用捕集银矿石中的银、金使之与其他金属矿藏和脉石别离而被提取的进程，为银矿石提银办法之一。对矿浆中的细粒金、银具有选择性润湿(捕集)效果，并与金、银生成齐合金，齐经蒸馏蒸发别离后取得金、银。此法首要用于处理含天然银、天然金一银矿及角银矿等矿藏。混法始于我国秦末汉初(公元前200年)，后来传到欧、亚各国，从16世纪初到19世纪末，曾是提取银的首要办法，后因严峻污染环境已很少运用，仅作为重选、浮选、化法提银等办法的一种辅佐手法。 混法提银首要由磨矿、筛分、重选、混、揉捏、蒸馏、熔炼等进程组成。银矿石用球磨机、棒磨机等磨细到0．2mm以下，然后筛分除掉粗粒贫矿；再用洗矿槽、跳汰机、水力旋流器、绒面溜槽和摇床等进行重选，得到含银和金的黑砂精矿。黑砂精矿在磨矿机、混板或混桶中进行混，银和金进入膏。再用捕集器、溜槽、分级机等将膏和尾矿别离。含贵金属高的混尾矿送冶炼厂或化厂进一步处理收回其间的贵金属。别离出尾矿后的膏在磨矿机中和水在一同研磨，使固体夹杂物疏松和游离，用刮板或磁选除掉表面的杂质，取得洁净的齐。再将洁净的齐装入厚帆布袋，揉捏除掉剩余的，取得含30％～60％的干齐。将干齐放入铸铁釜或钢蒸馏釜中，在1073K温度下蒸馏蒸发然后冷凝收回，得到银和金含量超越90％的海绵块。将海绵块和熔剂混合，在1273～1473K温度下进行熔炼，得到金银合金锭。金银合金锭先经银电解得银；银阳极泥中的金再与黑金粉一同进行金电解得金。 20世纪80年代呈现一些新的混设备和工艺，新设备如旋流混器、接连混器、干式电混器等。美国研制出的“强化”，其捕集金、银的才能是普通的300倍。新工艺的混在密闭的负压管道中进行，避免蒸发污染环境，本钱仅为重选一冶炼法的43％。

铅精矿价格是很多铅精矿企业关注的重点。    2010年7月12日讯，现货铅精矿价格今报14700-14900元/吨，上涨50元/吨。美股与欧元的反弹给伦敦金属市场带来不少乐观情绪，伦铅连续7日持稳，涨势虽微，但昨日已收高至1800美元以上。国内现货市场买气回温，部分贸易商报价持平，另一些贸易商则适当调高50元/吨左右出货。伦铅小幅攀升，但国内铅精矿价格上行压力较大，下游主动接货意愿依然较低，云南铅寡淡交投于14700-14750；品牌铅在14800。隔夜伦铅以1755开盘，最高1805美元/吨，最低1754，截至收盘报1775美元/吨，涨1%。LME总持仓96551手，增加290手。LME库存减少275吨，昨日报18.93万吨。    现货市场某铅贸易商说：“因为最近希望能多出点货，我们铅精矿价格还是持平在14700元/吨，和昨天一样。最近云南铅、金沙铅都有在出，每逢周末，成交量基本都会多少增加一些，今天出了170吨左右，还算不错。”但也有贸易商告诉我们：“前一阵我们这里的成交情况很好，很多老客户都选择了那时来采购。也许正因如此，这几天的成交量就减少了不少。今天云南铅铅精矿价格14750元/吨，也有一些厂家认为价格高了点，选择持币观望。”     宏观面：美国供应管理协会(ISM)周二公布,6月非制造业指数为53.8,预估为55.0,5月为55.4，数据令人失望，尽管读数在50以上。美国近日公布的经济数据表现疲弱明显拖累美元走势，昨日美元兑欧元下跌   至 6 周低点，美元兑日元也下跌至 7 个月以来的低点。美元走弱支持基本金属大幅反弹，但毕竟投资人担心全球经济增长前景，在需求没有好转，精铅仍供应过剩的背景下，伦铅最终冲高回落。      中国目前是全球第一大铅生产国，国内2009年达到273.5万吨，占全球产量约34%；此外，中国也是出口大国，2009年精炼铅出口量高达537092吨，同比增长18%。分析师则认为，国内铅精矿短缺量并不大，只是冶炼/精炼阶段存在盈利性瓶颈；减产只能在近期内使市场短缺。目前国内铅精矿供应明显增长。根据国家统计局提供的数据，国内前5个月精炼铅产量为109.27万吨，同比增长6.7%，5月份产量同比增长14.6%，铅精矿产量为28.45万吨，同比增长10.1%，5月份同比增长22.2%。    更多关于铅精矿价格的资讯，请登录上海有色网查询。

由于目前铅精矿被广泛地运用在各行各业，所以铅精矿价格也备受业内人士的关注。我们上海有色网是一家关于有色金属方面资讯的网站，我们希望您在关注铅精矿价格的同时也能多去我们的网站了解相关铅精矿价格的信息。铅是人类从铅锌矿石中提炼出来的较早的金属之一。它是最软的重金属，也是比重大的金属之一，具蓝灰色，硬度1.5，比重11.34，熔点327.4℃，沸点1750℃，展性良好，易与其他金属(如锌、锡、锑、砷等)制成合金。锌从铅锌矿石中提炼出来的金属较晚，是古代7种有色金属(铜、锡、铅、金、银、汞、锌)中最后的一种。锌金属具蓝白色，硬度2.0，熔点419.5℃，沸点911℃，加热至100～150℃时，具有良好压性，压延后比重7.19。锌能与多种有色金属制成合金或含锌合金，其中最主要的是锌与铜、锡、铅等组成的黄铜等，还可与铝、镁、铜等组成压铸合金。  铅精矿用途广泛，用于电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等领域。此外，铅金属在核工业、石油工业等部门也有较多的用途。以上是我们网站为各位用户简单地介绍有关铅精矿价格以及基本信息，希望您还能多多关注我们上海有色网的其他金属，我们能够为您提供最新的实时金属价格。

以某厂湿法炼锌浸出渣浮选所得的银精矿为质料,用对其进行络合浸出,并用锌粉分步复原收回浸出液中的银和铜。结果表明,银浸出率保持在90%左右,锌粉分步复原可得到含银80%左右的银绵和含铜60%左右的铜渣。银绵经火法处理得粗银锭,再经电解可得精银,二次复原后液可直接回来浸出流程,可使得到循环使用。经出产中试,该工艺可应用于工业出产并获得较好的经济效益。

因为许多矿石中含有较高的银，实践生产中无论是仍是其他浸金药剂，对银的浸出作用都不太好，因而，公司科研人员通过技能攻关，潜心研究实验，取得重大突破，研发了一种对银溶解能力极强的环保型提银剂。 该提银剂产品无毒、环保，适用于矿的堆淋、池浸、碳浆工艺;也可在含银金精矿的化浸出作业中运用，增加对银的浸出率。

1970-2009年，世界铅精矿长期增长率为0.3%，2000-2009年年均递增2.2%，2009年为385.1万吨。西方国家铅精矿产量长期处于下降趋势，中国是世界铅精矿增长的主要力量。　　世界铅精矿的主要生产国有中国、澳大利亚、美国、秘鲁和墨西哥，2009年上述国家铅精矿产量在世界总产量中占到77%。 　　世界主要铅精矿生产企业有道朗公司（Doe Run）、必和必拓（BHP Billiton）、超达（Xstrata）、泰克资源公司（Teck Resources）等。2009年，世界前10家生产企业铅精矿产量在世界总产量中占到33.6%。世界主要铅矿山有美国的韦伯纳姆矿（Viburnum）铅锌矿、澳大利亚的坎宁顿（Cannington） 银铅锌矿和伊萨山（MountIsa） 铅锌矿、加拿大的红狗铅锌矿（Red Dog）等。2009年，世界前10大矿山的铅精矿产量在世界总产量中占到26.9%。 　　世界精铅的生产 　　世界精铅生产主要集中在亚洲、欧洲和美洲三大地区，2009年，这三大地区的精铅产量达到847.8万吨，占全球总产量的96.1%；其中亚洲占比达到55.5%。 　　二十世纪八十年代以前，世界精铅产量在西方产量的增长推动下上扬。1960-1980年间，世界精铅产量的年度增幅为2.7%，其中西方国家精铅产量增幅达到2.6%。九十年代以后，中国铅冶炼产能的迅速扩张，引导中国精铅产量迅猛增长，成为世界精铅产量增长的主力军； 同期，西方国家精铅产量维持在500万吨下方。1990-2009年间，世界精铅产量年度增幅为2.5%，其中西方国家的产量增幅仅为0.2%，而中国达到了13.5%。 　　亚洲在精铅生产方面与美洲、欧洲明显不同，前者以原生铅为主，而后两者以再生铅为主。2009年，亚洲再生铅产量占其总产量的比例为41.2%，低于世界平均水平的56.4%，欧洲、美洲再生铅产量在总产量中所占比重分别高达76.4%和81.2%。 　　分国别来看，精铅生产主要集中在中国和美国，2009年上述两国精铅产量为494.5万吨，占全球总量的56.1%。但两国的生产方式截然不同，中国以原生铅为主，美国以再生铅为主。2009年中国精铅产量为370.8万吨，其中再生铅为123.3万吨，所占比重为33.2%。美国2009年精铅产量为123.7万吨，其中再生铅所占比重高达91.4%。  (miki)

铅精矿质量标准品级Pb质量分子数不小于 %杂质质量分子数不大于 %CuZnAsMgOAl2O3一级品701.240.21.02.0二级品651.550.31.52.5三级品552.060.41.53.0四级品452.570.62.04.0注：铅精矿中金、银为有价元素，应报分析数据；其他类型铅精矿的杂质要求由供需双方商定

铅精矿是由主金属铅(Pb)、硫(S)和伴生元素Zn、Cu、Fe、As、Sb、Bi、Sn、Au、Ag以及脉石氧化物SiO2、CaO、MgO、A12O3等组成。为了保证冶金产品质量和获得较高的生产效率，避免有害杂质的影响，使生产能够顺利进行。

