浸出的目的是什么

主要是工业上说的废水废气废渣.

废水——主要是湿法冶炼过程中（酸性浸出、碱性浸出、萃取、制备硫酸、洗渣等）排除的工业废水,其一般含有重金属,如铜、锌、铅、镉、钴等,特别是镉、铅、钴等毒性大的金属,会对土壤、江河等造成污染.造成的土壤污染主要是改变土壤的性质,造成植物死亡、无法种植庄稼等,或者庄稼作物含超标的重金属元素；未经处理或为达到排放标准的废水直接排入江河,会造成江河的污染,不但使得其中的生物死亡,也直接影响到人类用水.近几年出现过影响很坏冶金污染事件,如株洲冶炼厂排放的污水直接排入湘江,导致湘江污染很严重；韶关冶炼厂排放的污水导致珠江水重金属超标,直接影响珠江下游居民饮水,冶炼厂附近的农田无法种植水稻,居民的血铅严重超标等等；广西龙江河镉污染事件等等.这些都是简报了的,还有很多没有报道的.

废气——主要是火法冶金排放的废气,其中主要含有二氧化硫等有害的气体.含二氧化硫的气体遇到雨天就会变成酸雨,酸雨对土壤、植物、江河等有很大的危害.因为废气是流动的,往往形成酸雨降落下来的地方不是排放源地,甚至远在万里之外.这里报道是有挺多的,只不过没有很明确的指出是谁排放的废气.

废渣——无论是湿法冶金还是火法冶金都有废渣.火法冶炼得到的渣基本是稳定的,不会因为雨水或者时间会使得其中的有害金属进入土壤或水中造成污染,但是其排放量大,目前的技术有无法使其得到合理的使用,使用占地大,也是目前要处理的问题之一.而湿法冶金过程中得到的渣,用于采用酸性浸出或者碱性浸出,使得其中的铅、镉、钴等有害金属化合物变成不稳定的化合物,堆放时间长了或者露天堆放遇雨水,其中的不稳定的化合物会分解加入水中,使铅、镉、钴等进入水中,污染土壤和水.影响很恶劣的广西龙江河镉污染事件就是这类.

湿法冶金的原理：把金属铁放入硫酸铜溶液中，将硫酸铜中的铜置换出来。

1、湿法冶金就是金属矿物原料在酸性介质或碱性介质的水溶液进行化学处理或有机溶剂萃取、分离杂质、提取金属及其化合物的过程。

2、湿法冶金作为一项独立的技术是在第二次世界大战时期迅速发展起来的，在提取铀等一些矿物质的时候不能采用传统的火法冶金，而只能用化学溶剂把他们分离出来，这种提炼金属的方法就是湿法冶金。

随着矿石品位的下降和对环境保护要求的日益严格，湿法冶金在有色金属生产中的作用越来越大，湿法冶金主要包括浸出、液固分离、溶液净化、溶液中金属提取及废水处理等单元操作过程。

扩展资料：

根据浸出剂的不同可分为酸浸出、碱浸出和盐浸出。根据浸出化学过程分为氧化浸出和还原浸出。根据浸出方式分为堆浸、就地浸、渗滤浸、搅拌浸出、热球磨浸出、管道浸出、流态化浸出。根据浸出过程的压力可分为常压浸出和加压浸出 。

影响浸出速度的因素主要有固体物料的组成、结构和粒度、浸出剂的浓度、浸出的温度、液固相相对流动的速度和矿浆粘度等。

对金属或低价金属氧化物而言，氧化浸出的目的是使金属氧化为离子或使低价离子氧化为易溶性高的高价离子进入溶液。前者如含金、银矿石的氰化浸出。

参考资料来源：百度百科——湿法冶金

有色金属也分很多类，重、轻、稀、贵，冶炼方法也不同，重冶以铜为例，原料多为硫化物，冶炼过程包括造锍熔炼、氧化精炼、火法精炼和电解精炼四部分。轻冶以铝为例，原料多为氧化物，冶炼方法包括拜耳法（Al2O3(1或3)H2O+2NaOH＝2NaAl(OH)4 拜耳法循环 向左分解，向右溶出。铝酸钠中加氢氧化铝晶种结晶的氢氧化铝）和碱石灰烧结法（烧结生成铝酸钠，净化后通二氧化碳的到氢氧化铝），氢氧化铝加热分解得氧化铝，电解得纯铝。稀冶以钨为例，原料为白钨矿（钨酸钙）和黑钨矿（钨酸铁 钨酸锰）处理方法有苏打高压浸出法、苛性钠溶液浸出法、盐酸浸出法，碱法得到的溶液可以用离子交换法净化和转型成APT产品。

