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怎样从矿石中提取铂、金、银、铑贵金属？
如果是矿石中的贵金属，含量一般都比较低，不宜直接用王水溶解。
可采用火法或湿法富集矿石中的贵金属，再使用硝酸提取银，王水提取铂、金，熔炉的方法提取铑。如有疑问可发邮件交流yangyongjun821@163.com
金属矿选矿奥秘
（一）金属矿选矿的定义和作用
1. 选矿的定义
选矿最早英文解释为 Ore Dressing 或 concentration，意为矿砂富集。随后延伸为矿物处理，英文为 Mining process。选矿是利用矿物的物理或物理化学性质的差异，借助不同的方法，将有用矿物同无用的矿物分离，把彼此共生的有用矿物尽可能地分离并富集成单独的精矿，排除对冶炼和其他加工过程有害的杂质，提高选矿产品质量，以便充分、合理、经济地利用矿产资源。
矿物是在地壳中由于自然的物理化学作用或生物作用，所产生的自然元素和自然化合物，如金、银、铜自然元素和黄铁矿、黄铜矿、方铅矿等自然化合物。这些元素和化合物都具有各自的物理性质，如粒度、形状、颜色、光泽、密度、摩擦系数、磁性、电性、放射性、表面润泽性等。这些不同的性质为不同的选矿方法提供了依据。
2. 选矿的作用和地位
自然界蕴藏着极为丰富的矿产资源，但是，除少数富矿外，一般含量都较低，例如，很多铁矿石含铁只有 20% ～ 30%；铜矿石含铜小于 0.5%；铅锌矿石中铅锌的含量不到 5%；铍矿石氧化铍含量 0.05% ～ 0.1%；这样的矿石直接冶炼，极不经济。一般冶金对矿石的含量有一定的要求。如铁矿石中铁的含量最低不得低于 45%；铜矿石中铜的含量最低不得低于 12%；铅矿石含铅不得小于 40%；锌矿石含锌不得小于 40%；氧化铍含量不小于 8%。对于采出的矿石在冶炼之前，必须经过选矿工艺，将主要金属矿物的含量富集几倍、几十倍乃至几百倍才能满足冶炼工艺的要求。
通过选矿手段为冶炼提供“精料”，减少冶炼的物料量，大大提高冶炼的技术经济指标。在选矿过程中大量的废石被排除，减少了炉渣量，一方面减低了能耗和运输成本，同时也相应地减少了炉渣中的金属损失，大大提高了冶炼的回收率。例如，某冶炼厂将铜精矿含量提高1%，每年可多生产粗铜 3135 吨。某钢铁公司将铁精矿含量提高 1%，高炉产量提高 3%，节约石灰石 4% ～ 5%，减少炉渣量 1.8% ～ 2%。目前，我国要求入炉炼铁磁铁矿含量在 65% 以上，如果铁精矿含量达到 68% 以上，可以采用直接炼钢工艺，大大简化冶炼流程。
通过选矿工艺可以减少冶炼原料中有害元素的危害，变害为利，综合回收金属资源。自然界中的矿石往往含有多种有用成分，例如，铜、铅、锌等有色金属往往共生或伴生于同一矿床中；铁既有单一的铁矿石，也有铁－铜、铁－硫、钒钛铁等共生矿石。冶炼过程中对原料中某些共生或伴生元素，常视为有害杂质。例如，炼铜的原料中含铅、锌都是有害杂质。炼铁原料中含硫、磷和其他有色金属都是有害杂质。但将这些杂质提前通过选矿工艺使之分离分别富集后，分别冶炼，变害为利。
选矿也作为冶炼工艺中的一个中间过程，用以提高选矿、冶炼两个过程的总的经济效益。例如，我国金川有色金属公司冶炼厂现有的生产流程是将铜－镍混合精矿用电炉熔炼、转炉吹炼，产出高冰镍，经过缓冷后，再破碎磨矿，用浮选法获得铜精矿和镍精矿，用磁选法得到合金。此后分别进入各自的冶炼系统提取金属铜、镍和贵金属。