又叫硫化尿素，分子式为SCN2H4，白色具光泽菱形六面体，味苦，密度为1。405克/立方厘米，易溶于水，水溶液呈中性。毒性小，无腐蚀性，对人体无危害。 能溶金为实验所证明，在氧化剂存鄙人，金呈Au(SCN2H4)2+络阳离子形状转入酸性液中。溶金是电化学腐蚀进程，其他化学方程式可用下式表明： Au + 2SCN2H4 = Au(SCN2H4)+2 +e 挑选适合的氧化剂是酸性溶金的关键问题，较适合的氧化剂为Fe3+和溶解氧，因而溶金的化学反应式可表明为： Au+2SCN2H4 +Fe3+ = Au(SCN2H4)+2 +Fe2+ Au +1/4O2 +H+ +2SCN2H4 = Au(SCN2H4)+2 +1/2H2O 溶金所得贵液，依据其所含金量的凹凸，可选用铁、铝置换或电积办法沉金，金泥溶炼得到合质金。金泥溶炼工艺与化金泥相同。 溶金时的浸出率首要取决于介质PH值、氧化剂类型与用量、用量、矿藏组成及金粒巨细、浸出温度、浸出时刻及浸金工艺等要素。 在碱性液中不安稳，易分解为硫化物和基。但在酸性介质中较安稳。因而从的安稳性考虑，提金时一般选用的稀硫酸溶液作浸出剂，并且应该留意先加酸后加，避免矿浆部分温度过高而使水解失效。 介质酸度与浓度有关，酸度在随浓度进步而下降，在常温用量条件下介质PH值小于1.5为宜，但酸度不宜太大，否则会添加杂质的酸溶量。 溶金时需添加一定量的氧化剂，较为抱负的氧化剂为二氧化锰、二硫甲脒、高价铁盐和溶解氧。酸性液溶金时只需保持矿浆中溶解氧的浓度，高价铁盐可得到再生。 为有机络合物，在酸性液中能够和许多金属阳离子构成络阳离子，除外，其他金属的络阳离子的安稳性小，因而酸性液溶金具有较高的挑选性。但原猜中的铜、铋氧化物会酸溶，并与络合而下降浸金作用和添加用量，原猜中含较多量的酸溶物(如二价铁、碳酸盐、有色金属氧化物等)和还原性组分时会添加氧化剂及硫酸的耗费，并下降金的浸出率。但铜、砷、锑、铅等硫化矿藏对溶金的有害影响较小，因而酸性液溶金能够从杂乱的难选金矿藏质料挑选性提取金银。 金粒巨细是影响金浸出率的要素之一。 溶金速度随浸出温度上升而进步，但的热安稳小，温度过高易发作水解而失效，矿浆温度不宜超越55度，一般在室温下进行提金。 金的浸出率一般随用量的增大而进步，因为提金首要靠高价铁离子作氧化剂，溶液中高价铁离子浓度远较溶解氧浓度高并且能够调理，所以溶金的浓度较高，硫用量随质料含金量而异，其单耗(千克/吨)为几千克至几十千克。 金的浸出率一般随浸出时刻的添加而进步。 金的浸出率与浸金工艺有关，选用一步法(如炭浆法、炭浸法)提金工艺能够明显缩短浸金时刻。  法提金是一项无毒提金新工艺，我国已选用此法来处理重选金精矿和浮选金精矿。但此工艺现在仍存在本钱较高的问题。

1、主金属含量不宜过低，通常要求大于40％。含量过低，对整个铅冶炼工艺来讲，单位物料产出的金属铅量减少，从而降低了生产效率。2、杂质铜含量不宜过高，通常要求小于1.5％。铜过高，烧结块中铜含量会相应升高，在鼓风炉还原熔炼过程中，所产生的锍量增加：一则使溶于锍中的主金属铅损失增加，二则易洗刷鼓风炉水套，缩短了水套使用寿命，并易造成冲炮等安全事故。另外，含铜太高，也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。3、锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点，特别是硫化锌。如含锌过高，则在熔炼时，这些锌的化合物进入熔渣和铅锍，会使它们熔点升高，粘度增大，密度差变小，分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜，严重影响鼓风炉炉况，妨碍熔体分离，故锌含量不宜过高，一般要小于5％。4、砷、锑等杂质含量也有严格的要求，通常要求As+Sb小于1.2％，如过高，则经配料烧结后，在鼓风炉中形成黄渣的量会增加，而且金属铅的流失量会相应增大，更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高；此外在电解精炼过程中，使铅溶解速度变慢，并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率，又影响生产效率。 另外，MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型，故一般要求MgO<2％，Al2O3<4％。

含银的硫化物能为溶液所分化，但分化速度却很缓慢。如将精矿加食盐焙烧使银转化为氯化银后，就很易被溶液所分化了。焙烧的食盐参加量，一般为精矿分量的5%～15%，并要求精矿含硫到达2%～3%，以满意自热焙烧的条件。如含硫量过低时，可按核算量参加黄铁矿。氯化焙烧时因为贱金属杂质的存在而发作许多杂乱的反响。但就银而言，它按下列反响生成氯化银： Ag2S＋2NaCl＋2O2 2AgCl＋Na2SO4 银精矿的氯化焙烧一般在多膛焙烧炉内约600℃条件下进行。

从锡电解阳极泥中回收银的进程，冶金副产物提银的组成部分。锡是银和金的优秀捕集剂.锡精矿中的银和金在炼锡时绝大部分富集在粗锡或焊锡中，并在锡电解精粹时进入阳极泥。从锡阳极泥中回收银、金首要选用焙烧浸出法。 我国云南个旧鸡街冶炼厂产出的焊锡阳极泥，其首要成分(质量分数ω/％)为：Sn28～35，Ag1～2.5，Bi1～6，Cu1～5，Pb12～15，As5～9，Sb4～7。在回转窑中于823～873K温度下氧化焙烧40～60min，使阳极泥中的锡转变为SnO2，砷转变成不蒸发的高价氧化物。用稀浸出焙砂中的铜、铋、砷，过滤后的酸浸出渣再用食盐溶液浸出其间的银、铅。在353K温度、固液比1∶5.5的条件下，用含1.3mol/L、NaCl300g/L的溶液浸出酸浸出渣1.5h。银生成NaAgCl2进入浸出液，反应为： AgCl＋NaCl＝NaAgCl2 银的浸出率为91.3％～98.5％。浸出渣为锡精矿。含银浸出液经铅板置换得海绵银： 2NaAgCl2＋Pb＝Na2PbCl4＋2Ag↓ 置换温度353K，溶液含0.13mol/L。海绵银经稀洗刷后纯度达95％～98％。再送银精粹。银在整个湿法冶金处理进程中的直接回收率为93％～97％，总回收率可达99％。 我国广州冶炼厂产出的锡阳极泥含银0.6％、锡30％及铜、铋、锑、砷等，先在含15％的溶液中煮沸2h，以溶解锡、铋、铜、锑，银留在溶出渣中。将浸出渣和40％碳酸钠和4％混合后，在973～1023K温度下焙烧，焙砂先经水煮除砷，再用硫酸浸出水煮渣，用氯化钠沉积浸出液中的银。沉积出的氯化银再以络合和复原，得纯度为98.2％～99.2％的银粉(见银精粹)，银的直收率为76％～83.7％

1)主金属含量不宜过低，通常要求大于40％。含量过低，对整个铅冶炼工艺来讲，单位物料产出的金属铅量减少，从而降低了生产效率。  (2)杂质铜含量不宜过高，通常要求小于1.5％。铜过高，烧结块中铜含量会相应升高，在鼓风炉还原熔炼过程中，所产生的锍量增加：一则使溶于锍中的主金属铅损失增加，二则易洗刷鼓风炉水套，缩短了水套使用寿命，并易造成冲炮等安全事故。另外，含铜太高，也易造成粗铅和电铅中铜含量超标。  (3)锌的硫化物和氧化物均有熔点高、粘度大的特点，特别是硫化锌。如含锌过高，则在熔炼时，这些锌的化合物进入熔渣和铅锍，会使它们熔点升高，粘度增大，密度差变小，分离困难。甚至因饱和在铅锍和熔渣之间析出形成横隔膜，严重影响鼓风炉炉况，妨碍熔体分离，故锌含量不宜过高，一般要小于5％。  (4)砷、锑等杂质含量也有严格的要求，通常要求As+Sb小于1.2％，如过高，则经配料烧结后，在鼓风炉中形成黄渣的量会增加，而且金属铅的流失量会相应增大，更严重的是会造成粗铅、阳极铅含砷、锑过高；此外在电解精炼过程中，使铅溶解速度变慢，并且阳极泥难以洗刷干净。这样既影响电流效率，又影响生产效率。  另外，MgO、Al2O3等杂质会影响鼓风炉渣型，故一般要求MgO<2％，Al2O3<4％。

与氯都是卤族元素，具有较类似的化学性质。不同之处是，Cl2为气体，Br2为稠密的赤色发烟液体。的浸金速度快、无毒、对溶液pH值改变的适应性较宽。早在1881年就有法浸金的美国专利申请，但由于试剂耗费量大以及的蒸汽压高，在反响进程中会有蒸气逸出，具有腐蚀性且影响健康，因此长时刻未获推行运用。自20世纪80年代以来，跟着化物试剂的本钱下降，并有或许经过必定的办法再生试剂，以及一些蒸汽压低的化物（例如液体载体Geobrom3400等）的呈现，再次引起人们的重视，并展开了不少研究工作，但间隔实践运用还较远。 金在和化物溶液中溶解是电化学进程： 阴极进程              Br2＋2e→2Br－                EΘ=1.065V 阳极进程              Au＋4Br－→AuBr4－＋3e         EΘ=－0.87V 总进程                2Au＋3Br2＋2Br－→2AuBr4－ 跟着Br－浓度的添加，AuBr4－的安稳区增大。在室温下，最佳的溶金区域在pH为4～6，电位为0.7～0.9V（对甘电极）。假如溶液pH值高，会发生下列反响耗费： 2OH－＋Br2→BrO－＋Br－＋H2O 3BrO－→2Br－＋BrO3－ 在化物溶液中有较大的溶解度，会生成Br3－。Br3－具有较强的氧化才干，有利于金的溶解。用化物法浸金时，能够由外部参加到溶液中，也能够在溶液中直接发生，例如往酸化后的溶液中参加化钠，这样发生的，其活性更强。 在很多的化物浸取剂中，以Geobrom系列的试剂作用较好，包含Geobrom3114（氯二甲基乙内酰胺，一种强氧化剂，是次酸与次氯酸的混合物）、Geobrom5500（二二甲基乙内酰胺）和Geobrom3400（据称是一种彻底无机液体载体）。其间以Geobrom3400的作用尤为杰出，是美国印第安纳州Great Lakes化学公司的产品，是一种蒸汽压较低的液体载体，用于处理难浸金矿取得了较好的浸出目标。例如，国外对含碳、硫高的（C10%～15%，S12%～15%）金精矿，经焙烧预处理后得到的两种焙砂，含Au298g/t和541g/t，实验运用Geobrom3400 4g/L，NaBr0～8g/L，pH=5～6，浸出时刻6h，金的浸出率别离到达94%和96%，试剂的均匀耗费量为8.5kg/t焙砂（该试剂的报价为1.34美元/kg）。还对含金很高的黑砂精矿（Au6.2kg/t）用Geobrom3400浸出金，试剂耗费量为130kg/t精矿。浸取2h的金浸出率为92%，浸取4h的金浸出率达96%，选用三段浸出以到达最高的浸出率，然后用离子交换法收回金，并实验了的电化学再生的办法。如用电化学办法再生，则Geobrom3400浸取剂的费用大幅度下降。关于不含砷的难处理含碳微细粒金矿，化法浸取的作用也较好。例如，国内曾实验用Br2－NaBr溶液处理贵州紫木凼微细粒金氧化矿，渣含金可降到0.2g/t以下。澳大利亚Kalias公司开发K－浸出法（K－Process），也是使用化物作为浸取剂，或许包含和盐，可在中性介质浸出矿石中的金。加拿大开发的另一种称为Bio－D的浸取剂，是由化钠与氧化剂制造的浸取剂，可在弱酸性至中性介质浸出矿石中的金，试剂易再生，并可生物降解。总归，化法的关键是下降试剂耗费，进步的使用率，才干在经济上与传统的化法相竞赛。