黑色金属冶金主要是铁的冶炼，氧化矿为主，高炉中以焦炭为还原剂，鼓入氧气，氧化矿还原得生铁。生铁含C高，转炉鼓氧将C氧化，得钢。

上面是简单介绍，你问的问题太大啦

主要可以分为湿法冶炼和火法冶炼:

湿法冶炼一般适应于所要回收的元素在矿石的品位较低的情况,而火法冶炼则用于回收高品位的矿,比如火法冶炼铜铅的原料是铜精粉、铅精粉等这些精粉里的相应金属元素含量一般都在50%以上，甚至更高。

黄金冶炼厂是冶炼黄金的,目前,其从金精粉提取黄金主要是两种工艺流程:

其一是:金精粉直接氰化工艺,在这个工艺中,直接向金精粉原料中加入浸金药剂,进行浸金,将矿粉中的金溶于溶液,然后经固液分离设备,将含金溶液分离出来,加入还原剂将金还原,然后精炼后,熔铸成金锭.

其二是:金精粉经焙烧炉焙烧后,焙烧渣经酸浸,回收其中的铜等元素(因为矿粉中的铜对浸金是不利的),然后,再加氰化浸金药剂,将金浸出,后面的工序与方法一相同.

但这两种工艺都属于湿法。

你这个叫法太不专业。叫恒温浸出，就是恒定一定温度，搅拌浸出。

在湿法冶金中，浸出是最重要一步，可以让有价金属进入溶液，浸出率是衡量浸出好坏的标准。浸出包括很多：碱性浸出，酸性浸出，络合浸出，氧化还原浸出，中性浸出，加压浸出。

碱性浸出：包括铝与钨等的浸出，

酸性浸出：绝大多数有色金属：铜、钴、镍、稀土、锌、锰等等

中性浸出：主要针对一些易容于水的矿，以及一些焙烧后矿的浸出，以及作为一些酸浸后回调的一种方法。比如锌的中性浸出。

络合浸出：比如钴镍的氨浸。

细菌冶金又称微生物浸矿，是近代湿法冶金工业上的一种新工艺。它主要是应用细菌法溶浸贫矿、废矿、尾矿和大冶炉渣等，以回收某些贵重有色金属和稀有金属，达到防止矿产资源流失，最大限度地利用矿藏的一种冶金方法。

细菌冶金始于1974年，当时美国科学家Colmer和Hinkle从酸性矿水中分离出了一株氧化亚铁杆菌（Thiobacillus ferrooxidans）。此后美国的布利诺等又从犹他州宾厄姆峡谷矿水中分离得到了氧化硫硫杆菌（T.thiooxidans）和氧化亚铁硫杆菌，用这两种菌浸泡硫化铜矿石，结果发现能把金属从矿石中溶解出来。至此细菌冶金技术开始发展起来。在美国，约有10％的铜系应用此法生产所得，仅宾厄姆峡谷采用细菌冶钢法，每年就可回收铜72 000t。更引人注目的是铀也可采用细菌冶金法采冶回收。据报导，在加拿大安大略州伊利澳特湖地区，至少有三个铀矿公司在进行这项工作。如斯坦洛克公司从附近湖水中引入含有氧化亚铁硫杆菌的湖水处理大量贫矿，每月可回收铀的氧化物7 000 kg。

（一）细菌冶金的原理

关于细菌从矿石中把金属溶浸出来的原理，至今仍在探讨之中。有人发现，细菌能把金属从矿石中溶浸出来是细菌生命活动中生成的代谢物的间接作用，或称其为纯化学反应浸出说，是指通过细菌作用产生硫酸和硫酸铁，然后通过硫酸或硫酸铁作为溶剂浸提出矿石中的有用金属。硫酸和硫酸铁溶液是一般硫化物矿和其它矿物化学浸提法（湿法冶金）中普通使用的有效溶剂。例如氧化硫硫杆菌和聚硫杆菌能把矿石中的硫氧化成硫酸，氧化亚铁硫杆菌能把硫酸亚铁氧化成硫酸铁。其反应式如下：

