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。

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。

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％。

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％。

稀土提炼工艺过程中 、离子交换$ 篮和液体样品中塑土总量的测定方法及其应用。本法采用过氧化钠熔矿、三乙薄胺和柠艨酸钠浸取，在弱酸介质中，以PMBP-苯革取 甲酸反革取。然后， 在pH 8韵醋酸盐缓冲介质中，用偶氮胂M舟光光度测定矿石中稀土总量。离子交换树脂中总稀土的测定，在加热条件下，用盐酸和硝酸演台液浸出， 可直接分光光度法测定。总稀土与偶氮胂M形成络合物，最大吸收在640nm，表观摩尔吸光系数为8．0x10&lsquo;&middot;L&middot;mol 1&middot;511[1&mdash;1．本法测定稀士的范围为0．005 -0．5％和O．0Ol&mdash; 1．0g／L时，相对标准偏差小于5％。回收率为98．5一lO．5 。力法灵敏， 操作简单，快速。我国稀士资源非常丰富，稀土 金属 的开发利用也日益发喂。对于稀土的潮定方法，国内外巳有评述&ldquo;? &ldquo;。一般的化学分析法是测定稀土总量或其轻、重稀土分量 一一。本文在有关文献的基础上，研究了用碱熔矿， PMBP一苯萃取分离， 偶氮胂M分光光度耐定稀土总量的方法。本法巳成功地应用于某稀土矿中总稀土的测定， 并适用于含铀、钍等多 金属 矿中总稀土的测定。．对于离子交换过程中饱和树脂的稀土测定， 尚未见报道，我们结合现有的工作经验， 提出了在加热条件下， 采用酸完全浸出树脂中的稀土， 再用光度法进行测定。省去了树脂高温灼烧灰化， 从而提高了分析速度和准确度。这些方法在实际应用中， 经过大量样品的分析考验， 结果较好， 基本上满足了工艺要求。稀士的萃取剂，具有萃职效率高且分离效果好的特点。以幅氮胂M作显色剂， 显色反应晁敬度高，表观摩尔吸光系数为8， ? ：8．0 x1O L-tool一 &middot;cm～ ， 此值高于偶氮胂II1一倍，且澳l定结果比较稳定。在分析树脂相中稀土肘， 采用酸浸法比通常灰化法， 有了较大的改进， 操作简单、快速。本法可在稀&plusmn; 工艺分析中推广应用。在制备标准溶液时， 最好采用该矿提纯的稀土氧化物作基准， 以便提高结果的真实性。更多有关稀土提炼的内容请查阅上海 有色 网

贵 金属 提炼就是对贵 金属 进行提炼加工，达到使用需求。贵 金属 一般可指黄金、白银、铂金等等，精炼机是指将含杂质的、纯度低的粗料进行处理、提纯，得到高纯度的物料的机器。其叫法较多，香港地区一般就叫化金机、提金机，英文 refiner，还可以叫提纯机、回收机、提炼机等等。 　　大型的精炼设备包括旋转炉、坩蜗炉、电弧炉、锻烧炉、干燥炉、热处理机、粉碎机、制粒机、筛选机、搅拌机、自动取样机、反应器、溶解器、沉淀器、电解槽和压滤机等等。但这些的设备是复杂的，投资以亿计，适合大型矿山的场合使用。近年国内也陆续开发出了相关产品，目前了解到有两种环保型贵 金属 精炼机。 　　一种采用传统湿法冶金提纯工艺的环保型贵 金属 精炼机，属中小型设备，其结构包括反应器、加热装置及设有冷凝装置的尾气处理系统，该精炼机的尾气处理是将反应产生的尾气经冷凝装置通过制冷箱冷却成液态酸，残余的未被冷却的尾气经喷淋吸收，虽然该精炼机在一定程度上解决了废气污染的问题，但是其尾气处理系统结构过于复杂庞大，体积大成本高，同时该精炼机的功能设置过于简单，其提纯过程并没有对反应后剩下的液体进行过滤，也没有对贵 金属 进行还原沉淀及废水处理，该精炼机贵 金属 回收率95%左右，仍然存在废水污染环境的问题。适合于处理较多粗料的场合使用。 　　另一种是微型设备更适合珠宝厂、小批量精炼的场合，日可处理5-10公斤粗料。其结构包括计量仪器、反应器 、加热器、冷凝器、过滤器、沉淀器、吸收器、储存器、电极等。针对现有的贵 金属 提纯方法造成的废气、废水的环境污染和操作安全的问题，提供一种操作安全、简便的环保型金银精炼机，在提高金银回收率和纯度的同时，实现废气零排放和废水按国家标准达标排放。该机有以下优点：1）精炼的纯度高，可达到99.9%以上；损耗低，损耗率约4～6&permil;。2）精炼成本低，低功耗。3）体积小，占地面积小，2-3平方米，适合首饰生产厂家使用。4）操作十分简便，全流程电气化控制，实现自动化控制。5）废气、废水的处理、排放采用化学电极全程监控，全部参数实现数字显示，方便操作者控制。6）废气可实现零排放，废水的酸碱性、 金属 离子浓度按国家标准全部达标排放，保护环境。想要了解更多关于贵 金属 提炼的资讯，请继续浏览上海 有色 网（ www.smm.cn ） 有色金属 频道。

废铝提炼在国内的进展十分缓慢，但同样在国外，废铝提炼这一废铝循环利用的过程已经开展的相当的完善了，对于我们中国铝业生产出口大国来说，这废铝提炼的加工不能跟上时代的步法，这一点值得大家来关注。在欧洲，大约45%-60%的电解铝来自于废铝回收再废铝提炼，而欧盟废铝提炼再生铝的生产则超过了原铝的生产。资料显示，自1995年以来全球废铝 市场 就开始发生着翻天覆地的变化，2001年下半年欧洲一举变为废铝净出口地区。2005年美国出口废铝110万吨，欧盟出口69.2万吨。而进口数据方面，2005年中国进口120万吨，美国接近50万吨，欧洲28.8万吨废铝。我国在对包括铝 金属 在内的其他 有色金属 的废铝提炼循环使用进程中，走得一直很迟缓。我国目前的废铝提炼始终保持在应回收冶炼数量的四分之一到五分之一。这除了造成大量的废旧铝制品闲置之外，还增加了社会整体资源消耗的数量。&nbsp;废铝提炼除了能节省大量资源消耗之外，对废旧铝制品进行重新的冶炼加工，还可以减少可再生的 有色金属 的社会蓄积量。开发再生铝资源，对废旧铝实行循环经济，不但可以给国家、企业节省资金、提高资源利用率、节约能源、保护生态环境等经济效益，还可以减少很多社会问题。铝 金属 循环使用，可以加快中国铝 金属 工业实现全面、协调、可持续发展。既然废铝提炼的循环使用是这样一件利国利民的好事，为什么目前在国内只有一些小型企业从事废铝提炼加工，而没有形成有规模的大型铝 金属 回收冶炼企业链呢？事实上，小型废铝回收冶炼企业由于工艺水平低下，能耗相对较高，对废铝的资源浪费和对环境的污染也都比较高，很不适应整个再生铝 行业 的需要。这主要是因为在我国废铝提炼循环使用的过程中存在着几个重大的瓶颈障碍。随着中国整个国民经济的发展，社会对 有色金属 消费水平也在逐年提高，但在整个 有色金属行业 繁荣发展的表象之后， 有色金属 的资源危机也正在慢慢凸现。对于废铝提炼这个加工环节也值得影响广大 行业 界内认识的关注。&nbsp;