又称为硫化脲素（H2NCSNH2），是一种有机化合物。其粉末晶体易溶于水，25℃时在水中的溶解度为142g/L，水溶液呈中性，无腐蚀性。的重要特性是在水溶液中能与过渡金属离子生成安稳的络阳离子，反响的通式可写成： Men＋＋x（Thio）→［Me（Thio）x］n＋ 式中 Thio－； n－化合价； x－配位数。 作为一种强酸位体，能够经过氮原子的非键电子对或硫原子与金属离子选择性结合。Au（I）－络阳离子（Au（Thio）2＋）的阳离子性质与对应的络阴离子（Au（CN）2－）性质彻底不同。尽管前者的安稳性比后者稍差，但除Hg（Thio）42＋比Au（Thio）2＋安稳外，其他金属（如Ag＋、Cu2＋、Cd2＋、Pb2＋、Zn2＋、Fe2＋、Bi3＋）的合作物都不如Au（Thio）2＋安稳，故对Au＋具有较好的选择性。在碱性溶液中不安稳，易分化生成硫化物和基，基水解则生成尿素，反响式为： SC（NH2）2＋2NaOH=Na2S＋H2N·CN＋2H2O H2N·CN＋H2O=CO（NH2）2 在酸性溶液中具有复原功能，易被氧化生成二硫甲脒（简写为RSSR），而二硫甲脒进一步氧化、分化成为基和元素硫，反响试为： 2SC（NH2）2=（SCN2H3）2＋2H＋＋2e （SCN2H3）2=SC（NH2）2＋H2N·CN＋S 溶液中的随介质酸度增高而趋于安稳。当介质的pH＜1.75时，高浓度的简单氧化，故浸取金时宜运用稀的酸性溶液。当介质的pH＞1.75时，则会发作水解，导致的消耗量增大和金的浸出速率减慢。 因为（SCN2H3）2/SC（NH2）2标准电位为的标准电位为＋0.42V，而SO42＋/H2SO4的电位为＋0.17V，故运用硫酸介质作为pH调整剂，可调整所要求的pH值，并防止氧化。鉴于溶液加热时会发作水解，故浸金时温度不宜过高，并且在酸制矿浆时，应向矿浆中加硫酸之后再参加，以防止矿浆部分温度过高而形成的水解丢失。 浸金有必要使金从零价态氧化成为＋1价的氧化态。在酸性溶液中有氧化剂，如过氧化氢、高铁离子等存在时，将金氧化的一起也被氧化。首先是被氧化成二硫甲脒，此反响是可逆的。当溶液的电位过高时，二硫甲脒会进一步被氧化成基、和元素硫。因而，要严格操控浸出时的电位，尽量削减的氧化丢失。 浸金的根本反响能够表明为： 金的氧化            Au=Au＋＋e－                              EΘ=1.69V 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 金与二硫甲脒的反响  Au＋RSSR＋2H＋＋e－→Au（Thio）2＋          EΘ=0.04V 在含Fe3＋溶液中，Fe3＋起氧化剂的效果 Fe3＋＋e－=Fe2＋                         EΘ=1.69V Au＋2（Thio）＋Fe3＋→Au（Thio）2＋＋Fe2＋         EΘ=0.38V 为使浸金进程顺利进行，需引进恰当的氧化剂，如氧气、二氧化锰、过氧化氢、高价铁盐等，并操控溶液的氧化复原电位在＋140mV左右，使之发生适量的二硫甲脒，而又不使过多分化。因而，也有在浸出后期用通入SO2复原剂的办法，以防止二硫甲脒进一步氧化，并使部分二硫甲脒复原，削减的丢失。 下面扼要介绍浸金的几个较典型的研究结果。 一、浸出黄铁矿金精矿 为开发美国加州Jamestown矿，Bacon Donaldso联合公司承当对Sonora黄铁矿金精矿进行了三周750g/h规划的浸出中间工厂实验；Wright工程设计公司依据中间工厂实验数据，预算了选用浸出和铝粉置换沉积法收回金的工业出产成本。 浸出由两个浸出段组成，每段有6个串联的浸出槽，每个浸出槽的容积为2L。两段浸出（每段浸出2h），金的浸出率达96%。浸出的最佳工艺参数是：40℃，矿浆浓度40%固体，5g/L（其间约20%～50%被氧化成二硫甲脒），硫酸15g/L。运用增加H2O2氧化剂和通入SO2气体复原二硫甲脒的办法来操控溶液的氧化复原电位，用铂－甘电极经过4个电位操控器进行监控。在每个浸出段的榜首个浸出槽中参加5%H2O2坚持氧化条件，在第三个和第五个浸出槽中通入SO2气体坚持复原条件。浸出液再用SO2气体复原，使其间的二硫甲脒悉数复原成，然后用雾化铝粉置换法从溶液中收回金，铝粉参加量为600mg/L，反响时刻30min，金的置换收回率为99.5%，过滤后溶液回来浸出用。 该工艺的消耗量是：当榜首段溶液的50%回来到第二段时，耗量为4.1kg/t；假如溶液的回来量增加到80%时，耗量为1.9kg/t。其他试剂消耗量为：硫酸11.0kg/t、H2O21.7kg/t、SO23.2kg/t、铝粉0.75kg/t。Wright公司预算一个日处理200t金精矿的浸出工厂的费用是：总投资240万美元，年出产黄金13万oz，年总操作费1500万美元（11.57美元/oz）。 二、浸出含金的黄铜矿精矿 加拿大魁北克区域有含金黄铜矿精矿，含Au51～53g/t，Ag87g/t，Cu17%，Fe35%；首要矿藏是黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿及少数的石英、绿泥石等。选用浸出的实验条件是：磨矿粒度100%－325mesh，矿浆浓度20%，25℃，2h，6g/L（0.013mol/L），硫酸0.178mol/L。用O2（1L/min）作氧化剂时，金浸出率为92%；用Na2O2（2g/L）作氧化剂时，金浸出率为82%；用O3（1g/L）作氧化剂时，浸出时刻30min，金浸出率达95%，浸出速度大大加速。 三、浸出含金的锑精矿 澳大利亚新南威尔士的含金辉锑矿，含Sb4.5%和Au9g/t。经重选富集后得辉锑矿精矿，含金档次提高到2kg/t，因为用化法处理效果欠安，曾实验用浸出法处理。当消耗量为2kg/t时，金的浸出率＞85%。我国湖南含金锑精矿，含Au60.4g/t，Sb31.7%，S30.81%，曾实验用酸性浸出法处理，然后用铁粉置换金。经一段浸出6h，金的浸出率为40.9%，锑根本上不被浸出，到达金、锑别离的意图。 四、浸出含砷锑硫的浮选金精矿 加拿大Lakefield研究所对含砷锑硫浮选金精矿（含Au75g/t），先用加压氧化浸出法预处理脱砷后，然后对此含有Fe3＋的酸性矿浆直接用浸出，在浸出进程中Fe3＋起氧化剂的效果。金的浸出率是跟着浓度由2g/L增到10g/L、温度由15℃升至40℃而不断提高。往矿浆中通入适量的SO2气体，使溶液电位坚持在200～250mV范围内，这时金的浸出率可达96%～98%。 五、浸出－铁板置换－步法提金 我国黄金研究所对广西龙水金精矿提出了浸出－铁板置换一步法提金的新工艺，即酸性浸出金与铁板置换沉积金同在一个设备内完结。该工艺曾在现场进行了工业实验，其首要操作条件和技能经济指标如下：处理才能为10t/d，磨矿粒度94%－325mesh，矿浆浓度33%，金精矿档次（Au25～35g/t，Fe39.4%，S43.87%，As0.28%。C0.996%）,用量4kg/t，开始浓度0.2%，硫酸用量50kg/t，溶液pH=1～1.15，浸出－置换时刻共10h，铁板置换面积2.2m2/m3，金泥擦拭间隔时刻2h，金泥擦拭间隔时刻2h，金泥档次1%～3%，金泥产率0.5%～0.7%，尾矿档次0.30～0.35g/t，贵液档次16.51g/L，贫液档次0.166g/L，金浸出率91.45%，金置换率98.94%，单耗3.79kg/t，硫酸单耗47.3kg/t，单位成本75.3元/t矿。存在的首要问题是：消耗量高、金泥档次低以及金的实收率较低一级。 浸金法具有无毒、浸出速度快等显着长处。但因为试剂单耗量过高，在经济上尚难于与惯例化浸金法相竞赛，因而有待做更多的作业以获得新的打破。

铁矿石中，主要铁矿物有磁铁矿和赤铁矿，主要脉石矿物为石英。精矿铁品位难以显著提高，主要原因是吸附在单体铁矿物表面的微细粒石英及矿泥难以通过磁选有效脱除而进入精矿，以及部分 铁矿物与脉石的微细粒聚集体因难以实现有效分散而进入精矿所致。怎样解决这一难题呢?以下是相关试验的简单过程和试验结论： 一、确定试验方式： 　 磨矿-弱磁粗选-强磁粗选-磁选混合粗精矿再磨-弱磁精选-强磁精选 二、试验结果：    1.抑制剂试验     (1)抑制剂种类试验：有机抑制剂分子量相对较大，亲水基团吸附于铁矿物表面可对铁矿物产生很好抑制效果。加入单一抑制剂时，得到的粗精矿铁品位和铁回收率分别达52.33%和92.2%。     (2)淀粉+腐植酸钠用量：粗精矿铁回收率有65.64%上升到94.11%，铁品位从55.98%下降至51.01%。    2.捕收剂试验     (1)捕收剂种类试验：选用OXP与C-1的组合为脉石矿物的捕收剂。     (2)OXP+C-1用量试验：确定粗选OXP+C-1用量为250+50g/t。    3.闭路试验      该流程处理，可获得铁品位66.17%、回收率86.52%的铁精矿 三、结论：     (1)铁矿物单体解离较充分，但由于微细粒的影响，进一步磁选难以获得合格的铁精矿。     (2)以淀粉+腐植酸钠组合为铁矿物抑制剂、OXP+C-1组合为脉石矿物捕收剂，采用1粗1扫3精、 中矿顺序返回流程处理该粗精矿，可获得铁品位为65.17%、铁回收率为88.14%的铁精矿。