选矿是冶金、化工、建材等工业部门必不可少的极其重要的一环。选矿技术的发展，大大地扩大了工业原料基地，从而使那些以前因为含量太低或成分复杂而不能在工业上应用的矿床变为有用矿床。
近 20 多年来，随着科学技术和经济建设的迅猛发展，对矿产资源的需求量与日俱增，矿产资源开采量翻番，周期愈来愈短，易采易选的单一富矿愈来愈少，嵌布粒度细、含量低的难选复合矿的开采量愈来愈大，对矿产品加工过程中的环保要求越来越高，这些都需要通过选矿方法来解决。
（二）选矿方法
目前常用的选矿方法主要是重选、浮选、磁选和化学选矿，除此而外还有电选、手选、摩擦选矿、光电选矿、放射性选矿等。
重力选矿法（简称重选法），是根据矿物密度的不同及其在介质（水、空气、重介质等）中具有不同的沉降速度进行分选的方法，它是最古老的选矿方法之一。这种方法广泛地用来选别煤炭和含有铂、金、钨、锡和其他重矿物的矿石。此外，铁矿石、锰矿石、稀有金属矿、非金属矿石和部分有色金属矿石也采用重选法进行选别。
磁选法，是根据矿物磁性的不同进行分选的方法。它主要用于选别铁、锰等黑色金属矿石和稀有金属矿石。
浮游选矿法（简称浮选法），是根据矿物表面的润泽性的不同选别矿物的方法。目前浮选法应用最广，特别是细粒浸染的矿石用浮选处理效果显著。对于复杂多金属矿石的选别，浮选是一种最有效的方法。目前绝大多数矿石可用以浮选处理。
化学选矿法，基于矿物和矿物组分的化学性质的差异，利用化学方法改变矿物组成，然后用相应方法使目的组分富集的矿物加工工艺。目前对氧化矿石的处理效果非常明显，也是处理和综合利用某些贫、细、杂等难选矿物原料的有效方法之一。
电选法是根据矿物电性的不同来进行选别的方法。
手选法是根据矿物颜色和光泽的不同来进行选别的方法。
摩擦选矿是利用矿物摩擦系数的不同对矿物进行分选的方法。
光电选矿是利用矿物反射光的强度不同对矿物进行选别的方法。
放射性选矿是利用矿物天然放射性和人工放射性对矿物进行选别的方法。
（三）选矿过程
选矿是一个连续的生产过程，由一系列连续的作业组成，表示矿石连续加工的工艺过程为选矿流程（图 6-7-1）。
矿石的选矿处理过程是在选矿厂里完成的。不论选矿厂的规模大小（小型选矿厂日处理矿石几十吨，大型选矿厂日处理矿石量高达数万吨以上），但无论工艺和设备如何复杂，一般都包括以下三个最基本的过程。
选别前的准备作业：一般矿石从采矿场采出的矿石粒度都较大，必须经过破碎和筛分、磨矿和分级，使有用矿物与脉石矿物、有用矿物和无用矿物相互分开，达到单体分离，为分选作业做准备。
选别作业：这是选矿过程的关键作业（或称主要作业）。它根据矿物的不同性质，采用不同的选矿方法，如浮选法、重选法、磁选法等。
产品处理作业：主要包括精矿脱水和尾矿处理。精矿脱水通常由浓缩、过滤、干燥三个阶段。尾矿处理通常包括尾矿的储存和尾水的处理。
有的选矿厂根据矿石性质和分选的需要，在选别作业前设有洗矿，预先抛废（即在较粗的粒度下预先排出部分废石）以及物理、化学与处理等作业，如赤铁矿的磁化焙烧等作业。
（四）选矿技术在新疆矿山的应用
