贵金属精矿熔炼除渣过程视频黑客24小时在线接单网站（矿渣提炼贵金属）
电解法处理回收贵金属的工艺流程图。
一、项目的背景
贵金属即金Au、银Ag、铂Pt、钯Pd、锶Sr、锇Os、铑Rh和钌Ru 八种金属。由于这些金属在地壳中含量稀少，提取困难，但性能优良，应用广泛，价格昂贵而得名贵金属。除人们熟知金Au、银Ag外，其他六种金属元素称为铂族元素（铂族金属）。
贵金属在地壳中的丰度极低，除银有品位较高的矿藏外，50%以上的金和90%以上的铂族金属均分散共生在铜、铅、锌和镍等重有色金属硫化矿中，其含量极微、品位低至PPm级甚至更低。
随着人类社会的发展，矿物原料应用范围日益扩大，人类对矿产的需求量也不断增加，因此，需要最大限度地提高矿产资源的利用率和金属循环使用率。由于贵金属的化学稳定性很高，为它们的再生回收利用提供了条件，加之其本身稀贵，再生回收有利可图。
二、贵金属回收利用概况
由于贵金属在使用过程中本身没有损耗，且在部件中的含量比原矿要高出许多，各国都把含贵金属的废料视作不可多得的贵金属原料，并给以足够的重视。且纷纷加以立法、并成立专业贵金属回收公司。
日本20世纪70年代就颁布了固体废物处理和清除法律，成立回收协会，至目前已从含贵金属的废弃物中回收有价金属20几种。
美国回收贵金属已有几十年的历史，形成回收利用产业，成立专门的公司，如阿迈克斯金属公司和恩格哈特公司，1985年就回收5吨铂族金属，1995年回收的贵金属增加到12.4~15.5吨。
德国1972年颁布了废弃管理法，规定废弃物必须作为原料再循环使用，要求提高废弃物对环境的无害程度。德国有著名的迪高沙公司和暗包岩原料公司都建有专门的装置回收处理含贵金属的废料。
英国有全球性金属再生公司—阿迈隆金属公司，专门回收处理各种含贵金属废料，回收的铂、钯、银的富集物就有上千吨。
我国的各类电子设备、仪器仪表、电子元器件和家用电器等随着经济发展和生活水平的提高，淘汰率迅速提高，形成大量的废弃物垃圾，不仅浪费了资源和能源，且造成严重的环境影响。随着时间的延续，更新的数量还会增加。如果作为城市垃圾埋掉、烧掉，必将造成空气、土壤和水体的严重污染，影响人民的身体健康。且电器设备的触点和焊点中都含有贵金属，应设法回收再利用。
三、生产工艺简介
根据原料、规模、产品方案的不同、回收工艺有所区别。总体上讲，针对铜、铅阳极泥有火法和湿法之区别，针对二次资源则除火法湿法之外还涉及拆解、机械和预处理工序。
1、铜阳极泥处理工艺
l 火法工艺
火法的传统工艺流程如下
铜阳极泥
H2SO4 硫酸化焙烧 烟气（SO2 SeO2） 吸收
稀H2SO 浸出 CuSO4 溶液 粗Se
浸出渣
还原熔炼 炉渣
贵铅
NaNO3 氧化精炼 渣滓 回收Bi Te
银阳极
银电解 海绵银 银锭
黑金粉
金电解 废电解液 回收铂、钯
金板 金锭
该流程的主要环节是硫酸化焙烧浸出分离，铜转化为可溶性硫酸铜，硒化物分解使硒氧化为二氧化硒挥发分离，含SeO2 和SO2 的气体由气管抽至吸收塔，SeO2被水吸收生成H2SeO3,并同时被在水中的SO2还原为粗Se。焙烧浸出得CuSO4和部分AgSO4硫酸碲溶液，用铜（片或粉）置换出含碲的粗银粉送银精炼。金、银富集在浸出渣中。还原熔炼主要用浸出渣加氧化铅或铅阳极泥合并进行，产出含金银的贵铅，然后贵铅经氧化精炼分离铅、铋和碲，浇铸为金银合金，经银电解及精炼，产出海绵银铸锭，银泥（黑金粉）电解得金，金电解废液回收铂、钯。该法的特点是回收率高，可达90%以上，对原料适应性强，比较适合规模处理，欧美和前苏联国家大多采用火法流程，流程的缺点是冗长，中间环节多，积压金属和资金严重，特别是规模小时更为突出，影响经济效益。除此之外，高温焚烧产生有害气体，特别是铅的挥发，产生二次污染，因此它的应用受到限制。
● 湿法工艺
20世纪70年代湿法流程迅速崛起，并得到国内冶金界的认可，下面做以简单介绍：
铜阳极泥
H2SO4 浸出铜 CuSO4溶液
乙酸盐 浸出铅 Cu、Pb溶液
HNO3 浸出银 AgNO3溶液 Ag
王水 浸出金 渣 熔炼 回收Sn