因为硝酸分化银的速度快，溶液含银饱满浓度高，一般在自热条件下进行（不需加热或在后期加热以加快溶解），故被广泛运用。作业中为削减硝酸的耗费，一般选用1∶1～3的稀硝酸溶解银。在某些条件下，为降低成本，还可参加廉价的硫酸配成硫硝混酸来溶解银。但硫硝混酸能够溶解部分金，进入溶液中的金需从置换银中收回。 为了最大极限地除掉银，硝酸分银前应预先将合金淬成粒或碾压成薄片，并要求合金中的含金量不大于33%，以加快银的溶解和进步金的成色。 硝酸分银作业，可在带搅拌器的耐酸珐琅反响罐或耐酸瓷槽中进行。参加碎合金后，先用少数水潮湿（特别是粉末状合金），再分次参加硝酸。参加硝酸后，反响便很剧烈，并生成很多气泡和放出很多棕色的氧化氮气体。为防止反响过火剧烈而引起溶液的外溢，加酸不宜过速。当一旦呈现溶液外溢时，可参加适量冷水进行冷却予以消除。经加完悉数酸后，如反响已很缓慢，则可加热以促进溶解。当液面呈现结晶时，阐明溶液已饱满，可参加适量热水并加热以消除饱满状态，使溶解继续进行下去。一般情况下，当逐步加完硝酸，反响逐步缓慢后，抽出液，再参加一份新硝酸溶解。经重复溶解2～3次，残渣经洗刷烘干后，再加硝石于坩埚中熔炼造渣，便可取得纯度在99%以上的金锭。 硝酸分银作业产出的很多氧化氮气体，在排出前，需通过液化烟气的接受器和洗刷器吸收，以削减对空气的污染并收回运用。 溶液中的银，用铜置换收回。硝酸分银时，如合金中古有铂族金属，则有少数铂族金属（铂、钯）进入溶液，在用铜置换时，则与银一道被复原。

1986年河南桐柏银矿投产以来，又有20多个独立银矿山连续竣工投产，因而银精矿已成为我国白银出产的重要来历。但因为我国银矿石的档次偏低、矿藏成分镶嵌杂乱，所产出的银（精）矿除少数可选用传统化法收回金银外，大多尴尬处理银精矿。氯化焙烧法、加压氧化法、硝酸氧化法和氯盐—加压氧化法等预处理手法能大起伏改进银的收回率，但关于贵金属元素中报价最低而化学性质却最生动的银而言，这些工艺仍缺少经济竞争力。故银精矿大多被搭配到相应的铅或铜冶炼炉中处理，而金银则从其阳极泥中归纳收回。但是因熔炼工艺存在收回流程长、资金占压严峻等缺陷，故怎么经济地处理含银矿石仍然是国内外冶金工作者未能很好处理的重要难题。  水氯化法曾一度是从矿石中提金的首要办法，但跟着易浸金矿石资源的日渐干涸，难处理金矿石的比重逐渐加大，特别是对环境保护的要求日趋严厉，化面对经济与环保的两层应战。因而，水氯化提金法从头受到重视。现在已有多家工厂投入出产，如南非用水氯化法浸出金精矿焙砂时的浸金率达99%，前苏联浸出含金110g/t的脱砷焙砂时的浸金率达98%，而美国用水氯化法处理含砷、碳矿石，浸出18h时的浸金率达94%，单耗17.5kg/t矿。本文拟对某炭质银金精矿的焙烧进程及其水氯化法提金工艺进行开始研讨。     1 试验部分      1.1  原料及试剂  试料系某银矿的浮选银金精矿，且粒度-0.074mm的物料约占95%。物相分析标明，首要硫化矿藏为FeS2，并伴有少数的方铅矿、闪锌矿、黝铜矿等；首要脉石为硅酸盐类如绢云母；并有较高含量的石墨碳，其化学成分及其金银的化学物相分析成果别离见表1和表2，其间CT为总碳含量;Corg为除碳酸盐以外的有机碳含量。  表1  银金精矿多元素分析成果  %  组分Ag/g·t-1Au/g·t-1CuPbZnFeSCaSiO2 Al2O3CT Corg含量440017.30.392.052.2726.4925.290.9925.293.896.716.69 表2  银精矿中的金和银的化学物相分析 金品种含量g·t-1分配率/%　银品种含量g·t-1分配率/%单体金及露出连生体金15.8795.09天然银与角银矿49011.31辉银矿178041硫化物包裹金0.724.31黄铁矿等硫化物中包裹银203046.87硅酸盐包裹金0.10.6脉石中包裹银310.72小计16.69100小计4331100     1.2  工艺流程    因为所处理的银精矿为炭质高硫矿，若选用水氯化法直接处理时，其间的首要硫化物将与发作如下反响（以黄铁矿为例）：                          FeS2+7Cl2+8H2O=FeCl2+12Cl-+2SO42-+16H+    由上式不难看出，每溶解1kg黄铁矿（折合硫0.533kg）将需求至少4.13 kg，假定精矿中的硫悉数以黄铁矿存在，则溶解1t该精矿的硫，需求1959 kg，按1200元/t核算，仅的费用就高达2352元，明显其药剂本钱是不能承受的。因而，本项研讨选用焙烧工艺，先使大部分硫化物转化为SO2（工业出产可考虑用于制酸），以下降水氯化浸出时的耗费量。试验工艺流程如图1所示。 [next]                          图1 水氯化法处理银金精矿的工艺流程示意图     试验时，首要制备焙砂并经XZP-100振动磨再磨1min后用于水氯化提金，然后从其浸出渣收回银。浸金是在可控温的磁力拌和器上的锥形瓶中进行的, 经缓冲瓶后通入，电位及pH值由pHS-2C精细酸度计丈量；浸银试验是由电炉加热、6402型电子继电器和触点式温度计控温、JB-50电动拌和机拌和的带盖的烧杯中进行的。    1.3  分析办法    银精矿、焙砂及固体渣样中金银含量选用火试金法分析，而液相中的银用原子吸收光谱法，其间除非特别指明外，水氯化浸金进程中仅分析金。     2 成果与评论      2.1  银精矿焙砂的制备    因为受炭质银精矿本身性质的约束，焙烧往往很难到达一起改进金银浸出率的意图，一般需求增加硫酸盐或氯化物进行硫酸化或氯化焙烧。本试验焙砂的制备条件为：当有5%以上的增加剂存在的情况下，选用分段焙烧，即榜首段焙烧温度为400℃、焙烧时刻为1h；第二段焙烧温度与焙烧时刻别离为400～670℃和4h。所得焙砂经细磨、调浆后供水氯化浸金试验用。    2.2  水氯化法提金  在水氯化提金进程中，焙砂中残留的硫化物亦被氧化，银将以氯化银方式残留在水氯化渣中；然后选用传统的化法、硫代硫酸盐法或法等都可将水氯化浸金渣中的银收回，且其银的收回率将有较大起伏的进步。    2.2.1  温度对金浸出率的影响  为了保持有满足量的游离氯离子，以保证金氯络离子的稳定性，在水氯化浸金进程中，需增加10～20g/L NH4Cl。在固定的浸出条件（电位大于1.0V、时刻为6h）下，调查了水氯化浸出温度对金浸出率的影响，其试验成果见图2。图2的曲线标明：当温度由室温升至45℃，金的浸出率则进步了约16%，但持续进步温度，金的浸出率却稍有下降，这是因为跟着温度的升高，的溶解度有所下降，且耗氯的副反响加重，浸出液的色彩也由黄绿色逐渐转变成黄棕色，其浸出渣率明显削减（如浸出12h，室温文45℃时的渣率别离为93%和74%左右），也就是说很多的铁氧化物也被溶出，这对后续的金银收回是晦气的。别的，因该焙砂的金含量较低，所以选用室温浸出工艺较好。[next] 图2 温度对金浸出率的影响NH4Cl:20g/L HCl:0.8mol/L  L/S:4:1  t:6h    2.2.2  浸出时刻对金浸出率的影响  在常温及适宜的流量下（由水溶液的电位调理）调查浸出时刻对浸金率的影响，其试验成果如图3所示。图3的曲线标明：金的浸出率跟着浸出时刻的延伸而明显进步，但浸出时刻以10h为宜，此刻的金浸出率为96.1%，渣含金0.7g/t左右。 图3 浸出时刻对金浸出率的影响 NH4Cl:20g/L  HCl:0.8mol/L  L/S:4:1     2.2.3 水氯化法工艺的试剂耗费  因为试验规划小，且试验进程中常遇到瓶阀门阻塞等困难，有关耗量等参数没有进行具体考察，但据文献报导，水氯化法处理含硫0.46%的焙砂时，耗量为35kg/t。本试验焙砂的含硫量虽大于1%，但曾以稀硫酸溶液能否浸出很多银来判别所制备焙砂的质量好坏，故焙砂中的硫化物含量将很低，因而其的耗量似不会超越文献报导的水平。别的，据文献报导, 、及的试剂本钱别离为吨矿1.0、1.5和2.5美元，由此可见，水氯化法的试剂本钱与化法比较毫不逊色，这也许是除环保要素以外，水氯化提金法在炭质金矿处理领域中的研讨非常活泼的原因之一。    2.3  水氯化浸金渣中的银收回  硫代硫酸盐法是近几十年来研讨得最多的几种非提金办法之一。除与铁氧化物构成的难溶银化合物外，水氯化浸金渣中的银均转化为易溶的氯化银等，因而，选用硫代硫酸盐法进行了收回银的测验，最佳浸出条件为：室温、pH 值为9、液固比为25:1、 Na2S2O3浓度为20～25 g/L和浸出时刻3h，此刻，银的最佳浸出率约94.1%～95.6%。     3 结  论      3.1  该炭质银精矿组成杂乱，难以用传统的化法处理，但经焙烧—水氯化浸金—硫代硫酸盐浸银，其金银浸出率最高可别离达96.1%和95.6%。该法选用非试剂常温浸出，金银的浸出率高，适合于在小型金银矿山选用。    3.2  因为受试验室试验规划的约束，许多参数如耗量、贵液中的金银收回等还有待于进一步研讨。

