矿产资源综合利用 6金属矿产资源利用技术

各类矿产资源利用技术

金属矿综合利用

化工矿综合利用

尾矿综合利用金属矿综合利用一、铜矿综合利用铜矿物及矿床矿物名称化学分子式金属质量分数（%）矿物名称化学分子式金属质量分数（%）主要铜矿物自然铜黄铜矿斑铜矿辉铜矿铜蓝方黄铜矿锑黝铜矿胆矾CuCuFeS2Cu5FeS4Cu2SCuSCuFe2S3Cu12Sb4S13CuSO4•5H2O（Cu）约10034.5663.3379.8666.4823.445.77CuO：31.8砷黝铜矿硫砷铜矿赤铜矿黑铜矿孔雀石蓝铜矿水胆矾氯铜矿Cu12As4S13Cu3AsS4Cu2OCuOCuCO3•Cu(OH)22CuCO3•Cu(OH)2Cu(SO4)•3Cu(OH)2

CuCl2•3Cu(OH)251.5748.4288.879.89CuO：71.95CuO：69.24CuO：70.3614.88硅孔雀石(Cu,Al)2H2•Si2O3(OH)4·nH2OCuO：44.43江西德兴甘肃金川西藏玉龙云南东川铜矿开采工业要求

项目硫化矿石氧化矿石坑采露采边界品位（质量分数）%0.2～0.30.20.5最低工业品位（质量分数）%0.4～0.50.40.7矿床平均品位（质量分数）%0.7～1.00.4～0.6最小可采厚度m1～22～41夹石剔除厚度m2～44～82组分PbZnMoCoW03SnNiSBiAuAg

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

0.11

品级Cu质量分数不小于%杂质质量分数不大于%AsPb+ZnMgBi一级品300.05210.05二级品250.20530.20三级品200.30840.30四级品130.401250.50注：铜精矿中金、银、硫为有价元素，应报分析数据。铜精矿要求（精选）铜矿综合利用品位（原矿）铜矿资源的综合利用目前，我国勘探和开采的铜或铜多金属矿床，大部分铜矿石都要经过选矿富集成铜精矿才能冶炼成铜金属。铜矿选矿方法主要有浮选、磁选、重选等方法或湿法冶炼等。正确选用各种选矿方法和合理制定选矿工艺流程。需要事先研究矿床物质成分，查明矿石自然类型，鉴定矿石物质组成、结构构造、嵌布粒度和矿物可选性能以及有益有害元素赋存状态等。矿石自然类型一般按其氧化铜和硫化铜的比例不同划分为三种类型：硫化矿石(含氧化铜在10%以下)、氧化矿石(含氧化铜在30%以上)、混合矿石(含氧化铜在10%～30%)。不同矿石类型则用不同选矿方法：单一硫化矿石常用浮选方法。多金属硫化矿石，针对矿石组分特性而分别选用混合浮选法、优先浮选法、混合优先浮选法、浮选和重选联合选矿法、浮选和磁选联合选矿法，以及浮选和湿法冶炼联合处理等。氧化矿石选矿，一般用浮选与湿法冶炼联合处理或用离析法与浮选联合处理；含结合式氧化铜高的矿石，一般用湿法冶炼处理。混合矿石选矿，通常用浮选法，它可以单独处理，或与硫化矿石一起处理；也可以采用浮选和湿法冶炼联合处理，即先用浮选法选出铜精矿，再将浮选后的尾矿用湿法冶炼处理。选矿方法（一）硫化铜矿

在所有的硫化铜矿石中除含有脉石矿物外，或多或少都含有硫化铁矿物，如：黄铁矿（FeS2，53.4%S），磁黄铁矿（FenS1-n，40%S）等。因此，硫化铜矿石实质上是铜矿物与硫化铁矿物及脉石矿物的分离过程。硫化铜矿的选矿主要采用浮选法。浮选时最常用的捕收剂是黄药，起泡剂是松醇油（二号油）或松油。用黄药做捕收剂，或将黄药与黑药混合使用.烷基黄原酸（俗称黄药）（ROC(=S)SH）烷基二硫代磷酸或其盐类，俗称黑药

(RO)2PSSH，式中R为烷基，．

浮选硫化铜矿物，抑制黄铁矿，常采用的方法：①加入石灰使矿浆pH值大于7；②加氰化钠，但用量不能过多。太多则抑制铜矿物的浮选；③加石灰及少量氰化钠，当矿浆中含有大量脉石矿泥时，需要加水玻璃进行分散，硫化铜矿比较容易浮选，选别指标较高，其回收率最高可达95%以上。1、含钴硫化铜矿某厂处理的含钴硫化铜矿属于细脉浸染状似层状铜矿床。有益元素为铜和钴，金属矿物主要为黄铜矿、黄铁矿。脉石矿物主要为石英、方解石、钴呈硫化钴存在。采用优先浮选铜，再从浮选铜尾矿中用浮选回收钴。另有20%-30%的钴在铜精矿中，可在冶炼过程中回收。2、铜钼硫化矿某厂处理的铜钼矿属于矽卡岩型铜钼硫化矿。金属矿物主要有磁铁矿、黄铁矿、磁黄铁矿、辉钼矿、黄铜矿等。脉石矿物有石榴子石、透辉石、绿泥石、黑云母等。以生产铜精矿为准，并同时回收铜、硫、铁。采用混合浮选铜、钼，铜、钼混合精矿经再磨后进行分离。混合浮选尾矿再浮硫，浮选尾矿用磁选法回收铁。由富钙或富镁的硅酸盐矿物组成的变质岩浮选渣图3-2某铜镍硫化矿的原则工艺流程吹炼铜镍硫化矿石钾尾矿熔炼

