性溶液中萃取别离镍、钴、铜，首要选用5级逆流共萃铜、镍，钴留在萃余液中。含铜、镍的负载相经2级洗刷洗去，用镍电解废液进行7级逆流挑选反萃镍，完成镍与铜的开端别离；然后从含铜负载相中反萃铜得到纯洁的硫酸铜，挑选反萃镍得到的镍溶液仍选用Lix84萃取脱铜并收回铜，然后将铜、镍完全别离，得到纯的硫酸镍溶液，这样就将浸出液中的镍钴铜完全别离。 有机萃取法现在在镍、铜的湿法冶炼上取得了广泛运用，但也存在显着缺点：需选用多级串萃和反萃工艺，才干到达必定别离功率，操作杂乱；萃取剂和稀释剂易燃易蒸腾，给出产带来安全隐患；萃取剂的夹藏和丢失会导致环境污染；残留在反萃液中的萃取剂和稀释剂会给电积工艺及终究的镍、铜产品质量带来影响。 （三）树脂吸附法一般可用于吸附别离金属离子的离子交流树脂有阳离子交流树脂和螯合树脂，前者吸附效果力首要为静电引力、后者吸附效果力首要为化学螯合配位效果。由于阳离子交流树脂以静电引力为首要吸附驱动力，因此会优先吸附高价离子。详细来说，阳离子交流树脂对一些金属离子的吸附挑选次序是：Th4+＞Fe3+＞Al3+＞Cu2+＞Ni2+＞Mg2+＞K+＞Na+。由于镍、铜尾矿一般会伴生有铁元素，显着普通的阳离子交流树脂并不合适用于镍、铜的富集别离。螯合树脂是在树脂骨架上接枝含N、P、S、O等元素的有机螯合基团，这些有机螯合基团中的N、P、S、O等元素可与特定的金属离子发作化学配位效果，在树脂内部构成安稳的多元环结构，然后使金属离子从溶液中别离出来。因此，如果能开发高挑选性的螯合树脂，就可战胜有机萃取剂的各种缺点，完成尾矿、贫矿的资源化管理。 由于离子交流树脂一般优先吸附高价离子，因此在平等浓度下将首要挑选性吸附高价态的Fe3+，更何况氧化矿浸出液中Fe3+浓度远高于Ni2+、Cu2+浓度，并且还要遭到许多Mg2+的搅扰。因此，能否开发Cu/Ni挑选性强且吸附量大的离子交流树脂就成为低档次镍、铜矿湿法冶炼的要害技能问题。 三、铀矿的湿法冶炼 人类的动力运用阅历了从薪柴年代到煤炭年代、油气年代再到现在的煤炭油气等化石动力与核能、水能、风能、太阳能、生物质能等低碳和无碳动力多元并重的演化进程，在动力运用总量不断增加的一同，动力结构也在不断改变。每一次动力年代的变迁，都伴跟着出产力的巨大腾跃，极大地推动了人类经济社会的开展。一同，跟着人类运用动力特别是化石动力的数量越来越多，动力对人类经济社会开展的限制和对资源环境的影响也越来越显着。 现在，化石动力仍是人类动力消费主体。据计算，2006年国际一次产品动力消费总量中石油占35.8%，居第1位；煤炭占28.4%，居第2位；天然气占23.7%，居第3位；第4位为水能，占6.3%；而以电的方式运用的核能在国际一次产品动力消费中占5.8%，居第5位，其间核电在国际电力消费总量中占14.8%。其间，石油、煤炭以及天然气均为不行再生的化石动力，从长远来看总会有干涸的一天。何况，石油及天然气的出产运用进程中会构成CO2、CH4等温室气体的许多排放；煤炭在出产运用中除排放许多的CO2外，还排放出SO2、烟尘、粉尘、氮氧化物等大气污染物。这些排放物被公认为是构成全球气候变暖和气候异常，以及酸雨进而导致土壤、河流、湖泊酸化等环境问题的元凶巨恶。因此，各国把核能、水能、风能、太阳能、生物质能等低碳和无碳动力作为往后开展的要点。从1979年第一次国际气候大会呼吁维护气候系统开端，到1992 年联合国环境与开展大会经过《联合国气候改变结构条约》，再到《京都议定书》的出台，国际社会为应对全球气候改变做了不懈努力。跟着国际社会越来越重视环境问题以及动力技能不断进步，煤炭、石油和天然气在一次动力总需求中的比例将进一步下降，核能、风能、太阳能和生物质能等清洁动力的比例将不断提高。 核电不排放SO2、烟尘、粉尘、氮氧化物等，在温室气体排放方面核电链的归一化排放量仅等于煤电链的1%。国务院拟定了大力推动核电开展的政策，提出了核电中长期开展规划，清晰2020年我国核电装机容量应到达40千兆瓦以上（到时约占全国总装机容量的4 %，其比重仍比现在国际上核能运用的发达国家低许多，也比国际均匀水平低。