硫酸盐化焙烧除硒，是处理铜阳极泥运用最广泛的办法。它不但能除掉阳极泥中90%以上的硒，还能最大极限地使阳极泥中的铜等硫酸盐化，便于下步浸出除铜。硫酸盐化焙烧运用最广的设备为马弗炉和反转窑。马弗炉适于小批量间歇性出产，而反转窑则适用于大批量接连出产。 硫酸盐化焙烧的首要意图，是为了使硒、碲、铜等转化为SeO2、TeO2和CuSO4，并使沸点低的SeO2优先蒸发成粗硒予以收回。然后再进行焙烧渣的浸出除铜和用浸出碲。 焙烧进程中，SeO2的提高温度为315℃，温度愈高，硒的蒸发速度愈快。但为了不使TeO2一同蒸发，也不使易溶于水的CuSO4分化成难溶的CuO（分化温度为650℃），故硫酸盐化焙烧温度一般控制在450～550℃之间。 阳极泥与浓硫酸混合后于马弗炉或反转窑内焙烧，首要发作下列一些反响： Cu＋2H2SO4＝CuSO4＋2H2O＋SO2↑ Cu2S＋6H2SO4＝2CuSO4＋6H2O＋5SO2↑ 2Ag＋2H2SO4＝Ag2SO4＋2H2O＋SO2↑ Se＋2H2SO4＝SeO2↑＋2H2O＋2SO2↑ Te＋2H2SO4＝TeO2＋2H2O＋2SO2↑ 经焙烧提高的SeO2，与烟气同时导入吸收塔（或气体洗刷器或湿式电收尘器），SeO2即溶于水而生成亚： SeO2＋H2O＝H2SeO3 阳极泥与硫酸反响时生成的很多SO2，凭借水的效果，使吸收塔中的亚复原生成元素硒沉积： H2SeO3＋2SO2＋H2O＝Se↓＋2H2SO4 生成的元素硒，因含有很多杂质，俗称粗硒。粗硒用热水洗刷至洗液呈中性后，烘干送制纯硒。 一、马弗炉焙烧除硒。 马弗炉分为电热、煤气加热或烧煤的。某厂运用的烧煤马弗炉，把作业分为焙烧和蒸硒两个进程。将含水30%左右的湿阳极泥，参加阳极泥分量70%的浓硫酸，混匀后于炉内焙烧4h。焙烧温度前期为200～250℃，中期为250～300℃，后期为250～200℃。经焙烧后的阳极泥成黑绿色峰窝状。 焙烧后的物料置于不锈钢盘中（料层厚度为35～45mm），于炉温500～550℃蒸硒12h，产出黄绿色含硒不大于0.05%的蒸馏渣。 蒸发的二氧化硒和炉气，由真空泵导入铅锑合金吸收塔。吸收塔内的吸收液含硫酸不大于500g／L，温度高于90℃，并通入二氧化硫气体，使亚复原成粗硒。 二、反转窑焙烧除硒。 某些厂运用的圆筒形钢体反转窑长6～9m，直径0.7～0.8m。依据出产实践，窑体愈长，阳极泥在窑内逗留的时刻就愈长，硫酸盐化效果也愈好。 反转窑窑体的倾斜度为1.6%，由2～3对托轮支承，电动机经过链轮传动，转速为1.13r∕min。为避免阳极泥很多粘结于窑体内壁上，窑内设有振打架，跟着窑体的滚动借重力滚动起振打效果。窑头（图1）和窑尾（图2）两头密封，用螺旋给（排）料器接连进料和出料。

粗硒原猜中硒的氧化物与硒中杂质氧化物的蒸发性不同，在有氧存在及加热的条件下，硒简单氧化生成易蒸发的二氧化硒，而粗硒中大部分杂质由生成难蒸发的氧化物(如氧化铜、氧化铁、氧化碲等)残留在渣中，其进程是将粗硒熔化后，在氧化炉内氧化，硒呈二氧化硒蒸发，在沉降箱中冷却沉降搜集。其他气体如氮气、二氧化碳、少数二氧化硫等，通过搜集箱进入尾气吸收罐、净化瓶等持续净化并收回其间夹藏的少数二氧化硒。进程首要反响是如下： Se+O2=SeO2↑ 2Cu2S+3O2=2Cu2O+2SO2↑ C+O2=CO2↑ 绝大部分杂质氧化后残留在氧化渣中，只要少部分杂质因氧化后体积变得疏松，颗粒细、比重小，加之炉内氧化剧烈，有时负压动摇较大，被气流带入二氧化硒搜集箱或尾气吸收罐，二氧化硒从搜集箱中取出，经降温、称重、包装，即得到产品二氧化硒阳极泥炼硒工业上硒一般是从铜电解精粹的阳极泥中提取。硒在阳极泥中的首要存在方式是Cu2Se、Ag2Se等，含量3～14%。现在广泛选用硫酸化焙烧法,此法的首要长处是:硒的收回率高(>93%);适用于处理多种质料。 硫酸化焙烧法收回硒的生产流程是：首先将阳极泥在140℃脱水，然后与浓硫酸混合,参加反转窑内进行硫酸化焙烧,在250℃时发作下列反响:Cu2Se+6H2SO4─→2CuSO4+SeO2+4SO2+6H2O,当温度提高到700～750℃时，二氧化硒(SeO2)蒸发(SeO2315℃提高)，二氧化碲因蒸发性较差，与硫酸盐一道留在焙烧渣中。从焙烧炉出来的含二氧化硒的烟气进入吸收塔，SeO2被水吸收构成亚(H2SeO3)，并被烟气中的二氧化硫(SO2)复原成单质硒:H2SeO3+2SO2+H2O─→Se+2H2SO4,沉积物通过过滤、洗刷和枯燥，得到98～99%的粗灰硒。吸收液中尚含有占质料含硒量3～10%的硒，可选用铜置换法从中取得Cu2Se沉积，再回来硫酸化焙烧工序处理,或用SO2复原法从中直接沉积出粗硒。 此外还有苏打焙烧法收回硒。 高纯硒的制取硒的提纯办法有蒸馏法和氧化-复原沉积法，后者广泛应用于制备纯度大于99.992%的纯硒。其办法是首先向熔融粗硒通氧气氧化，使硒成SeO2蒸发并进入吸收罐，与其间的离子交换水生成亚溶液，然后通入SO2，从溶液中沉积出纯硒。 为制取纯度超越99.999%的高纯硒，可选用真空蒸馏法、离子交换法、硒化物热分化及二氧化硒气相复原法等。

此法是贵溪、富春江、武汉、铜陵二冶等厂选用的工业流程。阳极泥首要经硫酸盐化焙烧蒸硒，并从炉气顶用稀硫酸液吸收和通入SO2复原收回粗硒。蒸硒渣经稀硫酸加热并鼓风拌和浸出脱铜，浸液回来铜电解。脱铜渣选用浸分银，并用水含肼从浸液中复原出粗银送电解。分银渣进行碳酸钠硅化并用稀硝酸浸出除铅，并向铅液中加适量硫酸（不使过剩）使生成PbSO4沉积，滤液回来再浸铅。除铅渣运用HCl、NaCl和CaOCl浸出金，并通SO2复原为粗金送电解。终究渣回来铜火法冶炼。