铜镍混合精矿

高冰镍渣铸锭缓慢冷却金属铜浮选分离磨碎电解熔炼镍精矿铜精矿熔铸阳极板回收钴及铂族元素金属镍电解3、铜镍硫化矿浮选（二）氧化铜矿氧化铜矿储量不大分布也不集中，由于这些矿石是位于矿床上部的氧化地段，所经受的物理化学条件极为复杂。所以，矿石性质复杂多样，在加工处理这种矿石时，所采用的方法也多种多样。一般来说，当矿石中硅孔雀石含量低时，可用浮选法选别；含量高时，宜用浸出浮选法处理，但当含大量碳酸盐脉石时，酸的消耗大，用浸出法不经济，近年来曾试用离析浮选法。氧化铜矿直接浮选很难收到好效果，因此，多采用先硫化，后浮选的方法。硫化时宜分批添加硫化钠，硫化后浮选时，可以黄药类捕收剂，或用黄药与脂肪酸的混合药剂。火法化学处理与浮选结合的方法：难选氧化铜矿与氯化钠、煤粉隔氧加热至900℃，铜以金属状态在碳表面析出，被浮选。（三）氧化矿和硫化矿混合铜矿石一般采用硫化浮选法，其流程有两种：①采用硫化氧化矿物后与硫化矿物同时浮出；②先选出硫化矿物，尾矿经硫化后再选氧化矿物，哪种流程较合适，应根据试验加以确定。氧化矿物与硫化矿物同时浮选的工艺条件与氧化矿石的浮选基本一致，只是硫化钠及捕收剂的用量，随矿石中氧化矿物含量的减少而相应减少，硫化后浮选氧化矿物时，硫化矿物可以很好的浮游。铜精矿质量(含铜品位高低和伴生有益有害组分等)对冶炼生产能力、能源消耗和经济效益等有直接影响。如贵溪冶炼厂，当入炉铜精矿品位为14.3%时，年产铜5万t，精矿品位提高20%后，年产阳极铜可达7万t。但在选矿过程中提高精矿品位往往会使选矿回收率降低，因而精矿品位与回收率要合理的确立。近年来我国选矿技术水平不断提高，使选矿技术经济指标和精矿产量也随之提高。铜的提取方法

主要有火法冶炼、湿法冶炼。

根据矿物原料性质和有害组分锌、砷、氟、镁等含量、赋存状态而采用不同的冶炼方法。烧结图3-3火法炼铜流程鼓风炉连续精炼电炉焙烧闪避炉干燥铸锭阳极精炼和铸锭反射炉干燥粗铜转炉生精矿阳极（99.5%Cu）加工和使用电解精炼浮选精矿（20%-30%Cu）冰铜（30%-50%Cu）阴极（99.98%Cu）硫化铜矿（0.5%-2%Cu）废铁置换富液电解液贫矿搅拌浸出有机萃取富矿熔铸或加工硫酸堆浸氧化铜矿（碳酸盐、硅酸盐、硫酸盐）不纯沉淀物送吹炼或熔炼炉硫酸精浸氧化精矿或焙烧硫化矿（20-30%Cu）电解液电解液阴极电积湿法炼铜流程二、铅锌矿的综合利用

（一）矿石特征及要求矿物名称化学分子式金属质量分数

（%）主要铅矿物方铅矿硫锑铅矿脆硫锑铅矿车轮矿白铅矿铅矾铬铅矿磷氯铅矿砷铅矿钼铅矿钒铅矿PbSPb5Sb4S11Pb4FeSb6S14CuPbSbS3PbCO3PbSO4PbCrO4Pb5[PO4]3ClPb5[AsO4]3ClPb[MoO4]Pb5[VO4]3Cl（Pb）86.655.4240.1642.54PbO：83.58PbO：73.6PbO：69.06PbO：82.2PbO：66.77PbO：60.79PbO：78.80矿物名称化学分子式金属质量分数（%）主要锌矿物闪锌矿纤锌矿菱锌矿异极矿硅锌矿水锌矿红锌矿ZnSZnSZnCO3Zn4[Si2O7](OH)2·H2OZn2SiO4Zn5CO3]2·(OH)6ZnO（Zn）67.167.1ZnO：64.90ZnO：67.5ZnO：73.0ZnO：74.1280.34矿床类型常见金属矿物矿体形状规模及品位（质量分数）伴生组分矿床实例碳酸盐岩型铅锌矿方铅矿、闪锌矿黄铁矿、次为黄铜矿、辉锑矿、辰砂、淡红银矿、菱铁矿层状似层状透镜状、囊状巢状、脉状瓜藤状等大、中、小型均有，品位较富，一般ω(Pb+Zn)＞8%银、金、铜、硫、锑、镓、铟、锗、镉等广东凡口，云南会泽矿山厂、七零厂，辽宁柴河，江苏栖霞山，贵州杉树林，辽宁青城子泥细碎屑岩型铅锌矿以黄铁矿、方铅矿闪锌矿为主，次为黄铜矿、黝铜矿、磁黄铁矿、毒砂、斜方硫锑铅矿及一些含银矿物层状、似层状、透镜状等大、中型为主品位较富，ω(Pb+Zn)＞7%银、金、铜、硫、镓、铟、锗、镉等内蒙古东升庙，甘肃厂坝、李家沟，陕西铅洞山、银洞梁，河北高板河，浙江乌岙，广西泗顶厂矽卡岩型铅锌矿以黄铁矿、方铅矿闪锌矿为主，次为黄铜矿、磁铁矿、黑钨矿、白钨矿、锡石、磁黄铁矿及其他一些银矿物透镜状、扁豆状、囊状、似层状等以中、小型为主，品位较富金、银、铜、硫、锡、钨、镓、铟、铊、镉、锗等湖南水口山、黄沙坪，辽宁桓仁，广西拉么矿床工业类型成矿地质特征常见金属矿物矿体形状规模及品位（质量分数伴生组分矿床实例海相火山岩型铅锌矿产于凝灰岩、熔岩、潜火山岩及与碎屑岩的互层带中，沿层产出以方铅矿、闪锌矿为主，次为黄铁矿、黄铜矿、黝铜矿、磁黄铁矿及一些含银矿物层状、似层状、透镜状、扁豆状以大、中型为主，品位中等偏富常与金、银、铜共、伴生，伴生还有：硫、镉、锗、镓、铟、锡等甘肃白银厂小铁山，青海锡铁山，新疆可可塔勒，四川白玉呷村砂、砾岩型铅锌矿产于红层中之浅色砂岩、砂砾岩、灰质角砾岩中，基本沿层产出主要有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、白铁矿、微量黄铜矿、磁黄铁矿、赤铁矿、硫镉矿等层状、似层状、巨大透镜状、扁豆状大中型为主，直至超大型，品位偏富，ω(Pb+Zn)＞7%硫、银、镉、铊、钼、锗、钴、锑、铋等云南兰坪金顶各种围岩中的脉状铅锌（银）矿产于各种岩（侵入岩、火山岩、变质岩、沉积岩）的断裂带的充填交代脉状矿床主要为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、白铁矿、次为黄铜矿、磁黄铁矿、磁铁矿、赤铁矿、辉银矿、银金矿、自然银、硫锑银矿等脉状、复脉状、扁豆状、透镜状大、中、小型均有，品位较富，ω（Pb+Zn）＞9%银、金、铜、硫、锡、镉、锗、铟、锑、铋等河北蔡家营，内蒙古甲乌拉，湖南桃林，云南白秧坪工业要求项目硫化矿石混合矿氧化矿石