金溶液
萃取精炼
金粉
该法用不同的酸分段浸出阳极泥中的贱金属杂质，以富集金、银。用H2SO4先使铜成为CuSO4，以乙酸盐常温浸出铅，使铅生成可溶的乙酸铅(Pb(Ac)2)分离。浸出渣用硝酸溶解银、铜、硒、碲，含银溶液用盐酸或食盐沉淀出氯化银（AgCl）,其纯度可达99%以上，回收率可达96%，再从氯化银中精炼提取银，用王水从硝酸石溶渣中溶解金，金溶液用二丁基卡必醇（DBC）萃取，草酸直接还原得金产品，金纯度99.5%,回收率可达99%。湿法工艺金银总回收率分别大于99%和98%。由于全流程金属分离都在酸性水溶液中进行，因此称为全湿法工艺，与火法工艺相比，有能耗低，有价金属综合利用好、废弃物少、生产过程连续等优点。
l 选冶联合工艺流程；
铜阳极泥
H2SO4 磨矿脱铜
浸出 CuSO4溶液
浸出渣
H2O 调浆
浮选 尾矿 炼铅
精矿
焙烧 焙炼 烟气 回收硒
银阳极 电解 银粉 银锭
黑金粉 电解 金板 金锭
该流程用于处理含铅高的铜阳极泥，流程包括阳极泥加硫酸磨矿及浸出铜，含金、银的浸出渣调浆进行浮选，选出的精矿进行苏打氧化熔炼产出银阳极，电解产出银和金粉等工序。流程中金、银回收率分别达到95%和94%。由于引入浮选工序，精矿熔炼设备规模为火法工艺的1/5，试剂消耗节约一半，减少了铅的污染，简化了后续熔炼过程，提高了经济效益。
l 天津大通铜业有限公司金银分厂阳极泥处理流程
成份
Cu Au Ag Pb Sb Bi Sn Ni As Te
15.64 2132g/T 15.94 9.95 20.17 1.32 0.92 0.40 7.30
流程
阳极泥
H2SO NaClO3（氧化剂）
稀酸浸出
控电位V420mv
炉渣 炉液
HCl H2SO4 NaClO3
V.1200mv金的控电氯化 沉Se Te
SO2 Cu粉置换
SO2 SeO2 溶液
炉液 NaClO3炉渣1200mv 回收得H2SeO3
粗Te CuSO4
尾液 Au粉 硒
草酸 二次金的控电氯化 浓缩结晶 尾液
炉液 炉渣
Au粉 尾液 硫代硫酸钠浸银
铸Au锭
炉渣 炉液
富集Pb.Sb 水含肼沉银
外销
尾液 银粉
银粉
银阳极泥
电解
电银 阳极泥 电解液
回收金
该流程设计上没有预焙烧工序，而是以浸铜时添加氧化剂（NaClO3），使阳极泥中Cu、Se、Te氧化成为CuSO4、H2SeO3和H2TeO3并转入溶液，在溶液中的H2SeO3用SO2还原得到粗Se。Te则用铜粉置换得Te精矿，CuSO4经浓缩得到结晶CuSO4.5H2O。浸出渣经二次控电氯化浸出金，一次浸出金用SO2还原，二次浸出金用草酸还原，金的回收率可达98.4%，控电氯化渣用硫代硫酸钠（Na2S2O3）浸银。硫代硫酸钠试剂毒性小，消耗少，反应速度快，适于处理含银物料，银的回收率可达99%，纯度达99%。
大通铜业有限公司的阳极泥含铅和锑比一般的铜阳极泥高，类似于铅阳极泥，因此所用的流程类似于铅阳极泥的氯化法流程，首先用FeCl3或HCl+NaCl溶液浸出铅阳极泥中的铜、砷、锑、铋及部分铅，同时有少部分银生成AgCl2-溶解，浸出液用水稀释至PH0.5，使SbCl3水解为SbOCl沉淀，同时沉淀出AgCl（沉淀率达99%以上），浸出渣用氨溶液浸出银，使转为可溶性的Ag(NH3)2Cl，再从溶液中用水合肼还原银，氨浸出渣用HCl+Cl2或HCl+NaClO3浸出回收金，区别在于金、银回收先后的选择问题，这需要视具体成分而定。
以上是处理各种阳极泥的几种典型原则流程，可根据处理阳极泥的成分进行不同的组合。
2、金、银基合金及双金属复合材料以及带载体的贵金属废催化剂的回收流程。
●金银合金和金属废品废料、废件的回收流程
含Au、Ag以及ΣPt的双金属废料废件
预处理
热分解400~600℃
硝酸浸出
难溶的残渣（Au、Pt、Pb等） 硝酸浸出液（含Ag及其它金属）
Cl
溶解 回收AgCl
残渣 溶液 AgCl 其它金属
硫化物SO2或NaSO3
沉金 粗Ag提纯
粗Au 溶液(Pt、Pb)
提纯