2S+3O2+2H2O→2H2SO4

4FeSO4+2H2SO4+O2→2Fe2(SO4)3+2H2O

通过上述反应，细菌得到了所需要的能量，而硫酸铁可将矿石中的铁或铜等转变为可溶性化合物而从矿石中溶解出来，其化学过程是：

FeS2（黄铁矿）+7Fe2(SO4)3+8H2O→15FeSO4+8H2SO4

Cu2S（辉铜矿）+2Fe2(SO4)3→2CuSO4+ 4FeSO4+S

有关的金属硫化物经细菌溶浸后，收集含酸溶液，通过置换、萃取、电解或离子交换等方法将各种金属加以浓缩和沉淀。

有的研究者认为细菌冶金的原理是细菌对矿石具有直接浸提作用。他们发现，一些不含铁的铜矿如辉铜矿、黝铜矿等不需要加铁，氧化亚铁硫杆菌同样可以明显地将铜浸出；也就是说，细菌对矿石存在着直接氧化的能力，细菌与矿石之间通过物理化学接触把金属溶解出来。有的研究者还发现，某些靠有机物生活的细菌，可以产生一种有机物，与矿石中的金属成分嵌合，从而使金属从矿石中溶解出来。电子显微镜照片也证实：氧化硫硫杆菌在硫结晶的表面集结后，对矿石浸蚀有痕迹。此外，微生物菌体在矿石表面能产生各种酶，也支持了细菌直接作用浸矿的学说。

（二）细菌冶金中的微生物及培养条件

参与细菌冶金的微生物有很多种，主要有以下几种：氧化硫硫杆菌、排硫杆菌（T．thioparus）、脱氨硫杆菌（T．denitrificans）和一些异养菌、氧化亚铁硫杆菌（如芽孢杆菌属、土壤杆菌属）等。

细菌冶金中的微生物多为化能自养型细菌，它们一般多耐酸，甚至在pH1以下仍能生存。有的菌能氧化硫及硫化物，从中获取能量以供生存。表1中列举了细菌冶金中几种主要细菌的特征。

在培养冶金的细菌时，首先应根据矿石种类及其各种组分与杂质情况不同，选出适宜的菌种。必要时可通过育种的方法使菌株增强对全属的耐受性及溶浸效率。其次，配制适宜的培养基以扩大培养所需细菌。由于冶金菌多为自养型细菌，培养基中一般不需加入磷源，但需加入硫酸胺或硝酸钾、磷酸钾、硫酸镁、硫酸铁、硫等作为N及矿物质来源。培养基的pH以3～4为宜。培养温度为28～32 ℃。培养过程中必须通气以利繁殖。一般在培养过程中应避免阳光照射。有人曾设计了一种新的“9K”培养基，每毫升培养基可获细菌细胞2～4×108个，为培养大量细菌应用于冶金工业提供了有利条件。

（三）细菌冶金的方法

根据矿石的配置状态，其生产形式主要有以下三种：

1．堆浸法

通常有矿山附近的山坡、盘地、斜坡等地上，铺上混凝土、沥清等防渗材料，将矿石堆集其上，然后将事先准备好的含菌溶浸液用泵自矿堆顶面上浇注或喷淋矿石的表面（在此过程中随之带入细菌生长所必须的空气），使之在矿堆上自上而下浸润，经过一段时间后浸提出有用金属。含金属的侵提液积聚在矿堆底部，集中送入收集池中，而后根据不同金属性质采取适当方法回收有用金属。回收金属之后的含菌溶浸液经用硫酸调节pH后，可再次循环使用。

这种方法常占用大面积地面，所需劳动力亦较大，但可处理较大数量的矿石，一次可处理几千到几十万吨。

2．池浸法 在耐酸池中，堆集几十至几百t矿石粉，池中充满含菌浸提液，再加以机械搅拌以增大冶炼速度。这种方法虽然只能处理少量的矿石，但却易于控制。

3．地下浸提法

这是一种直接在矿床内浸提金属的方法。这种方法大多用于难以开采的矿石、富矿开采后的尾矿、露天开采后的废矿坑、矿床相当集中的矿石等。其方法是在开采完毕的场所和部分露出的矿体上浇淋细菌溶浸液，或者在矿区钻孔至矿层，将细菌溶浸液由钻孔注入，通气，其溶浸一段时间后，抽出溶浸液进行回收金属处理。

这种方法的优点是，矿石不需运输，不需开采选矿，可节约大量人力和物力，矿工不用在矿坑内工作，增加了人身安全度，还可减轻环境污染。

（四）细菌冶金的优点及限制

细菌冶金与其它冶炼方法相比具有许多独特的优点：

1．普通方法冶炼金属要采矿、选矿、高温冶炼，而细菌冶金可以在常温、常压下，将采、选、冶合一，因此设备简单、操作方便，工艺条件易控制、投资少、成本低。例如加拿大、印度、前苏联等国家利用细菌法溶浸铀矿，其成本仅为其它方法的一半，而且还可综合回收铁、钇及其它稀土金属。