Pb

Zn

Pb

Zn

Pb

Zn边界品位（质量分数）%0.3～0.50.5～10.5～0.70.8～1.50.5～11.5～2最低工业品位（质量数）%0.7～1l～21～1.52～31.5～23～6矿床平均品位（质量分数）%5～86～910～12最小可采厚度m1～21～21～2夹石剔除厚度m2～42～42～4组

分CuWO3SnMoBiSSbCaF2AuAg质量分数

%0.060.060.080.020.0240.45

质量分数

g／t

0.12组

分AsCdⅠnGaGeSeTeTlHgU质量分数

%0.20.0l0.0010.0010.0010.0010.0010.0010.0050.02铅锌矿床伴生有用组分评价参考表铅精矿质量标准锌精矿质量标准品

级Pb不小于杂质质量分数不大于品

级Zn不小于杂质质量分数不大于CuZnAsMgOA12O3CuPbFeAsSiO2一级品701.240.21.02.0一级品550.81.060.24.0二级品651.550.31.52.5二级品501.01.580.45.0三级品552.060.41.53.0三级品451.02.0120.55.5四级品452.570.62.04.0四级品401.52.5140.56.0铅锌精矿质量标准（%）（二）铅锌多金属选矿铅锌矿石工业类型划分（在矿石自然类型基础上）：按矿石氧化程度不同分为硫化矿石(铅或锌氧化率＜10%)、氧化矿石(铅或锌氧化率＞30%)、混合矿石(铅或锌氧化率10%～30%)。按矿石中有用组分不同，可分为铅矿石、锌矿石、铅锌矿石、铅锌铜矿石、铅锌硫矿石、铅锌铜硫矿石、铅锡矿石、铅锑矿石、锌铜矿石等。按矿石结构构造不同，可分为浸染状矿石、致密块状矿石、角砾状矿石、条带状矿石、细脉浸染状矿石等。铅锌矿的选矿方法（根据矿石类型不同选择）硫化矿石通常用浮选方法。氧化矿石用浮选或重选与浮选联合选矿，或硫化焙烧后浮选，或重选后用硫酸处理再浮选。对于含多金属的铅锌矿石，一般用磁—浮、重—浮、重—磁—浮等联合选矿方法。1、铅锌硫化物矿石

铅锌硫化物矿石的浮选工艺流程有优先浮选和混合浮选两种。对于矿石性质简单、铅锌可浮性差异较大、易于分离的某些矿石，常采用优先浮选。在铅锌优先浮选时，一般多是抑锌浮铅。抑锌多是在碱性介质中采用亚硫酸钠、硫代硫酸钠、硫酸锌等的可溶性盐。浮选方铅矿用黄药、黑药、二号油。被抑制的闪锌矿在硫化铜活化后，用黄药、二号油浮选。如果锌浮选的尾矿中含有足够回收的黄铁矿时加入碳酸钠、黄药、二号油等进行回收。若锌浮选尾矿中含有足够回收的萤石，可加碳酸钠、水玻璃、油酸等进行回收。铅、锌混合浮选工艺流程是目前铅、锌选矿厂中所常见的流程。它是原矿在粗磨后用黄药、黑药、二号油、硫酸铜先选出铅锌混合精矿，将混合精矿进行细磨并脱药（采用硫化钠），再进行铅锌分选。分选时用氰化物、硫酸锌抑制锌，用丁基黄药、二号油选出铅精矿，余下的尾矿即是锌精矿。2、铜、铅、锌硫化矿石硫化铜、铅、锌矿石的特点是品位低、浸染粒度细、各有用矿物致密共生，比较难选，处理这种矿石一般采用先混合浮选，后优先浮选的流程。在分离浮选时，最困难的是铜、铅分离问题。在多金属矿石中，铜和铅常呈黄铜矿和方铅矿共生，二者可浮性相似，故分离困难，有时矿石中含次生铜矿物，方铅矿被次生铜离子活化，更使铜、铅分离困难。最常用的硫化铜、铅分离的方法用两种：①用重铬酸盐抑制方铅矿浮选铜矿物：重铬酸盐对方铅矿的抑制作用很强，药剂用量不大，对于不含氧化矿和次生硫化矿物的铜、铅混合精矿，用此法可得到满意结果。②用氰化物等抑制铜矿物浮选方铅矿：在碳酸钠的高pH介质中，氰化物可把黄铜矿抑制下去，方铅矿的可浮性不受影响，铅的回收率可以达到很高，铅精矿中夹杂的铜锌量很低。3、铜、锌硫化矿石铜、锌硫化矿石的分离与铅、锌矿的分离相似，但比其较困难些，这是由于：①铜、锌矿石中铜是呈各种铜矿物存在，各种铜矿物都有不同的可浮性，因而，需要不同的浮选条件，而在铅、锌矿石中，铅主要是呈方铅矿存在，所以情况要简单些；②铜离子（硫化铜氧化矿物）对闪锌矿有活化作用，所以要抑制铜矿中的闪锌矿比抑制方铅矿中的闪锌矿要难得多；③铜、锌矿中硫化铁的含量一般比铅锌矿中多，此外铜、锌矿中的矿物组成也较复杂，不仅铜矿主要呈含铁的黄铜矿或斑铜矿，而且锌矿亦多呈难浮的铁闪锌矿，加上大量的黄铁矿及磁黄铁矿，因此使铜、锌的分选条件更加复杂，在浮选铜锌矿石时，常采用两种浮选方案。（1）优先浮选此种浮选是用适量的氰化物抑制闪锌矿，在碱性介质中加入丁基黄药、二号油进行铜的浮选，铜浮选尾矿加入石灰提高pH值抑制硫化铁矿，同时加热硫酸铜活化闪锌矿，用丁基黄药、二号油浮选闪锌矿。锌浮选尾矿如其中含足够回收的硫铁矿，加硫酸活化之，然后用丁基黄药选出硫精矿。（2）混合浮选浮选前进行粗磨矿，用丁基黄药、浮选油（起泡剂）选出铜锌硫的混合精矿。随后将混合精矿进行细磨，用硫化钠和或许碳脱去混合精矿中的过剩药剂，然后按一般方法进行铜、锌、硫的分离。选铜时用氰化钠、硫酸锌，选锌时加石灰、硫酸铜、黑药，选锌后的尾矿即为硫精矿。氰化物是剧毒药剂，用量稍多会造成严重污染，故近来多用二氧化硫作为闪锌矿的抑制剂。4.铅锌多金属氧化矿的选矿铅、锌多金属氧化矿的选矿通常也是采用浮选法。铅、锌氧化矿物经常一起共生，脉石矿物多为方解石、白云母、石英、氢氧化铁、粘土等。铅的氧化矿物白铅矿容易硫化，硫化后很容易浮选，铅钒的可浮性与白铅矿相近，但硫化需要较长的时间和大量的硫化物，故应分批添加硫化钠。锌的氧化矿比较难选，最有效的捕收剂为碳氢键中碳原子数为12~15的脂肪胺。浮选前先以硫化钠处理之，目的在于调整矿浆的pH值。如矿浆中含有大量矿泥，常采用旋流器进行脱泥。5、硫化和氧化铅锌混合矿的选矿对于含有硫化矿和氧化矿的铅锌混合矿石的选矿流程多用黄药、二号油先选出硫化铅矿（用硫酸锌及氰化钠抑制硫化锌），随后用硫化钠硫化铅矿物，用黄药浮选，硫化后的氧化铅精矿。在氧化铅的浮选尾矿中加硫酸铜活化闪锌矿，用黄药、二号油选出硫化锌的精矿，最后用硫化钠及脂肪胺浮选氧化锌矿物。这就是先铅后锌，先硫化矿物后氧化矿物的浮选流程，选氧化锌矿物之前，要进行脱泥。图3-6某硫化氧化混合铅锌矿浮选流程图铅精矿