预处理可以是拆解或机械处理，热处理的主要目的是在400~600℃条件下去除有机物，以及低溶点的金属，然后用qN HNO3溶解，使物料中的银和其它贱金属氧化，以硝酸盐形式转入溶液，从溶液中回收银和提纯，硝酸不溶残渣，可以用王水或水氯化浸出或其它溶解金、铂和钯，从溶液中回收分离提纯Au、Pt和Pd。
黄金的提纯：粗金返溶解用二丁基必醇萃取金，反萃之后，再沉金，得到提纯。而含Pt、Pd溶液可用二烷基硫醚或N-二仲章基氨基乙酸（N540）萃取钯，达到与铂的分离，钯的萃取率可达99.5%，铂的萃取率几乎是零。有机相经水洗后用NH3.H2O反萃取钯，反萃取液再回收提纯钯。二烷基硫醚被认为是迄今为止工业上分离铂、钯最有效的萃取剂，它的唯一缺点是稳定性稍差，易氧化，萃取平衡时间稍长，萃取液回收铂。当然也可以用30%N540异戊醇+70%煤油萃取铂和钯分离。30%N540萃铂的条件4级萃取，1级洗涤3级反萃、铂的萃取率可达99.9%，4NHCl反萃，反萃率为99.95%，从反萃液中获得纯度为99.9%的铂产品。
对于铂、钯的分离提纯问题，传统的方法是反复沉淀法，水解沉淀法，硫化物沉淀，氨盐沉淀或离子交换分离。沉淀法的缺点，首先是分离效率不高，其次是周期长，回收率低，试剂消耗大、操作条件不佳麻烦。离子交换法，树脂饱和浓度低，用量大，交换彻底、交换时间长。萃取分离提取是近期崛起的分离方法，它的传播速度快，避开湿法冶金中最为繁杂的液固分离的问题，萃取剂可循环使用，流程相对简单，周期短，金属回收率高，纯化效果好的优点。因此被广泛应用。
● 以∑Pt为载体的催化剂回收流程
∑Pt载体有蜂窝状和小球状高溶点硅、铝酸盐，由于高温使用过程部分贵金属会向内层渗透，部分被烧结或被釉化包裹，或转化为化学惰性的氧化物和硫化物，因此他们的回收利用带有一定的难度。他们的回收必须经预处理富集阶段，然后再行分离提纯，预处理富集阶段分为：
▲火法富集法，高温熔炼以铁为辅收剂。碳作还原剂，加碳熔剂使载体转变为低熔点、低粘度炉渣，获得含富铂族金属的铁合金，后续酸浸除铁，获得铂族金属精矿。该方法的Pd、Pt回收率分别为99%，98%以上。也可以用硫化物（Fe2S，Ni3S2）作捕收剂，较低温度熔炼，获得冰镍后用铝活法化酸浸，获得铂族金属精矿。
▲载体溶解法：γ—Al2O3载体催化剂，经磨细用H2SO4.NaOH或NaOH+Na2SO3+联胺溶液直接溶解氧化铝，而贵金属全部富集在不溶解渣中。
▲再后续的分离提纯就可以接以上流程湿法部分，形成完整的流程。
金属是怎样炼成的
（一）金属矿冶炼的历史沿革
金属冶炼作为一门生产技术，起源十分古老。人类从使用石器、陶器进入到使用金属，是文明的一次飞跃。人类使用天然金属（主要是自然铜）距今已 8000 多年。但自然铜资源稀少，要使用更多的铜必须从矿石中提取。世界上最早炼铜的是美索不达米亚地区，时间大致在公元前 38 世纪到前 36 世纪。最早的青铜是在苏米尔地区出现的，大约在公元前 30 世纪。在人类文明史中，大量使用青铜的时代称为青铜时代。铁器的使用是人类文明的又一大进步。最早炼铁的是在黑海南岸的山区，大约在公元前 14 世纪。到公元前 13 世纪，铁器的应用在埃及已占一定的比重，一般认为这是人类文明进入铁器时代的开端。在欧洲，公元前 11 世纪中欧开始用铁，但向西欧传播则极其缓慢，直到公元前 55 年，随着罗马人的入侵，铁才传入大不列颠。中世纪的一千多年内，冶金技术进展十分缓慢。直至 14 ～ 16 世纪欧洲才发展为采用水力鼓风，加大、加高炼铁炉，生产出铸铁。15 世纪的欧洲，尽管熟铁器已广泛应用，但铜和青铜仍是生产得最多的金属。16 世纪欧洲出现资本主义的萌芽，冶金企业转移到资本家手中，资本家互相竞争，推动了生产技术的发展。另一方面，机器、造船等工业的发展又为冶金业开辟了市场和提供了技术装备。在 1640 年以后的 250 年中，主要发生在英国以高炉炼铁、炼钢为主的冶金生产和技术变革，尤其是 1700 ～ 1890 年，一系列重要的技术发明创造使英国的炼铁、炼钢工业得到蓬勃发展。这些发明在炼铁方面有：1790 年 A. 