2．适宜处理贫矿、尾矿、炉渣，小而分散的富矿和某些难以开采的矿及老矿山废弃的矿石等，可达到综合利用的目的。

3．细菌可以完成人工采矿无法完成的采矿任务。因为细菌个体非常小，可随水钻进岩石和矿渣的微小缝隙里，把分散的金属元素集中成为可用的金属。

4．传统的开采及冶炼技术常常产生巨大的露天矿坑和大堆废矿石与尾矿，导致地表的破坏；冶炼硫化矿和燃烧高硫煤产生尘埃和SO2均危害环境，而细菌冶金对地表的破坏降低到最低限度，亦无须熔炼硫化矿，减少了公害。

细菌冶金技术虽已取得了很大的发展，但也存在着一些需要解决的问题。如工艺放大、金属回收周期、回收率、经济核算问题等。这就需要水文地质学、水文地理学、采矿工艺学、微生物学等工作者共同协作，以便把细菌冶金技术推向新的发展阶段。

1.铜矿

我国铜矿资源紧缺，远不能满足市场需求。随着国民经济的迅速发展，我国对铜产品的需求快速增长，而国内铜矿床规模小、共伴生矿多、品位较低，加强铜矿综合利用是国内铜工业经济持续发展的必由之路。

开采难度明显提高，回采率变化不大。我国铜矿资源的禀赋不佳，开发利用难度日益增大，采出品位下降，资源贫化。2012年，露采采出品位为0.52%，与2009年基本持平；回采率变化不大，基本保持在98%左右；贫化率在20%左右波动（图1-40）。

图1-40 2006—2012年我国露天铜矿开采情况

资源来源：有色金属工业协会。

地采是我国铜矿资源采出的主要方式，矿物赋存品位的降低及地质构造的复杂化导致地采回采率总体呈下降趋势，但回采率降幅远低于采出品位的降幅。2006—2012年，我国铜矿采出品位下降0.21个百分点，下降幅度达23%，而回采率降幅仅为8%（图1-41）。

图1-41 2006—2012年我国地下铜矿开采情况

资源来源：有色金属工业协会。

入选品位下降明显，选矿回收率缓慢下降。随着矿石品位下降，选矿回收率总体呈下降趋势。但由于近几年综合利用工作的加强，加之综合利用技术的进步和推广，部分弥补了资源品质下降的缺陷。2012年，我国铜矿入选品位为0.57%，比2006年下降0.06个点，降幅9.5%；与此同时，选矿回收率下降2.8个百分点，降幅仅为3.2%；尾矿品位变化不大，也基本保持在0.08%左右（图1-42）。

图1-42 2006—2012年我国铜矿资源选矿利用情况

资源来源：有色金属工业协会。

废石累计堆存超过33亿吨，2012年新增废石利用率不足4%。我国铜矿废石综合利用率低，潜力大。目前，全国铜矿废石累计堆存量已超过33亿吨。2012年新增排放废石2.18亿吨，当年利用率仅为3.7%，可谓“存量不小，仍在增加，潜力较大”。其中江西省铜矿废石存放量最多，占全国总量的45%（图1-43）。

图1-43 2012年全国各省（自治区）铜矿废石累计存放量占比

资料来源：全国矿山调研抽样统计数据。

铜尾矿排放缓慢增长，回收利用潜力巨大。据《中国资源综合利用年度报告（2012）》数据显示，2007—2011年间，铜尾矿排放总量为13.55亿吨，且呈逐年增加态势。2011年，我国铜尾矿排放量为3.07亿吨，基本与2010年持平（图1-44）。目前铜尾矿排放占全国尾矿排放总量的19%，铜尾矿中含有多种元素，回收利用潜力巨大。

图1-44 2007—2011年我国铜尾矿排放情况

资料来源：《中国资源综合利用年度报告（2012）》。

专栏1-8 铜陵有色金属集团股份有限公司冬瓜山铜矿综合利用案例

铜陵有色金属集团股份有限公司冬瓜山铜矿在20世纪90年代以前选矿过程中排放的3500多万吨尾矿，形成多座尾矿库，长期以来对安全和生态环境构成威胁。为此该矿采用磁选、化学浸出和再磨浮选技术进行选别，综合回收其中有价金属，选别后的二次尾砂进行井下空区和露天采坑充填；对于过量尾砂，则制成建材；对不再开采矿山，全部实现全尾充填。通过尾砂再利用，使资源得到最大程度利用，消除了矿山采空区和尾矿库的安全隐患，矿区生态环境得以恢复。到目前为止，已恢复2000亩的土地，并可进行重新利用。