脱泥

矿泥

锌精矿

尾矿

原矿硫化锌浮选氧化锌浮选硫化铅浮选氧化铅浮选磨矿、筛分铅锌的提取铅提取方法（火法、湿法）反应熔炼：适宜处理高品位矿（65%-70%）沉淀熔炼焙烧还原熔炼：常规方法（90%），适合任何成分的铅精矿含尘炉气图3-7铅精矿还原精炼的原则流程鼓风烧结块

炉气

精炼

成品铅

焦炭

浮渣炉渣粗铅挥发产物烟化磁选废渣专门处理含尘炉气原矿烧结焙烧鼓风炉熔炼专门处理收尘烟尘排放或送去制硫酸专门处理或返回烧结去制硫酸熔剂

还原剂锌的提取方法（火法、湿法）火法：平罐、竖罐、电热法、密闭鼓风炉图3-8火法炼锌的原则流程

ZnO粉含锌渣

含SO2烟气制酸

纯锌

硫酸焙砂液体粗锌冷凝锌蒸气

含尘SO2炉气硫化锌精矿焙烧还原蒸馏收尘净化烟尘精炼烟化处理锌的湿法提取浸取净化电解沉积置换净化图3-9湿法炼锌的原则流程

ZnO粉浸出渣

含SO2烟气制酸阴极锌硫酸焙砂硫酸锌溶液净化含尘SO2炉气硫化锌精矿焙烧浸出收尘净化烟尘电积烟化处理熔炼锌锭（一）矿石特征及要求矿

物

名

称化学分子式金的质量分数

％备

注一、自然元素、天然合金和金属硫化物1.自然金GoldAu＞80常与银、铂、钯、铑、铜、铋等成合金2.银金矿Electrum(Au，Ag)80～503.黑铋金矿MaldoniteAu2Bi65.34.斜方铜金矿AuricuprideCu3Au50.65.围山矿Weishanite(Au，Ag)3，Hg256.911983年4月国际矿物学会正式承认三、金的综合利用矿

物

名

称化学分子式金的质量分数

％备

注二、硫化物6.硫金银矿UytenbogaardtiteAg3AuS232.6三、碲化物7.碲金矿CalaveriteAuTe244.03有时含少量银8.斜方碲金矿KrenneriteAuTe243.59.亮碲金矿Montlbrayite(Au，Sb)2Te350.610.碲金银矿PetziteAg3AuTe225.411.板碲金银矿Muthmannite(Ag，Au)Te22.9～35.212.针碲金银矿Sylvanite(Au，Ag)Te424.1矿

物

名

称化学分子式金的质量分数

％备

注13.针碲金铜矿KostoviteCuAuTe425.514.叶碲金矿NagyagitePb5Au(Te，Sb)4S5－87.41～10.16成分不定15.碲铜金矿BessmertnoviteAu4Cu(Te，Pb)68.0～75.016.碲铁铜金矿BogdanoviteAu5(Cu，Fe)3(Te，Pb)257.6～63.617.碲铅铜金矿BilibinskiteAu3Cu2PbTe240.7～50.5四、锑化物18.方锑金矿AurostibiteAuSb244.7五、硒化物19.硒金银矿FischesseriteAg2AuSe229.0图3-11金矿资源分布示意图山东、河南、陕西、河北岩金矿工业指标参考项目指标边界品位(质量分数)(1×10－6)～(2×10－6)，堆浸氧化矿石为(0.5×10－6)～(1×10－6)最低工业品位(质量分数)(2.5×10－6)～(4.5×10－6)矿床平均品位(质量分数)(4.5×10－6)～(5.5×10－6)最低可采厚度0.8m～1.5m，陡倾斜者为下限，缓倾斜至水平者为上限夹石剔除厚度2m～4m，地下开采者为下限，露天开采者为上限无矿段剔除标准对应工程10m～15m不对应工程20m～30m岩金矿共生（铜、铅、锌）矿产工业指标一般要求表项目硫化矿石氧化矿石Cu(铜)Pb(铅)Zn(锌)Cu(铜)Pb(铅)Zn(锌)边界品位(WB)％0.2～0.30.3～0.50.5～10.50.5～11.5～2最低工业品(WB)％0.4～0.50.7～11～20.71.5～23～6矿床平均品位(WB)％0.7～l6610～1210～12最小可采厚度m1～21～21～211～21～2夹石剔除厚度m2～42～42～422～42～4元素铜铅锌三氧化钨锑钼CuPbZnWO3SbMo质量分数0.1％0.2％0.4％0.05％0.4％0.01％元素砷碳硫钴银AsCSCoAg质量分数0.2％2％0.01％2(g／t)岩金矿伴生组分评价参考表（二）金的选矿碎矿要求：粗颗粒金矿要磨到不大于0.4mm，细颗粒金矿要磨到不大于74µm，矿石中金颗粒若更细时则要磨到不大于44µm。选矿方法：重选（溜槽、摇床、跳汰机和短锥旋流器等