达比用焦炭代替木炭炼铁成功，使冶铁业摆脱了木炭资源（森林）的限制；1828 年 J.B. 尼尔森采用热风使炼铁炼焦比降低，生产效率成倍提高。在炼钢方面有：1740 年 B. 亨茨曼首次采用坩埚炼钢法生产铸钢件；1856 年 H. 贝塞麦发明转炉炼钢法，开创了炼钢新纪元 ；1855 年 K.W. 西门子发明了蓄热室；1864 年 P.E. 马丁利用该原理创造平炉炼钢法，从而扩大了炼钢的原料来源；1879 年 S.G. 托马斯和 P.C. 吉尔克里斯特发明碱性转炉炼钢法，成功地解决了高磷生铁炼优质钢的问题。在轧钢方面有：1697 年J. 汉伯里用平辊轧制出熟铁板，供生产镀锡铁板之用 ；1783 年 H. 科特用孔型轧制生产熟铁棒，这种方法后来用于生产型材。这些发明创造使英国炼铁、炼钢工业在 18 ～ 19 世纪走在世界最前面。炼钢情况也是一样，铜资源并不充裕的英国，在 19 世纪 60 年代竟成了世界上产铜最多的国家。
中国古代冶炼技术比欧洲先进，尤其是铸铁技术比欧洲要早 2000 年。从鉴定中国古代的铁器表明，中国汉代生产的有些铸铁件中的石墨呈球絮状，具有一定的柔韧性，与近代可锻铸铁颇为相似。中国古代生产的铸铁和热处理技术已能适应制造农具的要求，从汉代起铁产量就已超过了铜。中国在春秋战国之际即已掌握金、银、铜、铁、锡、铅、汞等七种常用金属。欧洲直到罗马帝国末期才全部掌握上述金属。中国在 15 世纪已有金属锌，较欧洲早 300 多年。综观古代世界冶金业的发展，金属制品，特别是青铜器和铁器，对人类社会生产力的发展起着巨大作用。
（二）不同金属矿的冶炼方法
金属冶炼是根据各种金属的矿石的不同特性，采用不同的生产工艺和设备，经济地从矿石或其他原料中提取金属或金属化合物。目前大多数金属都采用火法冶炼方法，通过各种冶炼熔炼，加入还原剂还原出金属。随着技术水平的提高和环境保护的要求，湿法冶金逐步被用于许多金属制取工艺。如锌的湿法冶炼，黄金的浸出电解工艺等。以下简单介绍钢铁、铜、镍、铅锌、金冶炼方法。
1. 钢铁冶炼
现代炼铁绝大部分采用高炉炼铁，个别采用直接还原炼铁法和电炉炼铁法。高炉炼铁是将铁矿石在高炉中还原，熔化炼成生铁，此法操作简便，能耗低，成本低廉，可大量生产。生铁除部分用于铸件外，大部分用作炼钢原料。由于适应高炉冶炼的优质焦炭煤日益短缺，相继出现了不用焦炭而用其他能源的非高炉炼铁法。直接还原炼铁法，是将矿石在固态下用气体或固体还原剂还原，在低于矿石熔化温度下，炼成含有少量杂质元素的固体或半熔融状态的海绵铁、金属化球团或粒铁，作为炼钢原料（也可作高炉炼铁或铸造的原料）。电炉炼铁法，多采用无炉身的还原电炉，可用强度较差的焦炭（或煤、木炭）作还原剂。电炉炼铁的电加热代替部分焦炭，并可用低级焦炭，但耗电量大，只能在电力充足、电价低廉的条件下使用。
炼钢主要是以高炉炼成的生铁和直接还原炼铁法炼成的海绵铁以及废钢为原料，用不同的方法炼成钢。主要的炼钢方法：有转炉炼钢法、平炉炼钢法、电弧炉炼钢法 3 类。以上 3 种炼钢工艺可满足一般用户对钢质量的要求。为了满足更高质量、更多品种的高级钢，便出现了多种钢水炉外处理（又称炉外精炼）的方法。如吹氩处理、真空脱气、炉外脱硫等，对转炉、平炉、电弧炉炼出的钢水进行附加处理之后，都可以生产高级的钢种。对某些特殊用途，要求特高质量的钢，用炉外处理仍达不到要求，则要用特殊炼钢法炼制。如电渣重熔，是把转炉、平炉、电弧炉等冶炼的钢，铸造或锻压成为电极，通过熔渣电阻热进行二次重熔的精炼工艺。
2. 铜的冶炼
铜的冶炼有两种方法，即火法炼铜及湿法炼铜。目前铜的冶炼是以火法炼铜为主，其产量约占世界铜总产量的 85%，但湿法冶金具有成本低、环保等优点，此技术正在逐步推广。
火法炼铜方式适于高含量的硫化铜矿，通过选矿方法将铜矿石富集到 12% 以上，作为铜精矿，在密闭鼓风炉、反射炉、电炉或闪速炉中进行造锍熔炼，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，获得含量高达 99.9% 的电解铜。该法流程简短、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。