铜陵有色金属集团股份有限公司下属冶炼厂每年约产生铜冶炼渣98万吨，熔炼渣含铜0.82%，过去采用传统“水淬”工艺无法提取其中的有价元素，产生的铜冶炼渣堆存也对周边环境造成了破坏影响。铜冶炼炉渣资源综合利用项目应用“缓冷”工艺技术，利用不同元素在不同温度下产生结晶的特性，进而通过选矿方法，对熔炼渣中70%的铜资源加以回收，年产含铜20%的铜精矿2.8万吨、铜金属量0.56万吨。该项目已取得成功应用，还将再上一条年处理150万吨炉渣再选系列，再选后的废渣还可作为水泥添加剂和钢铁工业的辅材使用，不仅提高了资源综合利用率，还消除了固体废渣，经济效益和环境效益显著。

2011年综合利用产值和产值率达到峰值，2012年有所回落。2012年，我国铜矿山工业总产值348.94亿元，综合利用产值29.10亿元，综合利用产值率8.3%。2006—2012年，我国铜矿综合利用产值及产值率出现了一定的波动，其中2011年达到峰值分别达到41.67亿元和11.44%，2009年跌至低谷为11.43亿元和5.4%，2011年我国铜矿综合利用水平较高，2012年稍有下降，但总的来看要高于2010年以前（图1-45）。

图1-45 2006—2012年我国铜矿企业综合利用产值及产值率

资料来源：《全国非油气矿产资源开发利用统计年报（2006—2012）》。

2.铝土矿

铝是我国消耗量最大的有色金属，但是我国在铝土矿开发利用过程中存在资源量少、质量差、保障程度低、综合利用程度低等问题，所以铝土矿综合利用工作需要得到重视。

回采率总体稳定，保持在较高水平。我国铝土矿开发以露采为主。2010年，露采采出品位57.49%，比2009年下降1个百分点；露采回采率95%，近年变化不大，处于较高水平；贫化率为1.43%，比2009年上升0.57个百分点（图1-46）。由于铝土矿特殊的物理化学性质，目前世界上铝生产工业普遍使用拜耳法工艺，使得铝土矿加工与其他有色金属矿产加工利用工艺存在较大不同，因此铝土矿一般不包含选矿环节。

图1-46 2006—2010年我国铝土矿开采情况

资料来源：有色金属工业协会。

废石综合利用率偏低，赤泥资源利用前景广阔。截至2012年年底，全国共有铝土矿废石堆153个，历史累计存放1.62亿吨。2012年，全国铝土矿开采产生废石871万吨，利用率为28.4%。

专栏1-9 我国赤泥的综合利用

赤泥是铝土矿冶炼过程中产生的废渣，因含有大量氧化铁而呈红色，故被称为赤泥。一般而言，每生产1吨氧化铝会产出1～1.8吨赤泥。据此估计，2012年我国生产氧化铝3770万吨，当年赤泥产量为3770万～6786万吨，目前，中国赤泥累计存量已超过了亿吨，如此大量赤泥的堆存，已对生态环境造成了严重威胁。

在综合利用赤泥方面，中国铝业公司、中国长城铝业公司、山东铝业公司、平果铝业公司、郑州铝厂等都有成功经验和经济效益。中国铝业公司成功开发了从铝酸钠溶液中经济地回收镓的技术，并成为全球最大的原生镓生产商。钪也是赤泥中最有回收潜力的稀散元素之一。目前发现的独立钪矿物资源很少，而我国铝土矿中氧化钪的含量约有40～200克/吨，主要富集在赤泥中。中国铝业公司在研究氧化铝生产的新方法中，也实现了钪的富集，其含量可达到0.1%，为提取钪创造了有利的条件，但在产业化应用上还不经济。

综合利用产值和产值率2011年达到峰值，2012年有所回落。2012年，我国铝土矿生产企业工业总产值33亿元，综合利用产值4.15亿元，综合利用产值率12.6%。2006—2012年，我国铝土矿综合利用产值及产值率变化幅度较大。其中2011年达到峰值，分别为的5.63亿元和28.6%；2012年综合利用产值和产值率同比分别下降26.3%和56.1%（图1-47）。

图1-47 2006—2012年我国铝土矿企业综合利用产值及产值率

资料来源：《全国非油气矿产资源开发利用统计年报（2006—2012）》。

3.铅矿

我国是最大的铅生产和消费国。随着经济的发展，铅消费量势必会进一步增加，但近年来铅矿开发对环境的危害日益突出，对铅矿生产造成了一定负面影响。因此铅矿开发的综合利用工作尤为重要。

资源贫化明显，采矿回采率变化不大。我国铅矿采出品位降幅较大，资源贫化明显。2006—2012年，地采采出品位下降0.27个百分点，贫化率下降1.07个百分点。同期，铅矿地采回采率变化不大，基本保持在92%。2012年，地采回采率为91.28%，比2011年提高了0.1个百分点（图1-48）。从2009年起，露采铅矿贫化率上升近6.9个百分点，回采率下降约1.2个百分点。2012年，露采回采率为94.69%，同比下降0.3%（图1-49）。