）浮选：黄药做捕收剂，硫离子活化、铁离子拟制；烷氧基或苯氧基烷基硫羟胺基甲酸酯、硫脲、二羟基硫代磷酸盐等能提供金的选择性---硫代酰基酰替苯胺(TAA)、异丁基钾黄药(NKK)联合选精矿转筒筛（最大筛孔16mm）图3-12我国砂金矿斗容250L的采金船选金工艺流程图中矿检查溜槽粗选跳汰机-大块金砾石废弃尾砂横向溜槽汞膏尾矿振动筛矿砂混汞筒重砂精选跳汰机+尾矿矿浆分配器+4mm脱水斗尾矿摇床脱水斗尾矿精矿磨矿粗选（第一槽）图3-13我国黄铁矿型含金石英脉金矿的单一浮选流程图粗选（后三槽）分级精选II扫选矿石（含Au4~5g/t）尾矿精选I精矿精选III1.5*1.5m球磨机合金粗选精矿溜槽搅拌单螺旋分级机矿粉仓水力旋流器跳汰机扫选I尾矿精选I扫选II扫选III扫选IV精选II1.2*1.2m球磨机精矿图3-14山东含少量黄铁矿的石英脉金矿的重选-浮选流程图（三）金提取提取方法：混汞法：汞与金形成汞齐与其他金属和脉石分开氰化法：非氰化法：硫脲法、硫代硫酸盐法、多硫化物法、水氯化法、溴化物法、碘化物法、石硫合剂法、类氰化合物法、生物制剂法等。

1.混汞法提金

混汞法提金工艺：古老、简便、经济，回收率也较高适于粗粒单体金的回收。原理：利用汞能够与金和银形成汞齐的特点，使金、银与其他金属矿物和脉石选择性分开。金矿混汞的产品是金汞膏，主要成分为金汞合金和银汞合金，经洗涤除去夹杂在其中的杂质后，用压滤法除去其中过剩的汞，再经加热蒸馏进一步除汞后产出海绵金和银，送去熔炼和精炼，最终产品分别是金锭和银锭。方法分类：在容器内进行混汞称为“内混汞”，通常是磨矿与混汞同时进行，常用于砂金矿提金；“外混汞”则是先磨矿、后混汞，在磨矿容器外进行混汞。内混汞法外混汞法则很少单独使用，多与重选、浮选和氰化法联合使用，用于处理多金属硫化物脉金矿石，回收其中的粗金粒。2.氰化法从矿石中提取金、银最常用的有效方法，从1889年开始应用，至今已有100年历史，该方法具有简易、经济、回收率高、适应性强等优点。原理：通常是在充分供氧的条件下，用浓度为0.03%-0.3%的氰化钠溶液进行浸取，将矿石中的金浸出：为了防止氰化物被水解和被溶液中的二氧化碳分解，以及减少氰化物和氧被铜、铁、砷、锑等硫化物消耗，常用石灰乳（Ca(OH)2）作保护碱，维持溶液pH=11-12。细磨物料和延长浸取时间可以提高金浸出率。氰化钠为无色透明晶体，含有杂质时则呈灰黄色，毒性极强，易溶于水。氰化物会被水解生成挥发性的剧毒气体HCN，对此必须特别注意。氰化法浸出方法：堆浸渗滤浸出：适用于处理渗透性好的大颗粒物料，设备简单。操作费用低，多用于小型矿石，但金的浸出率较低。矿浆搅拌浸出：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%。图3-15金矿石堆浸及其浸出液中金银回收的原则流程图浸出贵液

浸渣金银沉淀弃去原矿置换制粒氰化预处理磨矿、筛分余液解毒弃去炭吸附载荷炭洗脱

CaO或NaOH

浸出剂pH9.5~11活性炭贵液洗脱炭再生电积尾液金银锭

NaCN

(0.015%~0.25%)NaCN+(0.025%~0.05%)NaOH配液堆浸贫液堆浸法搅拌氰化法提金影响因素：矿浆中CN-离子与溶解的氧分子浓度、溶液的pH值、矿石的粒度、温度以及杂质的影响等。工艺条件：搅拌氰化时NaCN的浓度通常为0.02%-0.05%；相应的CaO浓度为0.01%-0.03%，pH值为9-11；连续通入空气保持矿浆中的氧浓度达7mg/L左右；磨矿粒度一般达到80%-90%为74µm；矿浆液固比对石英质矿石为(1.2-1.5)﹕1，对泥质矿石为(2.0-2.5)﹕1；温度一般在环境温度下进行，由于搅拌与反应，通常矿浆的实际温度稍高于环境温度；氰化浸出时间一般为24-72h。对于易浸的浸矿，搅拌氰化法的浸出率为90%-95%，最高可达98%。强化措施：在氰化浸出时鼓入富氧空气或纯氧的搅拌浸出、添加助浸剂如过氧化氢或过氧化钙以及在碱性条件下充空气或添加硝酸铅的预氧化处理。此外，还有边磨边浸、加温和强烈搅拌以及加压氰化等强化措施。方法改进：引入吸附浸出工艺，分别开发出炭浆法（carbon-in-pulp缩写CIP）和树脂矿浆法（resin-in-pulp，缩写RIP）3复杂多金属硫化物金矿提金对于含铜高的金矿石，若铜为氧化物，可先用硫酸浸出铜后再氰化提金；若铜为硫化物，可先经硫酸化焙烧和浸出铜后，再氰化提金；对于含铅、锌高的金矿石，可先经焙烧处理，用稀硫酸浸出锌和氯盐溶液浸出铅后再氰化提金。（我国河南中原黄金冶炼厂）。对于含锑高的金矿石，可用浓度小于0.02%的稀碱氰化物溶液浸取提金，或浮选出精矿，先经氧化焙烧处理脱锑后，再氰化提金。含碲的金矿石在氰化物溶液中难于溶解，也可先经氧化焙烧处理后再氰化浸出，或在氰化钠溶液中添加溴化氰进行溴氰化法处理。对于含铅高的硫化物金矿石，则开发出碳酸化转化的新工艺。（1）硫脲法方法原理：除Hg(Thio)42+比Au(Thio)2+稳定外，其他金属(如Ag+、Cu2+、Cd2+、Pb2+、Zn2+、Fe2+、Bi3+)的硫脲配合物都不如Au(Thio)2+稳定，故硫脲对Au+具有较好的选择性。反应如下：金的氧化