新疆应用选矿技术可追溯到古代，新疆远在 300 年前，就在阿勒泰地区的各个沟内利用金的比重大的特点，从砂金矿中淘洗黄金，这就是重选的原始雏形。但在新中国成立之前，新疆没有一处正规的选矿厂，全部都是采用人工方式手选和手淘，生产效率极其低下，只能处理比重差异大的砂金矿和根据颜色手选出黑钨矿石。新中国成立后，新疆选矿技术有了长足的发展，磁选技术应用于铁矿山，建成年处理量 80 万吨的磁选矿厂，为钢铁企业源源不断地提供高品质的铁精粉。浮选应用于铅锌矿、铜矿、金矿山，先后建成康苏铅锌浮选厂、喀拉通克铜镍浮选厂、哈图金浮选厂，促进了新疆有色工业的发展。重选、浮选、磁选联合应用于新疆北部阿勒泰地区的稀有金属矿山，为我国的早期国防建设提供所需的锂、铍、钽、铌等稀有金属资源。以下是目前新疆有代表性的选矿厂。
1. 康苏铅锌矿浮选选矿
康苏选矿厂是新疆第一座机械化浮选厂，1952 年开始建设，设计生产规模为 250 吨 / 天，1954 年投产。该厂是由前苏联专家参与指导设计，前期主要处理喀什地区沙里塔什的方铅矿和闪锌矿，1961 年开始处理乌拉根氧化铅锌矿。康苏选厂最初投产时是采用苏联专家设计的流程和药剂制度进行浮选，流程采用氰化物与硫酸锌作闪锌矿的抑制剂，以苏打作 pH 值的调整剂，并添加了少量的硫化钠，先将铅矿优先选出后，再将锌矿物选出。该流程没有取得较好的经济指标，大部分锌矿被选入铅矿中。后经过我国工程技术人员和苏联专家的共同努力，通过几次技术改造，在流程结构、技术参数和生产管理方面进行了革新和改进。将部分德国式的浮选机改成苏式米哈诺贝尔 5A 型充气量大的浮选机，使用水力旋流器代替螺旋分级机，加强了中矿再磨循环，增加了锌浮选时间，降低了锌浮选矿浆碱度，合理控制破碎粒度和钢球装入量，严格贯彻技术操作规程和技术监督等。使各项指标得到稳步提升。铅回收率由 71% 提高到 90%，锌回收率由 13% 提高到 41%。其选矿过程见浮选工艺流程图（图 6-7-2）。
2. 新疆八一钢铁厂磁铁矿浮磁选选矿
新疆八一钢铁选矿厂与 1989 年建成投产，设计处理能力 80 万吨 / 年，主要处理高硫磁铁矿。矿石由矿山采出后，运输到选矿厂，经两段破碎一段磨矿后，矿浆进入浮－磁车间。选出的硫精矿销售给新疆境内的一些化工厂和化肥厂，铁精矿供球团和烧结使用。尾矿浓缩后，用水隔泵输送至尾矿库，晾干后，一部分尾矿成为八钢西域水泥厂铁质校正原料。新疆八一钢铁厂简易浮磁选流程图（图 6-7-3）。
3. 喀拉通克铜镍矿浮选选矿
喀拉通克铜镍矿是新疆目前最大的铜镍生产基地，矿山一期为采冶工程，采出的特富矿块直接进入鼓风炉熔炼成低冰镍，经过几年的生产特富矿逐渐减少。为充分利用矿产资源，在二期改造中增加了优先选铜－铜镍混合浮选流程，日处理原矿 900 吨。
原矿直接从采场经竖井提升到地面，通过窄轨输送到原矿仓，原矿仓的矿石经群式给矿机由带式输送机送至中间矿仓。经重型板式给矿机、带式输送机，送至自磨机进行一段磨矿，自磨机排矿给入与格子型球磨机闭路的高堰式双螺旋分级机，进行二段磨矿。分级机溢流经砂泵扬送至水力旋流器组，沉砂进入溢流型球磨机，进行三段磨矿。三段磨矿排矿与第一段分级机溢流合并，经砂泵扬送至水力旋流器组，旋流器溢流，自流至浮选厂房的搅拌槽内，加药后进入浮选作业。浮选采用一次铜粗选、一次铜精选、一次铜镍混合浮选、一次铜镍扫选、三次铜镍精选后，产出铜精矿、铜镍混合精矿及尾矿，分别送至脱水厂房。铜精矿、铜镍混合精矿经过脱水后分别送入铜精矿库和冶炼厂原料库。浮选尾矿经高效浓密机脱水后，用泵杨送至采矿场充填站，作为充填原料。喀拉通克铜镍矿简易选矿工艺流程图（图 6-7-4）。
4. 哈图金矿黄金混汞－浮选选矿