铜阳极泥之所以要首要焙烧除硒，是鉴于火法熔炼阳极泥时，因为硒的存在一方面会导致金属与炉渣两相间构成一层含银很高的硒冰铜，而收回硒冰铜中的银却需求延伸吹风氧化时刻，然后延伸出产周期。若不延伸吹风氧化时刻，就会添加贵金属在炉渣与硒冰铜中的返料，下降直收率。另一方面，硒会涣散于炉渣、冰铜和贵铅中，给硒的收回带来困难。因而，凡从铜阳极泥中收回硒的工厂，多选用预先除掉硒的办法。 国内外工厂多运用焙烧法惯例工艺来除掉铜阳极泥中的硒。这种工艺一般有：硫酸盐化焙烧蒸硒，苏打烧结焙烧浸出除硒，阳极泥制粒氧化蒸发焙烧苏打层吸收硒，氧化蒸发焙烧除硒和直接熔炼阳极泥由烟气或碱渣中收回硒等。因为焙烧除硒能一同使铜氧化，为下步浸出脱铜打基础，故又可把焙烧除硒作业当作阳极泥脱铜的预先处理阶段。 现将一般运用的氧化焙烧、苏打烧结焙烧和硫酸盐化焙烧除硒的工艺分述如下。 一、氧化焙烧 氧化焙烧一般是在烧重油的小平炉或有烧煤火床的小反射炉、或马弗炉中进行的。为使阳极泥中的硒尽可能彻底氧化，炉膛内阳极泥层的厚度一般不大于100mm，并需进行周期性搅动和坚持炉内满足的抽力。在充沛供入空气的条件下，每炉培烧时刻为6～8h。 氧化焙烧的意图是为了使大部分硒氧化呈氧化硒（SeO2）蒸发，并经过收尘体系（气体洗刷器或湿式电收尘器）予以收回。当炉温在500℃或低于此温度时，硒化物大部分转化为亚盐。 2MeSe＋3O2 2MeSeO3 炉温上升到650℃或更高时，硒便生成二氧化硒并蒸发。 MeSe＋O2 Me＋SeO2↑ 依据氧化焙烧实践，炉温在450～500℃时，硒的蒸发率不会高于25%。但当炉温达650～700℃，并在后期升温到750～800℃时，能够蒸发除掉阳极泥中90%的硒。 氧化焙烧时，铜生成氧化铜或氧化亚铜。砷、锑首要生成难蒸发的五氧化物，少数生成三氧化物蒸发。碲与硒类似，但前者的氧化速度小，蒸发除掉不多。 氧化焙烧时，硒的收回率不只与二氧化硒的蒸发率有关，并且也与所用的收尘设备有关。这是因为焙烧蒸发的二氧化硒进入收尘器后，遇水便会溶解而生成可溶性的亚。当炉气中所含的（从阳极泥中来的）金属铜粉、没焚烧完的煤粉和二氧化硫及其生成的硫酸以及收尘设备的金属铁等与亚效果发作的一系列副反响，把亚复原成金属硒，或生成不溶性的硒化物沉积，而下降硒的收回率。且焙烧烟尘中往往导致贵金属的丢失。因而，氧化焙烧法已多不必。 二、苏打烧结焙烧 苏打烧结焙烧法硒的收回率高达90%以上。但因为碲亦大部分生成，当用热水浸出时，碲会和硒一道进入溶液而难以别离不易取得高纯度的硒。故本法不适于处理含碲高的阳极泥。 苏打烧结焙烧，是将预先烘干的阳极泥（约含10%水），参加阳极泥分量40～50%的工业碳酸钠（苏打），经混合均匀后，于氧化气氛中进行烧结。此刻，硒、碲被氧化成二氧化物与苏打反响生成易溶于水的亚钠与： SeO2＋Na2CO3＝Na2SeO3＋CO2 TeO2＋Na2CO3＝Na2TeO3＋CO2 激烈的氧化气氛，还会生成少数的钠和碲酸钠。 经烧结后的产品用热水浸出，浸出液送制取硒。为了使硒化物最大极限地溶于热水，并使碲化物尽可能少进入溶液，要求烧结进程中严格控制炉温不高于450℃。 除硒后的浸出渣，再用10%～12%的稀硫酸浸出除铜。除铜浸出渣送火法熔炼。 苏打烧结焙烧除硒较之氧化焙烧好。它操作简洁，设备简略，而硒的收回率也高。 三、硫酸盐化焙烧 硫酸盐化焙烧除硒，是处理铜阳极泥运用最广泛的办法。它不但能除掉阳极泥中90%以上的硒，还能最大极限地使阳极泥中的铜等硫酸盐化，便于下步浸出除铜。硫酸盐化焙烧运用最广的设备为马弗炉和反转窑。马弗炉适于小批量间歇性出产，而反转窑则适用于大批量接连出产。 硫酸盐化焙烧的首要意图，是为了使硒、碲、铜等转化为SeO2、TeO2和CuSO4，并使沸点低的SeO2优先蒸发成粗硒予以收回。然后再进行焙烧渣的浸出除铜和用浸出碲。 焙烧进程中，SeO2的提高温度为315℃，温度愈高，硒的蒸发速度愈快。但为了不使TeO2一同蒸发，也不使易溶于水的CuSO4分化成难溶的CuO（分化温度为650℃），故硫酸盐化焙烧温度一般控制在450～550℃之间。 阳极泥与浓硫酸混合后于马弗炉或反转窑内焙烧，首要发作下列一些反响： Cu＋2H2SO4＝CuSO4＋2H2O＋SO2↑ Cu2S＋6H2SO4＝2CuSO4＋6H2O＋5SO2↑ 2Ag＋2H2SO4＝Ag2SO4＋2H2O＋SO2↑ Se＋2H2SO4＝SeO2↑＋2H2O＋2SO2↑ Te＋2H2SO4＝TeO2＋2H2O＋2SO2↑ 经焙烧提高的SeO2，与烟气同时导入吸收塔（或气体洗刷器或湿式电收尘器），SeO2即溶于水而生成亚： SeO2＋H2O＝H2SeO3 阳极泥与硫酸反响时生成的很多SO2，凭借水的效果，使吸收塔中的亚复原生成元素硒沉积： H2SeO3＋2SO2＋H2O＝Se↓＋2H2SO4 生成的元素硒，因含有很多杂质，俗称粗硒。粗硒用热水洗刷至洗液呈中性后，烘干送制纯硒。 （一）马弗炉焙烧除硒。马弗炉分为电热、煤气加热或烧煤的。某厂运用的烧煤马弗炉，把作业分为焙烧和蒸硒两个进程。将含水30%左右的湿阳极泥，参加阳极泥分量70%的浓硫酸，混匀后于炉内焙烧4h。焙烧温度前期为200～250℃，中期为250～300℃，后期为250～200℃。经焙烧后的阳极泥成黑绿色峰窝状。 焙烧后的物料置于不锈钢盘中（料层厚度为35～45mm），于炉温500～550℃蒸硒12h，产出黄绿色含硒不大于0.05%的蒸馏渣。 蒸发的二氧化硒和炉气，由真空泵导入铅锑合金吸收塔。吸收塔内的吸收液含硫酸不大于500g／L，温度高于90℃，并通入二氧化硫气体，使亚复原成粗硒。 （二）反转窑焙烧除硒。某些厂运用的圆筒形钢体反转窑长6～9m，直径0.7～0.8m。依据出产实践，窑体愈长，阳极泥在窑内逗留的时刻就愈长，硫酸盐化效果也愈好。 反转窑窑体的倾斜度为1.6%，由2～3对托轮支承，电动机经过链轮传动，转速为1.13r∕min。为避免阳极泥很多粘结于窑体内壁上，窑内设有振打架，跟着窑体的滚动借重力滚动起振打效果。窑头（图1）和窑尾（图2）两头密封，用螺旋给（排）料器接连进料和出料。图1  反转窑窑头及加料体系（单位：mm） 1－窑体；2－窑头；3－链轮；4－支承架；5－料斗； 6－螺旋给料器；7－伞型齿轮及电机；8－托轮；9－减速机；10－振打架图2  反转窑窑尾及排料体系（单位：mm） 1－窑尾；2－窑体；3－螺旋排料器；4－振打架 阳极泥烘干至含水10%左右，于不锈钢斗车中参加浓硫酸泡料。实践出产中，浓硫酸的参加量首要视阳极泥中的含硒量而定，即含硒小于5%时，为阳极泥分量的60%～70%；含硒5%～10%时为70%～80%。含硒大于10%的阳极泥，一般与含硒低的阳极泥混合处理。泡好的料吊运至窑头加料斗，由螺旋给料器接连均匀地送进窑内焙烧。 焙烧由设在窑体下部的煤气焚烧嘴。分4至5段直接加热。如长6m的反转窑，自窑头至窑尾各段温度别离约为350℃、450℃、550℃和500℃。最高的第三段温度应严格控制不得超越640℃。炉料在窑内的逗留时刻约2h。焙烧后，进入窑尾的料由螺旋排料器排出，以确保窑尾密封。 焙烧炉气由真空泵导入吸收塔。吸收塔为含7%锑的铅锑合金所铸成（图3）。窑体两边各设一列，每列4只串联收硒。两列替换运用。吸收塔内盛入含硫酸150～200g∕L的开端液，终究含酸不多于500g∕L。作业进程中，借真空泵的抽力，使1号吸收塔内坚持2452～3432Pa（250～350mmH2O）的负压，窑体内坚持147～196Pa（15～20mmH2O）的负压，以便炉气能顺畅进入吸收塔。提高发生的二氧化硒于吸收塔中与水和硫酸效果生成亚，并与炉气中的二氧化硫效果艘复原成粗硒。为了使亚尽可能彻底复原，按阳极泥含硒量的多少另往1号吸收塔内供入气态二氧化硫2～5kg∕班。吸收塔放出的废液，于废液槽内加热至60℃以上，通入二氧化硫使亚进一步复原至滴入少数不呈赤色反响停止。另一厂对吸收塔放出的废液，选用铜片置换，取得的粗硒再回来蒸馏，置换液送制硫酸铜。图3  全体铸铅吸收塔（单位：mm） 经焙烧（蒸馏）后的阳极泥（俗称蒸馏渣），应呈灰白色，如色彩发红，则阐明硒的蒸发不彻底，应回来再蒸馏。运用长6m、直径0.7m的反转窑，每昼夜约处理阳极泥0.9～1.3t。产出的蒸馏渣，送浸出脱铜。