传统烧结－鼓风炉熔炼工艺中，按硫化铅精矿中硫的质量分数为12％～24％计算，每冶炼1t粗铅有0.6～1.1t的SO2排空。     新的炼铅技术的共同特点是将焙烧与熔炼结合为一个过程，实现铅精矿直接处理，充分利用硫化铅氧化放出的大量热将炉料迅速熔化，产出液态铅和熔渣。直接炼铅仍需要将冶金过程分为氧化和还原两个阶段，在氧化段充分氧化获得低硫铅，在还原段充分还原产出低铅炉渣。本实验探讨熔池熔炼还原段，利用铅精矿和富铅渣之间的交互反应，考察还原段的终渣含铅量、铅回收率（按渣计）、烟气烟尘率、粗铅产率等各工艺指标的影响因素及条件。对其反应机理进行了初步的探讨。     一、试验理论基础     铅精矿和富铅渣之间的主要交互反应如下： PbS＋2PbO→3Pb＋SO2（1） PbS＋PbSO4→2Pb＋2SO2 （2）     这两个反应在一般高温1000℃时，△G已经很负了。随着温度的升高，△G越来越负，说明从热力学角度来说，交互反应很容易发生。渣中铅化合物的溶化温度低，其熔体的流动牲好，而且与SiO2结合的Pb0挥发性要比纯Pb0小。PbS溶化后流动性大；PbSO4在800℃便开始分解，至950℃以上分解进行的很快。反应式(1)在860℃时的平衡压力达101325Pa；反应式(2)在723℃时的平衡分压为98000Pa。即在较低温度下，两个反应可以剧烈的向右进行。从动力学角度看，熔渣的熔点一般为1200℃左右，试验温度只要能高于渣熔点，则在渣熔融状态下，各种化合物之间接触良好，反应能很好的进行。     二、试验原料及方法     （一）试验原料     本试验所用原料为某厂艾萨炉出来的富铅渣和铅精矿。铅精矿为黑色粉末，粒度小于1mm。化学成分（％）：Pb 45.44、Zn 6.46、Fe 8.82、SiO25.34、CaO 1.57、MgO 0.48、Al2O3 1.00、S 17.86、Cu 2.43、Ag 0.266。定性物相分析结果表明：铅精矿主要含PbS、ZnS、FeS、SiO2、FeS2、PbSO4。     富铅渣为浅粉色块状，化学成分（％）：Pb53.97、Zn 6.46、Fe 8.64、SiO2 8.31、CaO 3.07、MgO 0.75、Al203 1.78、S 0.17、Cu 0.73、Ag0.0197，堆密度3.05 g/cm3。XRD分析表明：铅物相以PbZnSiO4、PbO、Pb存在。其中PbZnSi04在高温下发生如下反应分解成PbO： PbZnSiO4→PbO＋ZnO＋SiO2     故本试验可将富铅渣中的Pb看做以Pb0形式存在，并以此进行配料计算，确定各种料的加入量。     试验所用熔剂为：石灰石(CaO 51.2％，MgO3.17％）；石英砂（SiO2 93.83％）。     （二）试验方法     根据可能发生的交互反应方程式，先计算出富铅渣和铅精矿所需的理论量，再以富铅渣与铅精矿中FeO成分含量的总和为渣型选择的计算基础，然后根据选定的渣型计算所需各溶剂的质量。将富铅渣、铅精矿、石灰石、石英砂分别先经破碎，磨细后，再充分混合均匀，加水湿润后制团，最后烘干12h以上。每次称2kg左右的混合料加人高15cm，内径14 cm的碳化硅坩埚中，从电炉底部进料。用一个Pt/Pt－13%Rh型热电偶检测炉内试验样料的温度，通人高纯氩气排除炉内空气并起轻微的搅拌作用；通过调节电炉的程序参数，设定好每次试验反应温度和时间；反应结束后，观察形成的铅渣表面现象，判断是否产生了泡沫渣，再称量铅渣和粗铅，并分析各主要成分含量。由于试验条件有限，未能检测SO2浓度和烟尘率，本试验将烟气烟尘率看做一个技术指标，计算式为：     烟气烟尘率＝（加入坩埚的炉料总量－反应后粗铅和铅渣的量）÷加入坩埚的炉料总量     三、试验结果及讨论     （一）渣型对终渣含铅量和烟尘率的影响     炼铅炉渣是个非常复杂的高温熔体体系，它由SiO2、FeO、CaO、MgO、Al2O3、ZnO等多种氧化物组成，并且它们之间可相互结合形成化合物、固熔体、共晶混合物。为了讨论渣型与结晶相的关系，将多元系简化为三元系：FeO－CaO－SiO2。将渣中该三相的成分换算为100％，再查看FeO－CaO－SiO2三元系相图，根据图中渣温度1 100～1 300℃区域，选择试验3个成分含量。A Perillo提供了维斯麦港基夫赛特法炼铅厂的投产与生产指标，炉渣的化学成分：FeO39％，SiO2 38％，CaO 23％。     试验条件：固定温度1250℃，时间5h，配料比1.0。试验编号分别为（1）－FeO 40％，SiO2 35％，CaO 25％；（2）－FeO 37.5％，SiO2 37.5％，CaO25％；（3）－FeO 35％，SiO2 40％，CaO 25％；（4）－FeO 35%，SiO2 37.5％，CaO 27.5％；（5）－FeO35％，SiO2 35％，CaO 30％。     试验结果表明CaO含量保持为25％，相应的SiO2含量减小时，试验（1），(2），(3)的渣含铅分别为3.48％，4.76％，5.87％；烟气烟尘率分别为36.9％，32.6％，28.1％。FeO含量固定为35％时，相应的SiO2含量减小时，试验(3)，(4)，(5)的渣含铅分别为5.87％，1.41％，3. 86％；烟气烟尘率分别为28.1％，42.25％，35.6％。     根据熔渣结构的离子理论，适当增加碱性氧化物有利降低炉渣黏度。但碱性氧化物过高时可能生成各种高熔点化合物，使炉渣难熔，渣黏度升高。对于FeO－CaO－SiO2三元系炉渣，但CaO含量超过30％时，黏度将随CaO含量的增加而迅速加大。SiO2/Fe过大，黏度高，排放困难，提高Ca0/SiO2，可降低渣的黏度。从试验结果数据可看出：当炉渣组成为FeO 35％、SiO2 37. 5％、CaO 27. 5％时，烟气烟尘率为42.25％，渣含铅1.41％为最低。     （二）配料比对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间定为3h,温度为1250℃的条件下。以100 g富铅渣为计算基础，理论需要消耗铅精矿71.297g，试验中铅精矿用量分别为理论量的0.9、0.95、1.0、1.05、1.1、1.15和1.2倍。     从图1可看出，在其他条件不变的情况下，随配料比增加，渣含铅呈先减小后增大的趋势，在配料比为1.0有最小值；烟气烟尘率呈先增大后减小的趋势，与渣含铅趋势相反，即渣含铅低时则烟气烟尘率高。鉴于两者的矛盾关系，折中取定试验条件，故此后试验定配料比为 1.1，此条件下渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％，能基本满足工业上对工艺指标的要求。图1  配料比对终渣含铅和烟尘率的影响     （三）反应温度对终渣含铅和烟尘率的影响     为减少烟尘量，必须严格控制炉内温度。如果能抑制铅及化合物的挥发，烟尘中氧化锌含量就会提高，就可以进入氧化锌系统进行处理。从沸点和平衡蒸气压分析，锌的挥发要比铅容易得多。如果试验中还原温度真正控制在1150～1200℃，Pb和PbO的蒸气压都只有1.3～6.7kPa，铅的挥发率不会如此高。     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，保温时间5h，配料比1.1。试验结果见图2。图2  反应温度对降低终渣含铅量，烟气烟尘率的影响     从图2可看出，其它试验条件不变时，渣含铅随温度的升高而降低，在1250℃有最小值，1300℃时反而渣含铅比其高。观察1300℃的试验现象，渣孔（从粗铅到渣表面）多，推测温度较高于渣熔点时，渣熔体流动性大，反应产生的气体更容易从渣孔隙跑出液面，同时使得渣中的铅及其化合物未能很好的沉降分离，所以渣含铅偏高；烟气烟尘率随温度升高而逐渐增大，1300℃时，烟气烟尘率高达48.82％。烟气烟尘率太高，对后续的收尘系统是个负担，会导致生产成本增加，严重时，会造成烟尘积压。综合考虑后选定温度为1250℃。     （四）反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。试验结果见图3。图3  反应时间对终渣含铅量和烟尘率的影响     从图3可以看出，随着反应时间的延长，交互反应进行得越彻底，渣、铅分离沉降时间长，分离效果更好，则渣含铅逐渐减少；而烟气烟尘率逐渐增加。反应时间短，能缩短排渣周期时间，能提高床能率。试验时间为3h条件下，渣含铅2.61％，烟气烟尘率33.63％。     （五）反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，时间3h，配料比1.1。试验结果见图4。图4  反应温度对粗铅产率和渣产率的影响     从图4可看出，随反应温度的升高，各种化合物和金属的挥发量增多，粗铅产率从27.23％降至14.62％，产渣率也逐渐减小。故反应温度不易过高，折中选择1250℃为较好，此条件下，粗铅产率22.76％，产渣率43.61％。     （六）反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     固定渣型FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，配料比1.1。反应时间对粗铅产率（占点炉料）和渣产率的影响结果见图5。图5  反应时间对粗铅产率和渣产率的影响     从图5可以看出：(1)随着反应时间的增加，粗铅产率从19.23％升至25.83%。时间长有利于渣铅沉降分离，同时能让其它各种金属化合物有足够时间发生还原反应，再以金属状态进入粗铅；(2)渣产率逐渐减少。时间长，渣中易挥发的化合物及被产出的气体气泡带走的物质则更多的进入烟气烟尘中，增加了收尘负荷。时间为3h时，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。     （七）其它反应效果的比较及分析     不同试验条件下，反应后，其它各成分含量变化不大。粗铅中的铅含量95.01％～96.12％；Ag含量0.28%～0.36％；S含量0.11％～0.19％；铜含量0.31％～0.56％。铅渣其它成分含量：S含量1.89％～2.37％；Zn含量2.47％～6.33％。且呈现渣含铅低，则含Zn亦低的试验现象。推测在相同工艺条件下，原料中铅化合物和锌化合物与其它物质之间发生的反应机理相似，故两者在铅渣和烟尘中呈正比例含量关系。随着反应时间的延长和反应温度的提高，各种化合物逐渐分解，易挥发物更多的进人烟尘，渣中较难挥发物SiO2、FeO、CaO的含量都有稍微增加的趋势。在渣含铅     四、结论     在熔池熔炼还原段采用铅精矿和富铅渣的交互反应可满足工业实践的各项经济技术指标。最优工艺条件：渣型三主要组成含量折算为FeO 35％，SiO2 37.5％，CaO 27.5％，温度1250℃，时间3h，配料比1.1。在此条件下可得到渣含铅2.61％，铅的回收率（以渣计98.21％，脱硫率91.5％，烟气烟尘率33.63％，粗铅产率22.76％，渣产率43.61％。

铅精矿在被鼓风炉熔炼之前必须把铅精矿在熔炼前进行预备作业即烧结焙烧，其目的：（1）除去铅精矿中的硫，如含砷及锑较多也须将其除去；（2）将细料烧结成块。     因此，在焙烧过程中，除进行氧化反应外，还必须使细料结块。这种同时完成两个任务的焙烧法，称为烧结焙烧或简称为烧结，而呈块状的焙烧产物称为烧结块或烧结矿。当用鼓风炉还原熔炼法处理块状富氧化铅矿时，不需要进行烧结焙烧，只要将矿石破碎至一定的块度，就可送往鼓风炉直接熔炼。如果要进行处理的不是块矿而是细碎的氧化铅精矿，仍须先行烧结或制团，然后才加入鼓风炉熔炼。铅精矿的烧结焙烧是强化的氧化过程，即将炉料装入烧结机中，在强制地鼓入或吸入大量空气的条件下，加热到800－1000℃，使之着火并继续燃烧，其中金属硫化物便发生氧化，生成各种金属氧化物和硫酸盐。

浸染状铜矿石的浮选 一般采用比较简单的流程，经一段磨矿，细度-200网目约占50%~70%，1次粗选，2~3次精选，1~2次扫选。如铜矿物浸染粒度比较细，可考虑采用阶段磨选流程。处理斑铜矿的选矿厂，大多采用粗精矿再磨—精选的阶段磨选流程，其实质是混合—优先浮选流程。先经一段粗磨、粗选、扫选，再将粗精矿再磨再精选得到高品位铜精矿和硫精矿。粗磨细度-200网目约占45%~50%，再磨细度-200网目约占90%~95%。致密铜矿石的浮选 致密铜矿石由于黄铜矿和黄铁矿致密共生，黄铁矿往往被次生铜矿物活化，黄铁矿含量较高，难于抑制，分选困难。分选过程中要求同时得到铜精矿和硫精矿。通常选铜后的尾矿就是硫精矿。如果矿石中脉石含量超过20%~25%，为得到硫精矿还需再次分选。处理致密铜矿石，常采用两段磨矿或阶段磨矿，磨矿细度要求较细。药剂用量也较大，黄药用量100g/(t原矿)以上，石灰8~10kg(t原矿)以上。

提炼贵 金属 ：用化学或物理方法使贵 金属 纯净,或从贵 金属 中提取所需的东西。贵 金属 一般可指黄金、白银、铂金等等。提炼贵 金属 一般使用贵 金属 提炼机，提炼机是指将含杂质的、纯度低的粗料进行处理、提纯，得到高纯度的物料的机器。其叫法较多，香港地区一般就叫化金机、提金机，英文 refiner，还可以叫提纯机、回收机等等。&nbsp;　　大型的提炼设备包括旋转炉、坩蜗炉、电弧炉、锻烧炉、干燥炉、热处理机、粉碎机、制粒机、筛选机、搅拌机、自动取样机、反应器、溶解器、沉淀器、电解槽和压滤机等等。但这些的设备是复杂的，投资以亿计，适合大型矿山的场合使用。目前在贵 金属 加工厂及珠宝首饰厂的生产过程中，会产生贵 金属 的损耗，损耗料部分散落在各类废物中，各类废物包括有 金属 态（打磨产生 金属 粉末、旧K金/杂银、废货等），液态（抛光液、除蜡水、镀液等），以及生产过程使用的废旧手套、废旧毛巾、废砂纸、废工具等等。其中 金属 态的废料一般都是首饰生产厂家自行回收，其余的承包给回收商。对于 金属 态的废料，由于没有专业的回收提纯设备，所以一般使用简单的回收处理方式，用湿法冶金的提纯方法，使用简单的工具如烧杯、烧瓶、塑料桶、电热炉、甚至用煤气炉直接加热，步骤如下： 　　1）将打磨产生 金属 粉末、旧K金/杂银、废货等放到烧杯或烧瓶中； 　　2）加入溶剂； 　　3）用电热炉加热、反应溶解； 　　4）过滤后收集滤液，加沉淀剂还原黄金； 　　5）滤质用试剂还原银。 　　由于烧杯或烧瓶在提纯的过程中都是开放式的，在此过程中产生的废气、废水都会直接排放到外界环境中对外界环境造成严重的污染，同时操作者操作时也容易发生事故危险。想要了解更多关于提炼贵 金属 的资讯，请继续浏览上海 有色 网（ www.smm.cn ） 有色金属 频道。

1号电解铅 :Pb含量不小于99.994% ； 2号铅: Pb含量不小于99.99%； 粗铅:  硫化铅矿氧化脱硫-去渣-粗铅.粗铅Pb纯度在96%-98%； 还原铅：以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，PB含量通常在96%~98%左右，也可做为生产电解铅的原料。   再生铅：蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例，因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。 再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8～15%的碎焦，5～10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂，在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。 铅精矿：矿石经过经济合理的选矿流程选别后，其主要有用组分富集，成为精矿，它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比（如铜、铜、锌等）表示，有的以重量比（如金矿以克／吨）表示。它是反映精矿质量的指标，也是制定选矿工艺流程的一项参数。