湿法炼铜一般适于低含量的氧化铜，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，适于低含量复杂矿、氧化铜矿、含铜废矿石的堆浸、槽浸选用或就地浸出，酸浸应用较广，氨浸限于处理含钙镁较高的结合性氧化矿。处理硫化矿多用硫酸化焙烧—浸出或者直接用氨或氯盐溶液浸出等方法。
氧化铜矿酸浸法流程：氧化铜矿一般不易用选矿法富集，多用稀硫酸溶液直接浸出。所得含铜溶液，可用硫化沉淀、中和水解、铁屑置换以及溶剂萃取—电积等方法提取铜。
硫化铜精矿焙烧浸出法：硫化铜精矿经硫酸化焙烧后浸出，得到的含铜浸出液，经电积得电解铜。
3. 铅的冶炼
目前从铅精矿中生产铅金属的方法都是火法，湿法炼铅还处在试验研究阶段，工业上还未采用。火法炼铅按冶炼原理不同可分为三种。
反应熔炼法：此法是将硫化铅精矿通过反射炉或膛式炉使一部分 PbS 氧化成 PbO 和PbSO4，然后使之与未氧化的 PbS 相互反应而生产金属铅。该法适用于处理高含量的（含PbS65% ～ 70%）的铅精矿。
沉淀熔炼法：此法是将铁屑或氧化铁及炭质还原剂与硫化铅混合加热至适当高的温度，使铅的硫化物大部分被铁置换产生金属铅。此法很少单独应用，如在鼓风炉还原焙烧时，经常加入铁屑以降低铅冰铜中的含铅量，提高金属铅的回收率。
焙烧还原熔炼法：此法又称为常规炼铅法或标准炼铅法。目前世界上生产的粗铅约有 90%是用该法生产的。铅精矿和溶剂加入焙烧炉焙烧，使部分 PbS 氧化成 PbO 烧结块，然后通过鼓风炉与焦炭熔炼成粗铅，粗铅通过精炼得到含量在 99% 以上的铅锭。
4. 锌的冶炼
冶炼锌的方法分为火法炼锌和湿法炼锌两大类，目前湿法炼锌发展非常迅速，世界上锌产量有 80% 来源于湿法炼锌。
火法炼锌是将硫化锌矿煅烧生成氧化锌或氧化锌和硫化锌的混合物，然后加入炭质还原剂，使氧化锌在高温下被炭质还原剂还原，使锌挥发出来，形成锌蒸气，经冷凝成为液态金属锌。一般有平罐炼锌、竖罐炼锌、电法炼锌和密闭鼓风炉炼锌等火法炼锌方式。密闭鼓风炉是目前主要的火法冶炼方式。
湿法炼锌又叫电解沉积法炼锌，是将硫化锌氧化成氧化锌矿或氧化锌和硫酸锌的混合物溶于稀酸溶液与脉石分离，浸出液经过净化处理后进行电解作业。电解沉淀的结果是在阴极析出锌，在阳极上析出氧，并产生硫酸。沉淀在阴极上的锌，定期剥下，再进行溶化铸成锌锭。
5. 镍的冶炼
生产镍的方法主要有火法和湿法两种。根据含镍的硫化矿和氧化矿的不同，冶炼处理方法各异。含镍硫化矿目前主要采用火法处理，通过精矿焙烧反射炉（电炉或鼓风炉）冶炼铜镍硫吹炼镍精矿电解得金属镍。氧化矿主要是含镍红土矿，其含量低，适于湿法处理。主要方法有氨浸法和硫酸法两种。
火法冶炼：镍精矿经干燥脱硫后即送电炉（或鼓风炉）熔炼，目的是使铜镍的氧化物转变为硫化物，产出低冰镍（铜镍锍），同时脉石造渣。所得到的低冰镍中，镍和铜的总含量为8% ～ 25%（一般为 13% ～ 17%），含硫量为 25%。低冰镍的吹炼，吹炼的目的是为了除去铁和一部分硫，得到含铜和镍 70% ～ 75% 的高冰镍（镍含高硫），而不是金属镍。转炉熔炼温度高于 1230℃，由于低冰镍含量低，一般吹炼时间较长。 高冰镍细磨、破碎后，用浮选和磁选分离，得到含镍 67% ～ 68% 的镍精矿，同时选出铜精矿和铜镍合金分别回收铜和铂族金属。镍精矿经反射炉熔化得到硫化镍，再送电解精炼或经电炉（或反射炉）还原熔炼得粗镍再电解精炼。粗镍中除含铜、钴外，还含有金、银和铂族元素，需电解精炼回收。与铜电解不同的是这里采用隔膜电解槽。用粗镍做阳极，阴极为镍始极片，电解液用硫酸盐溶液、硫酸盐和氯化盐混合溶液。通电后，阴极析出镍，铂族元素进入阳极泥中，另行回收。电镍的纯度可达到99% 以上的“合质金”。
6. 金的冶炼
自然界的金大多以自然金的形式存在，根据其在不同矿物中的赋存状态不同，先通过物理和化学选矿的方法将金富集，然后通过火法或湿法火法联合法得到纯度超过 99.5% 以上的纯金。