图1-48 2006—2012年我国地下铅矿开采情况

资料来源：有色金属工业协会。

图1-49 2006—2012年我国露天铅矿开采情况

资料来源：有色金属工业协会。

入选品位降低，选矿回收率稳定在85%左右。2012年，我国铅矿入选品位是2.79%，比2006年下降了0.45个百分点，降幅为13.9%。由于加大对铅矿综合利用先进技术的研发和推广，使其选矿回收率有所提高。2012年全国铅矿选矿回收率为85.15%，比2011年下降0.27个百分点。近年，铅矿选矿回收率基本稳定保持在85%左右的较高水平（图1-50）。

图1-50 2006—2012年我国铅矿资源选矿利用情况

资料来源：有色金属工业协会。

废石堆是铅污染的主要来源，需加强综合利用工作。截至2012年年底，全国共有铅矿废石堆857个，全国累计存放2.83亿吨。2012年开采产生废石3188万吨，利用率为14.8%。铅是有毒的重金属元素，对人、动物和环境的危害非常大。矿山开采是铅污染的重要来源，因此需加强矿山废石堆的管理，并提高废石利用率。

综合利用产值和产值率2011年最高，2012年略有下降。我国铅矿综合利用水平较高。2012年，我国铅矿山工业总产值98.39亿元，综合利用产值16.55亿元，综合利用产值率16.8%，分别较2011年降低1.2%、9.6%和10.4%。2006—2011年，我国铅矿综合利用产值及产值率持续上升，6年间综合利用产值及产值率累计增幅分别是724%和395%；2012年同比小幅下降，但总体呈上升趋势（图1-51）。

图1-51 2006—2012年我国铅矿企业综合利用产值及产值率

资料来源：《全国非油气矿产资源开发利用统计年报（2006—2012）》。

4.锌矿

我国锌资源储量居世界第二位，综合利用技术亦处于世界先进水平，同时我国也是锌消耗大国，每年需要进口，因此提高综合利用水平能有效提高锌资源的保障能力。

采出品位小幅下降，开采回采率变化不大。2012年，我国锌矿采出品位为5.08%，比2006年下降了0.59个百分点。近年，我国锌矿地采和露采回采率变化不大，基本保持在92%和95%左右。2012年，地采开采回采率为91.3%，比2011年提高了0.1个百分点；露采回采率为94.69%，比2011年降低0.31%（图1-52，图1-53）。

图1-52 2006—2012年我国地下锌矿开采情况

资料来源：有色金属工业协会。

图1-53 2006—2012年我国露天锌矿开采情况

资料来源：有色金属工业协会。

入选品位降低，选矿回收率保持稳定。2012年，我国锌矿入选品位5.22%，比2006年下降0.45个百分点；尾矿品位0.47%，比2006年下降0.09个百分点，尾矿品位逐年降低但仍有下降空间。近年，全国锌矿选矿回收率基本稳定在88%左右。2012年，全国锌矿选矿回收率为88.40%，比2011年降低0.3个百分点（图1-54）。

图1-54 2006—2012年我国锌矿资源选矿利用情况

资料来源：有色金属工业协会。

废石利用率偏低，综合利用潜力巨大。截至2012年年底，全国锌矿废石累计存放7646万吨。2012年，产生废石5083万吨，利用率为5.4%，锌矿山存在废石堆较分散、难以有效管理等问题，加强锌矿矿山废石堆管理及废石综合利用工作需要得到政府和企业的重视。

综合利用水平较高，综合利用产值和产值率总体呈上升趋势。2012年，我国锌矿企业工业总产值与综合利用产值分别为181.38亿元和25.64亿元，综合利用产值率为14.1%，分别较2011年降低8.3%、降低7.38%和增长0.96%。2006—2012年间，我国锌矿综合利用水平总体呈上升趋势。2009年综合利用产值和综合利用产值率处较低水平（图1-55）。

图1-55 2006—2012年我国锌矿企业综合利用产值及产值率

资料来源：《全国非油气矿产资源开发利用统计年报（2006—2012）》。

5.钨矿

钨金属是重要的军工和高科技材料。我国是世界上钨资源最丰富的国家，占世界资源总量的2/3。但我国钨矿储量具有富矿少、品位低、多金属共伴生等特点，品位大于0.5%的仅占总量的2%左右，因此想要充分挖掘利用我国钨矿资源优势，需要加强综合利用技术攻关。