硝酸分银法精炼金的原理是，除金以外的其他金属都能溶于硝酸，从而使金与其他金属分开。此法要求粗金中金的含量不大于33%，银的含量不少于67%～75%，当含金较多时，须预先熔化补加银。    此法操作步骤如下：    （1）　熔融：即将粗金熔融。    （2）　泼珠：将熔融粗金缓缓倒入盛有冷水的容器内，制成星状、片状、雪花状的颗粒。    （3）　酸浸：将泼出的珠放入带搅拌器的耐酸搪瓷反应罐或耐酸瓷槽中，按水：硝酸=5：1的配比缓慢加入硝酸进行酸浸。    （4）　洗涤：酸浸完毕，将溶液冷却静置，沉渣（金渣）用70℃热水洗涤5～10次，溶液及洗液 （合称浸液）合并一起去置换银。    （5）　干燥：将金渣放在炉上烘干。    （6）　铸锭：将烘干后的金渣配以10%碳酸钠、12%硼砂放入坩埚内熔炼铸锭。　　　　（7）　置换银：将浸液加入食盐生成氯化银，再加入锌或铁置换银。

一、金的提取冶金       金有必要从矿石中提取并提纯为纯金后才干运用，因此金的提取工艺得到不断改进和开展。但金的提取办法受金矿资源的影响很大，金矿的来历和性质不同，提取办法也就不同。一般分为易处理金矿和难处理金矿两大类。提金办法包含陈旧的混法、近代钓化法、电解精粹法以及尚在研讨与开发中的非化提金法等。       二、混法提金         混法是一种陈旧的提金办法，是运用可以与金和银构成齐的特色，使金和银同其他金属  矿藏和脉石选择性分隔。金矿混的产品是金膏，主要成分为金合金和银合金，经洗涤除掉  夹杂在其间的杂质后，用压滤法除掉过剩的，再经加热蒸馏进一步除后产出海绵金和银，送去熔炼和精粹，终究产品分别是金锭和银锭。此法是用于处理含粗粒金的矿石。在容器内进行混称为和“内混”，一般是磨矿与混一起进行；“外混”则是先磨矿、后混，在磨矿容器外进行混。内混法常用于砂金矿提金；外混规律很少独自运用，多与重选、浮选和化法联合运用，用于处理多金属硫化物脉金矿石，收回其间的粗金粒。混法所用设备和操作都比较简单、本钱较低、收回率也较高。但由于有剧毒，此法现已少用。

河南陕西小秦岭一带挖掘含金多金属硫化物石英脉金矿，一般出产混合精矿。其档次金98.89g/t、银150g/t、铜1.45%、铅2.5%、锌1.2%、硫26%、铁31%。针对这种杂乱金精矿原国家黄金局于三门峡市建成华夏冶炼厂，专门冶炼豫陕两地黄金矿山出产的金精矿，处理才能250t/d，归纳收回金、银、铜、铅与硫，1991年建成投产。     金精矿在竖式欢腾炉中进行硫酸化焙烧，其烟气进入制酸体系。焙砂在温度70℃，矿浆浓度40%，含硫酸15g/L条件下浸出1h。经液固别离其液体含铜13.19g/L，用铁置换得含铜75%的海绵铜直接出售。除铜后浸渣调浆至液固比2.9时并参加食盐与，坚持pH=2在50℃浸出5 h，通过固液别离得到的浸出液含铅9.51g/L、银34.2mg/L、铁12.72%。加热至90℃后用铁粉置换而得含银海绵铅。除铅后的浸渣再次调浆至液固比2.9。在浓度0.08%，pH=10.5～11条件下浸出36h，固液别离后用锌粉置换金，金浸出率达98.17%，铜收回率84.15%。铅收回率89.10%。    湖南湘西金矿挖掘含金锑钨多金属石英脉型或石英网脉型矿床。在出产中独自别离出两种精矿即钨精矿与含锑金精矿。该矿自建有一套冶炼车间别离处理该两种精矿。其间含锑金精矿采纳如下三个过程完成锑金别离：一是高温焙烧，二是电解别离，三是二次氧化，别离冶炼出精锑与合质金出售。

炭浆法提金工艺是化提金的办法之一，是含金物料化浸出完结之后，一价金[KAu(CN)2]进行炭吸附的工艺进程。人们早已发现活性炭能够从溶液中吸附贵金属，开端只从清液中吸附金，将载金炭熔炼以收回金。因为化矿浆需经固液别离得到清液和活性炭不能回来运用，此法在工业上无法与广泛运用的锌置换法竞赛。后来用活性炭直接从化矿浆中吸附金，这样就省去了固液别离作业;载金活性炭用和混合液解吸金银，活性炭通过活化处理能够回来运用。因而，近年来炭浆法提金开展成为提金新工艺，我国在河南省灵湖金矿和吉林省赤卫沟金矿等建成了运用炭浆法提金工艺的出产工厂。 炭浆法提金工艺进程包含质料制备及活性炭再生等首要作业，其工艺流程见图8-2。(1)质料制备 把含金物料碎磨至适于化粒度，一般要求小于28目，并除掉木屑等杂质，经浓缩脱水使浸出矿浆浓度到达45%～50%为宜。 (2)拌和浸出 与惯例化法相同，一般为5～8个拌和槽。 (3)炭吸附化矿浆进入拌和吸附槽(炭浆槽)，河南省灵湖金矿在吸浆槽中装有格局筛和矿浆提高器，用它完成活性炭和矿浆逆向活动，吸附矿浆中已溶的金，桥式筛能够削减活性炭的磨损。现在，桥式筛的筛孔易被活性炭阻塞，要用压缩空气打扫。 (4)载金炭解吸现在可用四种办法解吸：①热苛性溶液解吸;②低浓度苛性溶液加酒精解吸;③在加温加压条件下用苛性溶液解吸;④高浓度苛性溶液解吸。 (5)电积法或惯例锌粉置换沉积金 载金炭解吸可得到含金达600克/米3的高品位贵液，经电积或锌置换法得到金粉，并送熔炼得到金锭。 (6)活性炭的再生运用 解吸后的活性炭先用稀硫酸(硝酸)酸洗，以除掉碳酸盐等聚积物，经几回回来运用后需进行热力活化以康复炭的吸附活性。 炭浆法提金首要适用于矿泥含量高的含金氧化矿石，因为矿石含泥高，固液别离困难，现有的过滤机不能使贵液和矿渣有用别离，因而惯例的化法不能得到较好的技能经济目标。实践标明，炭浆法提金在工业出产上取得了好效果。 1、简易探究选矿实验——实用于购买矿权之前，满意出资分析，下降出资危险开始价值判定。 2、矿石的可行性实验——实用于地质详查分析，满意点评，断定合理流程合理工艺目标。 3、体系工艺流程实验——实用于选厂建造之前，满意规划定案，找出规则断定最佳工艺目标。 4、技能攻关研讨实验——实用于矿难技能未解，满意提高效益，产品不合格收回低成本高时。 5、工艺流程验证实验——实用于矿石性质比照，满意药厂挑选，矿山有不同矿石断定适应性。 6、工艺流程考察实验——实用于现已出产选厂，满意现厂查因，进行选厂体检分析选厂问题。 1、断定矿石类型----需做光谱分析及稀贵元素化验。 2、查明矿石详细性质--需做多元素分析，断定有价及有害元素含量。 3、搞清矿石中各矿藏间联系，含量及成分--需做岩矿判定对选矿有严重指导意义。 4、断定元素在矿石中的详细存在方式及散布--需做物相分析，对选矿有指导意义。 5、精矿、尾矿化验---需做有价元素及有害元素。  6、原矿及精矿水份、矿石比重断定---选矿实践计量运用。

又叫硫化尿素，分子式为SCN2H4，白色具光泽菱形六面体，味苦，密度为1。405克/立方厘米，易溶于水，水溶液呈中性。毒性小，无腐蚀性，对人体无危害。 能溶金为实验所证明，在氧化剂存鄙人，金呈Au(SCN2H4)2+络阳离子形状转入酸性液中。溶金是电化学腐蚀进程，其他化学方程式可用下式表明： Au + 2SCN2H4 = Au(SCN2H4)+2 +e 挑选适合的氧化剂是酸性溶金的关键问题，较适合的氧化剂为Fe3+和溶解氧，因而溶金的化学反应式可表明为： Au+2SCN2H4 +Fe3+ = Au(SCN2H4)+2 +Fe2+ Au +1/4O2 +H+ +2SCN2H4 = Au(SCN2H4)+2 +1/2H2O 溶金所得贵液，依据其所含金量的凹凸，可选用铁、铝置换或电积办法沉金，金泥溶炼得到合质金。金泥溶炼工艺与化金泥相同。 溶金时的浸出率首要取决于介质PH值、氧化剂类型与用量、用量、矿藏组成及金粒巨细、浸出温度、浸出时刻及浸金工艺等要素。 在碱性液中不安稳，易分解为硫化物和基。但在酸性介质中较安稳。因而从的安稳性考虑，提金时一般选用的稀硫酸溶液作浸出剂，并且应该留意先加酸后加，避免矿浆部分温度过高而使水解失效。 介质酸度与浓度有关，酸度在随浓度进步而下降，在常温用量条件下介质PH值小于1.5为宜，但酸度不宜太大，否则会添加杂质的酸溶量。 溶金时需添加一定量的氧化剂，较为抱负的氧化剂为二氧化锰、二硫甲脒、高价铁盐和溶解氧。酸性液溶金时只需保持矿浆中溶解氧的浓度，高价铁盐可得到再生。 为有机络合物，在酸性液中能够和许多金属阳离子构成络阳离子，除外，其他金属的络阳离子的安稳性小，因而酸性液溶金具有较高的挑选性。但原猜中的铜、铋氧化物会酸溶，并与络合而下降浸金作用和添加用量，原猜中含较多量的酸溶物(如二价铁、碳酸盐、有色金属氧化物等)和还原性组分时会添加氧化剂及硫酸的耗费，并下降金的浸出率。但铜、砷、锑、铅等硫化矿藏对溶金的有害影响较小，因而酸性液溶金能够从杂乱的难选金矿藏质料挑选性提取金银。 金粒巨细是影响金浸出率的要素之一。 溶金速度随浸出温度上升而进步，但的热安稳小，温度过高易发作水解而失效，矿浆温度不宜超越55度，一般在室温下进行提金。 金的浸出率一般随用量的增大而进步，因为提金首要靠高价铁离子作氧化剂，溶液中高价铁离子浓度远较溶解氧浓度高并且能够调理，所以溶金的浓度较高，硫用量随质料含金量而异，其单耗(千克/吨)为几千克至几十千克。 金的浸出率一般随浸出时刻的添加而进步。 金的浸出率与浸金工艺有关，选用一步法(如炭浆法、炭浸法)提金工艺能够明显缩短浸金时刻。 法提金是一项无毒提金新工艺，我国已选用此法来处理重选金精矿和浮选金精矿。但此工艺现在仍存在本钱较高的问题。