一般砂金矿和岩金中的粗粒金通过重选和混汞法得到沙金和汞齐（一种汞和金的络合物），沙金和汞齐使用坩埚熔炼加入石英、等熔剂除杂后得到 99% 以上的“合质金”。
岩金中一般氧化矿石可以直接通过氰化浸出得到氰化金的络合物溶液，原生金矿一般采用浮选法将金富集得到金精矿，金精矿，再磨后，通过氰化浸出得到氰化金的络合物溶液。氰化浸的络合物溶液可通过两种方式得到合质金。一是通过锌粉、锌丝置换出金金属，通过坩埚熔炼得到合质金。二是经过活性炭吸附、解析、电解、坩埚熔炼得到“合质金”。
（三）金属冶炼在新疆的发展概况
1. 新疆钢铁冶金概况
新中国成立前，新疆没有现代钢铁工业。新中国成立后，驻疆人民解放军节衣缩食，艰苦奋斗，自筹资金，于 1951 年兴建了新疆第一家钢铁企业——新疆八一钢铁厂。1952 年，八一钢铁厂炼出了第一炉铁和钢，轧出了第一批合格钢材，结束了新疆没有钢铁工业的历史。1950 ～ 1957 年，新疆钢铁工业总投资 2307 万元（不包括更新改造资金），全部用于建设八一钢铁厂，形成固定资产 2096 万元。 至 1957 年，生产生铁 5.15 万吨、钢 4.23 万吨、钢材 3.82万吨，收回全部基建投资。
1958 ～ 1965 年，新疆钢铁工业基建投资累计 1.75 亿元（不包括更新改造资金），其中生产性投资 1.59 亿元。在全部基建投资中，八一钢铁厂为 7242 万元，占总投资的 41.4%。期间在“大炼钢铁”的号召下，投资 4754 万元建设了雅满苏铁矿、哈密钢铁厂、伊犁钢铁厂、乌鲁木齐第二钢铁厂、天龙钢铁厂、跃进钢铁厂以及库车、康苏等小钢铁厂和小矿山。1963 年，这批小钢铁企业在国民经济调整中先后关停，没有形成生产能力。仅保留了天龙钢铁厂等企业，企业经济效益不佳，多处于亏损状态。
“文化大革命”时期，新疆钢铁工业投资重点不突出，一些建设项目时上时下，时建时停，建设周期长，经济效益差，多数未能达到基建投资的预期效果。1966 ～ 1980 年，钢铁工业基建投资累计 3.5 亿元。其中八一钢铁厂投资 1.84 亿元，占总投资的 33.9%；矿山总投资 6060 万元，占总投资的17.3%；地方小钢铁厂投资1.49亿元，占总投资的41.4%；其他投资 2186万元，占总投资的 6.3%。地方小钢铁企业如哈密钢铁厂、伊犁钢铁厂、伊犁铁矿、和静钢铁厂、托里铬矿等恢复建设，并形成了一定的生产规模。1978 年，新疆钢产量达 8.46 万吨、钢材产量6.83 万吨。
党的十一届三中全会以后，新疆钢铁工业迅速发展。“六五”、“七五”、“八五”期间，新疆钢铁工业完成基建总投资 4.33 亿元（不包括更新改造资金），投资的重点为八一钢铁厂扩建工程，占总投资的 76.9%，矿山占总投资的 11.1%，地方小钢铁企业占总投资的 8%，其他投资占总投资的 4%。 1980 ～ 1994 年，八一钢铁厂钢产量由 9.28 万吨增至 61.7 万吨，增长 3.4 倍；钢材产量由 7.8 万吨增至 53 万吨，增长 5.8 倍。同期新疆钢产量增长 5 倍、铁产量增长 3.1 倍、钢材产量增长 5.5 倍。1997 年，新疆钢铁工业完成工业总产值 27.59 亿元，工业增加值 7.39 亿元；实现销售收入 25.96 亿元，利税总额 1.22 亿元。
目前，八一钢铁厂已成为全国实现全连铸和全一火成材的六家企业之一。许多技术指标达到国内先进水平，特别是两座 12 吨转炉的成功改造，使生产能力达到 100 万吨，创出了全国钢铁工业改造史上的奇迹。八一钢铁厂的技术、装备和效率均已达到了全国一流水平。其引进当代世界上最先进的工艺技术装备建成的连续式小型棒材轧机，不仅带动了产品结构和成本构成的深刻变化，而且提高了产品的质量和档次，增强了市场的竞争力。目前，加上从德国引进的电炉形成的生产能力，八一钢铁厂的炼钢生产能力已达 150 万吨，轧钢能力已达 130 万吨，分别占全区炼钢、轧钢生产能力的 80% 和 77% 以上。1999 年的钢和钢材产量分别达到 105 万吨和 117 万吨。近年来，钢铁生产迅速发展，2006 年，有铁矿山 125 个，其中大型 1 个，中型26 个，年开采矿石 1095 万吨；生产粗钢 362 万吨，生铁 270 万吨。2007 年生产粗钢约 445 万吨，钢材约 469 万吨，生铁约 387 万吨。