采出品位下降明显，但回采率稳定在较高水平。地下开采是钨矿资源开发利用的最主要方式。2006—2012年，我国钨矿地采采出品位降低0.08个百分点，降幅达21.1%；贫化率上升2.48个百分点，增幅为6.7%。近年，我国钨矿地采回采率基本保持在90%左右，波动不大。2012年，全国钨矿地采开采回采率为91.36%，基本与2011年持平（图1-56）。

图1-56 2006—2012年我国地下钨矿开采情况

资料来源：有色金属工业协会。

入选品位略有下降，选矿回收率上升明显。2012年，全国钨矿入选品位0.28%，比2006年下降0.09个百分点；尾矿品位0.03%，比2006年下降0.04个百分点；选矿回收率74.76%，比2006年下降近6个百分点，处于历史高位（图1-57）。

图1-57 2006—2012年我国钨矿资源选矿利用情况

资料来源：有色金属工业协会。

废石综合利用率55%，好于其他有色矿山。截至2012年年底，全国共有钨矿废石堆258个，累计存放1.48亿吨，当年全国钨矿开采产生废石1031万吨，利用率为55%。

综合利用产值不高，总体呈下降趋势。2012年，我国钨矿矿山工业总产值与综合利用产值分别为75.02亿元和3.99亿元，综合利用产值率5.32%，分别较2011年增长5.55%，降低14.35%和18.86%，综合利用水平相对其他矿种较低且下降幅度较大。分析2006—2012年我国锌矿综合利用产值及产值率的变化规律，除2010年外，我国钨矿综合利用产值和产值率总体呈下降趋势（图1-58）。

图1-58 2006—2012年我国钨矿企业综合利用产值及产值率

资料来源：《全国非油气矿产资源开发利用统计年报（2006—2012）》。

根据金矿石性质的不同，成矿条件的不同等，可用的金矿石提金方法主要以氰化法、浮选法和重选法为主。下面一起了解这些方法都是如何提金的？

一、金矿氰化提金方法

氰化提金工艺主要分为搅拌氰化提金和渗滤氰化提金两大类，其中，搅拌氰化主要用于处理浮选金精矿或全泥氰化作业；而渗滤氰化则主要处理低品位含金氧化矿石。

（一）、搅拌氰化提金方法

搅拌氰化提金方法也可分为两种，一种是氰化-锌置换法（CCD法和CCF法），需经连续逆流洗涤，用锌粉（丝）置换沉淀回收金；另一种是炭浆法（CIP法和CIL法），无须过滤洗涤，直接采用活性炭从氰化矿浆中吸附回收金。

1、氰化-锌置换提金方法

主要是用于氰化浸出后处理含金贵液，原理是利用锌粉（丝）作为还原剂，将金银从浸出液中置换出来，包括逆流洗涤固液分离、浸出液净化、脱氧、锌粉置换作业。

金矿锌粉置换提金工艺

逆流洗涤固液分离：将氰化后的贵液与固体分离。

浸出液净化：去除贵液（浸出液）中的悬浮物，使进入置换作业的含金贵液达到清澈透明的状态。

脱氧：除去贵液中的溶解氧。

锌粉置换：用锌粉将贵液中的贵金属置换出来，形成金（银）泥。

2、炭浆提金方法

是将活性炭放入氰化矿浆中，将已溶解的金吸附在活性炭上，再从活性炭上提取金，主要包括浸出原料制备、搅拌浸出与逆流炭吸附、载金炭解吸、电积电解、熔炼制锭、炭再生等作业。

载金炭解吸电解提金

浸出原料制备：当采用炭浸法提金工艺时，其浸出原料制备的包括物理破碎和磨矿分级。通常，炭浸法提金工艺的磨矿分级溢流细度多为-200目占85-95％。

除屑作业：一般，在磨矿流程需设两次除屑作业，分别在一、二段磨矿分级的溢流处。除屑设备多采用中频直线振动筛，除屑筛的筛孔尺寸需在保证筛面不跑流的前提下尽可能小。

浸前浓缩作业：当磨矿分级的溢流浓度多为18-22％时，不适宜直接浸出，必须进行矿浆浓密。建议采用占地面积小、浓缩效率高的高效浓密机。

搅拌浸出与逆流炭吸附：在CIP提金流程中，浸出和吸附是两个各自独立的作业。吸附时浸出过程已基本完成；在CIL提金流程中，浸出和吸附同时进行，浸出作业较吸附作业需要的时间长，因此槽子的大小、充气和加药由浸出参数确定，通常在边浸边吸前加1-2级预浸。