要到达该方针，需要在往后10年期间新开工建造30台左右百万千瓦级核电机组，要求从现在起每年要开工建造2～3台百万千瓦级的核电机组。 由于可控核聚变的技能难度大，因此在往后比较长的一段时刻内核电的运用都将以核裂变能为主。能经过中子炮击原子核发作核裂变的裂变材料只要铀-233、铀-235、钚-239三种，其间铀-233和钚-239在自然界中并不存在，它们分别是由自然界中的钍-232和铀-238吸收（抓获）中子后衰变出产的，在自然界中存在的裂变材料只要铀-235。现在的核工业系统也根本都是建立在铀-235热中子裂变的基础上。要完成2020年我国核电装机容量到达40千兆瓦的方针，就必需完善并保证我国的核燃料循环系统，详细包含铀矿勘探和挖掘、铀水冶厂（铀的提取和纯化）、铀转化工厂、铀浓缩工厂、燃料棒制作厂、重水工厂、轻水反响堆（发电站）、重水反响堆（发电站）和乏燃料棒处理工厂。在核燃料循环系统中，首战之地的就是要做好铀矿勘探和挖掘以及铀的提取和纯化这两步作业。 据铀矿地质系统1989年计算，我国矿床的铀矿石档次大都在0.1%～0.3%之间，矿床的均匀档次为0.115%。全国一半左右的矿床地质档次在0.1%～0.2%之间。矿床均匀档次大于0.3%的只占矿床总数的6%，矿床均匀档次小于0.1%的占矿床总数的33%左右。 为了将铀提取出来，一般选用湿法冶炼工艺把铀从矿石转入溶液，也就是铀水冶，该进程有酸法浸出和碱法浸出两种。不管用哪种浸出办法，都在浸出液中构成铀的阴离子，例如以硫酸为浸出剂的酸法浸出液中，铀一般以[UO2(SO4)2]2－和[UO2(SO4)3]4－阴离子方式存在，而在以碳酸钠或碳酸钠－碳酸氢钠混合溶液为浸出剂的碱法浸出液中铀一般以[UO2(CO3)3]4－络合阴离子存在。 铀矿石浸出液中铀的浓度依然很低，一同还含有许多杂质，需要对铀进行提取和浓缩，制备较纯的铀化合物，然后再进一步纯化除掉杂质，得到核级纯的铀化合物。铀的提取现在首要有两种办法：对铀浓度高的矿浆或浸出液用溶剂萃取法，而铀浓度低的用离子交流法。萃取法常用磷酸三丁酯、三脂肪胺等有机萃取剂。萃取法最大的问题是构成工业水体环境有机物的二次污染，其次是工艺流程杂乱。 由于我国铀矿石档次遍及不高，因此浸出液中铀的提取进程更多是选用离子交流法。现在常用聚乙烯－二为骨架的强碱性阴离子交流树脂来吸附浸出液中的铀。例如离子交流树脂与酸法浸出液中的[UO2(SO4)2]2－和[UO2(SO4)3]4－阴离子的交流进程如下： 2R4NX + [UO2(SO4)2]2－ → (R4N)2 UO2(SO4)2 + 2X－ 4R4NX + [UO2(SO4)3]4－→ (R4N)4 UO2(SO4)3 + 4X－ 但现在通用的强碱性阴离子交流树脂如国内品牌的201×7（产品功用相当于美国的AmberliteIRA-400，日本的Diaion SA-10A，德国的LewatitM500以及法国的AllassionAG217）在处理铀矿石浸出液时有着显着的缺点：1）吸附容量小，湿树脂对1价阴离子的全交流容量约1.0mmol/ml，作业交流容量则只要不到0.4mmol/ml，[UO2(SO4)2]2－和[UO2(SO4)3]4－分别为2价和4价，因此树脂对其的吸附容量会更小，只相当于1价离子的1/2和1/4。胡凯光等用直径为100 mm×7350 mm的吸附柱，树脂装载量约为26L，在吸附流速为30～40m/ h的条件下研讨了201×7强碱性阴离子树脂对铀的吸附功用，其饱满吸附容量仅为0.05 mmol/ml（11.9mg/ ml），吸附尾液中的铀浓度约0.1mg/ L。2）转型胀大率30%以上，实际操作中必需在吸附塔内预留必定空间，使得吸附不行完全，构成吸附尾液中残留较高的吸附质浓度。3）树脂骨架为有机骨架，不耐辐射，铀提取进程中长期的高强度辐射再加上树脂转型时重复的胀大－缩短简单构成树脂的碎裂丢失。 四、离子交流树脂研讨进展 离子交流技能这门科学已阅历了一百多年的开展进程，1850年两位英国农业化学家H．S．Thompson和J．T．Way发现了土壤中的离子交流现象；1905年德国化学家R．Gans选用人工沸石来软化硬水和净化糖汁；1933年英国人B．A．Admas和E．L．