哈图矿区是新疆历史上有名的岩金产地，早在乾隆年间便开始开采，主要采用的是土法重选法，将采出的矿石用石碾盘碾碎，通过淘洗的方式回收比重大的金粒。大量的细粒金无法回收，致使许多淘金者亏损严重。
1983 年通过实验研究，采用“混汞—浮选—部分焙烧—氰化”原则流程，哈图金矿建成了新疆第一座现代化的黄金生产矿山，日处理原矿 100 吨。1986 年通过改进破碎工艺，新增 100吨 / 天的浮选系列，使产能达到 200 吨 / 天。哈图金矿混汞浮选工艺流程图（图 6-7-5）。
原矿由采厂通过汽车运到原矿仓，原矿经颚式破碎机进行一段破碎。然后经皮带运输机运到圆锥破碎机，进行二段破碎，破碎产物由圆振筛筛分后，筛下矿物由皮带运输机运送至粉矿仓，筛上矿物返回圆锥破碎机再破。粉矿仓经给矿机和皮带运输机送至格子型球磨机磨矿，磨矿排矿自流通过镀银铜板（俗称汞板）进行混汞作业，通过汞板表面粘附的汞吸附单体解理的金形成汞齐，通过冶炼回收部分黄金。矿浆经过汞板后，用高堰式螺旋分级机，溢流进入浮选工序，返砂进入球磨机再磨。浮选工序采用一次粗选、二次精选、一次扫选流程选的浮选精矿。浮选精矿脱水经过焙烧和进行冶炼后得到金锭。
5. 可可托海稀有金属矿重、磁、电、浮联合选矿
可可托海以稀有金属储量大，品种多而闻名中外，铍、锂、钽、铌、铷、铯、锆、铪等稀有元素在许多矿带中均有不同程度的分布，因而造成选矿上的复杂性和难度。经过众多科技人员 10 年的反复实验研究，从手工选矿到单一矿物选矿，发展到最后的重磁浮联合选矿流程，分选出锂精矿、铍精矿、钽铌精矿，突破了这一世界性的难题，促进了选矿技术的发展。
1953 年，为回收绿柱石和钽铌矿在 3 号矿脉小露天采场东北角兴建了一座简易的 30 多米长的手选室，改善了手选的工作环境，提高了手选效率。另外，在 3 号矿脉尾矿堆附近兴建了一座 20 吨 / 天的钽铌重选厂，采用对滚一段破碎、跳汰、摇床、溜槽进行重选，回收钽铌矿。1957 ～ 1958 年，将手选筛下的尾矿，用方螺旋溜槽进行富集，每年产出的氧化锂精矿接近万吨。
1963 年，经过科研院所近 8 年的选矿试验研究，国家计委批准兴建 750 吨 / 天的选矿厂（“87 － 66”机选厂），综合回收氧化锂精矿和钽铌精矿。选厂工艺流程简图（图 6-7-6）。根据可可托海矿伟晶岩体分带开采的特点，选厂采用三个系统分别对三种类型的矿石（铍矿石、锂矿石、钽铌矿石）进行选别。采用联合选矿工艺综合回收矿石中的锂铍钽铌矿物。先利用重力－磁法－电磁法选矿，从原矿含量只有 0.01% ～ 0.02%（Ta、Nb）203 的原矿中选50% 以上的（Ta、Nb）203 钽铌精矿，然后再用碱法锂铍优先浮选，先优浮选锂再选铍。
可可托海选厂选矿工艺的不断改进，使我国花岗伟晶岩类型矿石钽铌、锂、铍选矿工艺水平进入世界先进行列。
6. 选矿技术的发展方向
在美国、日本、德国等国家对选矿技术的发展非常重视，选矿技术的不断进步和创新，促进了这些国家矿产资源的开发和综合利用沿着可持续发展前进。在矿物破碎方面，美国开发了超细破碎机和高压对滚机，降低球磨机入料粒度，节约了能耗。同时在不断研究外加电场、激光、微波、超声、高频振荡、等离子处理矿石对粉碎和分选的影响。在矿物分选方面，已经或正在研究“多种力场”联合作用的分选设备，并不断将高技术引入选矿工程领域，诸如将超导技术引入磁选，将电化学及控制技术引入浮选等。在选矿工艺管理方面，将工艺控制过程自动化，并将“专家控制系统”与“最优适时控制”相结合，以达到根据矿石性质调整控制参数，使选矿生产工艺流程全过程保持最优状态。