&nbsp;&nbsp;&nbsp; 光伏发电是环保 产业 ,但光伏电池所用的多晶硅在提炼过程中,耗电量却比素有&ldquo;电老虎&rdquo;之称的电解铝还要高。而且,如果多晶硅生产过程中未处理好某些化学物质,还可能造成环境污染。&nbsp;&nbsp; 制造多晶硅要消耗这么大的电量,而太阳能电池的其他制造环节对电力的需求也较高。太阳能电池加工过程中,有一道中间工艺叫做切片。除切割设备要用电之外,空压机、冷冻机等也要耗电。&nbsp;&nbsp; 国务院参事、中国可再生能源学会理事长石定寰也曾表示,晶硅在生产运行中耗电较高,但在20多年的光伏发电周期中,材料生产中所消耗的电能只需3到4年就可以达到平衡。&nbsp;&nbsp; 当然,从单位产值能耗看,在现有技术条件下,我国每万元光伏组件产值耗能（含多晶硅提炼环节）约900度电,而钢铁 行业 每万元产值能耗3900度电左右,电解铝每万元产值能耗6000度左右,光伏 产业 的产值能耗远低于钢铁和电解铝 行业 。&nbsp;&nbsp; 国家发改委 行业 协调司司长陈斌就曾表示:&ldquo;目前国内光伏 产业 还没有大规模启动,用国产多晶硅生产的太阳能电池98%出口国外,相当于间接大量出口能源。&rdquo; 多晶硅不仅仅耗电,一不留神还有可能对环境造成污染。&nbsp;&nbsp; 该产品的制造过程中,会排出四氯化硅、氯化氢、氢气等尾气。特别是四氯化硅,如果不做处理,就会溶解变为盐酸等物质,将污染土壤。&nbsp;&nbsp; 国家规定,上述三种产品的回收利用率应不低于98.5%、99%、99%。&nbsp;&nbsp; &ldquo;有些企业不愿意做回收也是考虑到利益的问题。&rdquo;多晶硅设备制造商森松集团董事总经理薛绛颖说,&ldquo;回收四氯化硅的过程称之为氢化,氢化处理是要用到一种易耗品&mdash;&mdash;电极,使用寿命是4～5个月。一个1500吨多晶硅提炼厂要使用8台电极,因此企业每年都得花掉7000万到8000多万元,投资额很高。&rdquo;

一,冶炼方法:&nbsp; 　　炼铅原料主要为硫化铅精矿和少量块矿.铅的冶炼方法有火法和湿法两种,目前世界上以火法为主,湿法炼铅尚处于试验研究阶段.火法炼铅基本上采用烧结焙烧&mdash;&mdash;鼓风炉熔炼流程,占铅总产量的85&mdash;90%;其次为反应熔炼法,其设备可用膛式炉,短窑,电炉或旋涡炉;沉淀熔炼很少采用.铅的精炼主要采用火法精炼,其次为电解精炼,但我国由于习惯原因未广泛采用电解法.&nbsp; 　　炼锌的原料主要是硫化锌精矿和少量氧化锌产品.火法炼锌采用竖罐蒸馏,平罐蒸馏或电炉;湿法炼锌在近20年以来得到迅速发展,现时锌总产量的70&mdash;80%为湿法所生产.火法炼锌所得粗锌采用蒸馏法精炼或直接应用;而湿法炼锌所得电解锌,质量较高,无需精炼.&nbsp; 　　对难于分选的硫化铅锌混合精矿,一般采用同时产出铅和锌的密闭鼓风炉熔炼法处理.&nbsp; 　　对于极难分选的氧化铅锌混合矿,经长期研究形成了我国独特的处理方法,即用氧化铅锌混合矿原矿或其富集产物,经烧结或制团后在鼓风炉熔化,以便获得粗铅和含铅锌的熔融炉渣,炉渣进一步在烟化炉烟化,得到氧化锌产物,并用湿法炼锌得到电解锌.此外,也可以用回转窑直接烟化获得氧化锌产物.&nbsp; 　　二,精矿杂质对铅锌冶炼的影响:&nbsp; 　　1.铅精矿中的杂质:&nbsp; 　　铜:在精矿中呈含铜硫化物存在.在烧结焙烧温度下,反应为氧化铜,熔炼时还原为金属铜,进入粗铅,如粗铅含铜高(&gt;2%)时,则需造冰铜,对铜进行回收,否则,熔炼时,铅,渣分离困难,且易堵塞虹吸道,造成处理困难,影响工人健康和铅的挥发损失大.铅产品中合铜量较高时易使铅变硬.故要求铅精矿中含铜量&lt;3%,混合精矿含铜&lt;1%.&nbsp; 锌:在铅精矿中以硫化锌状态存在,焙烧时变成ZnO.在熔炼过程中不起化学变化,大部分进入炉渣,增加炉渣粘度,缩小铅液与炉渣比重差,而使二者分离困难,影响铅的回收率.部分ZnO可能凝结在炉壁上形成炉结,使操作困难.原料中含锌高时,会造成高铁炉渣,增加铅在渣中的损失.锌易使铅金属变硬不能压成薄片,并促使硫酸对铅的腐蚀性.因此要求铅精矿含锌不大于10%.&nbsp; 　　砷:在精矿中以毒砂(FeAsS)及雄黄(As2S3)的状态存在,熔炼时,部分还原成As2O3而挥发进入烟气,形成极有害的大气环境污染.部分As进入粗铅和炉渣;粗铅中含As高时,需采用碱性精炼法除As,产出的浮渣中所含的Na3AsO4极易溶于水而污染水源,致使人畜中毒.砷易与铅形成合金,使铅硬化,故要求铅精矿中含砷不大于0.6%.&nbsp; 氧化镁(MgO):熔点2800℃,增加炉渣熔点,且易使铁的氧化物在渣中溶解度降低,炉渣变粘,一般含MgO达3.5%,则故障频繁,因此希望铅精矿含MgO不大于2%.&nbsp; 　　氧化铝(Al2O3):熔点2050℃,使炉渣熔点增高,粘度增大,特别是与ZnO结合成锌尖晶石(ZnO&middot;Al2O3),在鼓风炉中系不熔物质,使炉渣熔点与粘度显著升高,故要求精矿中Al2O3不大于4%.&nbsp; 　　2.锌精矿的杂质:&nbsp; 　　铜:在精矿中常呈铜的硫化物状态存在,焙烧时,主要形成不同形式的氧化亚铜,残余的硫化铜易形成冰铜,降低炉料的熔点.湿法炼锌时,溶液中的Cu++腐蚀管道,阀门,在竖罐蒸馏时,往往有少量进入粗锌,影响商品锌质量.因此要求锌精矿含Cu不大于2%.&nbsp; 　　铅:锌精矿中含硫化铅较高时,形成易熔的铅硫,铅硫首先促使结块甚至使焙烧料熔化,阻止硫的脱除.氧化铅易与许多金属氧化物形成低熔点共晶,在800℃时开始熔化,引起炉料在沸腾炉和烟道中结块.湿法炼铅中,焙砂浸出时,转化为硫酸铅,消耗硫酸.火法炼铅中,铅的氧化物在蒸馏罐中还原所得的铅,部分气化,冷凝成为锌锭中的杂质,影响商品锌质量,焙烧矿中硫酸铅在蒸馏罐中被还原为硫化铅,与其它金属硫化物可形成冰铜,造成罐壁的腐蚀.因此要求锌精矿中含铅不大于3%.&nbsp; 　　铁:铁在锌精矿中呈铁闪锌矿存在时,焙烧时形成铁酸锌.在湿法炼锌过程中,铁酸锌用稀酸浸出不溶解,影响锌的浸出率,增加浸出渣的处理费.精矿中游离的FeS焙烧时转化为Fe2O3,硫酸浸出时呈FeSO4进入溶液,在氧化中和时,生成絮状Fe(OH)3,影响浓密机澄清速度.在火法竖罐蒸馏时,焙烧矿中的Fe2O3还原成FeO与金属铁,其中金属铁在竖罐中形成积铁,影响竖罐温度升高,使锌蒸发不充分,致使渣中含锌高;矿石中存在SiO2时,易与FeO形成硅酸盐侵蚀罐壁;当粗锌进入蒸馏塔时,粗锌含铁量直接影响塔的寿命.因此希望锌精矿含铁一般不大于16%,湿法炼锌不大于10%.&nbsp; 　　砷:精矿中含砷,在沸腾焙烧时,砷进入烟气,造成制硫酸时V2O5触煤中毒.焙烧矿中的砷绝大部分在浸出时被除掉,但溶液含As高,则消耗FeSO4量大(铁量为砷量20倍),铁多渣多,带走的锌也多.As能在阴极上放电析出,产生烧板现象(阴极反熔).因此要求精矿混合料中As不大于0.5%.&nbsp; 　　二氧化硅:精矿中往往含有游离的SiO2和各种结合状态硅酸盐,在高温下与氧化锌形成硅酸锌.湿法浸出时,硅酸以胶体状进入溶液中,使产品浓缩,过滤工序极为困难.在蒸馏过程的高温条件下,SiO2与CaO,FeO等形成硅酸盐,腐蚀罐壁有碍蒸馏.要求精矿中SiO2不大于7%.&nbsp; 　　氟:在沸腾焙烧烟气中的氟,易使制酸系统瓷砖腐蚀,损坏设备.电解液中含氟高时,阴极锌不易剥离.要求锌精矿中F不大于0.2%.&nbsp; 　　三,铅锌冶炼对伴生组份的综合回收:&nbsp; 1.铅冶炼时的综合回收:&nbsp; 　　硫:在烧结机烟气中予以回收制硫酸.&nbsp; 　　铜:在鼓风炉熔炼时,以冰铜形式回收或在火法精炼时以含铜浮渣形式回收.&nbsp; 　　在烧结烟尘中予以回收.&nbsp; 　　金,银,铂族金属,硒,碲和铋:在电解精炼阳极泥中回收,或在火法精炼的浮渣中回收.&nbsp; 　　锌:在鼓风炉渣中用烟化法回收.&nbsp; 　　镉:在烟尘中予以回收.&nbsp; 　2.锌冶炼时的综合回收:&nbsp; 　　硫:在沸腾焙烧烟气中回收.&nbsp; 　　铅:在氧化锌浸出渣中回收.&nbsp; 　　金,银:在浸出渣中用浮选法回收为精矿.&nbsp; 　　镉:在铜镉渣中予以回收.&nbsp; 　　铜:在铜镉渣中予以回收.&nbsp; 　　铟,镓,锗:在铟锗渣中回收.&nbsp; 　　钴:在净液时以钴渣形式回收.&nbsp; 　　在除氟氯过程中(多膛炉或回转窑)的烟尘中回收.&nbsp;&nbsp; 　　四、矿区工业品位指标的计算方法&nbsp; 　　根据普查评价阶段所能获得的地质资料和国内铅锌矿山一般生产技术经济指标,计算矿区工业品位(指矿区平均品位)可采用简单易行的&quot;价格法&quot;.&nbsp; 　　&quot;价格法&quot;公式如下:&nbsp; 　　①&nbsp;一吨矿石完全成本:为每吨原矿所分摊的采矿,选矿,原矿运输成本及企业管理费和精矿销售费的总和:&nbsp; 采矿成本:即出矿成本,不同开拓方式(平硐,竖井),不同采矿方法,排水量大小等,均影响采矿成本.目前,我国地下开采小型矿山采矿成本约12&mdash;23元/吨,大中型矿山10&mdash;28元/吨.&nbsp; 　　选矿成本:铅锌矿石一般为浮选,其选矿成本受矿石含泥程度,矿物粒度,药剂消耗量,尾矿输送距离等因素影响.目前,浮选的选矿成本一般为10&mdash;16元/吨.&nbsp; 　　原矿运输成本:指采出矿石由坑口至选厂的运输费,受运输距离远近和运输方式(电机车,索道等)的影响.目前,我国坑采矿山一般为1&mdash;1.5元/吨.&nbsp; 　　企业管理费:企业管理费受企业规模大小和管理水平的影响.目前,我国大中型企业2&mdash;4元/吨,小型企业3&mdash;5元/吨.&nbsp; 　　精矿销售费:铅锌精矿由矿山选厂运至冶炼厂交货地点的一切费用(运输费,装卸费,管理费等)为精矿销售费.运输费可按公路,铁路,水运的距离和有关部门规定的运价计算.但参与上述公式计算时,应将精矿销售费折算分摊成原矿销售费.&nbsp; 　　②&nbsp;采矿贫化率:因地质条件不同,采矿方法不同和管理水平不同,采矿贫化率而有差异.目前,我国坑内采矿的贫化率一般为10&mdash;25%.&nbsp; 　　③&nbsp;选矿回收率:根据具体矿区的矿石可选性试验结果选取指标.&nbsp; 　　④&nbsp;精矿含每吨金属价格:为国家规定的现行价格,其计价单位为精矿中所含每吨金属.&nbsp; 　　由于在公式中,精矿销售费需折算分摊成原矿销售费,而在品位尚未确定的条件下,精矿量难以确定,因此折算分摊存在困难,为避免这一问题,可改用下列公式.在下列公式中,一吨矿石完全成本不包括精矿销售费所分摊折算的费用.&nbsp; 　　公式中精矿价格需进行折算,如锌精矿含Zn&nbsp;55%时,每吨金属含量的价格为1010元,则每吨精矿价格为1010元&times;55%=555.5元.&nbsp; 　　公式中精矿销售费,系每吨精矿的销售费,不分摊折算成原矿费用.&nbsp; 　　每一具体矿区在地质评价时,可将具体矿区的各项参数代入上述公式中,求出矿区工业品位,从而对矿区的经济意义作出评价.&nbsp; 　　根据我国当前铅锌矿生产一般技术经济指标的计算,以及有些矿山生产实际资料,矿区工业品位一般要求,硫化矿Pb+Zn&nbsp;4&mdash;5%,混合矿Pb+Zn&nbsp;6&mdash;8%,氧化矿Pb+Zn&nbsp;8&mdash;10%,这个数据也可供矿床经济评价和考虑矿区是否转入详细勘探的参考.对易采易选,交通方便的矿区,以及生产矿山外围的矿区,这个数据可酌情降低.今后,考虑到矿山管理及采选技术水平的不断提高,上述矿区工业品位的参考数据,也必然会逐步降低.&nbsp; 　　计算矿区工业品位,除&quot;价格法&quot;外,尚有其它一些方法,但多较上述方法繁杂,考虑到普查阶段所能获得的资料有限,故不一一列举,必要时可向工业设计部门了解.