新疆伊犁河区域某金矿，归于含金石英脉型。金以游离天然金为主，赋存态简略，绝大部分与石英和黄铁矿伴生。金属矿藏以黄铁矿为主，其次为黄铜矿、天然金和方铅矿等。化学分析含Au13.4g/t,Ag 452.4g/t, Cu0.11％，Fe 4.95%，S O.147%。可见，该金矿是一个高银低硫的氧化型金矿。用化浸出将污染伊犁河，所以选用非化工艺。    金和银均能与氯离子构成较安稳的络合物，在氯化物溶液中有氧化剂存在时，金和银的浸出反响可简略表明为：                                                       Au＋OX＋4Cl-—→AuC14-＋OX′                              Ag＋OX＋4C1-—→AuC143-＋OX′                                   Ag＋Cl-—→AgCl                           AgCl＋2NH3—→［Ag（NH3）2］+＋C1-    式中：OX为氧化剂，OX′为该氧化剂的复原态。    针对上述反响，探究在有氯盐或（和）存鄙人从该金矿石浸出金、银的或许性，并经过操控恰当的浸出条件，以到达别离浸出金银的意图。    1) NH4H-NaCl系统氯化浸出金和银    试验成果表明，在NH37%,氧化剂5%、NaCl 20%、液固比＝10：1,浸出时刻120min,温度80℃浸出条件下，用含氧氯化物作为氧化剂，有或许先挑选浸出银，银的浸出率达98%。而大部分金留在浸出渣中，便于独自处理。缺乏的是，约有24％的金同银一道被浸出进入溶液。要到达别离浸出金、银的意图，需要进一步改善浸出进程的挑选性。    2）HCl-NaCl系统氧化浸出金和银    为调查在HCl-NaCl系统中参加不同类型氧化剂一起浸出金和银的或许性，试验中，浸出条件定为：液固比＝10：1、浸出时刻120 min，温度80℃时，氧化剂用量增加但金浸出率增加不明显，而银浸出率影响则比较复杂。当氧化剂用量为2% -5%时，银浸出率大于96％，过多参加氧化剂将导致银浸出率下降，随后又有所上升。为了到达在该系统中一起浸出金和银的意图，曾探究了增加不同氧化剂的试验，典型的试验成果见下表。试验成果表明：在HCl-NaCl系统中，用一种金属离子和含氧氯化物作为氧化剂，可以一起浸出金和银，金浸出率到达96％，银浸出率大于98％。该浸出系统工艺简略，适于处量含银高的氧化型金矿。增加不同氧化剂一起浸出金、银的成果温度/℃浸出系统增加氧化剂金浸出率/%银浸出率/%80H4OH-NaCl含氧氯化物24.65.180HCl-NaCl金属离子85.399.890HCl-NaCl含氧氯化物91.799.790HCl-NaCl双氧化剂92.599.890HCl-NaCl双氧化剂96.199.9

化法是近代从矿石中提取金、银最常用的有用办法，从1889年开端使用，至今已有100多年的前史，该办法具有简易，经济，收回率高，适应性较强等长处。化进程包含用碱金属(NaCN，KCN）的水溶液作溶剂，浸取金矿石中的金和银，然后从浸出液中收回金和银等工序。通常是在充沛供氧的条件下，用浓度为0.03%～0.3%的溶液进行浸取，将矿石中的金溶出，其反应为：                           2Au＋4NaCN＋H2O＋0.5O2 →2NaAu（CN）2＋2Na0H       为了避免被水解和被溶液中的二氧化碳分化，以及削减和氧被铜、铁、砷、锑等硫化物耗费，常用石灰乳［Ca(OH) 2］作维护碱，保持溶液pH＝11～12a细磨物料和延伸浸取时刻能够进步金浸出率。为无色通明晶体，含有杂质时则呈灰黄色，毒性极强，易溶于水。会被水解生成挥发性的剧毒气体HCN，对此有必要特别注意。       化法浸出分为堆浸渗滤浸出和矿浆拌和浸出两种方法。前者适用于处理渗透性好的大颗粒物料，设备简略，操作费用低，多用于小型矿山，但金的浸出率较低。后者用于处理粒度小于0.3～0.4mm的矿石物料，金的浸出率较高，最高可达98%。

1.混法提金　 混法提金工艺是一种陈旧的提金工艺，既简洁，又经济，适于粗粒单体金的收回。我国不少黄金矿山还沿袭这一办法。跟着黄金出产的开展和科学技术进步，混法提金工艺也不断得到了改善和完善。因为环境保护要求日益严厉，有的矿山取消了混作业，为重选、浮选和化法提金工艺所替代。 在黄金出产中，混法提金工艺仍有其重要的效果，在国内外均有使用实例。现在河北张家口、辽宁二道沟、吉林夹皮沟、山东等不少金矿使用了此工艺。辽宁二道沟金矿原为单一浮选流程，依据矿石性质改为混加浮选联合流程，总收回率进步7.81%(混收回率达64.6%)，尾矿档次由0.74g/t降到0.32g/t，年获效益为158万元。混法提金工艺关键在于怎么采纳防护办法，消除毒污染。 2.化法提金工艺　       化法提金工艺是现代从矿石或精矿中提取金的首要办法。化法提金工艺包含：化浸出、浸出矿浆的洗刷过滤、化液或化矿浆中金的提取和制品的冶炼等几个根本工序。我国黄金矿山现有化厂根本选用两类提金工艺流程，一类是以稠密机进行接连逆流洗刷，用锌粉置换沉积收回金的所谓惯例化法提金工艺流程（CCD法和CCF法），另一类则是无须过滤洗刷，选用活性炭直接从化矿浆中吸附收回金的无过滤化炭浆工艺流程(CIP法和CIL法)。 惯例化法提金工艺按处理物料的不同又分两种：一种是处理浮选金精矿或处理混、重选尾矿的化厂。选用这种工艺的多是大型公营矿山。如河北金厂峪；辽宁五龙、河南杨寨峪；山东招远、新城、焦家、三山岛金矿。另一种是处理泥质氧化矿石，选用全泥拌和化的提金厂。如吉林海沟；黑龙江联合沟；安徽新桥金银矿等矿山。