Holms合成了酚醛类型的阴、阳离子交流树脂；1945年美国人G．F．D．Alelio创造了功用更为优秀的乙烯系和酸酯系离子交流树脂，使化学脱盐制备纯水的运用技能得到敏捷开展。在此基础上各国科学家又开辟了以聚乙烯和酸酯聚合物为骨架的、螯合、氧化复原等不同用处的离子交流树脂。迄今为止，离子交流技能已浸透到工农业、医药卫生和科学研讨等国民经济的各个范畴，得到广泛运用。 在金属冶炼方面，50年代秘鲁首要把离子交流技能用于湿法炼铜，前苏联的冶金作业者在这方面也做了许多研讨。90年代美国RSA试验室在Impala铂有限公司用Superlig树脂萃取金属铂和其他稀贵金属。不过在湿法冶炼范畴更多仍是选用有机萃取剂来完成金属成分的别离与富集，离子交流技能没有可以大规划运用于湿法冶炼的首要原因是：现在国际上运用的离子交流树脂绝大大都是以乙烯或酸聚合物为骨架的有机离子交流树脂，其功用存在难以战胜的缺点：交流速度慢、运用周期短、产品含水率高、吸附－再生进程中存在周期性胀大－缩短现象等坏处，尤其是其吸附挑选性太差而导致其难以在成分十分杂乱的酸浸液中别离富集有价金属上取得工业化运用。 此外，在金川这样的高寒区域运用含水率高的有机树脂时要注意防冻，不然树脂因孔道中的水结冰发作体积胀大而或许使树脂决裂，下降树脂机械强度和运用寿命。还有，重复的胀大-缩短会使树脂遭到重复的内应力效果，构成树脂结构疲惫，然后导致树脂决裂、粉化、丢失；由于转型胀大树脂装柱时需预留必定空体积，不能装满，不然转型胀大时或许把树脂柱胀裂。依据检测成果：强酸性阳离子交流树脂由Na+型改变为H+型时，体积会胀大10%左右；强碱性阴离子交流树脂由Cl-型改变为OH-型时，体积会胀大30%左右；弱酸性阳离子交流树脂由H+型改变为Na+型时，体积可胀大50%以上；弱碱性阴离子交流树脂由OH-型改变为Cl-型时，体积可胀大20%以上。因此，怎么取得吸附挑选性高、吸附功用优异的离子交流树脂就成为处理金川低档次矿湿法冶炼的要害技能问题。 河南大学无机型离子交流树脂工程技能研讨中心以无机材料—硅胶为骨架出产的SI系列无机型离子交流树脂很好的处理了有机树脂在湿法冶炼运用中呈现的问题。现在已产业化的无机型离子交流树脂研讨成果包含：一、对Cu2+、Ni2+、Zn2+、Co2+等过渡金属离子具有高吸附容量及交流速度的SICu、SI-1 、SI-2、SIB-1、SIB-2型离子交流树脂；二、对Pb2+、Cd2+、Hg2+等重金属离子具有特异吸附挑选性的SI-3、SIB-3型离子交流树脂；三、可用于去除Cu2+/Ni2+/Zn2+/Co2+等离子中所含痕量Fe3+离子的SIAP型离子交流树脂；四、可用于废水管理或海水淡化中去除B(OH)4－阴离子的SIB-4型离子交流树脂；五、运用已有树脂固载金属离子后用于去除水体中HAsO42-、H2AsO4-、SeO42-、HSeO3-、CrO42－、CN－等高毒性阴离子的技能。 作为一个系列化产品，无机型离子交流树脂与传统的乙烯系和酸系有机型离子交流树脂比较，具有共同的长处：（1）相对于疏水的乙烯系和酸系有机聚合物骨架而言，硅胶/聚合物复合材料具有强亲水性、功用基团接枝密度大，由此制得的系列无机型离子交流树脂在水溶液中对金属离子的交流速度更快，处理更完全，特别是对水溶液中痕量重金属离子的去除才能更强。（2）运用进程中不像有机聚合物骨架离子交流树脂会发作周期性的胀大－缩短，因此运用寿命大大提高，循环运用次数比有机聚合物骨架离子交流树脂高10倍。（3）硅胶骨架的化学键首要为硅-氧键（Si-O），键能为422.5KJ/mol，比有机骨架离子交流树脂中的碳-碳键（C-C键能347KJ/mol）高许多，即便高温、紫外线或辐射照耀、强氧化剂效果也不易引起硅-氧键开裂或分化，有着有机聚合物材料所不行比较的热安稳性、耐辐射、耐氧化和机械物理功用。（5）以硅胶作为骨架材料，不依赖石油，来历广泛而廉价，可节约许多不行再生的石化资源，显得既经济又环保，契合国家绿色制作的开展思路。 