载金炭解吸、电积电解：在解吸体系中加入易被活性炭吸附的阴离子将Au(CN)2-置换出来，实现金的解吸；解吸载金炭得到的贵液通过电离法回收获得固体金。

熔炼制锭：经酸洗、除杂后，所得金泥可直接冶炼出金锭。采用湿法冶金，金锭的纯度可达到99.99％以上。

炭再生：解吸后的活性炭先用酸洗，以除去碳酸盐等聚积物，经几次返回使用后需进行热力活化以恢复炭的吸附活性。

（二）、渗滤氰化提金方法

渗滤氰化提金方法是基于氰化溶液渗透通过矿石层而使含金矿石中的金浸出，多适于砂矿和疏松多孔的金矿物。其方法主要为池浸提金和堆浸提金两种方法。

1、池浸提金方法

池浸提金一般是在渗滤浸出池中进行，浸出时，将矿石装于池中，池上方加入浸出剂，浸出液从假底下部流出。

池浸提金方法

2、堆浸提金方法

堆浸提金是将开采的矿石直接运送至预先备好的堆场进行筑堆（或直接在堆存的废石或低品位矿石上），然后用氰化浸出液喷淋（或渗滤）方式，使溶液通过矿石而产生渗滤浸出作用，浸出液多次循环，反复喷淋矿堆，然后收集浸出液，再用离子交换树脂、活性炭吸附或锌置换，贫液返回堆浸作业循环使用。该方法生产成本低，可快速投产，堆浸规模可大可小。

堆浸提金方法

二、金矿浮选提金方法

浮选提金主要适于处理可浮性较高的硫化含金矿物，是金矿先浮选入铜、铅精矿中，然后在从这些精矿中提取金，因此可实现多金属综合回收利用。目前常见的浮选提金工艺有：浮选-精矿氰化浸出方法、浮选-精矿硫脲浸出方法、浮选-精矿焙烧-高酸洗涤-氰化浸出方法等。

1、浮选-精矿氰化浸出方法

该提金法多用于处理含金石英脉和含金黄铁矿石英脉的金矿。采用黄药类作捕收剂，松醇油作起泡剂，在弱碱性矿浆中浮选出金精矿。然后将浮选精矿再进行氰化浸出，金被氰化物溶解，络合物进入溶液，再用锌粉置换得金泥，最终通过金泥火法冶炼得到纯金。

2、浮选-精矿硫脲浸出方法

该提金法适于处理含砷含硫高或含碳泥质高的脉金矿石，先用浮选法获得含金硫化物精矿，然后将浮选精矿用硫脲浸取回收金。

3、浮选-精矿焙烧-高酸洗涤-氰化浸出方法

对于含砷含硫高的浮选精矿，氰化尾矿经浮选后，硫、铁、砷等杂质被富集到精矿中成为难选的高硫高砷精矿，而无法直接氰化浸取时，可将浮选金精矿先进行氧化焙烧，除砷和硫，这样焙烧后的焙砂结构疏松，更有利于金银的浸出。随后，利用高酸预处理洗涤，杂质大部分被酸溶解，经洗涤去除，获得金精矿。

三、金矿重选提金方法

重选提金主要是借助矿物间的密度、粒度差异进行选矿的，多适于处理含有一定数量的粗粒游离金（+0.1mm）（如砂金或脉金在浮选和浸出前后回收单体解离的粗粒金）。其方法主要有跳汰选金法、摇床选金法和溜槽选金法三种。

1、跳汰选金法

跳汰选金法适于选别粗粒矿物颗粒，其金属矿物的选矿粒度范围为0.074-50mm，对于砂金选矿可在比重差≥1.25且矿石单体解离的前提下，下限粒度可达0.04mm，工艺操作简单，设备处理能力大，在粗选金矿中运用效果很好，主要应用的设备为跳汰机。

2、摇床选金法

摇床选金是在水平介质流中进行选别的，一般适于处理分选粒度较细（0.019-3mm）的矿物，可根据矿石的粒度不同分为：粗砂床、细砂床和矿泥床三种，常用设备为6s摇床、xs摇床等。

摇床重选提金方法

粗砂床：适用于分选物料粒度在0.5-2.0mm之间的矿粒；

细砂床：适于处理物料粒度范围0.074-0.5mm的矿粒；

矿泥床：适于处理物料粒度0.037-0.074mm的矿粒。

3、溜槽选金法

溜槽选金是利用斜面水流进行分选的，多适于处理含泥量低的微细粒物料，物料粒度范围在0.03-0.6mm，主要设备为螺旋溜槽。

螺旋溜槽重选提金方法

上述是金矿选矿厂常用的金矿提金方法的介绍，至于选择哪种方法，需根据金矿石性质而定，不能盲目选择，因此，小编建议进行选矿试验，通过试验分期定制适合的金矿选矿技术方案及适合的金矿选矿设备。

图文内容摘自：【金矿石】金矿选矿提金方法大全