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,江西德兴甘肃金川西藏玉龙云南东川,铜矿,开采工业要求,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：加入石灰使矿浆pH值大于7；加氰化钠，但用量不能过多。太多则抑制铜矿物的浮选；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,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：采用硫化氧化矿物后与硫化矿物同时浮出；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。,湿法炼铜流程,二、铅锌矿的综合利用（一）矿石特征及要求,工业要求,铅锌矿床伴生有用组分评价参考表,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：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。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：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；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；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1215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。,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,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,锌的湿法提取浸取净化电解沉积,置换净化,（一）矿石特征及要求,三、金的综合利用,山东、河南、陕西、河北,岩金矿工业指标参考,岩金矿共生（铜、铅、锌）矿产工业指标一般要求表,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74m，矿石中金颗粒若更细时则要磨到不大于44m。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,（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pH9.511,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74m；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-E=1.69V硫脲溶解金Au2(Thio)Au(Thio)2+e-E=0.38V二硫甲脒的生成2(Thio)=RSSR2H+2eE=0.42V金与二硫甲脒的反应AuRSSR2H+e-Au(Thio)2+E=0.04V在含Fe3+溶液中，Fe3+起氧化剂的作用Fe3+e-=Fe2+E=1.69VAu2(Thio)Fe3+Au(Thio)2Fe2+E=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)22NaOH=Na2SH2NCN2H2OH2NCNH2O=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)22H2e(SCN2H3)2=SC(NH2)2H2NCNS溶液中的硫脲随介质酸度增高而趋于稳定。当介质的pH1.75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pH1.75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:4Au8S2O32O22H2O4Au(S2O3)234OH浸出条件：在酸性介质中，8S2O32会发生分解反应：8S2O322H+H2O2SO2S浸金过程需要在碱性条件下进行，pH值太高，8S2O326OH-3H2O2SO3S-2导致重金属（Ag）沉淀。一般用氨溶液。加入亚硫酸钠(Na2SO3Na2S2O3=11)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1.51条件下，用(NH4)2S2O31.48mol/L、NH34.1mol/L和Cu2+0.09mol/L的溶液，搅拌浸出13h，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、pH8、液固31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31的条件下，采用(NH4)2S2O30.81.0mol/L、NH4OH1.82.2mol/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,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,我国稀土矿床中主要稀土矿物表,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,稀土矿床一般工业指标,稀土精矿产品质量标准,稀土精矿产品质量标准,稀土精矿产品质量标准,稀土精矿产品质量标准,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%。,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