本流程为烟台冶炼厂等所采用。硫酸盐化焙烧分别采用高温和低温法。当阳极泥含硒较高时，在600～650℃焙烧和蒸硒4h，并从烟气中吸收和还原为粗硒；而含硒量低时，则在300℃焙烧2h。焙烧原料与硫酸的配比为1∶1。焙烧渣在固液比1∶12～15、温度80～90℃的6mol∕L硫酸液中浸出2h，滤液中的银经铜置换沉淀产出纯度99.95%的海绵银，液返回铜电解。酸浸渣在固液比1∶8～10、温度75～80℃的5mol∕LNaOH液中浸出2h，浸出液中的铅和碲分别以硫酸铅和粗碲回收后母液弃去。碱浸渣在固液比1∶10、温度80～90℃、初始酸度4mol∕LH2SO4和2mol∕LHCl液中按含金量加入3.5倍的NaOCl3浸出4h，并用SO2从浸液中还原沉淀出纯度99.99%的海绵金，尾液经置换回收铂钯，最终浸渣返回铜火法冶炼。

阳极泥的湿法冶金，具有环境污染小，贵金属涣散丢失少，易于完成机械化和自动化作业，功率高，本钱低一级诸长处，特别用于阳极泥产值多的大中型工厂，经济功率更为明显，而成为大中工厂今天处理阳极的首要流程。此外，化法、法等，也被有些工厂用来处理阳极泥出产进程中的某些中间产品。 80年代以来，全湿法和半湿法处理铜阳极泥的工业流程已在我国大多数工厂广泛应用。它们首要包含铜阳极泥的预先硫酸盐化或氧化焙烧，然后进行湿法分步处理以提取金银，并归纳收回有价金属。下面罗列的三个有代表性的铜阳极泥处理工业流程，都是通过许多出产供应商和研讨部分长时间探究的基础上归纳和开展而来的。 一、铜阳极泥的蒸硒和湿法－电解法流程 此法是贵溪、富春江、武汉、铜陵二冶等厂选用的工业流程。阳极泥首要经硫酸盐化焙烧蒸硒，并从炉气顶用稀硫酸液吸收和通入SO2复原收回粗硒。蒸硒渣经稀硫酸加热并鼓风拌和浸出脱铜，浸液回来铜电解。脱铜渣选用浸分银，并用水含肼从浸液中复原出粗银送电解。分银渣进行碳酸钠硅化并用稀硝酸浸出除铅，并向铅液中加适量硫酸（不使过剩）使生成PbSO4沉积，滤液回来再浸铅。除铅渣运用HCl、NaCl和CaOCl浸出金，并通SO2复原为粗金送电解。终究渣回来铜火法冶炼。 二、铜阳极泥的硫酸盐化焙烧和湿法－沉积法流程 本流程为烟台冶炼厂等所选用。硫酸盐化焙烧别离选用高温文低温法。当阳极泥含硒较高时，在600～650℃焙烧和蒸硒4h，并从烟气中吸收和复原为粗硒；而含硒量低时，则在300℃焙烧2h。焙烧质料与硫酸的配比为1∶1。焙烧渣在固液比1∶12～15、温度80～90℃的6mol∕L硫酸液中浸出2h，滤液中的银经铜置换沉积产出纯度99.95%的海绵银，液回来铜电解。酸浸渣在固液比1∶8～10、温度75～80℃的5mol∕LNaOH液中浸出2h，浸出液中的铅和碲别离以硫酸铅和粗碲收回后母液弃去。碱浸渣在固液比1∶10、温度80～90℃、初始酸度4mol∕LH2SO4和2mol∕LHCl液中按含金量参加3.5倍的NaOCl3浸出4h，并用SO2从浸液中复原沉积出纯度99.99%的海绵金，尾液经置换收回铂钯，终究浸渣回来铜火法冶炼。 三、铜阳极泥的氧化焙烧和湿法处理流程 本流程是重庆冶炼厂等选用的低温氧化焙烧和湿法处理流程（图1），阳极泥经低温氧化焙烧，可使S、Cu、Se、Te等氧化，焙烧渣在固液比1∶4，温度80～90℃的6mol∕L硫酸液中浸出2h，可一起浸出Cu、Se、Te等。浸出渣在固液比1∶4、温度80～90℃、初始酸度1mol／LH2SO4液中，参加NaCl40g∕L、NaClO3参加量为含金量的10倍，浸出4h。浸液中的金用草酸复原为粗金送精粹，尾液置换收回Pt、Pd。分金后渣中的银呈，在固液比1∶6～8，参加Na2SO4250g／L在常温下浸出2h，并用甲醛从浸出液中复原出粗银送精粹，尾液回来分银进程。终究渣送铜火法冶炼。图1  铜阳极泥的氧化焙烧和湿法处理流程

某厂铜阳极泥的首要组分为（%）：金0.3～0.9、银4～10、铜15～25、铅10～20、锡10～15，硒1～4。运用图1的流程，经稀硫酸直接浸出脱铜后，浸出渣含铜小于1%。然后进行化法除硒、碳酸钠转化稀硝酸浸出除铅。除掉铜、硒、铅后的渣量已很少，再用浸出金和浸出银。图1  氯化－全湿法流程 一、氯化除硒 氯化除硒是将浸出渣于稀液中通氧化，以到达： （1）使硒化物分化并除掉；（2）使浸渣中的银完全转化为氯化银，以便经过浸予以收回。且氯化时，能完全除净浸渣中残留的铜。为防止铅的溶解，溶液中应含有3～4mol／L的硫酸。 化作业在固液比1∶3、液温80℃下通氯化2～4h。开端，硒化物被分化并复原成硒（Se2＋→Se），浸渣逐步转红；跟着进程的进行，元素硒又被氧化（Se→Se4＋），浸渣逐步变浅。此外，因为浸渣中的银逐步转化成氯化银，而使渣逐步变白。通氯的结尾是当渣变白后，取渣样用硝酸溶解，再用氯离子查验至不生成氯化银沉积，证明渣中的银已完全转化为氯化银时，便停止氯化。 硒的氯化浸出率可达97%以上，简直能除净铜等杂质或使之大为下降。但进程中有少数金进入溶液，需在通二氧化硫复原硒时从粗硒产品中予以收回。复原硒后的溶液可回来浸出用。粗硒经钠溶解后过滤，不溶渣首要为金。这种渣与下一步的除铅渣兼并，用浸出金。滤液加酸化后，用以制取精硒。 二、碳酸钠转化与硝酸除铅 经氯化除硒的浸出渣中，铅首要以硫酸铅的方式存在。为了尽可能多地除掉铅并防止银进入溶液，先参加碳酸钠使铅转化为碳酸铅或碱式碳酸铅，其他金属的硫酸盐也转化为碳酸盐，以便于用硝酸浸出。鉴于碳酸铅的溶度积（1.0×10－13）比硫酸铅（1.6×10－8）小得多，因此只需运用的碱量满足，就能使硫酸铅完全转化为碳酸铅。转化作业在固液比1∶4、液温70～90℃和机械拌和下缓慢参加为浸渣分量40%的碳酸钠，约经4h转化，铅的转化率大于99%。然后过滤，滤液的首要组分为碳酸钠、硫酸钠和部分氯化钠，将其浓缩使大部分硫酸钠结晶除掉后，回来转化作业用，直至循环运用到含氯化钠量过多时，再与其他酸性废液中和后抛弃。 硝酸除铅的原理是根据硝酸能完全而迅速地溶解碳酸铅，所生成的的溶解度也很大。此法能取得纯洁的液。稀硝酸中和除铅是在常温文拌和下缓慢参加3mol／L的硝酸，至反响减慢且无二氧化碳气泡放出后，测定溶液pH值在0.5以下停止作业。