五、无机型离子交流树脂富集纯化铜、镍、铀 SI系列无机型离子交流树脂的SICu树脂（硅胶骨架的螯合型铜特异挑选性树脂）可在高浓度Fe、Al3+、Ca2+和Mg2+情况下挑选性吸附Cu2+，其交流容量在纯Cu2+系统中约0.5mmol/ml，在杂乱离子系统中不低于0.35mmol/ml；SI-2树脂（硅胶骨架的胺羧基螯合型镍特异挑选性树脂）可在高浓度Fe、Al3+、Ca2+和Mg2+情况下挑选性吸附Ni2+，其交流容量在纯Ni2+系统中约0.35mmol/ml，在杂乱离子系统中不低于0.3mmol/ml。经严厉的功用检测显现，SICu和SI-2树脂重复运用5000次后，其交流容量下下降于10%。因此，SICu和SI-2树脂特别适于低档次镍铜矿的湿法冶炼。 SI-l或BP-1树脂所含功用基团为胺基，归于弱碱性阴离子树脂，作业交流容量均在1.0mmol/ml以上，从化学结构来看也十分合适用于铀水冶厂中铀络阴离子的提取和别离。此外，铀化合物提取出来后，还有必要进行纯化。由于铀矿石浸出液中往往还含有钙（Ca）、镁（Mg）、铝（Al）、铁（Fe）等金属元素，镉（Cd）、钼（Mo）、钨（W）、铬（Cr）、钒（V）等稀土元素，以及硼（B）等非金属元素。其间金属和稀土构成的阳离子不会被阴离子交流树脂吸附，但由于硼、镉具有很强的吸收中子的才能，称为高中子吸收截面元素或中子毒物，在核燃料中即便微量存在也会使得链式裂变反响不能维持下去。提取出来的铀化合物进行纯化的意图就是除掉或许存在的中子毒物，得到核能纯的铀产品。其间硼在铀矿石浸出液中或许构成B(OH)4－阴离子，很简单被阴离子交流树脂吸附而混入铀提取物中，可用硼挑选性吸附树脂SIB-4除掉B(OH)4－，其吸附功用最高可达2mmol/g，吸附容量为现在Rohm & Hass公司产品化的硼树脂Amberlite IRA-743（其吸附容量约0.5mmol/g）的4倍。对微量镉离子的去除可选用巯基螯合型的SI-3或SIB-3树脂来完成，它们均可将镉离子浓度降至0.5ppb以下。

公元前2世纪我国就开端从含硫酸铜的矿坑水顶用铁置换法收回铜，至宋代，浸出法产铜即已占全国铜产值的15%～20%。1968年美国亚利桑那州然伽施(Ranches)创始了溶剂萃取铜的先河，掀开了铜工业新的一页，产生了现代铜湿法冶金工业。迄今为止，现代湿法炼铜已成为一个独立的工业系统，其发展速度远高于全体铜工业的发展速度，首要是从低档次矿，如氧化矿、剥离的表外矿、浮选尾矿中收回铜，而这些物料正是火法冶炼难以运用的质料。跟着铜资源的逐渐贫化和铜湿法冶金技能水平的进步，铜湿法冶金的质料也在不断改变和扩展。硫酸是湿法炼铜中运用最多、最广的有用浸出剂，能浸出酸性和低碱性铜矿石中的铜，关于碱性脉石含量高的铜矿石则不适用。一方面因高酸耗导致出产本钱高，另一方面，反响生成的硫酸钙会粘附在矿石表面下降反响速率，延伸铜浸出周期，乃至阻挠铜的浸出。－铵盐浸出系统是湿法冶金中一个重要的浸出介质系统。国外如美国安纳康达(Anaconda)铜业公司和智利埃斯康迪达(Escondida)矿山针对硫化铜精矿运用－铵盐浸出介质进行了半工业和工业实验。云南东川矿务局和北京矿冶研讨总院对汤丹铜矿进行了十多年的研讨，进行了工业实验。 针对高碱性低档次氧化铜矿提铜的难题，介绍了－铵盐系统高碱性脉石低档次氧化铜矿提铜工业实验研讨成果，并进行了工艺及经济分析，成果表明浸－萃取－电积工艺是可行的，阴极铜质量可达99.99%。 一、矿石性质 矿石为土状氧化铜矿石，粉矿占90%以上，块矿风化严峻、易碎。矿石呈棕黄色，用水洗刷后有清晰可见的蓝色孔雀石颗粒。矿石多元素分析和铜物相分析成果别离见表1和表2。 表1  矿石多元素化学分析成果  %注：Au，Ag含量单位为g/t。 表2  矿石的铜物相分析成果    %从表1可见，该矿石含氧化钙高达33.78%，氧化钙与氧化镁总量达34.94%，属高碱性矿石。该矿石含银较高能够收回运用。此外，该矿石还含必定量的。 从表2可见，氧化铜矿藏中的铜到达97.12%，矿石类型属高氧化率的氧化铜矿石，其间自在氧化铜占到73. 44%。 二、氧化铜矿浸的理论分析与工艺流程的断定 －铵盐系统是重要的湿法冶金浸出系统，铜、钴、镍等金属离子能够构成安稳的配位化合物而溶解在－铵盐溶液中。因为铜离子在溶液中构成安稳的配位化合物Cu(NH3)n2+(n=1～4)，因而溶解度很大。