随着我国国民经济的快速发展，对矿产品的需求不断增长，选矿工程技术面临着资源、能源、环保的严峻挑战和发展机遇。以下领域的技术创新将是今后选矿的发展方向：
一是研究开发高效预选设备、高效节能新型破磨与分选设备，以及固液分离新技术与装备，大幅降低矿石粉碎固液分离过程的能耗。
二是研究各种能场的预处理对矿物粉碎和分选行为的影响，开发利用各种能场的预处理新技术，以提高粉碎效率和分选精度。
三是开发高效分选设备、高效无毒的新药剂，重点研究复合力场分选新设备、多种成分协同作用的新药剂以及处理贫、细、杂难选矿石的综合分选新技术。
四是在矿石综合利用研究中，开发无废清洁生产工艺，加强尾矿中矿物的分离、提纯、超细、改性的研究，使其成为市场需要的产品，为矿物物料工业向矿物材料工业转化提供新技术。
五是大力将高新技术引进矿物工程领域，重点开展矿物生物工程技术、电化学调控和电化学控制浮选技术、过程自动寻优技术，以及高技术改造传统产业的新技术研究。
六是加强基础理论与选矿技术相结合的新型边缘科学研究，促进新一代矿物分选理论体系的形成，并派生出新兴的矿物分选和提纯技术。
铜金属是怎样从矿石中提取的？
转化成铜盐，电解 如电解硫酸铜溶液（湿法炼铜）
还可以用用还原法，比如一氧化碳还原氧化铜，就是用木炭高温加热（火法炼铜）
1000度左右会分解成Cu2O和氧气，分解成铜不知道可不可以的，没人研究过，这种反应对人类发展意义不大，如果可以需要的条件很苛刻，根本就不用我们去考虑，化学是服务于工业和生物医学的，放心，这种问题一般不会被提及的。一般常温下的固态金属从氧化物中提取只能还原和电解。
这是工业炼铜的方法，对不是学冶炼工业的人来说知道以上的就可以了
水法炼铜的原理是：CuSO4+Fe=Cu+FeSO4
水法炼铜也称胆铜法，湿法炼铜，其生产过程主要包括两个方面。一是浸铜，就是把铁放在胆矾（CuSO4·5H2O）溶液（俗称胆水）中，使胆矾中的铜离子被金属置换成单质铜沉积下来；二是收集，即将置换出的铜粉收集起来，再加以熔炼、铸造。各地所用的方法虽有不同，但总结起来主要有三种方法：第一种方法是在胆水产地就近随地形高低挖掘沟槽，用茅席铺底，把生铁击碎，排放在沟槽里，将胆水引入沟槽浸泡，利用铜盐溶液和铁盐溶液颜色差异，浸泡至颜色改变后，再把浸泡过的水放去，茅席取出，沉积在茅席上的铜就可以收集起来，再引入新的胆水。只要铁未被反应完，可周而复始地进行生产。第二种方法是在胆水产地设胆水槽，把铁锻打成薄片排置槽中，用胆水浸没铁片，至铁片表面有一层红色铜粉覆盖，把铁片取出，刮取铁片上的铜粉。第二种方法比第一种方法麻烦是将铁片锻打成薄片。但铁锻打成薄片，同样质量的铁表面积增大，增加铁和胆水的接触机会，能缩短置换时间，提高铜的产率。第三种方法是煎熬法，把胆水引入用铁所做的容器里煎熬。这里盛胆水的工具既是容器又是反应物之一。煎熬一定时间，能在铁容器中得到铜。此法长处在于加热和煎熬过程中，胆水由稀变浓，可加速铁和铜离子的置换反应，但需要燃料和专人操作，工多而利少。所以宋代胆铜生产多采用前两种方法。宋代对胆铜法中浸铜时间的控制，也有比较明确的了解，知道胆水越浓，浸铜时间可越短；胆水稀，浸铜的时间要长一些。可以说在宋代已经发展从浸铜方式、取铜方法、到浸铜时间的控制等一套比较完善的工艺。
火法炼铜 主要原料是硫化铜精矿，一般包括焙烧、熔炼、吹炼、精炼等工序.