此刻，铅的除掉率大于99%，渣含铅小于0.3%。金、银未丢失于浸液中。如浸渣中含有钙时，也会生成进入溶液。 过滤后的除铅液首要含（可能有少数）。往液中参加适量硫酸使铅、钙呈硫酸盐沉积后溶液回来除铅运用。为了确保再生液回来运用的除铅作用，再生液中不得含有    SO42－。故沉积铅、钙时，硫酸的参加量，应操控再生液中残留有少数。除掉硒、铅后的浸出渣送浸出金。 该厂的上述流程，经出产一段时间后取消了“氯化除硒”和“氯浸出银”两道作业，改为在“碳酸钠转化－硝酸除铅”后再用硝酸浸出银和硒。改善后的流程是在加碳酸钠转化后，于常温文拌和下参加2mol／L硝酸反响至无二氧化碳气泡放出，测定pH在1～2时停止。除铅率达99.4%，渣约含0.3%铅，金、银无丢失。除铅后的渣再用5mol∕L硝酸液，在固液比1∶4、液温80～90℃下机械拌和浸出1h，银的浸出率大于92%，硒的浸出率大于95%。为进步银的浸出率，制造5mol／L硝酸液时运用蒸馏水或离子交换水，避免氯离子带入溶液生成氯化银沉积。经除掉铜、铅、银、硒后，已大大减少了浸渣量，为下步用浸出金供给了便利。 将银、硒浸液加热，按含银量参加适量HCl（HCl不行过量，应使浸液中保存少数AgNO3）使生成AgCl沉积。过滤后的AgCl用稀HCl洗刷再加铁置换可产出纯度99.9%的银粉。滤液回来用于再浸出。经循环运用至硒富集后，运用SO2或Na2SO3复原沉积硒。

某厂处理铜阳极泥的工业实验流程包含氧化浸出铜、硒，浸出渣浮选富集贵金属精矿，精矿的火法熔炼和电解提纯。 实验用铜阳极泥的首要组分为（%）：金0.038、银13.13、铜14.00、硒2.85、铅5.00等。 浸出除铜、硒，是在稀硫酸溶液中参加固体作氧化剂进行的。在硫酸的效果下，放出和活性氧。后者首要氧化阳极泥中的铜，跟着分化硒化物。当绝大部分铜、硒被氧化进入溶液后，如持续参加，就会发作很多游离氯，而开端金的氧化溶解。故金开端氧化进入溶液即为氧化除铜、硒作业的结尾， 浸出作业于1.5m3珐琅反响罐中进行。固液比1∶2，开端液硫酸浓度350～450g∕L，液温80℃。参加后发作强烈反响放出很多的热，会使矿浆处于欢腾状况。故应严格控制的参加速度，避免矿浆外溢而形成丢失。当阳极泥中的铜、硒被彻底氧化进入溶液后，浸出渣色彩即变白。为了尽可能多地除掉阳极泥中的铜和硒，氧化浸出到溶液中含金略大于10mg∕L时停止。溶液中的含金量甩快速比色法测定。然后参加少数生阳极泥置换金，到溶液中含金约3mg∕L时出槽，经真空泵抽滤别离固液，1台1.5m3珐琅反响罐，可日处理湿阳极泥600kg。每吨阳极泥耗费100kg，硫酸800kg。 浸出后，均匀有92%的铜和86%的硒被除掉，并有0.4%的银和约3%的金丢失于浸出液中。但当用二氧化硫从浸出液中复原硒时，丢失的金、银均进入粗硒产品中得到收回。经浸出后的渣首要组分为（%）：银17.40，金0.052、铜1.60、硒0.55、铅7.60等。浸出液含银0.17g∕L、金0.0055g∕L、硒7.45g∕L。 实验时，发现浸出液中的硒部分呈正（H2SeO4）状况存在，不易被二氧化硫复原，且亚的复原速度也较慢，即便通复原24h，溶液中含硒仍选1～2g∕L。为了强化硒的复原，先将含硒液调整至含硫酸300g∕L，并参加适量铁屑，拌和2h，使溶液中80%的硒复原呈元素硒沉积。此刻未发作沉积的硒亦被复原为贱价硒，再参加少数氧钠以复原其他的硒。选用此法处理，整个作业进程只需进行3h，就可从含硒13g∕L的浸出液中复原96%的硒，残液含硒可降至0.5g∕L左右。

浓硫酸浸煮法是别离贱金属和银、富集金与铂族金属的经典办法之一。该法具有作业进程简略、设备少、简单操作等特色。用浓硫酸浸煮法处理过的质料，可所以未经预先处理过的阳极泥，但最好是已除掉铅、铜和硒的浸出渣，这样就能够削减质料的处理量。 W.库恩达（Kunda）研讨了浓硫酸浸煮银的进程，他从逸出气体的采样分析成果表明，这种气体由98%SO2，和2%H2组成。由此，能够推知浓硫酸溶解银的反应为： 2Ag＋2H2SO4 Ag2SO4＋SO2＋2H2O 2Ag＋H2SO4 Ag2SO4＋H2 其间，前一式生成SO2的反应是首要的。 浓硫酸浸煮阳极泥，一般往一份质料中参加4份浓硫酸，于铁锅中加热至160～180℃浸煮4h左右。冷却后，倾于衬铅槽中加2～3倍水拌和稀释过滤，并加热水洗刷。洗液与滤液兼并，从中收回银、铜、镍等。富集了金和铂族金属的渣，再进行别离和精粹。如欲先从浸煮液中收回银，则在浸煮后于垫有玻璃纤维的漏斗中过滤，再向滤液中按体积比参加1～2倍水稀释，银即生成白色Ag2SO4沉积选提纯，沉银后的母液中残留的银约为8g∕L。 浓硫酸浸煮作业应在通风罩下进行，并需避免发作烧伤事端。 某厂将二次电解富集的铜阳极泥，经硫酸盐化焙烧除硒、浸出脱铜和苛性钠浸出除铅后的浸出渣进行浓硫酸浸煮，实验成果如表1。表1  二次铜阳极泥脱铜、硒、铅渣浓硫酸浸煮成果产品散布率%CuNiFeSeAgAuPtPdRhIrOsRu浸渣3.967.128.4894.8017.3599.9799.8099.7398.8797.5697.7581.75浸液96.0492.8891.525.2082.650.030.290.071.232.442.8218.25     从表1中看出：经一次浓硫酸浸煮作业，可使82.65%的银和91%以上的铜、镍、铁进入溶液，浸渣富集了94%的硒和97%以上的金和铂族金属（除钌稍低）。     列宁格勒矿业学院和北镍公司一起实验研讨了浓硫酸浸煮法处理镍阳极泥和含铂铜阳极泥的进程。实验成果表明，选用两段浓硫酸浸煮工艺最为合理。榜首段在170～190℃下浸煮4～6h，就可使96%～99%的铜、镍、铁等转入溶液，贵金属和硒、碲富集于不溶渣中。第二段是于200～300℃下浸煮不溶渣，使银和铂的伴生金属进入溶液，而取得富集铂、钯、金的二次不溶渣。     曾实验过一段高温（300℃）浓硫酸浸煮镍阳极泥，实验所得贵金属和硒、碲的别离率也很高（如表2）。但由于溶液中含有很多铜、镍和铁等，使从溶液中收回贵金属和硒、碲的进程复杂化。 表2  镍阳极泥一段高温浸煮成果组分散布率∕%溶液不溶渣烟气Pt、Pd、Au01000Ph、Ru、It9550Os5590Ag88120Se353035Te85150     为了调查各组分在浓硫酸浸煮进程中的行为，曾进行过规划为1～1.5kg阳极泥的扩展实验室实验。试样运用－0.074mm粒级的镍阳极泥及镍阳极泥与铜阳极泥（2∶1或5∶1）的混合质料。按每份试料参加3.5～4.5份浓硫酸，于170～190℃浸煮4～6h，加水拌和稀释至含酸200g∕L过滤，取得一次浸出液和一次浸出渣。