溶液中参加硫酸铵或碳酸氢铵等铵盐，能够缓冲溶液的pH值，阻挠铜的水解反响。孔雀石和氧化铜等碱式碳酸盐矿藏中的铜经过生成合作物溶解于性溶液，反响方程式如下：氧化铜矿石中的铜和浸出介质－铵盐触摸，构成可溶性铜络离子进入到溶液中，完结铜的溶解浸出。运用溶剂萃取技能，把溶液系统中的铜与杂质别离并进行富集，送到电积系统电积即可得到含铜99. 99%以上的阴极铜。工艺流程如图1所示。图1  工艺流程 三、工业实验成果 （一）原矿及破碎 原矿以土状粉末矿为主，含少数风蚀严峻的块状矿。矿石经两次筛分，两次破碎，确保进入球磨的矿石粒度小于2mm。矿石第一次筛分选用振动筛，筛上大于100mm的块矿进入颚式破碎机，接着进入双辊破碎机，出料进入球磨机储矿仓；第一次筛分筛下矿石进入5 mm振动筛，筛下产品直接进入球磨机储矿仓，大于5 mm的进入双辊破碎机破碎。破碎系统出料粒度100%到达-2 mm，到达了规划要求。工业实验工作中，因为粉矿量占有份额高，破碎系统处于间歇作业状况，削减了能耗、下降了碎矿本钱。 （二）磨矿进程 矿浆浓度和磨矿细度直接联系到磨矿质量及磨矿本钱，一起影响后续的浸出质量。就磨矿本钱而言，磨矿时刻短，单位处理才干高，单位矿石能耗低，球磨机运用率高，单位磨损小；对浸出而言，矿石粒度越细，有用矿藏暴露程度越高，与浸出介质触摸几率和触摸面积添加，浸出速率进步，缩短浸出时刻。矿浆浓度是影响处理量的首要要素，矿浆浓度高，添加磨矿时刻才干取得很好的磨矿细度；矿浆浓度低，处理量小，下降拌和浸出设备功率。工业实验工作中磨矿矿浆浓度、处理量和粒径散布状况见表3。 表3  矿浆浓度、处理量及粒径典型散布状况 经过一段时刻工业实验工作，断定磨矿目标为矿浆浓度34%～36%，磨矿细度-200目占85%，处理量75～80t/d。 （三）拌和浸出 拌和浸出相关于堆浸、渗滤浸出是一种强化浸出，浸出时刻短，浸出率高。影响拌和浸出进程的要素有化学反响溶解速率、浸出剂的浓度和用量、液固比、浸出温度、矿石粒度、拌和强度和浸出时刻等。工业实验中，拌和时刻2.5 h和3.0h对应的浸出率不同不大，浸出率只进步4～5个百分点，考虑到设备处理才干最终将拌和时刻断定为2.5 h。拌和桶规格为φ2500mm×2500mm。拌和输入功率为0.4kW／m3。操作为间歇作业。浸出终了时，浸出液含铜达6～7 g/L，浸出渣含铜0.5%～0.6%，浸出率达70%以上。 （四）药剂参加办法 浸出剂的浓度和用量是影响浸出速率的首要要素之一。浸出速率随浸出剂初始浓度添加而加速。－铵盐溶解铜矿石中的铜具有选择性，除孔雀石、结合氧化铜外，能溶解一切氧化铜矿藏中的自在氧化铜。的浓度到达必定的数值后，添加浓度对进步铜浸出率影响不大，而的蒸发和耗费却添加。碳酸氢铵在浸出进程中首要作用是调理pH，坚持必定的性环境。 1、碳酸氢铵的添加 工业实验中，药剂的添加分为两个阶段。刚开端的实验阶段，碳酸氢铵的参加量较大，参加量为180～190kg/t，溶液中的浓度为1.02mol/L。实践中发现碳酸氢铵的溶解缓慢，且因为密度小简略漂浮在液面，延迟了反响进行的时刻，为进步拌和桶的运用率，碳酸氢铵和矿浆一起参加，即当拌和桶中矿浆量到达0.5 m深，拌和能正常工作（即矿浆淹过拌和桨叶）时，开端参加碳酸氢铵。参加速度为10～12 kg/min，确保矿浆加满时所需碳酸氢铵的量也加足加完。 经过半个月的工业实验工作，液体中NH4+离子浓度逐渐添加，碳酸氢铵的用量逐渐削减，当溶液系统中NH4+离子浓度为1.9 moI/L时不再添加。 2、的添加 常温常压下具有强蒸发性和刺激性，对贮存运送、装卸和运用条件要求高。浸进程必须在密封状况下进行，削减耗的一起到达清洁出产的意图。的参加量和参加速度是影响浸出作用的首要要素。工业实验中，为取得最佳的浸出速率和浸出率，把加的管口刺进矿浆液面下1.5m，加时刻为30～45min。这样削减了的蒸发逸出和复溶，能及时和矿藏触摸并反响。的参加量按铜的理论量的倍数核算，参加太多会导致残留浓度高，蒸发丢失大，操作环境恶劣；参加缺乏会使浸出尾渣含铜高，导致金属收回率低。