2. 新疆有色及稀有冶金概况
据史料记载，在先秦时期，新疆的铜冶炼技术就已达到了较高的水平。20 世纪 80 年代考古工作者在新疆尼勒克县城南奴拉赛和圆头山发现了多处冶炼场遗迹。
新中国成立前，新疆主要以炼铜为主，其次是铅锌。但规模不大，没有形成工艺体系。
新中国成立后，新疆冶金局从 1958 ～ 1961 年在乌鲁木齐先后建起了八一铜厂、电解铜厂、红旗冶炼厂（乌鲁木齐铝厂前身）等小型有色金属冶炼企业。由于当时新疆还没有发现大中型铜矿，铜资源没有保障，铝电解的成本又过高，致使这几家冶炼厂没能生存下来。
1978 年中共十一届三中全会后，新疆的有色金属工业有了较大的发展。1981 ～ 1989 年乌鲁木齐铝厂经过三期技术改造和扩建，形成 2 万吨 / 年铝锭的生产能力，另外，可可托海矿务局利用其充沛的水电资源，在 1987 年建成 2400 吨的铝锭的可可托海选厂。1989 年新疆有色公司和伊犁电力局合资的 5000 吨铝锭厂投产。1990 年新疆已形成 3 万吨 / 年铝锭生产能力。
1989 年，新疆有色金属公司新建的喀拉通克铜镍矿投产，形成 7285 吨高冰镍生产能力，新疆现代铜镍工业开始起步。1993 年底，建成阜康冶炼厂，采用先进的湿法精炼新工艺生产电解镍，形成了 2040 吨 / 年的电解镍生产能力。
新中国成立后，新疆黄金的生产也有了长足的发展，新疆境内已建成中小型金矿 32 个，其中阿希金矿、哈图金矿、哈巴河多拉纳萨依金矿、富蕴县萨尔布拉克金矿、鄯善康古尔金矿等岩金矿规模较大。尤其是阿希金矿采用国际先进的氰化树脂提金工艺，年产量达到 3 万两以上。
新疆是全国最早从事稀有金属开发冶炼的省区，经过 40 多年的努力，新疆已建成我国第一个，全国最大、产品质量最好、具有自主研发能力的稀有金属技术工业基地。目前能够提供30 多种稀有金属产品，包括锂、铷、铯金属及其化合物。
（四）金属冶炼的发展方向
在冶炼过程中的生产自动化，将是今后金属冶炼发展的重要方向。20 世纪下半叶以来，冶金生产工艺与自动化技术的结合日益紧密。氧气转炉炼钢、连续铸锭、轧钢高速化和连续化等新工艺，把钢冶金的生产效率不断推向新的高度，这在很大程度上，应归功于应用计算机的自动控制。倘若没有自动控制，氧气转炉就难以充分发挥它的快速炼钢能力，连续铸钢就难于保证质量并获得高效率，轧钢就难以实现高速化和连续化。
研究开发新的提取冶金技术也是今后冶金发展的一个方向。单纯从提取金属着眼，运用今天拥有的自然科学知识和技术手段，即使矿石含量再低，组成再复杂，都可以把金属提取出来，问题在于消耗的能源是否过大，花费的成本是否合算。因此，在提取冶金方面仍然有很多研究课题。例如：扩大资源范围，把在以往技术水平、经济条件下还不能利用的资源，通过新工艺、新装备变为可利用的资源；减少或消除生产过程对环境的污染，发展资源的综合利用，形成无公害工艺或无废料工艺；充分利用氧气等进一步强化冶炼过程，大大节约能源等。
图6-2-1 磁铁矿照片（肖昱摄）
图6-3-1 黄铜矿和孔雀石照片（肖昱摄）
图6-3-2 方铅矿与闪锌矿照片（肖昱摄）
图6-3-3 新疆尼勒克县阿吾拉勒环状铜矿带
图6-3-4 新疆西昆仑铁克列克－库斯拉甫矿产分布图
图6-3-5 环塔里木中新生代砂岩型铜铅锌矿带及矿产分布图
图6-4-1 自然金照片（张素兰摄）
图6-4-2 新疆民丰县南山巴西其其干河下游阶地砂金采坑（肖昱摄）
图6-4-3 细脉状自然金（张素兰摄）
图6-4-4 浸染状自然金（张素兰摄）
图6-5-1 阿尔泰山花岗伟晶岩稀有金属矿集区与地质构造关系略图（据新疆有色地质研究所）
图6-5-2 电气石和绿柱石
图6-5-3 锰钽铁矿和铌钽铁矿聚晶
图6-5-4 可可托海稀有金属矿3号脉露天采场（杨青山摄）