一次浸出渣再次于200～300℃加浓硫酸和硫酸钾浸煮，取得二次浸出液和二次浸出渣。经两次浸出的渣加于650℃煅烧6h以分化和除掉硒、碲。精矿再用200g∕L的苛性钠于100℃浸出6h除掉硅酸盐。实验成果证明，此法能有效地别离贱金属，并别离取得各种贵金属精矿。     经过扩展实验制定的工业实验流程如图1。工业实验是取经筛分取得的－0.1mm粒级的试料，在机械拌和的硫酸化槽中，榜首段于170～190℃浸煮3～4h，共处理23批试料。第二段共处理5批试料，第1～3批向矿浆中参加20%硫酸钾，于256℃浸煮8h，第4和5批于263℃浸煮10h。取得的产品中金属的均匀散布率如表3。两段硫酸浸煮不溶渣，经煅烧和脱硅产出铂钯金精矿。第二段浸出液加氯化钠沉银后，用硫和在热压器中复原铑、钌、铱，经灼烧产出含铑、钌、铱总量20%～30%的精矿。各级作业捕收的烟尘，经别离别离产出锇精矿、粗硒和粗碲。

一、矿床时空散布及成矿规则 我国稀土矿床大多数与稀有元素共生在一起的，矿床构成于从元古宙至中生代的绵长地质前史时期中，在兴安—内蒙古、东秦岭、黑吉辽胶、华南、康滇等成矿区带均有不同程度的散布。稀土矿床时空散布根本概略是： 前寒武纪是稀土矿床的一个重要成矿期。如坐落内蒙古成矿区的白云鄂博铁-铌、稀土矿床是一个多期叠加成矿的国际稀有特殊超大型稀土矿床。据袁忠信等近年来对白云鄂博矿床成矿年代的研讨标明，稀土的成矿首要发生在中元古代，约在1400～1600Ma之间(矿床地质，1991.№.1)，矿石是经过堆积方法构成的。在加里东期，伴随着碱性碳酸岩岩浆，以及或许某些碱性辉长岩岩浆的侵入，导致稀土第2次成矿。在海西期，伴随着矿区南部花岗岩岩浆的侵入，使原堆积的矿石再次遭到改造，有新的晚期阶段的稀土矿藏构成。 加里东期构成的稀有、稀土矿床，首要是散布在北方几条北西西向的岩带，如秦岭区、昆仑-祁连山区。矿床类型以伟晶岩型为主，成矿规划较小。 此外，在南边桂粤的寒武系—奥陶系中遍及含有磷和稀土元素，在混合岩化过程中，使稀土元素富集而构成混合岩型稀土矿床。 海西期，在兴安岭-内蒙古区、阿尔泰区、天山-北山区、昆仑-祁连山区、东秦岭区、华南区、康滇区及黑吉辽胶区都有海西期岩带存在，构成许多规划不等的稀有、稀土矿床。 印支期，现在仅在川西发现大型锂辉石伟晶岩矿床和新疆阿尔泰区域柯鲁木特锂辉石-钠长石伟晶岩矿床。但没有发现规划较大的稀土矿床。 燕山期是我国稀有、稀土矿床的首要成矿期，特别是华南成矿区的许多花岗岩型、气成热液和热液型、伟晶岩型、碱性岩及碱性花岗岩型、火山热液型等稀有、稀土矿床，绝大多数是在燕山期成矿的。此外，四川冕宁牦牛坪稀土矿床经研讨属喜马拉雅期成岩成矿的(袁忠信等，1995)。 不同成因类型的稀土矿床的铈族稀土和钇族稀土矿藏组合的改变具有必定的规则性。与碱性-超基性岩浆有关的岩浆矿床中，首要构成铈族稀土矿藏组合;与酸性岩浆有关的矿床中，首要构成钇族稀土矿藏组合。伟晶岩矿床中，碱性伟晶岩矿床首要构成铈族稀土矿藏组合;花岗伟晶岩则首要构成钇族稀土矿藏组合。热液矿床中首要构成铈族稀土氟碳酸盐矿藏组合。 二、矿床类型 我国稀土矿床类型的区分，因稀土元素常与稀有元素共生在一起，故矿床分类都以稀有、稀土矿床标明。如《我国矿床》(中册)推出的稀有、稀土矿床分类计划。现将以稀土为主并具有工业含义的矿床类型，简介如下： 1.白云鄂博型铁-铌、稀土矿床 这是一种特殊类型迄今绝无仅有的超大型稀土矿床，以其规划巨大，储量丰厚，铈族稀土档次高而著称于世，具有巨大的经济价值，是我国稀土矿藏质料最大的生产基地。对其成因类型区分至今议论纷纷，比如特种高温热液说、堆积蜕变-热液告知说、岩浆碳酸岩说、火山碳酸岩堆积说、层控说、热卤水堆积说以及复合成因说等。该类型矿床地质特征将在典型矿区中加以扼要介绍。 2.花岗岩型铌、稀土矿床 该类型是与花岗岩类岩石有关的岩浆矿床，首要散布在赣南、粤北及湘南、桂东一带，如姑婆山含褐钇铌矿花岗岩。碱性花岗岩型稀土矿床首要散布在川西和内蒙古的东部区域，如内蒙古巴尔哲碱性花岗岩铌、稀土矿床。花岗岩型稀土矿床的特色是，储量大、档次安稳，颇有前景。但档次较低，矿藏粒度较细，现在没有大规划挖掘使用。但是在其上发育的风化壳矿床和构成的冲积砂矿、海边砂矿，易采易选，具有重要工业含义，五六十年代已挖掘这些砂矿中的茕居石、磷钇矿、铌钽铁矿、锆石英等稀土、稀有元素矿藏质料。 3.花岗伟晶岩型稀土矿床 我国花岗伟晶岩首要富含锂、铍、钽等稀有元素，富含稀土元素并不多见，仅在江西发现有稀土-铌钽-锂伟晶岩型矿床。这类矿床的特色是稀土档次较高，矿藏粒度较大，易采易选，但规划有限，适于当地挖掘。 4.含稀土氟碳酸盐热液脉状型矿床 该类型是独立的轻稀土矿床，经济价值巨大，为国外稀土矿的首要类型之一，如美国闻名的芒廷帕斯特大型氟碳铈矿即属此类。我国现在已勘查出四川冕宁牦牛坪稀土矿床(大型)和山东微山湖郗山稀土矿床(中型)。这类矿床的构成常与碱性侵入岩有关，规划较大，稀土档次富，首要矿石矿藏为氟碳铈矿，富含镧、铈、镨、钕等元素，矿石嵌布粒度大，属易选矿石类型。这两个矿床已开发使用，经济、社会效益非常可观。 5.含铌、稀土正长岩-碳酸岩型矿床 这品种型矿床也是稀土矿床首要类型之一。具有规划大，共伴生组分多的特色，颇有归纳使用价值。首要矿石矿藏以铈族稀土为主。有茕居石、氟碳铈矿、氟碳铈钙矿等，铌矿藏有烧绿石、铌铁矿、铌铁金红石等。在秦岭东段南坡，鄂陕交界处已勘查的湖北竹山庙垭大型铌稀土矿床，探明轻稀土氧化物121.5万t，五氧化二铌92.95万t，尚待开发使用。 6.化学堆积型含稀土磷块岩矿床 在化学堆积型矿床中，现在在国内没有发现独立的稀土矿床。稀土元素仅仅作为伴生组分富集在某些磷矿床、铝土矿床和铁矿床中，具有归纳收回使用价值。其间在磷块岩中的稀土元素首要呈类质同象方法赋存于胶磷矿或微晶磷灰石中，稀土含量与主元素磷的含量有亲近的相关联系，最高含量可达0.3%，且钇族稀土往往有较高的份额。70年代初，勘探的贵州织金县新华磷矿床，探明的稀土氧化物储量已达大型矿床规划，其间氧化钇的储量占总储量的1/3。现在，磷矿已挖掘，稀土矿待归纳收回使用。 7.堆积蜕变型铌、稀土、磷矿床 该类型是近年来发现的一种蜕变矿床，散布甘肃北部和内蒙古西部。矿床产于前寒武系大理岩中。矿石矿藏首要有铌铁矿、铌易解石、铌铁金红石、茕居石、磷灰石等。矿床规划较大，以铌为主，稀土和磷可归纳收回使用，具有潜在的工业含义。 8.混合岩型稀土矿床 这种稀土矿床是含茕居石、磷钇矿的混合岩或混合岩化花岗岩。70年代以来在广东、辽宁、内蒙古接连发现矿化区和矿床。