工业实验初期参加药剂按小试实验数据参加，经过一段时刻工作后按工业实验数据参加。出产中药剂添加量与铜浸出率联系见表4。 表4  药剂添加量与铜浸出率联系 （五）固液别离 固液别离在浸出－萃取－电积提铜工艺流程中是一个重要的工序。浸出液中固体含量对后续的萃取作业损害极大，会添加萃取进程絮凝物的量，添加萃取剂和火油的耗费，夹藏恶化电解液质量，引发一系列连锁问题，严峻时可导致停产。 1、原规划状况。原规划是选用水平带式真空过滤机进行固液别离。用矿浆泵将浸出矿浆泵送到中间储液箱中，自流到水平真空带式过滤机进行过滤。为避免少数混浊液夹藏，过滤上清液进入150m3容积的沉砂池进一步天然沉降别离，进入萃取系统前再经过两个容积达600m3的弄清池弄清。因为溶液系统含泥质混浊物高，水平真空带式过滤机出来的滤液达不到要求，对固液别离进行了改造。 2、改造状况。依据浸出矿浆天然沉降速度快的特色，添加容积为30m3的稠密箱2个和过滤面积为100m2的板框压滤机2台。浸出矿浆泵送入串连的两个稠密箱中开始沉降别离，底流排放至调浆洗刷槽，加萃余液调浆洗刷，用泵输送到板框压滤机过滤，滤液进入沉砂池，渣送至渣场堆存。稠密箱出来的上清液流入沉砂池、集液池等进一步弄清后供萃取车间进行铜的萃取。添加稠密箱后底流也能用水平真空带式过滤机过滤，完成了过滤和洗刷一起进行的规划初衷，缓解了板框压滤机的处理量。经改造后沉砂池出液含泥量为(5～10)×10－6，满意了萃取的要求。 （六）萃取－电积 性溶液中铜的别离提取以往选用蒸工艺得到中间产品－铜氧化物，得到金属铜还需要进入冶炼工序。本办法直接选用萃取－电积得到高纯金属铜产品。与硫酸浸出的萃取－电积工艺比较，受的运用条件约束，性溶液萃取－电积运用相对较少，特效萃取剂品种也少。从性溶液中萃取铜常用的萃取剂有科宁集团(Cognis Group)的LIX系列和特(Cytec)公司的Acorga系列萃取剂。它们都是螯合萃取剂。本工业实验运用LIX系列中的LIX 84－1萃取剂，它是由不溶于水的2－羟基－5－壬基乙酰酮肟与高闪点火油按必定的份额组成的混合物。 萃取工艺为2级萃取，1级洗刷，1级反萃；萃取比较1∶1(O/A)，反萃比较2∶1(O/A)。稀硫酸洗刷液比较2∶1( O/A)。工业实验中料液含铜在2～2.5g/L，萃余液含铜0.1～0.2 g/L。萃取有机相为3%～5% LIX84-1+灯用火油（体积百分数）。洗刷液的酸度控制在pH=1～1.5之间，洗刷液定时排放，以确保洗刷液不会形成铵根离子的富集。 电积电流密度为150～200A／(m2·h)，槽电压为1.8～2.1V，电解液的循环速率为50L／(m2·h)；同名极距离为80mm。电积周期7～8d，出产的电积铜产品Cu≥99.99%，到达高纯阴极铜产品质量标准。 四、经济分析 经过工业实验出产，出产目标单耗和直接本钱与惯例酸浸直接本钱比较状况见表5。 表5  出产目标单耗及直接出产本钱状况注：酸浸目标采纳其他供应商数据。 从表5可见，该类型矿石直接出产本钱浸低于酸浸。选用液本钱还会下降。市售中的含量只要25%，运送1t要额定地运送3t水，这是一笔不小的费用；别的，因为蒸发性强，在装卸、运送及运用中损耗大。球磨、拌和浸出、固液别离所用设备能耗大，相对惯例酸浸是额定的本钱开销。碱性脉石的酸耗很大，矿石酸耗经实验研讨都在40t/t以上。工业实验时期，一级阴极铜的商场现货价远远大于60 000元／t，因而高碱性低档次氧化铜矿的浸－萃取－电积提铜工艺的经济效益是明显的，具有很好的商场竞争力。 五、定论 实验成果表明，选用浸－萃取－电积工艺处理高碱性氧化铜矿是可行的，具有明显的经济效益，是低档次氧化铜矿湿法冶金技能的必要弥补。浸在常温常压下进行，工艺流程简略、易工业化。浸进程中，矿石中的杂质如Mg，Al，Fe，Si，Ca，Mn等均不进入浸出液，然后简化了净液进程，有利于进步阴极铜的质量。选用LIX84－1从含铜的性溶液中萃取铜，在萃取级数的装备上选用2级萃取、1级洗刷、1级反萃，经过洗刷段能够充沛洗去有机相夹藏和共萃的，确保了阴极铜的质量，产品到达高纯阴极铜质量标准。