单一浮选适用于处理粗、中粒天然黄金铁矿石。经破碎后的矿进入球磨机，磨细呈矿浆后进入浮选。在浮选中，用碳酸钠作调整剂，使黄金上浮。一同用丁黄药与胺黑药作补收剂，使金矿粉与矿渣别离，产出金精矿粉。混浮选 适用于处理天然金嵌布粒度较粗，储存在黄铁矿和其它硫化矿石。与单一浮选不同的是在磨矿后加板进行金收回，收回率可达30-45%。混后的矿浆，经过分级机溢流进行浮选。为使更好地生成金，磨矿时加添必定浓度的碳酸纳、苛性钠等，可使金收回率说到70% 。 重力选矿系运用黄金与其它矿藏比得的差异性进行浮选。比重差异愈大，更易于别离。将含金矿沙置入圆筒筛，经过高压水进行流矿，大于筛孔的砾砂经溜糟、皮带输送入尾矿场;小于筛孔的矿沙经过公配器输入1-3段圆跳汰机，经3段跳汰机精矿自流入摇床，进行粗、细、扫选，生产出精沙矿。此法多用于流沙矿，细碎后的矿石也可适用。 炭浆法提金工艺这种工敢是80年代国际最先进的提金办法，用在处理含金褐铁矿氧化矿石的选别作用更佳。1983年，我国黄金总公司对潼关金矿的选矿工艺决议改造，引证美国戴维麦基公司的炭浆提金新工艺。炭浆法即在氧化浸出的一同，进行活性炭吸附，进步金的浸出率。其流程包含：两段闭路破碎，两段磨矿，挽流器溢流产品-200目占95%，然后进入稠密机，将矿浆浓度由18-20%浓缩为42-45%左右，再经缓冲槽进入浸出吸附槽，进行浸出作业，一同用椰子壳制成的活性炭吸附，得出终究产品载金炭。尾矿用高频彻底筛收回碎活性炭中的金，然后用处理含尾液。金收回以解析、电解、酸洗等办法取得。解析用高浓度、高碱度，进行高温高压将载金炭中的金解析下来，再将载析下来的溶液送电解收回。电解槽以钢棉为阴极、不锈钢为阳极，使金吸附在钢棉上，解析下来的活性炭用洗刷，附去炭酸钙以及其他杂质，最终在返600℃的回转窑中再生。此项工艺经过1986-1987年的试行状况分析，1987年的浸出率比1986年5个月平均指标低5.73个百分点，为81.36%。并且各月浸出率动摇较大，最你为33%，最高达98.4%。原因是矿厂中硫化物及铜的含量比1984年1月和5月分别由国内、国外实验分析的成果都有添加的趋势，银、铝、铜添加亦较明显，影响炭浆工艺的浸出作用。故于1987年改造了一条浮选流程，把部分含铜较高的硫化矿用浮选法处理，既运用了原浮选系列搁置设备，又确保了炭浆法的浸出率。  冶炼经过各种选矿办法生产出金精矿粉、参加KNO3氧化剂及银和硼砂。当炉温升到700℃时，毛金熔化，炉温升至1000℃，熔液开端欢腾，渣液呈飘浮状，白炽亮堂的金质下沉安静，当炉温加温至1250℃-1350℃时，渣液表面亮度变暗，经数次扒去渣液，生产出纯金。总进程是经过熔化使熔液中的过剩硫等化合物氧化除掉。电解直接冶炼此法为潼关金矿所选用，以钢棉为阴极直接熔炼得金银合质金。因为此法原设计所得合质金，金银不易别离，交售时白银不予计价，钢棉一次运用混入渣，本钱太大。现改为水洗电解钢棉，得金银泥，一般档次为22-28%的金，15-20%的银，在金银别离反应时银、铜、铁等渣质进入溶液，而金不溶解，呈红棕色状况存在，然后将金泥水洗、烘干和溶剂一同冶炼。

金属锰 的提炼方法首要有热法(火法)和电解法(湿法)两种。热法出产的金属锰纯度不超过95～98％，并且耗能高，污染严峻，现已逐步被筛选了，而电解法出产的金属锰纯度可达99.7～99.9％以上，污染也相对较小，现在已成为了金属锰出产的首要方法。​电解法出产的金属锰外观似铁，呈不规则片状，质坚而脆，一面亮光，另一面粗糙，为银白色到褐色，加工为粉末后呈银灰色；在空气中易氧化，遇稀酸时溶解并置换出氢，在略高于室温时，可分解水而放出H2。电解金属锰因为它的纯度高、杂质低的特点，现已成功而广泛地运用于钢铁锻炼、有色冶金、电子技术、化学工业、环境保护、食品卫生、电焊条业、航天工业等各个领域。&nbsp;

1号电解铅 :Pb含量不小于99.994% ；2号铅: Pb含量不小于99.99%；粗铅: 硫化铅矿氧化脱硫-去渣-粗铅.粗铅Pb纯度在96%-98%；还原铅：以废铅做原料，重新回炉冶炼而得，PB含量通常在96%~98%左右，也可做为生产电解铅的原料。 再生铅：蓄电池用铅量在铅的消费中占很大比例，因此废旧蓄电池是再生铅的主要原料。有的国家再生铅量占总产铅量的一半以上。 再生铅主要用火法生产。例如,处理废蓄电池时,通常配以8～15%的碎焦，5～10%的铁屑和适量的石灰、苏打等熔剂，在反射炉或其他炉中熔炼成粗铅。铅精矿：矿石经过经济合理的选矿流程选别后，其主要有用组分富集，成为精矿，它是选矿厂的最终产品。精矿中主要有用组分的含量称精矿品位。精矿品位有的以重量百分比（如铜、铜、锌等）表示，有的以重量比（如金矿以克／吨）表示。它是反映精矿质量的指标，也是制定选矿工艺流程的一项参数。