如广东的五和含稀土混合岩矿床，辽宁的翁泉沟混合岩化告知型硼铁稀土矿床，内蒙古乌拉山—集宁一带的花岗片麻岩或混合岩中稀土元素含量很高，有或许找到混合岩型稀土矿床。这种矿床的矿石矿藏首要是茕居石、磷钇矿、褐帘石和锆石等，辽宁的混合岩中还有铈硼硅石等。混合岩型稀土矿床，一般规划较大，特别是在南边由混合岩型稀土矿床构成的风化壳矿床和海边砂矿具有重要挖掘价值。 9.风化壳稀土矿床 这类矿床广泛散布于南岭和福建一带的花岗岩型、混合岩型稀土矿床和单个含稀土火山岩发育的区域，多呈面型散布。依据稀土元素的赋存状况，风化壳矿床分为单矿藏型和离子吸附型两类。 单矿藏型风化壳矿床的稀土元素首要以稀土矿藏方法呈现，其工业矿藏品种，视其原岩而定。有的以褐钇铌矿为主，如湖南和广西富贺钟三县的风化壳花岗岩;有的则以磷钇矿和茕居石为主。其含矿母岩为含矿花岗岩和混合岩。这类矿床采选简易，已成为稀土特别是重稀土的首要矿藏质料来历。 离子吸附型风化壳稀土矿床，是一种新类型稀土矿床。稀土元素呈离子状况吸附于粘土矿藏表面，提取工艺简洁，加之规划之大，挖掘简略，已成为我国重稀土、中稀土提取的首要来历。这类矿床在我国南边有较广泛的散布，开发这类矿床经济、社会效益非常显着。 10.茕居石、磷钇矿冲积砂矿和海边砂矿 在华东、中南、滇西南等区域第四系冲积层中遍及茕居石和磷钇矿砂矿。其原岩为含矿花岗岩和混合岩，砂矿富集程度、档次随地貌单元趋新而渐富。矿床规划较小，但易采易选，适于边采边探，易于发挥经济效益。海边砂矿比冲积砂矿规划大，也易采易选，经济价值巨大。首要散布在广东、海南、台湾省等滨海一带。矿体赋于第四纪滨海相细粒石英砂中，首要矿藏为钛铁矿、金红石、锆石、茕居石和磷钇矿等，均可归纳开发、归纳收回使用。 三、典型矿区 (一)内蒙古白云鄂博铁、铌、稀土矿 白云鄂博矿区坐落内蒙古包头市白云鄂博区内，南距固阳县城90km，矿区规划东西长16km，南北宽3km，面积约为48km2，由主矿、东矿、西矿、东介勒格勒和都拉哈拉等5个矿段组成。探明的储量规划：稀土、铌为国际稀有的超大型、铁矿也到达大型以上规划，并伴生多种有利组分，归纳使用价值巨大。 白云鄂博矿床从发现到勘查、开发已有70余年前史。铁矿由丁道衡先生1927年7月初次发现，稀土矿由何作霖先生在丁道衡采回来的标本中，于1935年头次发现两种稀土矿藏，命名为白云矿(氟碳铈矿)和鄂博矿(茕居石)。但这样重要的发现，在其时没有注重。直到新我国建立后才对白云鄂博矿区进行了空前大规划的地质勘查、矿业开发和科研作业。 40余年来许多部分和单位先后在这里做过地质勘查作业。到1992年末，累计探明铁矿石储量14.59亿t，探明的稀土储量(RE2O3)占全国总储量的90%以上，铌储量(Nb2O5)占全国总储量的70%(按1996年末保有储量计算)，并别离计算了钍、钛、钾、萤石、石英砂等矿产储量，规划也很可观。 白云鄂博矿区地处内蒙古地轴北缘向内蒙古古生代地槽的过渡地带。矿床坐落宽沟大开裂与乌兰宝力格深大开裂交汇处的白云鄂博区。矿区首要散布有中元古代的下白云鄂博群地层，首要为淡色石英岩、板岩、灰岩和白云岩组成的一套准复理石堆积缔造(图3.22.1)。矿区由近东西走向的宽沟背斜和白云鄂博向斜组成。矿区的侵入岩以海西期花岗岩类为主，散布于矿床南北，其次是辉长岩类、闪长岩类等。白云岩是矿区首要含矿层，对稀土和铌而言白云岩便是矿体。主矿段、东矿段和西矿段，不只是铁矿体，并且均伴生有工业价值的稀土和铌等稀有金属矿产;东介勒格勒和都拉哈拉首要是铌-稀土矿段。各矿段的首要矿体规划： 1.主矿段 坐落白云鄂博向斜的北翼。矿体赋存于白云岩(H8)与板岩(H9)之间。矿体产状与围岩共同。矿体上盘围岩为黑色板岩蚀变而成为黑云母岩，下盘为萤石化、钠闪石化白云岩。铁矿体长1250m，最宽415m，操控斜深970m。稀土储量占全矿区总量的32.1%，铌储量占全矿区总量的21%。 2.东矿段 坐落主矿段之东，二者附近。矿体产状与围岩共同。矿体上盘围岩为白云岩和板岩，下盘为白云岩。铁矿体长1200m，最宽350m，呈帚状，西窄东宽，最大延深800m。稀土储量占全矿区总量的21.5%，铌储量占全矿区总量的10.8%。 主、东矿段均匀档次：主矿段，TFe 35.97%、RE2O3 6.19%、Nb2O5 0.141%;东矿段 TFe 33.85%、RE2O3 5.71%、Nb2O5 0.126%。在上盘蚀变板岩、白云岩和下盘蚀变白云岩中还有铌、稀土矿体产出，含Nb2O5 0.051%～0.153%。RE2O3 0.8%～8.18%。 主、东矿段的首要稀土、稀有元素工业矿藏为茕居石、氟碳铈矿、氟碳钙铈矿、黄河矿、铌铁矿、易解石、烧绿石等。此外，在主、东矿段境界外的底盘稀土档次RE2O3 3.55%，其储量占全矿区总量的16%。 3.西矿段 坐落主矿以西，由16个大小不等的铁矿体组成，散布在白云鄂博向斜的两翼，向斜核部为(H9)板岩，两翼为(H8)白云岩，有的铁矿体自身呈向斜结构。铁矿体长100～1900m，宽10～170m。矿段中见有黑云母化、金云母化、钠闪石化、铁白云石化。稀土、铌矿化与其伴生，矿化比主、东矿段弱。矿段均匀档次：TFe 33.57%、RE2O3 0.948%～1.072%、Nb2O5 0.064%～0.08%。稀土储量占全矿区总量的8.5%，铌储量占全矿区总量的43.7%。 4.东介勒格勒矿段 坐落东矿段之南1km处，属白云鄂博向斜南翼，由8个小铁矿体和13个铌矿体组成。铌、稀土多散布在白云岩中，RE2O3含量为1%～3.89%，Nb2O5含量为0.2%左右。 5.都拉哈拉铌-稀土矿段 坐落东矿段以东，与东矿段矿体下盘的白云岩相连，东西长5700m，南北宽1060m，面积6km2。本矿段铁矿化不发育，未构成铁矿体。铌、稀土矿化集中于各种蚀变白云岩和金云母透辉石夕卡岩中，构成独立矿体。共有4个矿体，主矿体长3200m，宽均匀230m，呈层状产于磁铁矿化白云岩、萤石磁铁矿化白云岩中，稀土均匀档次RE2O3为3%，铌均匀档次Nb2O5为0.097%。其他3个矿体产于东部触摸带，矿体长320～500m，宽65～100m，首要矿石类型为金云母透辉岩型，均匀档次：稀土(RE2O3)为0.3%～0.99%、铌(Nb2O5)为0.146%～0.202%。首要矿石矿藏为茕居石、铌铁矿、烧绿石等。 白云鄂博矿床物质成分极为杂乱，已查明有73种元素，170多种矿藏。其间，铌、稀土、钛、锆、钍及铁的矿藏共近60种，约占总数的35%。首要矿石类型有块状铌稀土铁矿石、条带状铌稀土铁矿石、霓石型铌稀土铁矿石、钠闪石型铌稀土铁矿石、白云石型铌稀土铁矿石、黑云母型铌稀土铁矿石、霓石型铌稀土矿石、白云石型铌稀土矿石和透辉石型铌矿石。 