铜工业应用溶浸采矿较早，首先应用于露天矿剥离的表外矿石，逐渐发展到丢失在地下采场中的残矿和矿柱，就地浸出其中的铜。用溶浸法浸出铜，在美国约占铜总产量的15%～20%，这充分表明溶浸采矿的生命力。江西武山铜矿北矿带0m中段和－40m中段在采用崩落法为主进行开采中，由于矿体地质条件复杂，矿石松散且有自燃现象，加之大气降雨渗入采场，恶化开采条件，使矿体在开采过程中，在崩落采空区内留有残矿达16万t；南矿带－40m以上未开采的氧化矿约393万t，共计约400万t，平均品位1.3%～3.5%。若将这部分残矿品位从1.5%降到0.4%～0.5%，该矿每年可多回收150万t铜矿石，相当于建立一个小型铜矿山。为此，对该矿矿石进行了可浸性试验研究，目的是通过小型试验，确定矿石的可浸性及其影响因素，为现场半工业试验提供合理的工艺参数。1 浸出过程机理　　矿石的浸出是一种化学热力学过程，也是多相反应动力学过程。该过程实际包括以下几个步骤：    (1)溶浸液中的溶浸剂，通过对流扩散与分子扩散的方式，向固体矿石颗粒表面迁移、扩散；    (2)溶浸液中的溶浸剂从矿石颗粒外表面通过分子扩散的方式经矿石中的毛细孔和裂隙，向内扩散到矿石的内表面；    (3)溶浸剂在矿石的内表面上与有用矿物组分发生化学反应，生成可溶性化合物溶入溶液中；    (4)反应生成的可溶性化合物从固体矿石颗粒内表面扩散到外表面；    (5)反应生成的可溶性化合物从固体矿石颗粒外表面向外扩散到主体溶液中。    从整个过程可以看出：上述(1)、(5)是一个扩散的过程，(2)、(3)、(4)是一个化学反应过程。氧化铜矿物的浸出包含溶浸剂与铜化合物的化学反应及溶浸剂与产物的扩散过程，故溶浸过程取决于反应动力学和扩散动力学，而其中质量传递总速度是一个主要的控制因素。2 可浸性试验2.1 矿物性质　　武山铜矿属于中温热液矽卡岩型铜硫矿床，分南当两个矿带。北矿带的工业类型是含铜黄铁矿型含铜碳酸盐岩，其次为含铜高岭土，局部为含铜火成岩。矿石多属于松散结构，含铜品位为1.5%～2.0%，铜的氧化率大于30%；南矿带为矽卡岩型，赋存于碳酸盐岩与花岗闪长斑岩的接触带。矿石类型为含铜矽卡岩型，其次是含铜大理岩和含铜花岗闪长斑岩，矿石主要有晶粒结构、裂隙结构等，含铜品位在2.0%左右，铜的氧化率大于30%。2.2  可浸性试验     为了寻求从采空区残留氧化矿物及未采低品位氧化矿物中回收铜的途径，以充分利用矿产资源，提高矿山的经济效益，对该矿铜矿石进行室内可浸性试验，以找出适合的溶浸剂及溶浸液浓度、pH值、反应时间等因素与浸出率的关系，为井下就地浸出试验提供设计依据。原矿的化学组成及物相组成分别见表1、表2。                           表1 原矿多元素分析  %      Cu     S     Pb     Zn    Fe     Mo    Al2O3    SiO2    CaO    MgO    C     1.03  2.30  0.006  0.074  10.80 0.0033   4.35   52.70  8.66   1.10  2.36                                表2 铜物相分析  %         名称    硫化铜     结合氧化铜     可溶性铜+自由氧化铜     总铜         南矿带   1.14         0.19              0.59            1.92         北矿带   1.05         0.17              0.56            1.78    浸出试验首先是在烧杯中泡浸。浸出条件有：矿石粒度、溶浸剂浓度、强化剂用量、氧化剂用量、固液比、浸出周期、浸出制度等，对浸出率影响较大的主要是前5个因素。试验采用正交设计方法进行。设计因素为溶浸剂浓度A、氧化剂用量B、强化剂用量C、矿石粒度D、浸出时间E。各因素之间的交互作用暂不考虑，仅对上述因素采取不同正交设计进行。根据所取影响因素，采用L24(6×4×23)、L9(34)、L12(6×22)三种正交方案，进行五批试验，试验方案及试验结果见表3～7。    