金在矿石中的含量极低，为了提取黄金，需要将矿石破碎和磨细并选用选矿办法预先富集或从矿石中使金别离出来。黄金选矿中运用较多的是重选和浮选，重选法在砂金出产中占有十分重要的位置，浮选法是岩金矿山广为运用的选矿办法，现在我国80%左右的岩金矿山选用此法选金，选矿技能和配备水平有了较大的进步。 (一)破碎与磨矿 据查询，我国选金厂多选用颚式破碎机进行粗碎，选用标准型圆锥破碎机中碎，而细碎则选用短头型圆锥碎矿机以及对辊碎矿机。中、小型选金厂大多选用两段一闭路碎矿，大型选金厂选用三段一闭路碎矿流程。 为了进步选矿出产才能，发掘设备潜力，对碎矿流程进行了改造，使磨矿机的使用系数进步，采纳的首要办法是实施多碎少磨，下降入磨矿石粒度。 (二)重选 重选在岩金矿山使用比较广泛，多作为辅助工艺，在磨矿回路中收回粗粒金，为浮选和化工艺发明有利条件，改善选矿目标，进步金的总收回率，对添加产值和下降本钱发挥了活跃的作用。山东省约有10多个选金厂选用了重选这一工艺，均匀总收回率可进步2%～3%，厂商经济效益好，据不完全统计，每年可得数百万元的赢利。河南、湖南、内蒙古等省(区)亦获得好的作用，选用的首要设备有溜槽、摇床、跳汰机和短锥旋流器等。从我国大都黄金矿山来看，浮—重联合流程(浮选尾矿用重选)适于选用，往后应大力推行阶段磨矿阶段选别流程，发起能收、早收的选矿准则。 (三)浮选 据查询，我国80%左右的岩金矿山选用浮选法选金，产出的精矿多送往有色冶炼厂处理。因为化法提金的日益开展和厂商为进步经济效益，削减精矿运送丢失，近年来产品结构发生了较大的改变，多采纳就地处理(当然也因为选冶之间的对立和计价等问题，迫使矿山就地自行处理)促进浮选工艺有较大开展，在黄金出产中占有适当的重要位置。一般有优先浮选和混合浮选两种工艺。近年来在工艺流程改造和药剂添加准则方面有新的开展，浮选收回率也显着进步。据全国40多个选金厂，浮选工艺目标查询结果表明，硫化矿浮选收回率为90%，少量高达95%～97%;氧化矿收回率为75%左右;单个的到达80%～85%。近年来，浮选工艺流程的改造改造以及科研作用许多，作用显着。阶段磨浮流程，重—浮联合流程等，是现在我国浮选工艺开展的首要趋势。如湘西金矿选用重—浮联合流程，进行阶段磨矿阶段选别，获得较好目标，收回率进步6%以上;焦家金矿、五龙金矿、文峪金矿、东闯金矿等也获得必定的作用。又如新城金矿，原流程为原矿直接浮选，因为含泥较高(矿石自身含泥高，再加采矿尾砂胶结充填强度不行，带入部分泥砂)使选矿目标接连下降。经考察实验，选用了泥砂分选工艺流程，收回率由93.05%进步到95.01%，精矿档次135g/t进步到140g/t，安稳了出产。金厂峪金矿因为原矿档次逐年下降，因而使浮选目标下降，经与沈阳黄金学院等单位协作实验研讨选用分支浮选工艺，进步了浮选目标和精矿档次。这一科研作用(于1988年1月黄金总公司经过了技能判定)，为浮选工艺改造得到了新的启示。当然，浮选法和其他办法相同不是全能的，不行能对一切含金矿石都有用，首要还要考虑矿石性质，在挑选工艺流程时，需进行多方面的证明和实验。 近几年来，为进步分选作用，在工艺不断改善的一起，对药剂添加准则和混合用药方面也作了不少改善和研讨，在加药完成自动控制方面也有新的开展。 (四)化选-水冶提金工艺 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能进步，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作用，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，用锌粉置换堆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。 我国早在30年代已开端运用化法提金工艺。台湾金瓜石金矿在1936～1938年期间，选用化-锌粉置换工艺提取黄金，年产黄金15万两。 进入20世纪60年代后，为了习惯国民经济的开展，大力开展矿产金的出产，在一些矿山先后选用间歇机械拌和化法提金工艺和接连拌和化法提金工艺替代渗滤化法提金工艺。1967年，首先在山东招远金矿灵山和小巧选金厂完成了接连机械拌和化工艺出产黄金，化法提金由70%进步到93.23%，从此接连机械拌和化法提金工艺在全国各大金矿敏捷获得推行。1970年金厂峪金矿、1977年五龙金矿化厂相继建成投产，尔后国内又连续建成投产了一批机械拌和化厂，化法提金工艺进入了一个新的开展阶段。 黄金出产的不断开展和金矿资源的敏捷开发，自20世纪80年代起泥质高的含金氧化矿石很多添加，开发对这类矿石进行全泥化拌和浸出的研讨，并在黑龙江联合沟金矿建造一座日处理500t矿石的化厂，1983年投入出产。从此，全泥化法提金工艺日渐推行使用，先后在河南、吉林、河北、陕西、内蒙古等地选用此法建厂提金。与此一起，为处理泥质氧化矿石在稠密过滤固液别离上的困难，于1979年11月长春黄金研讨所开端对联合沟金矿的矿石选用无过滤的炭浆法提金工艺，进行了历时两年的实验研讨，获得了成功。在此基础上，于1984年8月在河南灵湖金矿自行规划使用国产设备建成我国第一座日处理50t矿石的炭浆法提金厂。使我国化法提金工艺向前迈进了一大步。炭浆法提金工艺成为处理泥质氧化矿石的岩金矿山就地产金的重要办法之一。尔后在吉林、河南、内蒙古、陕西等地建起了炭浆法提金厂。1984年底，冶金工业部黄金局为推进炭浆法提金工艺在我国的使用，移植消化国外先进技能和设备，与美国戴维麦基公司协作，在陕西省西潼峪金矿、河北省张家口金矿，别离建起了一座日处理矿石250t(西潼峪)和一座450t(张家口)的炭浸提金厂。据查询张家口金矿到达93.54%(1988年炭浆收回率为90.25%)的收回率。 依*科学大搞技能改造的实验研讨，使我国黄金出产技能水平有较大进步。如金厂峪金矿研讨选用锌粉替代锌丝置换金泥成功，使置换率到达99.89%，金泥含金档次显着进步，锌耗量由原锌丝置换的2.2kg/t降到0.6kg/t，出产本钱大幅度下降。继而在招远、焦家、新城、五龙等矿山推行使用也获得显着作用。低档次氧化矿石的堆浸工艺，在丹东虎山金矿实验成功后，相继在河南、河北、辽宁、云南、湖北、内蒙古、黑龙江、吉林、陕西等省区推行使用，经济作用显着，为低档次氧化矿的开发使用拓荒了路途。据不完全统计，我国现在选用堆浸法出产的黄金年产值到达万两以上(仅河南省堆浸出产的黄金累计为1.3万两)，但与发达国家比较，我国堆浸规划较小，一般为1×103～3×103t/堆，万t/堆的较少，在技能上也存在较大的距离，1988年陕西太白县双王金矿大型万吨级堆浸场投产，获得可喜的作用(矿石档次1.5g/t)。 国外先进技能和设备的引入消化(如美国的高效稠密机，双螺旋拌和浸出槽，日本的马尔斯泵，带式过滤机等)，使我国黄金出产在配备水平缓技能水平上又有了进一步的进步，一起也促进了我国黄金选矿设备向高效、节能、大型化、自动化方向开展。在提金、硫代硫酸盐提金，预氧化细菌浸出，加压催化浸出，树脂吸附等新工艺的科学研讨方面，近年来也有新的开展。1979年长春黄金研讨所进行提金实验获得成功，并于1984年在广西龙水矿建成一座日处理浮选金精矿10～20t的提金车间(1987年经过部级判定)。其他工艺虽处于实验研讨阶段和正准备建厂投产，足以阐明我国提金技能已开展到一个新的水平。 (五)金的冶炼与收回 黄金冶炼是黄金出产中最终一道工序，其产品为制品金。冶炼有粗炼和精粹之分。精粗炼产品为合金(俗称合质金)，我国黄金矿山就地产金多为合质金，直接交售给银行。黄金富矿块和各种金精矿运往有色冶炼厂加工提炼制品金(俗称含量金)。建国40年来，黄金冶炼和归纳收回开展较快，冶炼技能和工艺配备水平不断进步，冶炼本钱日益下降，促进了黄金出产的开展。 1.黄金矿山金的就地冶炼 70年代曾经，黄金出产处于开端开展阶段，除少量矿山开端选用化法提金工艺外，矿山就地产金首要是从砂矿重选所得的天然金和精矿的冶炼，以及混法提金工艺产出的膏为质料就地冶炼，就地产金量仅占总产值的30%，70%的金依*有色冶炼厂收回。 1970年往后，黄金出产逐步开展，化法提金工艺日益广泛地使用，矿山就地产金量日渐增多，1985年矿山制品金的产值已占全国黄金产值的70%，选厂产出的精矿产品大部分就地化冶炼产出制品金。 矿山就地冶炼大都选用传统的坩埚法熔炼，因出产工艺和处理物料性质不同，所产合质金的含金量也不相同，直接交售银行因含金量不高或含银不计价等原因，有的矿山为进步质量和经济效益采纳了化学法除杂再次熔炼或电解法进行金银别离精粹。焦家金矿曾于1984年实验选用水冶新工艺，将化金泥经电氯化除掉*金属(用水溶化法提金和浸法提银)获得含金档次99.9%制品金和含银99.9%的银锭，金泥中的铜、铅也一起收回(用湿法处理金泥有被推行的趋势)。招远金矿成功地研制出一种Φ1.5×1.8m的转炉熔炼金泥，替代了曩昔的坩埚熔炼，下降了本钱，改善了劳动条件。这一办法在山东新城金矿等矿山遍及推行使用，作用较好。 招远冶炼厂是我国自行研讨、规划和建造的第一家黄金冶炼厂，专门处理多金属硫化物金精矿，以提取黄金为主，一起收回银、铜、铅、硫等，是归纳冶炼、化工为一体的新式厂商。招远冶炼厂的建成投产，为我国黄金出产冶炼工艺填补了一项技能空白，选用焙烧-酸浸-(盐浸)-化浸出联合工艺，处理了长期以来采、选、冶之间的出产对立，处理了金精矿远程外运丢失(年丢失率2%～3%)，运送压力大和归纳使用问题。 该厂出产流程的规划，吸收国内外先进经验，选用真空带式过滤机作浸渣的洗刷过滤设备，选用轴流式化浸出槽进行三次浸出、三次固液别离和浸渣的洗刷，工艺流程先进。 2.有色冶炼厂伴生金的收回 在黄金出产中，多金属矿石伴生金的收回占有适当的位置。金和铜、铅等有色金属一道被选入精矿中，在铜、铅冶炼中，金、银得到收回。为增产黄金，全国一些有色冶炼厂先后建起贵金属归纳收回车间，到1985年止，全国已有20余个，除沈阳冶炼厂外，首要还有株洲、上海、云南、重庆、武汉、富春江等冶炼厂及天津、太原电解铜厂等。其间，沈冶、上冶、株冶三大冶炼厂伴生金的产值，占全国伴生金总产值的90%以上，是我国黄金出产的一支重要力气。这些厂商伴生金的收回系根据在铜铅冶炼过程中，金银富集在粗铜和粗铅内，电解精粹粗铜和粗铅时，金银堆积于电解阳极泥中，因而，从阳极泥中提取金银是收回伴生金银的首要途径。 铜阳极泥的处理工艺，得到了较快的开展，经过不断变革和立异，使传统的火法出产流程愈加老练和完善，半湿法联合流程和全湿法工艺新流程实验成功并先后投入出产，使我国冶炼技能和配备水平都有较大的进步。如火法脱铜工序的改善，有价元素的归纳收回，炉体的改善和吸尘系统的完善等等。还有电解槽的改造，中频炉的推行使用等都使火法冶炼工艺逐步老练和完善，使技能经济目标进步。因为火法冶炼工艺流程具有技能条件安稳，工艺老练、归纳使用程度高，对质料的习惯性强，处理才能大，本钱费用低一级长处，至今仍是沈冶、株冶和上冶等冶炼厂遍及使用的办法。富春江冶炼厂、武汉冶炼厂、重庆冶炼厂先后选用全湿法流程新工艺都获得显着作用。云南冶炼厂、天津电解铜厂选用选冶联合流程获得成功并投产，也获得明显的经济效益。硫酸烧渣提金工艺的实验成功与使用，也为我国黄金出产和充分使用资源创出了新路。 (六)堆浸出产工艺 我国金矿资源中，低档次氧化矿石量占有必定的份额，处理这类矿石选用惯例化法提金工艺经济上不合算，而选用堆浸出产工艺尚有经济效益。往后进一步扩大堆浸出产规划，是添加我国黄金产值的途径之一。20世纪70年代末，我国就开端了对低档次含金氧化矿石的堆浸出产工艺的研讨，在辽宁丹东虎山金矿实验成功小规划出产后，相继在河南灵湖、银洞坡，云南墨江，河北崇礼，内蒙古赤峰等区域的一些矿山推行使用，获得比较满意的经济作用，为低档次的含金氧化矿石的开发使用拓荒了路途。因为堆浸提金工艺简略，操作简单，出资少，效益好，上马快，因而堆浸提金工艺开展很快。近年来，国务院和黄金总公司十分重视，堆浸出产工艺又有新的开展，堆浸规划和数量都有新的增加，出产技能也在不断完善和进步。制粒技能和活性炭吸附柱的使用以及载金炭解吸电堆积处理工艺的开展，更为堆浸提金工艺的推行使用添加了新的生机。

沙金提取黄金是选用矿藏的物理性质，不对原矿做化学处理，不改动原沙金的性质，因此在纯度上，没有沙金提炼的高。由于沙金提炼是经过火法、电解法来改动了黄金的纯度。 以下是沙金提取黄与沙金提炼黄金的别离介绍!沙金提取黄金是选用矿藏的物理性质，不对原矿做化学处理，不改动原沙金的性质，因此在纯度上，没有沙金提炼的高。由于沙金提炼是经过火法、电解法来改动了黄金的纯度。以下是沙金提取黄与沙金提炼黄金的别离介绍! 沙金提取黄金：先需要将矿石破碎和磨细并选用选矿办法预先富集或从矿石中使金分离出来。黄金选矿中运用较多的是重选和浮选，重选法在砂金选矿设备，沙金选矿设备生产中占有十分重要的位置，浮选法是岩金矿山广为运用的选矿办法，目前我国80%左右的岩金矿山选用此法选金，砂金选矿设备，沙金选矿设备和配备水平有了较大的进步。  沙金提炼成黄金的办法：沙金提炼成黄金主要有两种办法，一种是火法炼金;一种是电解提金。火法炼金是首先把矿石破坏，经过重沙法选矿，富集，然后在熔炉中提炼;电解提金是用化纳溶液，把矿石中的金溶解，然后经过电解法把黄金提出来，这种提炼法，金的纯度能够到达99.9%。

通常人们只知道黄金、白银是人矿石中提取的，但还不知道农村、集镇、城市到处都有的废水、废料中含有大量的白银。而这些含有大量白银的废水、废料都被白白浪费掉，没人发现这里面含有丰富的金银资源。如果把废水、废料收集起来集中提炼，所获利润是惊人的，既治理环境污染，又给提炼者带来巨大财富。    一、市场前景银广泛用于电子、仪器、仪表、首饰、餐具及各种银工艺品制作等领域。目前国家收购价1400元/公斤。在今后的几年，白银供不应求，价格将继续上涨，主要表现在一方面我国高速增长的经济发展消费必然使工业、首饰及银器方面的需求保持良好的增长势头，这就会提高国内市场白银的需求量；另一方面独立银矿的产量因受资源状况所限仍将维持在原有的水平。    二、技术特点    高效快速提取白银新技术能100%地将废水、废料中的白银全部回收，提取全过程只需30分钟，全手工操作，不用机电设备，无毒、无污染、无放射性。    三、效益分析    100公斤废水、废料可提炼0.8-1公斤白银，废水100公斤按300元计，化工原料及其它费用60元，合计成本360元/公斤。原料充足，每人每日可加工500公斤废水、废料，因此利润相当可观。（具体见附表）    附表 加工100公斤废水、废料成本效益一览表    效益分析项 目    投 入废水、废料化工原料及其它360元    100公斤×3元=300元60元    产 出白银产量价格1120元—1400元    0.8-1.0公斤1400元/公斤    效 益760-1040元    四、投资建议    照相馆、医院放射科、印刷厂、电镀厂、制镜厂、电台、电器开关厂等单位每天排放的废水、废料均含有大量白银，投资者可与以上单位联系收集。