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

EΘ=0.42V金与二硫甲脒的反应Au＋RSSR＋2H+＋e-→Au(Thio)2+EΘ=0.04V在含Fe3+溶液中，Fe3+起氧化剂的作用Fe3+＋e-=Fe2+EΘ=1.69VAu＋2(Thio)＋Fe3+→Au(Thio)2＋＋Fe2+EΘ=0.38V硫脲在碱性易分解生成硫化物和氨基氰，氨基氰水解则生成尿素：SC(NH2)2＋2NaOH=Na2S＋H2N·CN＋2H2OH2N·CN＋H2O=CO(NH2)2硫脲在酸性溶液中具有还原性能，易被氧化生成二硫甲脒（RSSR），而二硫甲脒进一步氧化、分解成为氨基氰和元素硫：2SC(NH2)2=(SCN2H3)2＋2H＋＋2e(SCN2H3)2=SC(NH2)2＋H2N·CN＋S溶液中的硫脲随介质酸度增高而趋于稳定。当介质的pH＜1.75时，高浓度的硫脲容易氧化，故浸取金时宜使用硫脲稀浓度的酸性溶液。当介质的pH＞1.75时，硫脲则会发生水解，导致硫脲的消耗量增大和金的浸出速率减慢。选择适当条件（氧化（Fe3+H2O2）、温度），既利于金氧化，又避免硫脲损失

（2）硫代硫酸盐法

方法原理:4Au＋8S2O32－＋O2＋2H2O→4Au(S2O3)23－＋4OH－浸出条件：在酸性介质中，8S2O32－会发生分解反应：8S2O32－＋2H+→H2O＋2SO2＋S浸金过程需要在碱性条件下进行，pH值太高，8S2O32－＋6OH-→3H2O＋2SO3＋S-2

导致重金属（Ag）沉淀。一般用氨溶液。加入亚硫酸钠(Na2SO3∶Na2S2O3=1∶1)可以防止硫或硫化物的沉淀，并减少硫代硫酸盐的用量。从浸出液中回收金，也是硫代硫酸盐法浸金工艺的关键问题之一。已研究过的方法，有金属置换法（锌粉、铁粉、铝粉和铜粉等），活性炭吸附法，树脂在浆附法等，但都尚不够十分理想，还有待进一步开发与完善。因为，这直接涉及到浸出液的循环和再生利用、降低试剂消耗以及提高金回收的问题。应用实例A、硫代硫酸盐浸出含锰金矿美国亚利桑那州的OroBlanco矿区的含锰金矿，矿石含Au3g/t、Ag113g/t、MnO27%，矿石中的金呈细粒状浸染，银大部分与MnO2共生。矿石磨至80%－200目，在温度50℃和液固比1.5∶1条件下，用(NH4)2S2O31.48mol/L、NH34.1mol/L和Cu2+0.09mol/L的溶液，搅拌浸出1～3h，金的浸出率为90%，但银的浸出率只有70%。B、硫代硫酸盐浸出含金的硫化铅锌浮选尾矿美国新墨西哥州Pecos矿山的硫化铅锌浮选尾矿，含Au1.75g/t、Ag22.5g/t、Pb0.5%、Zn0.07%、Fe11.1%、Cu0.4%和S9.8%，用(NH4)2S2O30.5mol/L溶液，在温度50℃下充入空气（流速2dm3/min），并进行机械搅拌，经两段逆流浸出1.5h，金的浸出率为95%，但银的浸出率只有27%，含金浸出液用活性炭吸附回收金。应用实例C、硫代硫酸盐浸出含金原生矿针对我国西北地区黄铁矿－蚀变岩型含金原生矿的特点，曾进行了氨性硫代硫酸盐溶液浸出金试验，该矿石含Au3.57g/t，金的粒度细小，主要嵌布于黄铁矿、褐矿、石英和长石中。矿石磨至－200目达65%，采用（NH4）2S2O30.51mol/L、Na2SO30.2mol/L、NH33.3mol/L和CuSO41.7mol/L的溶液体系，在温度50℃、pH＞8、液固3∶1的条件下搅拌浸出3h，金浸出率为92.4%，而该矿用全泥氰化法浸出的金浸出率为79.96%。D、硫代硫酸盐浸出含铜金精矿我国广东河台硫化物含铜浮选金精矿，金主要赋存于黄铜矿、黄铁矿及斑铜矿中，含Au50g/t、Ag25g/t、Cu3.19%、S20.59%。矿石磨至100%－200目，在温度40℃、液固比3∶1的条件下，采用(NH4)2S2O30.8～1.0mol/L、NH4OH1.8～2.2mol/L和CuSO40.015mol/L的溶液体系充氧搅拌浸出1.5h，金的浸出率达95%。金的精炼

1、火法熔炼法（古老方法）有硫磺共熔法、石盐共熔法、硝石氧化熔炼法、氯化熔炼法等。劳动强度大、环境条件差、生产效率低、产品纯度不高以及原材料消耗大等，近代已很少使用。2、化学精炼法化学精炼法是采用化学方法除去杂质以提纯金。有浓硫酸浸煮法、硝酸分银法、王水分金法、草酸还原精炼法等。3、溶剂萃取法（适应电子工业对金纯度越来越高的要求）包括中性、酸性或碱性有机溶剂，如醇类、醚类、脂类、胺类、酮类、含磷和含硫有机试剂均可作为金的萃取剂。对于从碱性氰化物溶液、硫代硫酸盐溶液以及酸性硫脲溶液中萃取分离金，则主要关注于有机磷类、胺类以及石油亚砜类。4、电解精炼法（金的主要精炼方法）劳动条件好，操作安全，生产效率高，原材料消耗少，产品纯度高，并能综合回收铂族金属。通常金泥熔炼产出的金、银合金和经电解银后得到的含金阳极泥，均需进一步富集和精炼。富集方法有硝酸蒸煮法和加银电解法。前者是利用金在硝酸中的不溶性，使金与其他金属分离开；后者是在银电解阳极泥中配入一些银粉，铸成含金35%左右的银阳极，再进行电解。加银电解产出的阳极泥含金可达90%，铸成粗金阳极进行金电解精炼。图3-16铜阳极泥硫酸化焙烧-湿法处理工艺流程图稀硫酸浸出脱铜粗硒硫酸化焙烧滤渣