由表3可以看出：时间对浸出率的影响，一般是时间越长越好，但随时间的延长，浸出率的提高速度较平缓，而初期浸出率上升很快；通过极差分析，本次试验中最主要的影响因素是浸出时间E，其次是溶浸剂浓度A；各因素的最高点，即A5B1C1E1为本次试验的最佳工艺条件，它综合了各因素对浸出率的影响；各因素的主次关系为：E→A→C→B。 表3  L24(6×4×23)试验方案及试验结果表4  L9(34)试验方案及试验结果     由表4可以看出：初期浸出率上升很快，随着时间的延长，浸出率上升较平缓；本次试验的最主要影响因素为B，其次为E；各因素的最高点，即A2B2C1E3为本次试验的最佳工艺条件；各因素主次关系为：B→E→A→C。 表5  L12(6×22)试验方案及试验结果     由表5可以看出：初期浸出率上升较快，随着时间延长，浸出率上升较平缓；本次试验最主要的影响因素为A，其次为C；各因素的最高点，即A5B5C5为本次试验的最佳工艺条件；各因素的主次关系为：A→C→B；当溶浸剂A浓度提高后，B、C两种试剂，对浸出率影响不明显。 表6  L22(6×22)试验方案及试验结果      注：浸出时间为2天    由表6可以看出：初期浸出率上升较快，随着时间的延长，浸出率上升较平缓；本次试验最主要的影响因素为A，其次为D；各因素的最高点，即A1B1D1为本次试验的最佳工艺条件；各因素的主次关系为：A→D→B。    通过北矿带的上述4组试验结果分析，该矿溶浸参数宜采用：A(3%)、B(0.25%)、C(2.5%)、E(1)。此时其浸出率可达60%～75%。故推荐在井下半工业试验中采用上述溶浸工艺参数。 表7 L9(34)试验方案及试验结果     由表7可以看出：初期浸出率上升较快，随着时间的延长，浸出率上升较平缓；本次试验影响浸出率的主要因素为A，其次为C；各因素最高点，即A3B1C2E3为本次试验的最佳工艺条件；各因素的主次关系为：A→C→B→E；最佳浸出参数为：A(3%),B(0.25%),C(2.5%),E(1)。3  结 论　　(1)该矿石在A(3%)、B(0.25%)、C(2.5%)、E(1)条件时，浸出率可达60%～75%；　(2)矿石的浸出较复杂，而且影响因素也是多方面的，加上矿石的氧化率不太高，仅为30%左右，靠单一酸浸，其浸出率是难以提高的，必须采取强化浸出的手段，即添加氧化剂B和强化剂C；    (3)借助于正交设计的方法，不仅可以减少试验工作量，还可以有效地避免各种偶然误差对结果推断的影响，使研究结果更为准确、可靠。同时，应用正交设计进行试验，能通过较少的试验次数分清各因素在试验中的主次作用及各因素对指标所起的作用大小，从而找出较好的生产工艺条件。

矿石档次指单位体积或单位分量矿石中有用组分或有用矿藏的含量。一般以分量百分比表明（如铁、铜、铅、锌等矿），有的用克／吨表明（如金、银等矿），有的用克／立方米表明（如砂金矿等），有的用克／升表明（如碘、等化工原料矿产）。矿产档次是衡量矿床经济价值的首要目标。

怎样进步金矿档次 1：要看你的矿石，结晶体散布情况，是单一的金矿石，仍是多金属严密共生矿，你所选矿的工艺是化浸出锌粉置换仍是混提取。 矿石的磨矿细度直接影响到金粉流失率高与低。 2：金泥粗炼和电解精粹:金泥于每末会集冶炼一次。 金泥中含水37%。用30千瓦电炉进行烘干，枯燥时刻为24小时，冶炼溶剂与金泥的配比为硼砂40-45%，30-35%，工作伤心5-15%。 金泥与溶剂混均后批参加1000乘1500毫米炼金炉，炉温控制在1200-1300度，每次粗连时刻34小时，最终得到含银44%，含金40%左右的合质金。 粗炼金在中频电炉中进行熔炼，按Ag：Au=7配银，聚极板，带电解。银电解时在6个600x430x620毫米电解槽内进行，阴极选用铝板尺度为420x420x3毫米，阳极为合质金板，尺度为200x300x10毫米。电解液为溶液，电流密度200-250安每平方米，槽电压3-4.5伏，电解时刻为10-12天。 电解后的金粉与银粉均用热蒸馏水洗3-4次，然后聚锭。电解银档次99.90%，金档次为95-96% 冶炼中金的回收率在99%以上。 以上工艺为金银归纳矿。