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。　　我国早在30年代已开端使用化法提金工艺。台湾金瓜石金矿在1936～1938年期间，选用化-锌粉置换工艺提取黄金，年产黄金15万两。　　进入20世纪60年代后，为了习惯国民经济的开展，大力开展矿产金的出产，在一些矿山先后选用间歇机械拌和化法提金工艺和接连拌和化法提金工艺替代渗滤化法提金工艺。1967年，首先在山东招远金矿灵山和小巧选金厂完成了接连机械拌和化工艺出产黄金，化法提金由70%进步到93.23%，从此接连机械拌和化法提金工艺在全国各大金矿敏捷获得推行。1970年金厂峪金矿、1977年五龙金矿化厂相继建成投产，尔后国内又连续建成投产了一批机械拌和化厂，化法提金工艺进入了一个新的开展阶段。　　黄金出产的不断开展和金矿资源的敏捷开发，自20世纪80年代起泥质高的含金氧化矿石很多添加，开发对这类矿石进行全泥化拌和浸出的研讨，并在黑龙江联合沟金矿建造一座日处理500t矿石的化厂，1983年投入出产。从此，全泥化法提金工艺日渐推行使用，先后在河南、吉林、河北、陕西、内蒙古等地选用此法建厂提金。与此一起，为处理泥质氧化矿石在稠密过滤固液别离上的困难，于1979年11月长春黄金研讨所开端对联合沟金矿的矿石选用无过滤的炭浆法提金工艺，进行了历时两年的实验研讨，获得了成功。在此基础上，于1984年8月在河南灵湖金矿自行设计使用国产设备建成我国第一座日处理50t矿石的炭浆法提金厂。使我国化法提金工艺向前迈进了一大步。炭浆法提金工艺成为处理泥质氧化矿石的岩金矿山就地产金的重要办法之一。尔后在吉林、河南、内蒙古、陕西等地建起了炭浆法提金厂。1984年底，冶金工业部黄金局为推进炭浆法提金工艺在我国的使用，移植消化国外先进技能和设备，与美国戴维麦基公司协作，在陕西省西潼峪金矿、河北省张家口金矿，别离建起了一座日处理矿石250t（西潼峪）和一座450t（张家口）的炭浸提金厂。据调查张家口金矿到达93.54%（1988年炭浆收回率为90.25%）的收回率。　　依*科学大搞技能革新的实验研讨，使我国黄金出产技能水平有较大进步。如金厂峪金矿研讨选用锌粉替代锌丝置换金泥成功，使置换率到达99.89%，金泥含金档次显着进步，锌耗量由原锌丝置换的2.2kg/t降到0.6kg/t，出产本钱大幅度下降。继而在招远、焦家、新城、五龙等矿山推行使用也获得显着作用。低档次氧化矿石的堆浸工艺，在丹东虎山金矿实验成功后，相继在河南、河北、辽宁、云南、湖北、内蒙古、黑龙江、吉林、陕西等省区推行使用，经济作用显着，为低档次氧化矿的开发使用拓荒了路途。据不完全统计，我国现在选用堆浸法出产的黄金年产量到达万两以上（仅河南省堆浸出产的黄金累计为1.3万两），但与发达国家比较，我国堆浸规划较小，一般为1×103～3×103t/堆，万t/堆的较少，在技能上也存在较大的距离，1988年陕西太白县双王金矿大型万吨级堆浸场投产，获得可喜的效果（矿石档次1.5g/t）。　　国外先进技能和设备的引入消化（如美国的高效稠密机，双螺旋拌和浸出槽，日本的马尔斯泵，带式过滤机等），使我国黄金出产在配备水平缓技能水平上又有了进一步的进步，一起也促进了我国黄金出产设备向高效、节能、大型化、自动化方向开展。在提金、硫代硫酸盐提金，预氧化细菌浸出，加压催化浸出，树脂吸附等新工艺的科学研讨方面，近年来也有新的开展。1979年长春黄金研讨所进行提金实验获得成功，并于1984年在广西龙水矿建成一座日处理浮选金精矿10～20t的提金车间（1987年经过部级判定）。其他工艺虽处于实验研讨阶段和正准备建厂投产，足以阐明我国提金技能已开展到一个新的水平。　　（五）金的冶炼与收回　　黄金冶炼是黄金出产中最终一道工序，其产品为制品金。冶炼有粗炼和精粹之分。精粗炼产品为合金（俗称合质金），我国黄金矿山就地产金多为合质金，直接交售给银行。黄金富矿块和各种金精矿运往有色冶炼厂加工提炼制品金（俗称含量金）。建国40年来，黄金冶炼和归纳收回开展较快，冶炼技能和工艺配备水平不断进步，冶炼本钱日益下降，促进了黄金出产的开展。

金在矿石中的含量极低，为了提取黄金，需要将矿石破碎和磨细并选用选矿办法预先富集或从矿石中使金分离出来。黄金选矿中运用较多的是重选和浮选，重选法在砂金出产中占有十分重要的位置，浮选法是岩金矿山广为运用的选矿办法，现在我国80%左右的岩金矿山选用此法选金，选矿技能和配备水平有了较大的进步。　　（一）破碎与磨矿　　据查询，我国选金厂多选用颚式破碎机进行粗碎，选用标准型圆锥碎矿机中碎，而细碎则选用短头型圆锥碎矿机以及对辊碎矿机。中、小型选金厂大多选用两段一闭路碎矿，大型选金厂选用三段一闭路碎矿流程。　　为了进步选矿出产能力，发掘设备潜力，对碎矿流程进行了改造，使磨矿机的利用系数进步，采纳的首要办法是实施多碎少磨，下降入磨矿石粒度。　　（二）重选　　重选在岩金矿山使用比较广泛，多作为辅助工艺，在磨矿回路中收回粗粒金，为浮选和化工艺发明有利条件，改善选矿目标，进步金的总收回率，对增加产值和下降成本发挥了活跃的效果。山东省约有10多个选金厂选用了重选这一工艺，均匀总收回率可进步2%～3%，厂商经济效益好，据不完全统计，每年可得数百万元的赢利。河南、湖南、内蒙古等省（区）亦获得好的效果，选用的首要设备有溜槽、摇床、跳汰机和短锥旋流器等。从我国大都黄金矿山来看，浮—重联合流程（浮选尾矿用重选）适于选用，往后应大力推广阶段磨矿阶段选别流程，发起能收、早收的选矿准则。　　（三）浮选　　据查询，我国80%左右的岩金矿山选用浮选法选金，产出的精矿多送往有色冶炼厂处理。因为化法提金的日益开展和厂商为进步经济效益，削减精矿运送丢失，近年来产品结构发生了较大的改变，多采纳就地处理（当然也因为选冶之间的对立和计价等问题，迫使矿山就地自行处理）促进浮选工艺有较大开展，在黄金出产中占有适当的重要位置。一般有优先浮选和混合浮选两种工艺。近年来在工艺流程改造和药剂增加准则方面有新的开展，浮选收回率也显着进步。据全国40多个选金厂，浮选工艺目标查询结果表明，硫化矿浮选收回率为90%，少量高达95%～97%;氧化矿收回率为75%左右;单个的到达80%～85%。近年来，浮选工艺流程的改造改造以及科研成果许多，效果显着。阶段磨浮流程，重—浮联合流程等，是现在我国浮选工艺开展的首要趋势。如湘西金矿选用重—浮联合流程，进行阶段磨矿阶段选别，获得较好目标，收回率进步6%以上；焦家金矿、五龙金矿、文峪金矿、东闯金矿等也获得必定的效果。又如新城金矿，原流程为原矿直接浮选，因为含泥较高（矿石自身含泥高，再加采矿尾砂胶结充填强度不行，带入部分泥砂）使选矿目标接连下降。经考察实验，选用了泥砂分选工艺流程，收回率由93.05%进步到95.01%，精矿档次135g/t进步到140g/t，安稳了出产。金厂峪金矿因为原矿档次逐年下降，因而使浮选目标下降，经与沈阳黄金学院等单位协作实验研讨选用分支浮选工艺，进步了浮选目标和精矿档次。这一科研成果（于1988年1月黄金总公司通过了技能鉴定），为浮选工艺改造得到了新的启示。当然，浮选法和其他办法相同不是全能的，不行能对一切含金矿石都有用，首要还要考虑矿石性质，在挑选工艺流程时，需进行多方面的证明和实验。　　近几年来，为进步分选效果，在工艺不断改善的一起，对药剂增加准则和混合用药方面也作了不少改善和研讨，在加药完成自动控制方面也有新的开展。　　（四）化选-水冶提金工艺　　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能进步，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。