图6-5-5 3号脉立体示意图
图6-5-6 可可托海3号矿脉结构单元分布图
图6-6-1 清代察合奇铸币厂古铜币（杨青山摄）
图6-6-2 平硐（刘增仁摄）
图6-6-3 斜井（刘增仁摄）
图6-6-4 竖井（杨青山摄）
图6-7-1 选矿流程图
图6-7-2 康苏选矿厂优选浮选工艺流程图
图6-7-3 八一钢铁厂优选浮选工艺流程图
图6-7-4 喀拉通克铜镍矿简易选矿工艺流程图
图6-7-5 哈图金矿混汞浮选工艺流程图
图6-7-6 可可托海“87-66”选厂工艺流程图
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贵金属精矿熔炼除渣过程视频了
水法炼铜的原理是贵金属精矿熔炼除渣过程视频：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贵金属精矿熔炼除渣过程视频；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，也有比较明确的贵金属精矿熔炼除渣过程视频了解，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，发展贵金属精矿熔炼除渣过程视频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。
金矿石从采到提纯的流程
各种矿石对应不同工艺贵金属精矿熔炼除渣过程视频，基本没有一样贵金属精矿熔炼除渣过程视频的流程。只能是个大致流程：矿石开采，破碎，选矿富集，精矿预处理，矿石浸出，贵液杂质分离，贵液除杂，贵金属沉淀，液固分离，贵金属沉淀物除渣，贵金属还原熔炼。
铜矿怎么熔炼
铜矿分为氧化矿和硫化矿。
有湿法和火法两种冶炼方法
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
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。
湿法炼铜
用溶剂浸出铜矿石或精矿，而后从浸出液中提取铜。主要过程包括浸出（见浸取）、净化、提取等工序。目前世界上湿法炼铜的产量约占总产量的12%。20 世纪60 年代以来，为了消除SO2 污染，对用湿法冶炼硫化铜矿进行了许多研究，但因经济指标尚不如火法，湿法工艺大多停留在试验和小规模生产阶段。 湿法炼铜目前主要用于处理氧化铜矿。有氧化铜矿直接酸浸和氨浸（或还原焙烧后氨浸）等法；酸浸应用较广，氨浸限于处理含钙镁较高的结合性氧化矿。处理硫化矿多用硫酸化焙烧-浸出或者直接用氨或氯盐溶液浸出等方法。①硫酸化焙烧-浸出法是将精矿中的铜转变为可溶性硫酸铜溶出；②氨液浸出法是将铜转变为铜氨络合物溶出，浸出液在高压釜内用氢还原，制成铜粉，或者用溶剂萃取-电积法制取电铜；氯盐浸出法是将铜转变为铜氯络合物进入溶液，然后进行隔膜电解得电铜。 氧化铜矿一般不易用选矿法富集，多用稀硫酸溶液直接浸出，所得溶液含铜一般为1～5g/L，可用硫化沉淀、中和水解、铁屑置换以及溶剂萃取-电积等方法提取铜。近年来，萃取-电积法发展较快。其主要过程包括：①用对铜有选择性的肟类螯合萃取剂（LiX－ 64 N，N－510，N－530 等）的煤油溶液萃取铜，铜进入有机相而与铁、锌等杂质分离。②用浓度较高的H2SO4 溶液反萃铜，得到含铜约50g/L 的溶液。反萃后的有机溶剂，经洗涤后，返回萃取过程使用。③电积硫酸铜溶液得电铜，电解后液返回用作反萃剂。生产流程见图。 硫化铜精矿经硫酸化焙烧后浸出，得到的含铜浸出液，经电积得电铜。此法适于处理含有钴、镍、锌等金属的硫化铜精矿，但铜的回收率低，回收贵金属较困难，电能消耗大，电解后液的过剩酸量须中和处理，所以一般不采用。 铜矿开采后坑内的残留矿、露天矿剥离的废矿石和铜矿表层的氧化矿，含铜一般较低，多采用堆浸、就地浸出和池浸等方法，浸出其中氧化形态的铜，而所含硫化铜则利用细菌的氧化作用，使之溶解。浸出液中的铜可用铁置换得海绵铜，或者用溶剂萃取-电积法制取电铜。