稀土精矿用硫酸处理、出产氯化稀土或其他稀土化合物的稀土精矿分化办法。本法具有对质料适应性强、出产成本低一级长处，是稀土精矿工业上常用的分化办法，广泛用于氟碳铈矿精矿、独居石精矿和白云鄂博混合型稀土矿精矿的分化。首要有硫酸化焙烧一溶剂萃取法、硫酸分化一复盐沉积法、氧化焙烧一硫酸浸出法三种工艺。     一、硫酸化焙烧－溶剂萃取     首要用于分化白云鄂博混合型稀土矿精矿出产氯化稀土。白云鄂博混合型稀土矿精矿成分杂乱，归于难处理矿，其典型的首要成分(％)为：RE2O350～55，P2.5～3.5，F7～9，Ca7～8，Ba1～4，Fe3～4，ThO2约0.2。精矿中放射性元素钍和铀含量低，冶炼的防护要求不高，适于用硫酸化焙烧法分化。     （一）原理     经瘩细的稀土精矿与浓硫酸混合后加热焙烧到423～673K温度时，稀土和钍均生成水溶性的硫酸盐。氟碳铈矿与硫酸的首要反应为： 2REFCO3＋3H2SO4＝RE2(SO4)3＋3HF↑＋2CO2＋2H2O     独居石与硫酸的首要反应是： 2REPO4＋3H2SO4＝RE2(SO4)3＋2H3PO4 Th3(PO4)4＋6H2SO4＝3Th(SO4)2＋4H3PO4     铁、钙等杂质也生成相应的硫酸盐。分化产品用精矿质量12倍的水浸出，取得含稀土、铁、磷和钍的硫酸盐溶液。操控不同的焙烧温度、硫酸用量和水浸出的液固比，即可改动分化效果。当硫酸与稀土精矿的量比为1.5～2.5、分化温度503～523K、水浸出液含RE2O350～70g/L时，钍、稀土、磷、铁等一起进入溶液。上述焙烧和浸出条件首要用于独居石精矿和白云鄂博混合型稀土矿精矿的分化。当硫酸与稀土精矿的量比为1.2～1.4、分化温度413～433K、水浸出溶液含游离硫酸50％时，首要是钍进入溶液，大部分稀土则留在渣中。当硫酸与稀土精矿的量比为1.2～1.4、分化温度573～623K、水浸出液含RE2O350g/L时，则稀土进入溶液，钍和铁等留在渣中。通过操控焙烧和浸出条件，就可使稀土与首要伴生元素得以开始别离。     （二）工艺进程     从稀土精矿到取得氯化稀土，首要通过硫酸化焙烧、浸出除杂质和溶剂萃取转型等进程。      1、硫酸化焙烧。白云鄂博混合型稀土矿精矿粉与浓硫酸在螺旋混料机内混合后，送入回转窑进行硫酸化焙烧分化。操控进料端(窑尾)炉气温度493～，523K，焙烧分化进程中炉料渐渐移向窑前高温带，氟碳铈矿和独居石与硫酸效果生成可溶性的硫酸稀土。铁、磷、钍等则构成难溶于水的磷酸盐。炉料跟着向高温带移动温度不断升高，过量的硫酸逐步被蒸发掉。当炉料运转到炉气温度为11’73K左右的窑前出料端时，炉料温度到达623K左右，并构成5～10mm的小粒炉料，称为焙烧料，从燃烧室侧端排出。      2、浸出除杂质。焙烧料含硫酸3％～7％，直接落入水浸槽中溶出稀土，而杂质简直悉数留在渣中与稀土别离。制得纯洁的硫酸稀土溶液含RE2O340g/L、Fe0.03～0.05g/L、P约0.005g/L、Th      3、溶剂萃取转型。用溶剂萃取法使硫酸稀土改变成为氯化稀土的进程。这种工艺已用于替代传统的硫酸复盐沉积、碱转化等繁琐转型工艺。这是我国在20世纪80年代稀土提取流程的一次严重改造。溶剂萃取转型选用羧酸类(环烷酸、脂肪酸)萃取剂，预先用皂化，然后直接从硫酸稀土溶液中萃取稀土离子，稀土负载有机相用含HCl6mol/L溶液反萃稀土，制得氯化稀土溶液。萃取和反萃取进程选用共流萃取(见溶剂革取)办法。萃余液pH为7.5～8.0，含RE2O310mg/L左右，稀土萃取率超越99％。反萃液含RE2O3250～270g/L，含游离酸0.1～0.3mol/L。选用减压浓缩办法将反萃液浓缩制成氯化稀土。氯化稀土的首要成分(质量分数ω/％)为：RE2O3约46，Fe0.01，P0.003，Th0.0002，SO42－     我国研讨成功从硫酸化焙烧分化白云鄂博混合型稀土矿精矿产出的硫酸稀土溶液中直接用P204萃取剂萃取别离稀土的新工艺，具有将稀土精矿分化作业和单一稀土萃取别离进程结合起来的特色，即同在硫酸介质中别离钐、铕、钆和钕以及制取稀土氯化物，省去了萃取转型和一些化学别离工序，然后减少了试剂耗费，降低了出产成本。1986年我国的四家工厂用此工艺改造原有流程，共建立了年处理10000t混合矿的出产线，其简化流程如图1。钕一钐萃取分组产出的钐铕钆富集物含：Eu2O311％、Sm2O350％。萃取法出产Na2O3的产品纯度到达99％。萃取法收回稀土所得氯化稀土溶液含RE2O3250g/1，，残液含RE2O30.2～0.4g/L。图1  白云鄂博混合型稀土矿精矿的硫酸焙烧 －P204萃取法萃取别离稀土的新工艺流程     二、硫酸分化－复盐沉积     首要用于处理独居石精矿。独居石为磷酸盐矿藏，是出产稀土和钍的重要质料，一般含RE2O355％，6、ThO23％～10％、U3O8约0.3％、P2O5约25％，别的还含少数钛、铁、锆、硅等杂质。独居石首要含轻稀土元素，中稀土、重稀土只占稀土总量的8％～10％，产于澳大利亚、印度、巴西。我国每年出产独居石约2200t。硫酸分化一复盐沉积是从独居石提取稀土的传统工艺，独居石精矿和浓硫酸在铸铁拌和槽中加热到473K温度后分鳃2～4h，大部分稀土促转化成可溶性的硫酸盐。用水浸出分化产品所得的硫酸稀土溶液的首要成分为： 首要成分 RE2O3  ThO2    U3O8含量(质量浓度p)/g•L－1  约50 6～7 0.4首要成分 P2O5 Fe2O3 ＋ H含量(质量浓度p)/g•L－1  25  2～3 2.5mol/L     从这种浸出溶液中提取稀土、钍和铀最常用的是硫酸钠复盐沉积法。硫酸钠复盐沉积法是用硫酸钠或氯化钠沉积剂使稀土和钍以3Na2SO4•RE2(SO4)3•4H2O•0.09Th(SO4)2复盐沉积分出。接着用NaOH将稀土和钍转化成氢氧化物，然后用优先溶出稀土。所得氯化稀土溶液经减压浓缩、冷却结晶产出氯化稀土(图2)。钍富集物送提钍处理。硫酸分化一复盐沉积工艺能够处理档次较低的独居石精矿，具有对质料适应性强、出产成本低一级长处，但放射性元素钍、铀在流程中涣散，较难收回。近来有人用伯胺从硫酸稀土溶液中首要萃取钍，然后再用硫酸复盐沉积法收回纯洁的稀土，这种办法更有利于稀土和钍的提取。图2  硫酸法分化独居石流程     三、氧化焙烧硫酸浸出     首要用于从氟碳铈矿精矿中提取稀土。我国山东微山湖畔和四川冕宁蕴藏着丰厚的氟碳铈矿，与美国芒廷帕斯(Mountain Pass)盛产的氟碳铈矿类似，矿藏粒度粗，易选别，精矿中的RE2O3 达60％左右，含磷低，简单提取。美国钼矿公司(Molycorp Inc.)选用氧化焙烧一浸出分化氟碳铈矿，出产氯化稀土和铈富集物已有30多年前史，稀土产值占国际稀土总产值的30％以上。     氟碳铈矿(REFCO3)在773～873K温度的氧化焙烧进程中，即分化放出CO2，生成稀土氧化物和氟氧化物，三价铈被氧化为四价，难溶的氟碳铈矿改变成可溶性产品。浸出进程中能够使用三价稀土和四价铈的性质不同而将铈作为氟化物和氧化物富集于渣中，富铈渣中的CeO2/RE2O3 可到达85％～90％。但富铈渣还含有重晶石、萤石和独居石等杂质，用此渣出产铈产品时，因需求除掉这些杂质而致使流程杂乱化。美国钼矿公司的产品首要是氧化铕、氧化钐和富镧氢氧化甲物，因而要先除掉很多铈，以利于单一稀土的萃取别离。图3  氧化焙烧－硫酸浸出法分化氟碳铈矿工艺流程      20世纪60年代我国开发的氧化焙烧一硫酸浸出氟碳铈矿精矿分化工艺(图3)，能使稀土悉数进入酸浸出液。在773～873K温度下焙烧氟碳铈矿时，Ce3＋被氧化为ce4＋。用含硫酸1.25～1.5mol/L溶液浸出焙烧矿时，焙烧矿中Ce4＋与F－构成安稳的配位离子CeF62－进入溶液，Ce4＋与F－的结合不光避免了氟化稀土生成沉积物，还促进了焙烧矿中氟化稀土的溶解。当溶液中存在CeF62－时，氟起着加快难溶二氧化铈溶解的效果。以上两种效果互相促进，使焙烧矿中的二氧化钍、重稀土草酸盐送收回钾稀xi铈、氟化稀土、氟氧化稀土和氧化稀土等能很快被稀硫酸悉数溶解。稀土浸出率可达96％～97％。此法制得的硫酸稀土溶液含RE2O380g/L左右、F8～9g/L酸约1.5mol/L、Fe1g/L以下，铈的氧化率达98％～99％。所得溶液比较纯洁，能够直接用P204萃取法、碳酸钠法或硫酸复盐法出产纯度99％～99.9％的二氧化铈。

首要有烧碱分化法和纯碱焙烧法。前者首要用于分化独居石和磷钇矿精矿，后者首要用于分化氟碳铈矿和独居石的混合精矿。 烧碱分化法 有液碱(烧碱的水溶液)法和固碱法两种办法。液碱法又分常压法、压煮法和热球磨法。工业上大多选用液碱常压分化法。 独居石精矿液碱分化 1952年印度稀土有限公司(Indian Rare EaithLtd.)在特兰旺科一科琴(Travancore-Cochin)的阿尔沃耶(Alwaye)建成了世界上第一座液碱分化独居石精矿的工厂。直至90年代初期，美国、巴西、法国、马来西亚、朝鲜等国也相继建成了液碱处理独居石精矿的工厂。我国第一条液碱分化独居石精矿的出产线于1964年在上海跃龙化工厂投产。 液碱分化独居石精矿出产氯化稀土首要由液碱分化、归纳收回、优先溶解、除镭等作业组成。 在液碱分化中，独居石精矿中的稀土和钍与碱液效果生成氢氧化物沉积： REPO4+3NaOH=RE(OH)3↓+Na3PO4 (1) Th3(PO4)4+12NaOH=3Th(OH)4↓+4Na3PO4 (2) 而磷则生成可溶性的Na3PO4转入分化液中。因为分化进程在精矿颗粒表面生成的氢氧化物阻止了液碱与矿粒内部稀土持续反响，故分化前须先将精矿湿磨细至0.043mm粒级，然后再与含。NaOH50%的溶液在413K温度下反响约5h。实践用碱量约为精矿质量的1.5倍。分化进程在外加热的钢制反响器中进行。 碱液分化完成后，分化液中含过量NaOH和新生成的Na3PO4 有必要归纳收回。收回的办法是用热水稀释并洗刷分化产品，过滤后从滤液中收回Na3PO4和剩下的烧碱。独居石精矿含P2O5约25%，仅低于稀土，故Na3PO4 是烧碱分化独居石精矿的一种重要副产品。 滤饼的首要成分为稀土、钍、铁等的氢氧化物，运用稀土和其他元素的碱性差异，用稀优先溶解稀土： RE(OH)3+3HCl=RECl3+3H2O (3) 优先溶解结束时，溶液pH约4.5，在此pH下钍、铀、铁等仍残留在滤饼中。优先溶解产品经过滤所得的滤渣是提取铀、钍的质料(见铀钍与稀土元素别离)。 过滤所得滤液尚含有微量钍、铀的放射性蜕变产品226Ra和228Ra，有必要经过除镭处理。镭和同属ⅡA族元素，其硫酸盐溶度积均很小(298K时BaSO4为1.1×10-10，RaSO4为4.2×10-11)。往滤液中参加BaSO4就可使镭被BaSO4载带子沉积中： Ba2+(Ra2+)+2SO42-=BaSO4(RaSO4)↓ (4) 除镭后的清液为纯洁的RECl3溶液，可直接浓缩、结晶分出混合稀土氯化物产品，也可先经过P204溶剂萃取分组(见稀土元素革取分组别离)得到混合轻稀土氯化物和中重稀土富集物两种产品。 法国罗纳一普朗克公司(Rhone-Poulene)在拉罗歇尔(LaRochelle)的工厂选用在压煮器内用液碱分化独居石精矿的办法。因为压煮器的温度较常压容器的高，能加快独居石精矿的分化反响，然后可缩短分化时刻、下降碱耗。 与浓硫酸法分化独居石精矿(见稀土精矿硫酸法分化)比较，液碱分化法有两大长处：(1)分化反响不发作酸气，全流程产出的三废量少;(2)经济合理，占独居石精矿分量90%以上的稀土、磷、铀、钍均得到收回，分化剂中的钠成为副产品Na3PO4•12H2O的组成部分而得到运用。但也存在需运用磨细的高质量精矿等问题，因为精矿含杂质多会添加碱的耗费量。 白云鄂博混合型稀土矿精矿烧碱分化白云鄂博混合型稀土矿精矿含钙较高(折组成CaO5%～10%)，钙首要以萤石(CaF2)形状存在。钙含量过高不只会导致混合稀土氯化物产品质量下降乃至不合格，还会使稀土收率下降。我国已研讨出除掉精矿中钙的办法。 白云鄂博混合型稀土矿精矿含有氟碳铈矿和独居石两种稀土矿藏，在碱分化时，除发作独居石和烧碱式(1)的反响外，还发作氟碳铈矿和烧碱的反响： RECO3+3NaOH=RE(OH)3+Na2CO3+NaF (5) 影响稀土矿藏分化的首要因素是分化温度和烧碱浓度，较高的分化温度和较高的烧碱浓度都可加快分化反响。烧碱液的沸点随烧碱浓度的添加而升高，因此添加烧碱浓度亦可进步常压烧碱液分化的温度。但烧碱浓度过高又会引起分化产品过于粘稠，影响反响进行。 1982年我国选用固碱电场分化白云鄂博混合型稀土矿精矿。其作法是将除钙的精矿(含水分12%～14%)和固体碱混兼并拌和10min，然后装入分化设备，通电分化15～20min。其间最终7～8min的物料温度达453K。因精矿含有水分，碱易吸潮，故这种反响实践上是浓烧碱液与矿藏的反响，但分化设备中究竟还存在着固碱，所以存在分化反响不易进行的死角。电场分化时刻很短，能耗和碱耗都低。 1985年我国又选用在电加热的反响器平分化除钙后的白云鄂博混合型稀土矿精矿办法。该法运用含烧碱60%～70%的溶液，在433～453K温度下分化40min。这种分化工艺操作简略，耗碱量低。因为烧碱报价比硫酸高得多，故处理规划远不如浓硫酸法分化。 白云鄂博混合型稀土矿精矿烧碱法分化出产氯化稀土的工艺进程与独居石精矿液碱分化出产氯化稀土的类似，分化产品经水洗、过滤、优先溶解稀土、浓缩、结晶等处理，最终得到混合稀土氯化物产品。或在优先溶解稀土后，经溶剂萃取分组，得到混合轻稀土氯化物和中重稀土富集物产品。没有发现白云鄂博混合型稀土矿精矿中有镭的同位素，故全流程无需设除镭工序。 纯碱焙烧(或烧结)法纯碱即为碳酸钠(Na2CO3)，1958年苏联用纯碱焙烧(烧结)分化独居石精矿。1963年我国开端研讨用纯碱焙烧白云鄂博混合型稀土矿精矿，1970年前后曾用于工业出产。前苏联也曾进行过用纯碱烧结分化稀土氟碳酸盐和磷酸盐混合精矿的研讨。 按白云鄂博混合型稀土矿精矿质量的10%～30%参加纯碱，混合后于873～973K温度下焙烧，稀土矿藏即可分化生成RECO3，且精矿中的Ce抖被氧化成ce”，为后续作业的铈与其他稀土别离发明了条件。焙烧矿经磨细后，再用水、稀酸洗去非稀土杂质，然后用含硫酸0.25mol/L溶液浸出稀土。浸出液中Ce4+与F-构成合作物。如浸出液的F一浓度过低，则会使稀土浸出率和铈氧化率明显下降。浸出后过滤，滤液用1mol/LP204-0.2mol/LTBP-火油组成的有机相萃取Ce4+，得到纯度超越99.9%的CeO2。因浸出液中含F-及铁、硅等杂质，萃取进程中易发作乳化。参加可抑制因F-而发作的乳化。 前苏联所用的稀土混合精矿由钇氟碳铈矿(Y，Ca)FCO3•CaCO3、磷钇矿、独居石和钇萤石组成。精矿档次低(均匀含RE2O3约6%)，还含很多萤石、铁矿藏、云母及锆石，且各矿藏含量改变大。以精矿质量30%的Na2CO3+Na2SO4为分化剂，在1173K温度下焙烧可使稀土矿藏分化成可溶性的碳酸盐或硫酸盐。萤石有助于稀土矿藏分化。当精矿中含萤石高于15%时，不加分化剂在1273K温度下焙烧稀土矿藏即自行分化。 展望从环境保护、资源归纳运用、经济效益等方面衡量，独居石精矿的液碱分化都不失为一种较好的办法，因此为全世界大多数处理独居石的工厂所选用。但一般选用含烧碱50%的碱液在常压下分化，不只碱耗和能耗高，并且分化时刻长，因此极待改善。改善方向是从工艺和设备下手，环绕强化分化条件(如恰当进步分化温度)来进行，这是削减耗费、进步功率、下降成本的有效途径。烧碱分化白云鄂博混合型稀土矿精矿的研讨成果与工业实践都可以在这些方面供给学习。 将白云鄂博混合型稀土矿精矿的氟碳铈矿与独居石分隔，即把混合精矿分红两种精矿(见白云鄂博混合型稀土矿)，运用这两种矿藏的不同特色别离处理：独居石精矿用烧碱法分化，制取混合稀土化合物，磷亦得到归纳收回;氟碳铈矿精矿选用氧化焙烧分化，Ce3+一起氧化成Ce4+，然后进行单一稀土别离(见稀土元素别离提纯)。这是白云鄂博混合型稀土矿精矿的最佳处理计划。