金在矿石中的含量极低，为了提取黄金，需要将矿石破碎和磨细并选用选矿办法预先富集或从矿石中使金别离出来。黄金选矿中运用较多的是重选和浮选，重选法在砂金出产中占有十分重要的位置，浮选法是岩金矿山广为运用的选矿办法，现在我国80%左右的岩金矿山选用此法选金，选矿技能和配备水平有了较大的进步。(一)破碎与磨矿据查询，我国选金厂多选用颚式破碎机进行粗碎，选用标准型圆锥破碎机中碎，而细碎则选用短头型圆锥碎矿机以及对辊碎矿机。中、小型选金厂大多选用两段一闭路碎矿，大型选金厂选用三段一闭路碎矿流程。为了进步选矿出产才能，发掘设备潜力，对碎矿流程进行了改造，使磨矿机的使用系数进步，采纳的首要办法是实施多碎少磨，下降入磨矿石粒度。(二)重选重选在岩金矿山使用比较广泛，多作为辅助工艺，在磨矿回路中收回粗粒金，为浮选和化工艺发明有利条件，改善选矿目标，进步金的总收回率，对添加产值和下降本钱发挥了活跃的作用。山东省约有10多个选金厂选用了重选这一工艺，均匀总收回率可进步2%～3%，厂商经济效益好，据不完全统计，每年可得数百万元的赢利。河南、湖南、内蒙古等省(区)亦获得好的作用，选用的首要设备有溜槽、摇床、跳汰机和短锥旋流器等。从我国大都黄金矿山来看，浮—重联合流程(浮选尾矿用重选)适于选用，往后应大力推行阶段磨矿阶段选别流程，发起能收、早收的选矿准则。(三)浮选据查询，我国80%左右的岩金矿山选用浮选法选金，产出的精矿多送往有色冶炼厂处理。因为化法提金的日益开展和厂商为进步经济效益，削减精矿运送丢失，近年来产品结构发生了较大的改变，多采纳就地处理(当然也因为选冶之间的对立和计价等问题，迫使矿山就地自行处理)促进浮选工艺有较大开展，在黄金出产中占有适当的重要位置。一般有优先浮选和混合浮选两种工艺。近年来在工艺流程改造和药剂添加准则方面有新的开展，浮选收回率也显着进步。据全国40多个选金厂，浮选工艺目标查询结果表明，硫化矿浮选收回率为90%，少量高达95%～97%;氧化矿收回率为75%左右;单个的到达80%～85%。近年来，浮选工艺流程的改造改造以及科研作用许多，作用显着。阶段磨浮流程，重—浮联合流程等，是现在我国浮选工艺开展的首要趋势。如湘西金矿选用重—浮联合流程，进行阶段磨矿阶段选别，获得较好目标，收回率进步6%以上;焦家金矿、五龙金矿、文峪金矿、东闯金矿等也获得必定的作用。又如新城金矿，原流程为原矿直接浮选，因为含泥较高(矿石自身含泥高，再加采矿尾砂胶结充填强度不行，带入部分泥砂)使选矿目标接连下降。经考察实验，选用了泥砂分选工艺流程，收回率由93.05%进步到95.01%，精矿档次135g/t进步到140g/t，安稳了出产。金厂峪金矿因为原矿档次逐年下降，因而使浮选目标下降，经与沈阳黄金学院等单位协作实验研讨选用分支浮选工艺，进步了浮选目标和精矿档次。这一科研作用(于1988年1月黄金总公司经过了技能判定)，为浮选工艺改造得到了新的启示。当然，浮选法和其他办法相同不是全能的，不行能对一切含金矿石都有用，首要还要考虑矿石性质，在挑选工艺流程时，需进行多方面的证明和实验。近几年来，为进步分选作用，在工艺不断改善的一起，对药剂添加准则和混合用药方面也作了不少改善和研讨，在加药完成自动控制方面也有新的开展。(四)化选-水冶提金工艺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能进步，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作用，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，用锌粉置换堆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。我国早在30年代已开端运用化法提金工艺。台湾金瓜石金矿在1936～1938年期间，选用化-锌粉置换工艺提取黄金，年产黄金15万两。进入20世纪60年代后，为了习惯国民经济的开展，大力开展矿产金的出产，在一些矿山先后选用间歇机械拌和化法提金工艺和接连拌和化法提金工艺替代渗滤化法提金工艺。1967年，首先在山东招远金矿灵山和小巧选金厂完成了接连机械拌和化工艺出产黄金，化法提金由70%进步到93.23%，从此接连机械拌和化法提金工艺在全国各大金矿敏捷获得推行。1970年金厂峪金矿、1977年五龙金矿化厂相继建成投产，尔后国内又连续建成投产了一批机械拌和化厂，化法提金工艺进入了一个新的开展阶段。黄金出产的不断开展和金矿资源的敏捷开发，自20世纪80年代起泥质高的含金氧化矿石很多添加，开发对这类矿石进行全泥化拌和浸出的研讨，并在黑龙江联合沟金矿建造一座日处理500t 矿石的化厂，1983年投入出产。从此，全泥化法提金工艺日渐推行使用，先后在河南、吉林、河北、陕西、内蒙古等地选用此法建厂提金。与此一起，为处理泥质氧化矿石在稠密过滤固液别离上的困难，于1979年11月长春黄金研讨所开端对联合沟金矿的矿石选用无过滤的炭浆法提金工艺，进行了历时两年的实验研讨，获得了成功。在此基础上，于1984年8月在河南灵湖金矿自行规划使用国产设备建成我国第一座日处理50t矿石的炭浆法提金厂。使我国化法提金工艺向前迈进了一大步。炭浆法提金工艺成为处理泥质氧化矿石的岩金矿山就地产金的重要办法之一。尔后在吉林、河南、内蒙古、陕西等地建起了炭浆法提金厂。1984年底，冶金工业部黄金局为推进炭浆法提金工艺在我国的使用，移植消化国外先进技能和设备，与美国戴维麦基公司协作，在陕西省西潼峪金矿、河北省张家口金矿，别离建起了一座日处理矿石250t(西潼峪)和一座450t(张家口)的炭浸提金厂。据查询张家口金矿到达93.54%(1988年炭浆收回率为90.25%)的收回率。依托科学大搞技能改造的实验研讨，使我国黄金出产技能水平有较大进步。如金厂峪金矿研讨选用锌粉替代锌丝置换金泥成功，使置换率到达99.89%，金泥含金档次显着进步，锌耗量由原锌丝置换的2.2kg/t降到0.6kg/t，出产本钱大幅度下降。继而在招远、焦家、新城、五龙等矿山推行使用也获得显着作用。低档次氧化矿石的堆浸工艺，在丹东虎山金矿实验成功后，相继在河南、河北、辽宁、云南、湖北、内蒙古、黑龙江、吉林、陕西等省区推行使用，经济作用显着，为低档次氧化矿的开发使用拓荒了路途。据不完全统计，我国现在选用堆浸法出产的黄金年产值到达万两以上(仅河南省堆浸出产的黄金累计为1.3万两)，但与发达国家比较，我国堆浸规划较小，一般为1×103～3×103t/堆，万t/堆的较少，在技能上也存在较大的距离，1988年陕西太白县双王金矿大型万吨级堆浸场投产，获得可喜的作用 (矿石档次1.5g/t)。国外先进技能和设备的引入消化(如美国的高效稠密机，双螺旋拌和浸出槽，日本的马尔斯泵，带式过滤机等)，使我国黄金出产在配备水平缓技能水平上又有了进一步的进步，一起也促进了我国黄金选矿设备向高效、节能、大型化、自动化方向开展。在提金、硫代硫酸盐提金，预氧化细菌浸出，加压催化浸出，树脂吸附等新工艺的科学研讨方面，近年来也有新的开展。1979年长春黄金研讨所进行提金实验获得成功，并于 1984年在广西龙水矿建成一座日处理浮选金精矿10～20t的提金车间(1987年经过部级判定)。其他工艺虽处于实验研讨阶段和正准备建厂投产，足以阐明我国提金技能已开展到一个新的水平。(五)金的冶炼与收回黄金冶炼是黄金出产中最终一道工序，其产品为制品金。冶炼有粗炼和精粹之分。精粗炼产品为合金(俗称合质金)，我国黄金矿山就地产金多为合质金，直接交售给银行。黄金富矿块和各种金精矿运往有色冶炼厂加工提炼制品金(俗称含量金)。建国40年来，黄金冶炼和归纳收回开展较快，冶炼技能和工艺配备水平不断进步，冶炼本钱日益下降，促进了黄金出产的开展。1.黄金矿山金的就地冶炼70年代曾经，黄金出产处于开端开展阶段，除少量矿山开端选用化法提金工艺外，矿山就地产金首要是从砂矿重选所得的天然金和精矿的冶炼，以及混法提金工艺产出的膏为质料就地冶炼，就地产金量仅占总产值的30%，70%的金依有色冶炼厂收回。1970年今后，黄金出产逐步开展，化法提金工艺日益广泛地使用，矿山就地产金量日渐增多，1985年矿山制品金的产值已占全国黄金产值的70%，选厂产出的精矿产品大部分就地化冶炼产出制品金。矿山就地冶炼大都选用传统的坩埚法熔炼，因出产工艺和处理物料性质不同，所产合质金的含金量也不相同，直接交售银行因含金量不高或含银不计价等原因，有的矿山为进步质量和经济效益采纳了化学法除杂再次熔炼或电解法进行金银别离精粹。焦家金矿曾于1984年实验选用水冶新工艺，将化金泥经电氯化除掉金属(用水溶化法提金和浸法提银)获得含金档次99.9%制品金和含银99.9%的银锭，金泥中的铜、铅也一起收回(用湿法处理金泥有被推行的趋势)。招远金矿成功地研制出一种Φ1.5×1.8m的转炉熔炼金泥，替代了曩昔的坩埚熔炼，下降了本钱，改善了劳动条件。这一办法在山东新城金矿等矿山遍及推行使用，作用较好。招远冶炼厂是我国自行研讨、规划和建造的第一家黄金冶炼厂，专门处理多金属硫化物金精矿，以提取黄金为主，一起收回银、铜、铅、硫等，是归纳冶炼、化工为一体的新式厂商。招远冶炼厂的建成投产，为我国黄金出产冶炼工艺填补了一项技能空白，选用焙烧-酸浸-(盐浸)-化浸出联合工艺，处理了长期以来采、选、冶之间的出产对立，处理了金精矿远程外运丢失(年丢失率2%～3%)，运送压力大和归纳使用问题。该厂出产流程的规划，吸收国内外先进经验，选用真空带式过滤机作浸渣的洗刷过滤设备，选用轴流式化浸出槽进行三次浸出、三次固液别离和浸渣的洗刷，工艺流程先进。2.有色冶炼厂伴生金的收回在黄金出产中，多金属矿石伴生金的收回占有适当的位置。金和铜、铅等有色金属一道被选入精矿中，在铜、铅冶炼中，金、银得到收回。为增产黄金，全国一些有色冶炼厂先后建起贵金属归纳收回车间，到1985年止，全国已有20余个，除沈阳冶炼厂外，首要还有株洲、上海、云南、重庆、武汉、富春江等冶炼厂及天津、太原电解铜厂等。其间，沈冶、上冶、株冶三大冶炼厂伴生金的产值，占全国伴生金总产值的90%以上，是我国黄金出产的一支重要力气。这些厂商伴生金的收回系根据在铜铅冶炼过程中，金银富集在粗铜和粗铅内，电解精粹粗铜和粗铅时，金银堆积于电解阳极泥中，因而，从阳极泥中提取金银是收回伴生金银的首要途径。铜阳极泥的处理工艺，得到了较快的开展，经过不断变革和立异，使传统的火法出产流程愈加老练和完善，半湿法联合流程和全湿法工艺新流程实验成功并先后投入出产，使我国冶炼技能和配备水平都有较大的进步。如火法脱铜工序的改善，有价元素的归纳收回，炉体的改善和吸尘系统的完善等等。还有电解槽的改造，中频炉的推行使用等都使火法冶炼工艺逐步老练和完善，使技能经济目标进步。因为火法冶炼工艺流程具有技能条件安稳，工艺老练、归纳使用程度高，对质料的习惯性强，处理才能大，本钱费用低一级长处，至今仍是沈冶、株冶和上冶等冶炼厂遍及使用的办法。富春江冶炼厂、武汉冶炼厂、重庆冶炼厂先后选用全湿法流程新工艺都获得显着作用。云南冶炼厂、天津电解铜厂选用选冶联合流程获得成功并投产，也获得明显的经济效益。硫酸烧渣提金工艺的实验成功与使用，也为我国黄金出产和充分使用资源创出了新路。

稀土商场是一个多元化的商场，它不仅仅一个产品，而是15个稀土元素和钇、钪及其各种化合物从纯度46%的氯化物到99.9999%的单一稀土氧化物及稀土金属，均具有多种多样的用处。加上相关的化合物和混合物，产品不可胜数。首先从开始的矿石挖掘起，咱们逐个介绍稀土的别离办法和冶炼进程。 稀土选矿 选矿是使用组成矿石的各种矿藏之间的物理化学性质的差异，选用不同的选矿办法，凭借不同的选矿工艺，不同的选矿设备，把矿石中的有用矿藏富集起来，除掉有害杂质，并使之与脉石矿藏别离的机械加工进程。当时我国和世界上其它国家挖掘出来的稀土矿石中，稀土氧化物含量只要百分之几，乃至有的更低，为了满意冶炼的出产要求，在冶炼前经选矿，将稀土矿藏与脉石矿藏和其它有用矿藏分隔，以进步稀土氧化物的含量，得到能满意稀土冶金要求的稀土精矿。稀土矿的选矿一般选用浮选法，并常辅以重选、磁选组成多种组合的选矿工艺流程。内蒙古白云鄂博矿山的稀土矿床，是铁白云石的碳酸岩型矿床，在首要成分铁矿中伴生稀土矿藏(除氟碳铈矿、独居石外，还有数种含铌、稀土矿藏)。采出的矿石中含铁30%左右，稀土氧化物约5%。在矿山先将大矿石破碎后，用火车运至包头钢铁集团公司的选矿厂。选矿厂的使命是将Fe2O3从33%进步到55%以上，先在锥形球磨机上磨矿分级，再用圆筒磁选机选得62～65%Fe2O3(氧化铁)的一次铁精矿。其尾矿继续进行浮选与磁选，得到含45%Fe2O3(氧化铁)以上的二次铁精矿。稀土富集在浮选泡沫中，档次到达10～15%。该富集物可用摇床选出REO含量为30%的粗精矿，经选矿设备再处理后，可得到REO60%以上的稀土精矿。 稀土冶炼办法 稀土冶炼办法有两种，即湿法冶金和火法冶金。湿法冶金属化工冶金办法，全流程大多处于溶液、溶剂之中，如稀土精矿的分化、稀土氧化物、稀土化合物、单一稀土金属的别离和提取进程就是选用沉积、结晶、氧化复原、溶剂萃取、离子交换等化学别离工艺进程。现使用较遍及的是有机溶剂萃取法，它是工业别离高纯单一稀土元素的通用工艺。湿法冶金流程杂乱，产品纯度高，该法出产制品使用面宽广。火法冶金工艺进程简略，出产率较高。稀土火法冶炼首要包含硅热复原法制取稀土合金，熔盐电解法制取稀土金属或合金，金属热复原法制取稀土合金等。火法冶金的一起特色是在高温条件下出产。 稀土精矿的分化 稀土精矿中的稀土，一般呈难溶于水的碳酸盐、氟化物、磷酸盐、氧化物或硅酸盐等形状。有必要通过各种化学变化将稀土转化为溶于水或无机酸的化合物，通过溶解、别离、净化、浓缩或灼烧等工序，制成各种混合稀土化合物如混合稀土氯化物，作为产品或别离单一稀土的质料，这样的进程称为稀土精矿分化也称为前处理。分化稀土精矿有许多办法，总的来说可分为三类，即酸法、碱法和氯化分化。酸法分化又分为分化、硫酸分化和分化法等。碱法分化又分为分化或熔融或苏打焙烧法等。一般依据精矿的类型、档次特色、产品计划、便于非稀土元素的收回与综合使用、利于劳动卫生与环境保护、经济合理等准则挑选适合的工艺流程。现在，尽管已发现有近200种稀散元素矿藏，但由于稀疏而未富集成具有工业挖掘的独立矿床，迄今只发现有很少见的独立锗矿、硒矿、碲矿，但矿床规划都不大。 碳酸稀土和氯化稀土的出产 这是稀土工业中最首要的两种初级产品，一般地说，现在有两个首要工艺出产这两种产品。一个工艺是浓硫酸焙烧工艺，即把稀土精矿与硫酸混合在回转窑中焙烧。通过焙烧的矿用水浸出，则可溶性的稀土硫酸盐就进入水溶液，称之为浸出液。然后往浸出液中参加碳酸氢铵，则稀土呈碳酸盐沉积下来，过滤后即得碳酸稀土。另一种工艺叫烧碱法工艺，简称碱法工艺。一般是将60%的稀土精矿与浓碱液搅匀，在高温下熔融反响，稀土精矿即被分化，稀土变为氢氧化稀土，把碱饼经水洗除掉钠盐和剩余的碱，然后把水洗过的氢氧化稀土再用溶解，稀土被溶解为氯化稀土溶液，调酸度除掉杂质，过滤后的氯化稀土溶液经浓缩结晶即制得固体的氯化稀土。