焙烧 分半氧化焙烧和全氧化焙烧（“死焙烧”），分别脱除精矿中部分或全部的硫，同时除去部分砷、锑等易挥发的杂质。此过程为放热反应，通常不需另加燃料。造锍熔炼一般采用半氧化焙烧，以保持形成冰铜时所需硫量；还原熔炼采用全氧化焙烧；此外，硫化铜精矿湿法冶金中的焙烧，是把铜转化为可溶性硫酸盐，称硫酸化焙烧。
熔炼 主要是造锍熔炼，其目的是使铜精矿或焙烧矿中的部分铁氧化，并与脉石、熔剂等造渣除去，产出含铜较高的冰铜（xCu2S·yFeS）。冰铜中铜、铁、硫的总量常占80%～90%，炉料中的贵金属，几乎全部进入冰铜。
冰铜含铜量取决于精矿品位和焙烧熔炼过程的脱硫率，世界冰铜品位一般含铜40%～55%。生产高品位冰铜，可更多地利用硫化物反应热，还可缩短下一工序的吹炼时间。熔炼炉渣含铜与冰铜品位有关，弃渣含铜一般在0.4%～0.5%。熔炼过程主要反应为：
2CuFeS2→Cu2S+2FeS+S
Cu2O+FeS→Cu2S+FeO
2FeS+3O2+SiO2→2FeO·SiO2+2SO2
2FeO+SiO2→2FeO·SiO2
造锍熔炼的传统设备为鼓风炉、反射炉、电炉等，新建的现代化大型炼铜厂多采用闪速炉。
鼓风炉熔炼 鼓风炉是竖式炉，小国很早就用它直接炼铜。传统的方法为烧结块鼓风炉熔炼。硫化铜精矿先经烧结焙烧脱去部分硫，制成烧结块，与熔剂、焦炭等按批料呈层状加入炉内，熔炼产出冰铜和弃渣，此法烟气含SO2低，不易经济地回收硫。为消除烟害，回收精矿中的硫，20世纪50年代，发展了精矿鼓风炉熔炼法，即将硫化铜精矿混捏成膏状，再配以部分块料、熔剂、焦炭等分批从炉顶中心加料口加入炉内，形成料封，减少漏气，提高SO2浓度。混捏料在炉内经热烟气干燥、焙烧形成烧结料柱，块状物料也呈柱状环绕在烧结料柱的周围，以保持透气性，使熔炼作业正常进行。中国沈阳冶炼厂、富春江冶炼厂等采用此法。
反射炉熔炼 适于处理浮选的粉状精矿。反射炉熔炼过程脱硫率低，仅20％～30％，适于处理含铜品位较高的精矿。如原料含铜低、含硫高，熔炼前要先进行焙烧。反射炉生产规模可大型化，对原料，燃料的适应性强，长期来一直是炼铜的主要设备，至80年代初，全世界保有的反射炉能力仍居炼铜设备的首位。但反射炉烟气量大，且含SO2仅1%左右，回收困难。反射炉的热效率仅25%～30%，熔炼过程的反应热利用较少，所需热量主要靠外加燃料供给。70年代以来，世界各国都在研究改进反射炉熔炼，有的采用氧气喷撒装置将精矿喷入炉内，加强密封，以提高SO2浓度。中国白银公司第一冶炼厂将铜精矿加到反射炉中的熔体内，鼓风熔炼，提高了熔炼强度，烟气可用于制取硫酸。
反射炉为长方形，用优质耐火材料砌筑。燃烧器设在炉头部，烟气从炉尾排出，炉料由炉顶或侧墙上部加入，冰铜从侧墙底部的冰铜口放出，炉渣从侧墙或端墙下的放渣口排出。炉头温度1500℃～1550℃，炉尾温度1250℃～1300℃，出炉烟气1200℃左右。熔炼焙烧矿时，燃料率10%～15%，床能率3～6t／(m2·日)。铜精矿直接入炉，燃料率16%～25%，床能率为2～4t/(m2·日)，称生精矿熔炼。中国大冶冶炼厂采用270m2反射炉熔炼生精矿。
电炉熔炼 炼铜采用电阻电弧炉即矿热电炉，对物料的适应性非常广泛，一般多用于电价低廉的地区和处理含难熔脉石较多的精矿。电炉熔炼的烟气量较少，若控制适当，烟气中SO2浓度可达5%左右，有利于硫的回收。