铜阳极泥SeO2滤液

银锭铜置换CuSO4溶液CuSO4·5H2O或返回铜电解洗涤烘干铸锭铜银粉处理浸金精馏过滤分金液吸收还原Pt、Pd精矿中和分金渣NaClO溶液锌置换溶液排放返冶炼系统金锭（99.99%Au）洗涤烘干铸锭金粉精硒草酸浸银液

还原还原剂银锭电解银粉母液处理或回收NH3图3-17铜阳极泥全湿法处理工艺流程图稀硫酸浸出脱铜滤渣

铜阳极泥空气或氧、NaCl浸出液生产CuSO4·5H2O或返回铜电解浸硒浸硒液H2SeO3还原NaClO3残渣（含0.01%硒）SO2或H2O2Cl2粗硒精馏精硒浸渣浸银NH3或Na2SO3浸银渣除铅HNO3Pb(NO3)2PbSO4

沉淀母液H2SO4电解金锭金还原金粉返铜冶炼草酸或SO2脱铅渣浸金液浸金浸金渣Cl2+HCl或NaClO3母液Pt、Pd精矿锌置换母液处理后排放图3-19从磷镍铁电解阳极泥提取贵金属工艺流程图滤渣焙烧

磷镍铁阳极泥酸洗Pd氯化精矿氯化渣（回收Ag）分离提纯送镍电解酸浸

滤液Pt置换滤渣Au氯化液置换液除铜滤液NaCl130g/L4mol/LHClCl2图3-20高锑铅阳极泥湿法工艺流程图铅精矿银粉滤液酸浸

滤渣滤液浸金置换还原高锑铅阳极泥过滤

滤液还原浸银滤液滤渣

金粉

滤液锑粉滤液四、稀土的综合利用

稀土概况：分类：轻稀土、重稀土特性：稀土金属具有顺磁性用途：生产荧光材料、稀土金属氢化物电池材料、电光源材料、永磁材料、储氢材料、催化材料、精密陶瓷材料、激光材料、超导材料、磁致伸缩材料、磁致冷材料、磁光存储材料、光导纤维材料等。镧(La)、铈(Ce)、镨(Pr)、钕(Nd)、钷(Pm)、钐(Sm)、铕(Eu)钪(Sc)、钇(Y)、钆(Gd)、铽(Tb)、镝(Dy)、钬(Ho)、铒(Er)、铥(Tm)、镱(Yb)、镥(Lu)。稀土矿物及矿床

分类矿物名称英文名称化学分子式ω（RE2O3）／%分析值理论值碳酸盐、氟碳酸盐氟碳铈矿BastnaesiteCe[(CO3)F]74.89氟碳钙铈矿parisiteCe2Ca[(CO3)3F2]60.30～63.3760.89氟碳钡铈矿bCordyliteBa(Ce、La)2(CO3)3F247.31～52.1951.55直氟碳钙钇矿αSynchysite-(y)((Y、Dy)(Ca(CO3)2F)35.35

黄河矿bHuanghOiteBa(Ce、La、Nd)(CO3)2F35.40～39.7139.39澜石LanthaniteCe2(CO3)3·8H2O54.6554.21碳钙铈矿cCalcioancyliteCe(Ca、Sr)[(CO3)2(OH)]·H2O48.72

碳铈钠石bCarbocernaite(Sr、RE、Ba)(Ca、Na)(CO3)221.98

我国稀土矿床中主要稀土矿物表分类矿物名称英文名称化学分子式ω（RE2O3）／%分析值理论值磷酸盐独居石MonaziteCe(PO4)65.1369.73磷钇矿XenotimeY(PO4)62.0261.40水磷铈石RhabdophaneCe(PO4)H2O63.6864.88氧化物褐钇铌矿FergusoniteYnbO439.94

易解石Aeschynite(Ce、Th、Y)(Ti、Nb)2O629.36

黑稀金矿Euxenite(Y、U)(Nb、Ti)2O620.82

铈铌钙钛矿Loparite(Na、Ce、Ca)(Ti、Nb)O328.71

硅酸盐褐帘石Orthite(Ca、Ce)2(A1、Fe)3[SiO4][Si2O7]O(OH)23.12

硅钛铈矿ChevkiniteCe4Fe2Ti3[Si2O7]2O846.24

硅铍钇矿Gad01initeY2FeBe2[SiO4]20251.5155.40羟硅铈钙石BrithoiteCe3Ca2[(SiO4、PO4)3](F、OH)61.9162.00绿层硅铈钛矿Rink01iteCeNa2Ca4Ti[Si4015F3]18.55

羟硅铍钇矿dYberisilite(ΣCe，ΣY)2Be2Si2O8(OH)254.574

我国稀土矿床中主要稀土矿物表包头白云鄂博赣南、粤北及湘南、桂东、四川工业指标矿床类型原生矿离子吸附型矿重稀土轻稀土边界品位[ω(REO)]%0.5～1.00.03～0.050.05～0.1最低工业品位[ω(REO)]%1.5～2.00.06～0.10.08～0.15最低可采厚度／m1～21～21～2夹石剔除厚度／m2～42～42～4稀土矿床一般工业指标精矿名称产品品级或牌号牌号ω(REO)(不小于)%ω（配分）（不小于）%ω（杂质）（不大于）%

FTiO2P2O5CaOTFe氟碳铈镧矿精矿REO6868

70.51.0不规定不规定REO6363REO6060REO5555REO5050REO4545REO4040REO35351.5REO3030稀土精矿产品质量标准精矿名称产品品级或牌号牌号ω(REO)(不小于)%ω（配分）（不小于）%ω（杂质）（不大于）%