1.黄金矿山金的就地冶炼　　70年代曾经，黄金出产处于开端开展阶段，除少数矿山开端选用化法提金工艺外，矿山就地产金首要是从砂矿重选所得的天然金和精矿的冶炼，以及混法提金工艺产出的膏为质料就地冶炼，就地产金量仅占总产值的30%，70%的金依*有色冶炼厂收回。　　1970年往后，黄金出产逐步开展，化法提金工艺日益广泛地使用，矿山就地产金量日渐增多，1985年矿山制品金的产值已占全国黄金产值的70%，选厂产出的精矿产品大部分就地化冶炼产出制品金。　　矿山就地冶炼大都选用传统的坩埚法熔炼，因出产工艺和处理物料性质不同，所产合质金的含金量也不一样，直接交售银行因含金量不高或含银不计价等原因，有的矿山为进步质量和经济效益采取了化学法除杂再次熔炼或电解法进行金银别离精粹。焦家金矿曾于1984年实验选用水冶新工艺，将化金泥经电氯化除掉*金属（用水溶化法提金和浸法提银）获得含金档次99.9%制品金和含银99.9%的银锭，金泥中的铜、铅也一起收回（用湿法处理金泥有被推行的趋势）。招远金矿成功地研制出一种Φ1.5×1.8m的转炉熔炼金泥，替代了曩昔的坩埚熔炼，降低了本钱，改善了劳动条件。这一办法在山东新城金矿等矿山遍及推行使用，作用较好。　　招远冶炼厂是我国自行研讨、规划和建造的第一家黄金冶炼厂，专门处理多金属硫化物金精矿，以提取黄金为主，一起收回银、铜、铅、硫等，是归纳冶炼、化工为一体的新式厂商。招远冶炼厂的建成投产，为我国黄金出产冶炼工艺填补了一项技能空白，选用焙烧-酸浸-（盐浸）-化浸出联合工艺，处理了长期以来采、选、冶之间的出产对立，处理了金精矿远程外运丢失（年丢失率2%～3%），运送压力大和归纳利用问题。　　该厂出产流程的规划，吸收国内外先进经验，选用真空带式过滤机作浸渣的洗刷过滤设备，选用轴流式化浸出槽进行三次浸出、三次固液别离和浸渣的洗刷，工艺流程先进。　　2.有色冶炼厂伴生金的收回　　在黄金出产中，多金属矿石伴生金的收回占有适当的位置。金和铜、铅等有色金属一道被选入精矿中，在铜、铅冶炼中，金、银得到收回。为增产黄金，全国一些有色冶炼厂先后建起贵金属归纳收回车间，到1985年止，全国已有20余个，除沈阳冶炼厂外，首要还有株洲、上海、云南、重庆、武汉、富春江等冶炼厂及天津、太原电解铜厂等。其间，沈冶、上冶、株冶三大冶炼厂伴生金的产值，占全国伴生金总产值的90%以上，是我国黄金出产的一支重要力气。这些厂商伴生金的收回系根据在铜铅冶炼过程中，金银富集在粗铜和粗铅内，电解精粹粗铜和粗铅时，金银堆积于电解阳极泥中，因而，从阳极泥中提取金银是收回伴生金银的首要途径。　　铜阳极泥的处理工艺，得到了较快的开展，经过不断变革和立异，使传统的火法出产流程愈加老练和完善，半湿法联合流程和全湿法工艺新流程实验成功并先后投入出产，使我国冶炼技能和配备水平都有较大的进步。如火法脱铜工序的改善，有价元素的归纳收回，炉体的改善和吸尘系统的完善等等。还有电解槽的改造，中频炉的推行使用等都使火法冶炼工艺逐步老练和完善，使技能经济指标进步。因为火法冶炼工艺流程具有技能条件安稳，工艺老练、归纳利用程度高，对质料的适应性强，处理才能大，本钱费用低一级长处，至今仍是沈冶、株冶和上冶等冶炼厂遍及使用的办法。富春江冶炼厂、武汉冶炼厂、重庆冶炼厂先后选用全湿法流程新工艺都获得显着作用。云南冶炼厂、天津电解铜厂选用选冶联合流程获得成功并投产，也获得明显的经济效益。硫酸烧渣提金工艺的实验成功与使用，也为我国黄金出产和充分利用资源创出了新路。　　（六）堆浸出产工艺　　我国金矿资源中，低档次氧化矿石量占有必定的份额，处理这类矿石选用惯例化法提金工艺经济上不合算，而选用堆浸出产工艺尚有经济效益。往后进一步扩大堆浸出产规划，是添加我国黄金产值的途径之一。20世纪70年代末，我国就开端了对低档次含金氧化矿石的堆浸出产工艺的研讨，在辽宁丹东虎山金矿实验成功小规划出产后，相继在河南灵湖、银洞坡，云南墨江，河北崇礼，内蒙古赤峰等区域的一些矿山推行使用，获得比较满意的经济作用，为低档次的含金氧化矿石的开发利用拓荒了路途。因为堆浸提金工艺简略，操作简单，出资少，效益好，上马快，因而堆浸提金工艺开展很快。近年来，国务院和黄金总公司十分重视，堆浸出产工艺又有新的开展，堆浸规划和数量都有新的增加，出产技能也在不断完善和进步。制粒技能和活性炭吸附柱的使用以及载金炭解吸电堆积处理工艺的开展，更为堆浸提金工艺的推行使用添加了新的生机。　　据不完全统计，共有10个省区30余个堆浸矿点，即河南、河北、云南、内蒙古、吉林、辽宁、甘肃、广西、山西和湖北等省区进行了堆浸出产或小型实验和现场效劳作业。　　经过小试，有必要指出,原矿档次大于3g/t的矿石不应进行堆浸,这是一种浪费资源的做法。

25日，北京市建筑材料科学研究院透露，该研究院与中国地质大学签署了合作协议，开发我国燃煤热电厂每年排放的约1亿吨高铝粉煤灰，其中氧化铝的资源量超过4000万吨。

在我们采集到铜矿石的同时 然后使用采矿的熔炼技能 把铜矿石做成铜锭铜的电解提纯：将粗铜（含铜99%）预先制成厚板作为阳极，纯铜制成薄片作阴极，以硫酸(H2SO4)和硫酸铜(CuSO4)的混和液作为电解液。通电后,铜从阳极溶解成铜离子(Cu)向阴极移动，到达阴极后获得电子而在阴极析出纯铜（亦称电解铜）。粗铜中杂质如比铜活泼的铁和锌等会随铜一起溶解为离子（Zn和Fe）。由于这些离子与铜离子相比不易析出，所以电解时只要适当调节电位差即可避免这些离子在阳极上析出。比铜不活泼的杂质如金和银等沉积在电解槽的底部。 这样生产出来的铜板，称为&ldquo;电解铜&rdquo;，质量极高，可以用来制作电气产品。沉淀在电解槽底部的称为&ldquo;阳极泥&rdquo;，里面富含金银，是十分贵重的，取出再加工有极高的经济价值。提炼方法铜治金技术的发展经历了漫长的过程，但至今铜的冶炼仍以火法治炼为主，其产量约占世界铜总产量的85%，现代湿法冶炼的技术正在逐步推广，湿法冶炼的推出使铜的冶炼成本大大降低。 火法冶炼与湿法冶炼（SX－EX）。火法炼铜通过熔融冶炼和电解精炼生产出阴极铜，也即电解铜，一般适于高品位的硫化铜矿。火法冶炼一般是先将含铜百分之几或千分之几的原矿石，通过选矿提高到20－30%，作为铜精矿，在密闭鼓风炉、反射炉、电炉或闪速炉进行造锍熔炼，产出的熔锍(冰铜)接着送入转炉进行吹炼成粗铜，再在另一种反射炉内经过氧化精炼脱杂，或铸成阳极板进行电解，获得品位高达99.9%的电解铜。该流程简短、适应性强，铜的回收率可达95%，但因矿石中的硫在造锍和吹炼两阶段作为二氧化硫废气排出，不易回收，易造成污染。近年来出现如白银法、诺兰达法等熔池熔炼以及日本的三菱法等、火法冶炼逐渐向连续化、自动化发展。生产过程大致如图：除了铜精矿之外,废铜做为精炼铜的主要原料之一，包括旧废铜和新废铜，旧废铜来自旧设备和旧机器，废弃的楼房和地下管道；新废铜来自加工厂弃掉的铜屑(铜材的产出比为50%左右),一般废铜供应较稳定，废铜可以分为：裸杂铜:品位在90%以上；黄杂铜（电线）:含铜物料（旧马达、电路板）；由废铜和其他类似材料生产出的铜，也称为再生铜。湿法炼铜一船适于低品位的氧化铜，生产出的精铜称为电积铜。 现代湿法冶炼有硫酸化焙烧－浸出－电积，浸出－萃取－电积，细菌浸出等法，适于低品位复杂矿、氧化铜矿、含铜废矿石的堆浸、槽浸选用或就地浸出。湿法冶炼技术正在逐步推广，预计本世纪末可达总产量的20%，湿法冶炼的推出使铜的冶炼成本大大降低。湿法冶炼过程为：火法和湿法两种工艺的特点 比较火法和湿法两种铜的生产工艺，有如下特点：（1）后者的冶炼设备更简单，但杂质含量较高，是前者的有益补充。（2）后者有局限性，受制于矿石的品位及类型。（3）前者的成本要比后者高。可见，湿法冶炼技术具有相当大的优越性，但其适用范围却有局限性，并不是所有铜矿的冶炼都可采用该种工艺。不过通过技术改良，这几年已经有越来越多的国家，包括美国、智利、加拿大、澳大利亚、墨西哥及秘鲁等，将该工艺应用于更多的铜矿冶炼上。湿法冶炼技术的提高及应用的推广，降低了铜的生产成本，提高了铜矿产能，短期内增加了社会资源供给，造成社会总供给的相对过剩，对价格有拉动作用。