铜熔炼电炉多为长方形，少数为圆形。大型电炉一般长30 m～35m，宽8 m～10m，高4 m～5m，采用六根直径为1.2 m～1.8m的自焙电极，由三台单相变压器供电。电炉视在功率3000～50000千伏安，单位炉床面积功率100kw/m2左右，床能率3～6t/(m2·日)，炉料电耗400～500kw·h/t，电极糊消耗约2～3kg/t。中国云南冶炼厂采用30000kVA电炉熔炼含镁高的铜精矿。
闪速熔炼 是将硫化铜精矿和熔剂的混合料干燥至含水0.3%以下，与热风（或氧气、或富氧空气）混合，喷入炉内迅速氧化和熔化，生成冰铜和炉渣。其优点是熔炼强度高，可较充分地利用硫化物氧化反应热。降低熔炼过程的能耗。烟气中SO2浓度可超过8%。闪速熔炼可在较大范围内调节冰铜品位，一般控制在50%左右，这样对下一步吹炼有利。但炉渣含铜较高，须进一步处理。
闪速炉有奥托昆普型和国际镍公司型两种。70年代末世界上已有几十个工厂采用奥托昆普型闪速炉，中国贵溪冶炼厂也采用此种炉型。
冰铜吹炼 利用硫化亚铁比硫化亚铜易于氧化的特点，在卧式转炉中，往熔融的冰铜中鼓入空气，使硫化亚铁氧化成氧化亚铁，并与加入的石英熔剂造渣除去，同时部分脱除其他杂质，而后继续鼓风，使硫化亚铜中的硫氧化进入烟气，得到含铜98%～99%的粗铜，贵金属也进入粗铜中。
一个吹炼周期分为两个阶段：第一阶段，将FeS氧化成FeO，造渣除去，得到白冰铜（Cu2S）。冶炼温度1150℃～1250℃。主要反应是：
2FeS＋3O2→2FeO+2SO2
2FeO+SiO2→2FeO·SiO2
第二阶段，冶炼温度1200℃～1280℃将白冰铜按以下反应吹炼成粗铜：
2Cu2S＋3O2→2Cu2O+2SO2
Cu2S+2Cu2O→6Cu+SO2
冰铜吹炼是放热反应，可自热进行，通常还须加入部分冷料吸收其过剩热量。吹炼后的炉渣含铜较高，一般为2%～5%，返回熔炼炉或以选矿、电炉贫化等方法处理。吹炼烟气含SO2浓度较高，一般为8%～12%，可以制酸。吹炼一般用卧式转炉，间断操作。表压约1kgf/cm2的空气通过沿转炉长度方向安设的一排风眼鼓入熔体，加料、排渣、出铜和排烟都经过炉体上的炉口。
粗铜精炼 分火法精炼和电解精炼。火法精炼是利用某些杂质对氧的亲和力大于铜，而其氧化物又不溶于铜液等性质，通过氧化造渣或挥发除去。其过程是将液态铜加入精炼炉升温或固态铜料加入炉内熔化，然后向铜液中鼓风氧化，使杂质挥发、造渣；扒出炉渣后，用插入青木或向铜液注入重油、石油气或氨等方法还原其中的氧化铜。还原过程中用木炭或焦炭覆盖铜液表面，以防再氧化。精炼后可铸成电解精炼所用的铜阳极或铜锭。精炼炉渣含铜较高，可返回转炉处理。精炼作业在反射炉或回转精炼炉内进行。
火法精炼的产品叫火精铜，一般含铜99.5%以上。火精铜中常含有金、银等贵金属和少量杂质，通常要进行电解精炼。若金、银和有害杂质含量很少，可直接铸成商品铜锭。
电解精炼是以火法精炼的铜为阳极，以电解铜片为阴极，在含硫酸铜的酸性溶液中进行。电解产出含铜99.95%以上的电铜，而金、银、硒、碲等富集在阳极泥中。电解液一般含铜40～50g/L，温度58℃～62℃，槽电压0.2～0.3V，电流密度200～300A/m2，电流效率95%～97%，残极率约为15%～20%，每吨电铜耗直流电220～300kwh。中国上海冶炼厂铜电解车间电流密度为330A/m2。
电解过程中，大部分铁、镍、锌和一部分砷、锑等进入溶液，使电解液中的杂质逐渐积累，铜含量也不断增高，硫酸浓度则逐渐降低。因此，必须定期引出部分溶液进行净化，并补充一定量的硫酸。净液过程为：直接浓缩、结晶，析出硫酸铜；结晶母液用电解法脱铜，析出黑铜，同时除去砷、锑；电解脱铜后的溶液经蒸发浓缩或冷却结晶产出粗硫酸镍；母液作为部分补充硫酸，返回电解液中。此外，还可向引出的电解液中加铜，鼓风氧化，使铜溶解以生产更多的硫酸铜。电解脱铜时应注意防止剧毒的砷化氢析出。