FTiO2P2O5CaOTFeREO3030氟碳铈矿—独居石混合精矿品级

F

PCaTFe一级品60

7

557二级品55

7

9三级品50

7

10四级品45

8

10五级品40

9

10六级品35

10

15七级品30

12

18稀土精矿产品质量标准精矿名称产品品级或牌号ω(REO)(不小于)%ω（配分）（不小于）%ω（杂质）（不大于）%独居石精

矿品级REO+ThO2

TiO2ZrO2SiO2

一级品65.O

1.01.52.5

二级品63.0

1.52.03.0

三级品60.0

2.52.53.5

四级品58.0

3.03.04.5

磷钇矿精

矿品级Y2O3

TiO2ZrO2SiO2

一级品33.0

3.01.24.0

二级品30.0

5.01.55.0

三级品28.0

7.01.85.5

四级品25.0

9.02.06.0

五级品23.0

11.02.56.5

稀土精矿产品质量标准精矿名称产品品级或牌号ω(REO)(不小于)%ω（配分）（不小于）%ω（杂质）（不大于）%氟碳铈矿精矿牌

号

Eu203

Ca

G—160

0.158

66C—255

0.1510

812C—350

0.1510

814品级

La2O3CeO2Pr6011Nd2O3Eu2O3HREO

一级品6022454150.153

二级品5522454150.153

三级品5022454150.153

四级品3022454150.153

稀土精矿产品质量标准矿石名称品

级化

学

成

分ω（REO）

%ω（TFe）

%高稀土铁矿石特级品≥12.2≥24一级品≥9.2≥24二级品≥7.2≥24高稀土铁矿石质量标准稀土选矿独居石、磷钇矿等一般采用磁选、浮选得到精矿含稀土氧化物约60%；氟碳铈矿等氟碳酸盐稀土矿物通常用强磁选、重选、浮选得到稀土精矿含稀土氧化物30%～40%。选冶联合流程，即将含7%～10%稀土氧化物原矿(富矿)，经热泡沫浮选，得到含60%稀土氧化物的精矿。再用10%的盐酸浸出，除去精矿中的方解石等碳酸盐矿物，使精矿稀土氧化物品位上升至70%。最后再焙烧浸出的精矿以除去氟碳铈矿中的二氧化碳，得到含85%的稀土氧化物产品。选矿应用实例(1)白云鄂博矿与铌、铁等共生的综合性超大型稀土矿矿床，物质成分复杂，矿石嵌布粒度细微，属难选矿石。先后研究出适合于白云鄂博矿产资源特点的稀土选矿技术。形成了浮选—重选—浮选回收稀土的工艺流程和弱磁—强磁—浮选新工艺、将混合稀土精矿分选为单一氟碳铈精矿和独居石精矿的新技术。形成年产含稀土氧化物(REO)为30%～68%的各种稀土精矿能力60000t，其中大于50%REO精矿30000t/a，为我国重要的稀土原料生产基地。(2)山东微山稀土矿热液脉状稀土矿床，平均品位REO为3.61%～5.59%，主要矿石类型为氟碳铈矿。采用全浮、重选两种选矿方案试验，全浮精矿品位(REO)达到68.73%，回收率为41.44%；重浮精矿品位(REO)达到70.2%，回收率为45.03%。目前该矿已具120t/d的选矿能力。(3)四川冕宁牦牛坪稀土矿80年代发现并勘探的大型热液脉状稀土矿床，矿床平均品位REO为1.07%～5.77%。采用重选—浮选流程获得含稀土为63%～69%的高品位稀土精矿，稀土回收率为40.8%～69%。图3-24独居石海滨砂流程图筛分卵石、贝壳、碎屑等杂物原矿砂重I浮选强磁选锆石英精矿泡沫钛铁矿精矿

电选

尾矿

金红石精矿

重选独居石精矿尾矿

中矿

电选强磁选筛分+-石英相比重轻的硅酸盐等矿物轻方案强磁选

磁性矿物

II磁选钛铁矿精矿电选电选

尾矿

锆石英精矿

强磁选

金红石精矿

尾矿

强磁选重选

独居石精矿中矿强磁选强磁选III电选重选

尾矿

金红石精矿电选

独居石精矿

电选

尾矿

锆石英精矿

钛铁矿精矿稀土矿的分解与净化自然界中没有单一稀土的矿物存在，由于镧系元素它们的物理性质和化学性质十分相似；在稀土矿物中赋存的杂质元素较多，如钍、铀、铌、钽、钛、锆、铁、钙、硅、氟、磷、铅等。所以要想获得单一稀土金属、氧化物和各种盐类，是比较困难的，并且分离稀土元素的工艺是比较复杂的，必须经过湿法冶金过程，将稀土矿物分解进入水溶液中，除去非稀土杂质，制成纯净的混合稀土溶液，再采用化学分离法、溶剂萃取法、离子交换法、氧化还原法得到富集物作为商品出售。化学分离法其中又分为分步法(分步沉淀、分步结晶)和氧化还原法。分步法是分离稀土元素的最古老、最经典的方法，现已被萃取法和离子交换树脂色层法所取代。我国目前稀土分离工艺技术的总体水平与国外相当。生产的单一稀土产品有上百种，单一稀土氧化物的纯度可达95%～99.99%，个别产品可达99.999%(如Y2O3)。火法冶金仅用来生产硅铁稀土合金和稀土金属，所以说稀土的冶炼基本上是湿法冶金化工过程。1、硫酸法分解独居石

一般含REO约50%的精矿，粒度在45-100目即可。首先将独居石与浓硫酸在生铁反应槽中混合，外加热到所需温度，在搅拌条件下反应2-4h，分解率可达到97%-99%，分解反应如下：反应时硫酸的理论用量约为0.6倍的独居石重量。但根据不同的要求，控制不同的反应条件，可以得到不同的反应效果：H2SO4/独居石=1.5-2.5，反应温度为230-250℃，水浸液REO为50-70g/L，可以使稀土和钍的硫酸盐全部进入溶液，H2SO4/独居石=1-15，反应温度为300-50℃，在高压釜中反应，水浸时控制水浸液中含REO为50-70g/L，可以使稀土溶解，而钍不溶解。2、烧碱法分解独居石烧碱法分解独居石对精矿品位要求高，精矿应磨细到325目上下，适当地控制好分解温度、碱用量和碱液浓度，当反应温度超过200℃后，得到的氢氧化稀土酸溶液就比较困难，需加入少许的氟化钠做助溶剂提高溶解速度。分解反应：分解条件：独居石精矿含独居石98%，磨细至-325目占95%，碱用量为NaOH/独居石=1.5，碱液浓度为50%-60%，反应温度为140-150℃（常压反应）或170-175℃（0.3-0.4MPa压煮），前者反应4-6h，分解率达97%，后者反应2h，分解率达99%。如果独居石中含有少量的磷钇矿，则磷钇矿在此温度下不易分解，分解温度应增加到230-250℃才能分解完全。图3-25各种硫酸法分解独居石工艺流程图钠复盐沉淀硫酸分解独居石回收RE回收U、RE、Th加热HNO3溶解煮沸碱转化回收URE2(SO4)3结晶回收RE回收U、RE、Th回收RE