白云鄂博矿床的成因类型，现在颇有争议，有多种之说，在本节“矿床类型”已有叙说。鉴于该矿床成因杂乱，规划巨大，共伴生组分甚多，经济价值大，从工业类型来看也是共同的、唯有的一品种型，一般称之“白云鄂博式”铁-铌、稀土矿床。 (二)内蒙古扎鲁特旗“八○一”稀有稀土矿 扎鲁特旗“八○一”(又叫巴尔哲)稀有、稀土矿区，坐落内蒙古哲里木盟扎鲁特旗乌兰哈达苏木境内，为大型碱性花岗岩稀有、稀土矿床，探获的储量：稀土、钽、铌、铍均为大型规划。 该矿床是1975年吉林省地质局区测二分队在进行1∶20万区测时经过放射性查看发现的。1976年省局第八地质队四分队经过矿点查看，必定了该矿点是个较大规划的稀有稀土矿床。1977～1978年由省局化探大队(原第八地质队)三分队进行普查和详查，1981年提交了内蒙古扎鲁特旗八○一稀有、稀土矿床详查陈述。 矿区坐落大兴安岭拱起的南段，东西向和北东向结构体系相交部位。矿床产于区内钠闪石花岗岩体顶部的内触摸带中。含矿岩体侵入在上侏罗统满克头鄂博组构成的北北东向背斜结构的核部。岩体总面积为0.35km2，分东西两个岩体(图3.22.2)，东岩体呈亚铃形，面积0.24km2，西岩体近圆形，面积0.11km2。该岩体为硅酸过饱和强碱性岩石。其围岩蚀变首要为硅化、角岩化、钠闪石化，并有少数萤石化和碳酸盐化。岩体在笔直和水平方向均有显着的分带。矿化富集在岩体顶部呈面型强蚀变的部位，已查明东岩体顶部富含稀土、铌钽、铍，为一厚大板状矿体。按元素组合又分为上部矿体和下部矿体。上部矿体首要含稀土、铌、钽、铍等，产于东岩体的上部，与强蚀变钠闪石花岗岩带相吻合，自地表向深部达110～150m。地表出露长1090m，宽90～347m。矿石中首要矿藏为羟硅铍钇铈矿、铌铁矿、锌日光榴石、烧绿石、茕居石、锆石。矿体均匀档次，Y2O3为0.295%，Ce2O3为0.3%，Nb2O5为0.258%，Ta2O5为0.16%，BeO为0.051%，ZrO2为3.11%。下部矿体首要含钇、铌，矿体与中等蚀变钠闪花岗岩带和弱蚀变钠闪石花岗岩带根本共同。矿体长1090m，宽300～470m，自上部矿体以下到深206～245m。矿石中首要矿藏为羟硅铍钇铈矿、铌铁矿、烧绿石、茕居石、锆石等。矿体均匀档次：Y2O3为0.076%，Nb2O5为0.048%。 西岩体也是钠闪石花岗岩，坐落矿区西部，岩性单一，相带不显着，告知作用比东岩体弱。两岩体经作业证真实深部连为一体，向深部膨大，但稀土散布有所不同。东部岩体富含钇族稀土，而西部岩体则富含铈族稀土。矿床类型属碱性花岗岩型的岩浆晚期分异告知稀有、稀土矿床。 (三)四川牦牛坪稀土矿床 牦牛坪稀土矿床坐落四川冕宁县城直距20km处。矿区南北长约3.5km，东西宽1.5km，面积约5km2。为大型稀土矿床。 四川冕宁牦牛坪稀土矿床为四川省地质矿产局一○九地质队于1986年发现和点评的一个大型轻稀土矿床。1987年提交了《冕宁县牦牛坪稀土矿区光头山地段详查地质陈述》，探明1号矿体2840m标高以上稀土氧化物储量8.165万t，其间工业储量5.505万t，供冕宁县晶兰稀土公司开发。1990年又提交了《冕宁县牦牛坪稀土矿区牦牛坪矿段普查地质陈述》，概算了稀土氧化物资源量约200万t，其间工业储量7.86万t(我国矿床发现史•四川卷，地质出书社，1996)。 牦牛坪稀土矿床在大地结构上处于扬子地台西缘攀西裂谷带的北段，坐落冕宁复式花岗岩基及哈哈开裂中部。矿床坐落冕西岩体中段南缘。矿区岩浆岩散布(图3.22.3)有碱长花岗岩、英碱正长岩、流纹岩、碱性花岗斑岩以及云煌岩。矿区碱长花岗岩属冕宁碱长花岗岩基的一部分，为矿区散布最广的侵入岩;英碱正长岩既是伟晶状氟碳铈矿-霓辉石-萤石-重晶石矿脉等矿体的围岩，自身又常构成氟碳铈矿细脉-浸染型稀土矿石;流纹岩散布于矿区东部，与碱长花岗岩和英碱正长岩直触摸摸，见有弱小稀土矿化;碱性花岗斑岩呈岩脉赋存在英碱正长岩内，云煌岩仅见于碱长花岗岩和流纹岩中。成岩成矿年代据袁忠信等(1995)对该矿床的同位素年代学研讨标明，牦牛坪矿床构成于喜马拉雅期(与成矿亲近相关的英碱正长岩锆石U-Pb同位素测年为12.2～40.3Ma)，是迄今为止我国已知年代最年青的内生稀土矿床。 冕西区域哈哈开裂呈北北东走向直通矿区，操控着含矿杂岩体的产出和矿带的展布，次级开裂、节理直接操控矿体的产出。矿带呈北北东向，长2600m，由杂乱脉状及网脉状稀土矿脉组成。经勘查已开端圈定出矿体64个。矿体一般长200～700m，最长1000余m;一般厚约5～30m，最厚部位达100.57m;沿歪斜延深数10m至400余m，均匀含稀土氧化物1.07%～5.77%。 矿石类型，按含稀土矿藏品种区分为氟碳铈矿型、硅钛铈矿-氟碳铈矿型和氟碳钙铈矿-氟碳铈矿型。供工业使用的首要是氟碳铈矿型矿石。矿床类型为中低温热液型稀土矿床(袁忠信等，1995)。 (四)江西七○一重稀土矿 矿区坐落江西省南部。由江西省地质局九○八地质大队四分队，在展开1∶5万区域普查找矿过程中，于60年代末70年代初发现并进行勘查的。因在1971年处理了该矿床稀土的赋存状况，并开端必定了矿床的工业价值而将矿区定名为“七○一矿”。勘探从1972年10月开端，至1973年12月完毕，并编制了勘探陈述。后经江西省矿产储量委员会检查，核批重稀土氧化物储量到达大型规划。 七○一重稀土矿，属淋积型矿床。成矿母岩为花岗岩，岩体近似椭圆形，由中粒白云母钾长石-碱性长石花岗岩和中粒黑云母钾长石花岗岩组成。岩体铀-铅同位素年纪为124Ma，属燕山晚期产品。岩体含稀土丰度高，首要稀土矿藏为氟碳钙钇矿、磷钇矿、茕居石，此外还有砷钇矿、氟碳钙铈矿等。淋积型矿体大部分暴露地表，只要少数地段被残坡积层掩盖。随剥蚀和腐蚀的强度而变异，具有山顶和山脊厚、山腰次之，山脚较薄的遍及规则。在勘探区内矿体厚度一般为9.70～10.2m，最大厚度达29m。矿化接连均匀，稀土氧化物档次比原岩高出近3倍。稀土的分配以重稀土为主。矿石选冶功能杰出。矿区地处低山丘陵地带，矿体暴露，均处在当地腐蚀基准面以上，具有优胜的露采条件。 七○一重稀土矿床，经勘探证实是一个储量大，易采、易选，是国际稀有的新类型矿床。它的发现和勘探含义严重，不只打开了江西勘查和开发稀土矿产资源的新局面，也给南边各省区勘查、开发稀土矿产资源供给可资学习的经历。该矿床已挖掘，经济、社会效益非常可观。近年来又将混合稀土氧化物进行别离，生产出高纯度的氧化钇产品，使其经济效益进一步的进步。 (五)广西白马磷钇矿 白马磷钇矿矿区坐落广西陆川县城东北10km处，矿区规划60余km2，磷钇矿、茕居石均到达大型砂矿规划。 