火法炼铜的其他方法 已应用于工业生产的方法还有：
三菱法 将硫化铜精矿和熔剂喷入熔炼炉的熔体内，熔炼成冰铜和炉渣，而后流至贫化炉产出弃渣，冰铜再流至吹炼炉产出粗铜。此法于1974年投入生产。
诺兰达法 制粒的精矿和熔剂加到一座圆筒型回转炉内，熔炼成高品位冰铜。所产炉渣含铜较高，须经浮选选出铜精矿返回炉内处理。此法于1973年投入生产。
氧气顶吹旋转转炉法 用以处理高品位铜精矿。将铜精矿制成粒或压成块加入炉内，由顶部喷枪吹氧，燃料也由顶部喷入，产出粗铜和炉渣。中国用此法处理高冰镍浮选所得铜精矿。
离析法 用于处理难选的结合性氧化铜矿。将含铜1%～5%的矿石磨细，加热至750℃～800℃后，混以2%～5% 的煤粉和0.2%～0.5%的食盐，矿石中的铜生成气(Cu3Cl3)并为氢还原成金属铜而附着于炭粒表面，经浮选得到含铜50%左右的铜精矿，然后熔炼成粗铜。此法能耗高，很少采用。
稀有元素和贵金属的选矿试验
1.某铌矿床的选矿试验
某铌矿床，Nb2O5的平均品位为0.389%，含Ta2O5很低（一般铌矿床的工业品位要求（Nb2O5+Ta2O5）为0.01%）。Nb2O5储量为1.0×105t，为一大型铌矿床。根据铌钽矿物精矿质量标准最低等级四级品的（Nb2O5+Ta2O5）不小于30%，对该矿床铌的赋存状态分析结果列于表6.4。
从表6.4铌的赋存状态分析结果可见，该铌矿床的绝大多数矿物均含有铌。但从单矿物中含Nb2O5栏可见，只有烧绿石能符合铌钽精矿的质量标准，意即该矿床唯一可供利用的铌的工业矿物只有烧绿石，而烧绿石的矿物量只占0.001%，Nb2O5的分布率只占0.1%，选矿即使能全部回收，也只有100t Nb2O5，该矿实际上是一个“呆矿”，至少在现阶段技术条件下，没有工业利用价值。
2.银矿床的选矿试验
银矿床的选矿，当前主要是选取硫化物银和自然银。银矿床的氧化带很少见氧化物（包括碳酸盐、硫酸盐等）银。银的次生矿物最常见的是AgCl。在银矿床地表的铁锰氧化物淀积层中常可富集相当量的Ag，还有各种非硫化物脉石，特别是硅酸盐矿物中也可包裹有少量的Ag。通常这三种状态的Ag在浮选中是难以回收的。铁锰氧化物中的Ag含量较高时，则可用强磁选方法回收这部分Ag。因此，用物相分析查明矿石中的各种矿物相和各种状态Ag的分布率，对指导选矿工艺流程的设计和回收率的估算很有价值。表6.5中列举了四个银矿床的相态分析结果和不同选别手段所得的Ag回收率。Ag氧化率一栏系指难为浮选所回收的部分Ag。
表6.4 某铌矿床中铌的赋存状态分析
表6.5 若干银矿床的Ag物相分析与选矿技术指标的关系
注：①Ag氧化率系指
，这里均指质量分数。
从表6.5的Ag氧化率和选矿回收率两栏结果可见，实际上浮选的回收率要比各种硫化物Ag和自然Ag的占有率为高。这是由于部分Ag在硫化物被氧化后，Ag+尚未脱离母体硫化物即形成AgCl沉淀所致。这种状态的AgCl在浮选中将被硫化物矿物夹带入精矿之中。同时，在浮选精矿中也夹带有部分铁锰氧化物吸附Ag（参看HJ-1 样的物相分析）。
从HC-1的铁锰氧化物吸附Ag相结果和强磁选Ag的回收率可见两者之间吻合得很好。
铑矿和冶炼技术有哪些
铑矿是含有稀有金属铑的矿石，铑的提炼专利技术是一个比较复杂的技术，由于涉及众多的化学专业技术和工业提炼技术，因此成熟度要求较高。
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