水氯化法又称为化法。氯是一种强氧化剂，能与大多数元素反响。对金来说，氯既是氧化剂又是合作剂。金在饱满有Cl2的酸性氯化物溶液中被氧化，构成三价金的合作物阴离子，其化学反响为： 2Au＋3Cl2＋2HCl→2HAuCl4 2Au＋3Cl2＋2NaCl→2NaAuCl4 这一反响在溶液中氯浓度明显提高和pH值低的条件下，可以快速进行。水氯化法的特点是廉价、浸出速度快、不存在金粒表面的钝化问题，并且从浸出液中收回金相对简单。 在19世纪末，水氯化法曾被单个矿山用于从矿石中提金。后来因为化法的开展，此法停止运用。这是因为氯很生动，它能与大数硫化矿藏发作反响，氯的耗费量大，选择性差，再加上存在有Cl2的激烈气味与腐蚀性的问题。但到20世纪80年代后，因为水氯化法对难处理的微细粒碳质金矿可以获得较好的作用，因此再次引起了人们的重视，并获得了相应的开展。所用的氯化浸出剂，包含的、氯酸盐和次氯酸盐，还有HCl－NaCl和FeCl3等系统。 针对广东河台硫化物金精矿（Au50g/t，Ag25g/t，S20.59%，Cu3.19%）的非化法提金，选用水氯化浸出－树脂在浆提金的工艺流程，处理该硫化物金精矿经氧化焙烧后的焙砂，研讨了用量、增加氯盐、浸出时刻和树脂在浆等要素的影响，进行了公斤级扩展实验。结果表明，当所用焙砂含硫0.46%，通入量为21g/t时，耗费量约为35g/t，金的浸出率可达97.9%，浸渣含金降到1.3g/t以下。在矿浆中参加型强碱性阴离子交流树脂进行在浆吸附，可以加速金的浸出速度；载金树脂用筛分法从矿浆中别离出来，可省去冗杂的固液别离过滤洗刷工序；为削减树脂的磨损，延伸树脂的运用寿命，可在浸出后期参加树脂吸附已浸出的AuCl4－；筛分出的载金树脂，用3%的溶液进行金解吸，再用电积法得出金产品。 次氯酸盐是一种强氧化剂，它在氯化钠与FeCl3中可用于浸金，总反响可表示为： 3ClO－＋2Au＋5Cl－＋6H＋→2AuCl4－＋3H2O 选用次溶液浸出贵州紫木凼金矿获得了较好的作用，该矿归于超微细型含碳质难处理金矿（含Au3.9～4.1g/t，S1.16%，C0.1%～0.6%），金的粒度小于0.01μm，原矿直接化浸出时金浸出率低于30%，而用3%有效氯浓度的次溶液在常温下两段浸出的金浸出率可达85%。在碱性条件下用次溶液浸出金时，通常是用碳酸钠调理pH值为8～13。也可在酸性条件下用溶液浸出金，但有必要增加适量的氯化合作剂，如氯化钠。 用HCl－NaCl系统处理含硫低的氧化型金矿作用较好。例如，新疆伊犁河区域小阿西金矿归于地表氧化型含银高的金矿石（含Au13.4g/t，Ag452.4g/t，Fe4.95%，S0.147%，Cu0.11%）,在HCl－NaCl系统有氧化剂存在时，于温度80～90℃、浸出时刻6h、液固比10∶1的条件下，可以一起浸出金和银，金的浸出率96%，银的浸出率大于99%，银的浸出率大于99%。 用FeCl3系统浸出金也归于水氯化法浸出的一种。Fe3＋不能直接将Au氧化成Au3＋，但在有氯离子存在的条件下，坚持满足浓度的Fe3＋和Cl－（参加HCl或NaCl），在常温（25℃）和pH=1.0时，就会有如下的浸出反响： Au＋3Fe3＋＋4Cl－→AuCl4－＋3Fe2＋ 例如，运用酸性FeCl3溶液浸出湖南龙山砷锑金矿渣的焙砂，金的浸出率可达98%～99%，比化法的浸出率高4%～6%，浸渣含金由3～5g/t降到0.75～1.5g/t。 电氯化法浸出金是水氯化法的进一步开展，它是使用电解氯化钠溶液发生的氯来直接浸出矿石中金的一种办法。按电解浸出设备不同，又可分为有隔阂电解槽的电氯化浸出和无隔阂电解槽的电氯化浸出两种。电氯化法所用的试剂是价廉的氯化钠，但需耗费电能，电解槽浸出设备相对比较复杂，并且受金矿的性质及赋存状况的影响较大。电氯化法较适合于处理金呈游离态而无氯吸附物的石英脉金矿、铁帽型含金氧化矿以及含硫化物少的金矿，而对含硫化物高的金矿、含碳酸盐脉石多的金矿以及含砷、锑高和含硒、碲与含有碳质物的金矿则不适宜于电氯化法。此法已进行半工业实验，但尚未在工业上使用。

Davis最近的电化学研讨标明H2O2不适于现场（insitu )发生I2,碘的溶金速度比快10多倍,溶金进程特别与浸液中的氧化剂I-浓度比值和pH有关 ,关于含硫化物矿的非包体金矿石，美国研讨了用电化学氧化的办法从中提金,首要设备是一种隔阂电解槽，硫化物如FeS2的效果是调理浸出系统中的I2/I-比值以便发生较高浓度的浸出金剂I3- 。    与氯、比较，碘化法浸出金研讨不多，因为人们沉着地注意到碘的报价昂扬,碘试剂潜在商场首要是含金工业废料如废电子元器件的金再生。浸液一般由I2-KI或I2-IO3--I-组成,公认的浸出金剂是I3，金以AuI2-或AuI4-方式进入溶液，金沉积可用羟胺、盐还原剂，碘再生用C12、Na2O2等氧化剂。据3вяшнцев介绍，用每升含碘20g,碘化钾40 g的水溶液浸出金处理,然后以齐方式从含金的碘化物溶液中，将金分离出来。美国专使用碘-碘化钾-双醇系统，从含金物猜中收回金。因为该法在工艺进程中，排放毒性很大、具有催泪效果的碘代酮气体而使使用受限制。    北京市贵金属化冶厂用碘-钠--水系统，对废电子元器件上的金镀层溶蚀。这种实用性的研讨，比起工业上很难将碘试剂用于处理矿石或精矿的研讨更实践。