本区砂矿地质勘探作业，由广西冶金地质勘探公司二地质队于1959～1961年先后完成了白马风化壳砂矿、黄峰洞风化壳砂矿与白马冲沟砂矿普查作业。然后挑选白马与黄蜂洞矿区富矿地段进行勘探，1962年提交了《广西陆川白马磷钇矿砂矿区储量陈述》，探明磷钇矿7492t、茕居石11069t、锆石英10994t，磷钇矿、茕居石均到达大型砂矿规划(我国矿床发现史•广西卷，地质出书社，1996)。 矿区地处华夏台背斜之西南端，出露元古宇、泥盆系地层，岩浆活动激烈，花岗岩体散布广，风化壳较发育。磷钇矿、茕居石、锆石英等工业矿藏，在第四系松懈碎屑堆积层中构成残坡积、风化壳及河谷堆积等多品种型的稀有金属砂矿床。矿床由白马区与黄蜂洞区花岗岩风化壳类型砂矿和白马河谷冲积砂矿组成，水文地质条件简略，易采易选。陆川县曾办小矿场，在农闲时节挖掘。 (六)云南勐往茕居石砂矿 勐往茕居石砂矿坐落云南省勐海县城之北的勐往乡，距县城82km，为大型茕居石砂矿床，并伴生可观的锆石英、钛铁矿等。 1959年昆明有色冶金地质勘探公司三○五队依据国家对稀土矿产的需求，挑选成矿有利的澜沧江拱起的大花岗岩体南段各山间盆地进行普查找矿。对勐海、景洪两县境内的一些盆地进行河流水系重砂丈量，发现盆地的第四系堆积物中含有用矿藏较多，其间茕居石、磷钇矿、锆石英等矿藏含量可达工业目标，有进一步作业价值。故挑选勐往盆地进行详查，1960年头提交了详查陈述和初勘规划，转入勘探。探明茕居石工业储量16988t、伴生锆石英储量19966t、钛铁矿储量138836t(我国矿床发现史•云南卷，地质出书社，1996)。 勐往盆地坐落临沧-勐海花岗岩基东侧，为一山间盆地。南北长8.5km，东西宽2.2km，面积约7km2，矿体散布面积6km2。比较富而大的矿体产于古河槽冲积层中，产于坡残积层中者规划较小较贫。 全矿区共圈出12个矿体，其间主矿体1个，较富，散布面积360万m2。厚度2～20m;其他11个矿体多为贫矿，且规划小，面积共44万m2，厚度2～10m。砂矿中有用矿藏首要有茕居石、锆石英、钛铁矿，其次有少数的磷钇矿、金红石等。这些矿藏在冲积层中的含量比残积层中高，并富集于盆地的中段，砂砾层含矿好。茕居石档次一般在550～750g/m3，锆石英一般200～500g/m3。钛铁矿均匀含量5052g/m3。 该矿床是60年代初发现并勘探的，具有开发价值，有待开发使用。 (七)四川大水沟碲矿 大水沟碲矿床坐落四川省石棉县大水沟，是我国近年来新发现的首例独立碲矿床。1991年当地在挖掘硫铁矿过程中发现了辉碲铋矿。1992～1993年头由四川有色稀贵金属公司探采确以为独立的碲铋矿床之后，由四川省地矿局进行普查，已开端操控200多t碲储量。四川有色稀贵金属公司在边采边探时于成都市区建立了小型别离车间，1993年头出试验阶段产品，碲锭纯度达99.99%。 为了深化了解这一首例的独立碲矿床，四川省地质矿产局和成都理工学院于1992年开端对矿石物质组分进行研讨。1993～1995年我国地质科学院、矿床地质研讨所、四川省地质矿产局、四川有色稀贵金属公司及成都理工学院组成课题组对矿床及其外围进行较体系的研讨，并出书了《四川大水沟碲(金)矿床地质和地球化学》专著。 大水沟碲矿床大地结构方位从属扬子准地台与松潘-甘孜地槽接合部、龙门山-大雪山-锦屏山推覆结构中段。矿床坐落大水沟(西油房-溜沙坡)结构岩片中，该结构岩片受草科开裂和磨西开裂所夹持呈长轴走向北北东的菱形块体(图3.22.4)。菱形块体为一个由中下三叠系组成的小穹隆。矿床成矿主岩，在矿区仅出露有三叠纪大理岩和变玄武岩。 矿区现在所发现的13条矿脉均产于变玄武岩层内，充填于北东向结构裂隙中，当矿脉延伸到火山岩与大理岩界面时当即尖灭。攀西地质队还在矿区外围发现以大理岩为围岩的碲矿化，但未见工业矿体。 碲矿脉大致平行摆放，走向北东5°～30°，倾向北西275°～300°，倾角40°～65°，在主矿脉旁侧常有与之呈“人”字形的次级矿脉，矿脉厚度10～70cm。 矿石结构按成因分为结晶结构、告知结构、固溶体别离结构及其他显微结构。矿石结构，成矿以热液充填方法为主，常见的有块状结构、网脉状结构、浸染状结构和角砾状结构等。首要矿石矿藏有辉碲铋矿、楚碲铋矿、磁黄铁矿和黄铁矿等。首要矿石类型有黄铁矿-磁黄铁矿矿石(硫铜矿石)和辉碲铋矿矿石(碲矿石)。前者是以采硫和铜为主，并伴生碲、金、银、锌等，可归纳收回。后者(辉碲铋矿矿石)是大水沟矿区碲和铋的首要矿石，其档次：Te 0.2%～10%，富矿石15%～25%，最高可达34.58%;Bi 3%～10%，富矿石20%～32%，最高达57.2%。在块状碲矿石中，Au、Ag、Se和Cu均成富矿石，其含量别离为39.63g/t，204.3g/t，105×10-6和3.87%。 矿脉两边的围岩蚀变非常发育，有碳酸盐化、硅化、黑云母化、白云母化、赤铁矿化、绿泥石化、绿帘石化、钠-奥长石化和石英电气石化。 经陈毓川等近年来对大水沟碲矿床的研讨，以为是一种浅成低温热液矿床。 (八)湖北双河硒矿 双河硒矿区坐落湖北省恩施市东南73km处，是湖北省地质矿产局第二地质大队(原第十一地质队)勘查的一个规划可观的独立硒矿床。1988年提交了《湖北省恩施双河渔水坝硒矿普查陈述》，1990年又提交了《湖北省恩施双河硒矿及其外围普查地质陈述》。该矿床的发现和勘查，不只填补了湖北省甚至全国无独立硒矿床的空白，并且为创始硒资源开发使用做出了重要贡献。现在已在食物、饮料、医疗、农业等范畴得到很好的使用，并将资源转化为产品，成为恩施区域脱贫致富的重要工业，社会、经济效益非常显着。 矿床处于双河向斜北西翼的中段。矿区规划长6km，宽1.5km，面积9km2。硒矿赋存于下二叠统茅口组上部含碳硅质岩段，厚14～20m，自下而上分为3个含矿层。下含矿层由含碳硅质岩和硅质碳质页岩组成，厚2.26～5.90m，含硒0.0015%～0.54%、钼0.061%～0.037%、V2O5 0.06%～0.79%;上含矿层为碳质泥岩夹少数硅质岩，厚2.46～4.56m，含硒0.001%～0.029%。 矿体首要沿中、下含矿层界面断续散布，共有5个硒矿体和3个钼钒硒矿体。硒矿体走向长25～140m，倾向延伸14～35m，厚度0.59～2.64m，含硒均匀为0.088%～0.199%。钼钒硒矿体长80～330m，倾向延伸40～120m，厚度1.28～2.05m，含钼0.44%～0.053%、V2O50.41%～0.49%、硒0.015%～0.028%。 矿石具隐晶结构、块状结构，矿石中65.84%的硒呈吸附状况散布于碳质中，33.90%的硒呈类质同象赋存于黄铁矿中。矿床类型为堆积型硒矿床。矿石经氧化焙烧，从烟道沉降室搜集富硒烟尘中提取工业粗硒，均匀收回率65%，工艺流程简略。