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朱磊等采用碳铵浸取-置换沉积方法回收废杂铜,考察了浸取时间、氨水浓度、碳酸铵用量、催化剂用量对浸取效果的影响,并讨论还原剂用量、置换时间及搅拌速度对沉积过程的影响。
结果表明,在最优条件下,铜、锌的浸取率分别达到93.12%、95.03%,而伴生元素留在滤渣中;
二段置换沉积过程中,在最佳工艺条件下,能够制备出产品纯度和附加值高的铜粉和七水硫酸锌,铜的回收率达到98.3%,该工艺具有操作简单、生产效率高、成本低、无污染等特点[2]。
李小燕等根据电化学原理,进行了活性炭催化低品位原生硫化铜矿石酸浸效果的研究。
结果表明,添加活性炭可以大大加快铜的浸出速度并提高铜浸出率;
初始活性炭质量浓度为5.0g·
L-1时,最有利于铜的浸出;
浸出240h后,铜浸出率达到83%,比不添加活性炭时提高近80%[3]。
陈庆根等研究了树脂种类、树脂高度、吸附时间以及吸附流速对铜矿浸出渗透液的吸附能力,考察了解吸剂浓度以及解吸剂流速对解吸效果的影响,结果表明采用116×
24树脂回收铜是可行的[4]。
Panda等人进行了某铜渣的生物浸出研究,工艺矿物学表明铜渣中的铜与磁铁矿、铁橄榄石呈浸染状存在,采用铁/硫氧化细菌从铜渣中浸出铜,铜的回收率可以达到92%~96%[5]。
谭兴林等对广西来宾冶炼厂铜镉渣中的金属铜、镉、锌的浸出行为进行了研究,采用成本较低的空气和二氧化锰做氧化剂促进铜的浸出,在最佳工艺条件下,铜、镉的浸出率可以达到97%以上,锌的浸出率在99%以上[6]。
赵思佳等采用硫酸为浸出剂对氧化铜钴矿进行浸出,在硫酸加入量为氧化铜钴矿质量的12.5%,氧化铜钴矿粒度为-74μm占87%,浸出温度80℃,浸出液固比2:
1条件下浸出2h,铜浸出率为89.26%,钴浸出率为78.69%[7]。
马建业研究了云南汤丹高碱性低品位氧化铜矿尾矿在NH3·
H2O-(NH4)2CO3体系中的浸出行为,考察了浸出时间、反应温度、液固体积质量比、总氨浓度及[NH4+]/[NH3]、氧化剂用量、氧化剂添加顺序、氧化时间等因素对铜浸出率的影响,在最优条件下铜的浸出率可以达到72.3%[8]。
吴跃东等采用氧化焙烧-酸浸法从铜浮渣中提取铜,考察了液固比、硫酸浓度、反应时间和浸出温度对铜浸出率的影响,在750℃条件下氧化焙烧2h,在液固比为5、硫酸浓度20%、90℃条件下浸出2h,铜浸出率可以达到99.35%[9]。
布鲁特等人进行了从土耳其Kure地区堆存的老铜渣中回收铜和钴的研究。
所研究的铁橄榄石类型的堆存老铜渣含有1.24%的Cu、0.53%的Co和51.63%的Fe,采用铜渣浮铜,浮选尾矿与黄铁矿一起焙烧,焙砂浸出工艺,在浮选阶段获得的铜精矿品位为11%,铜回收率为77%,浮选尾矿的钴回收率为93%,将黄铁矿与铜渣按重量比3:
1在500℃温度下焙烧1h,钴的溶解率为87%,铜的溶解率为31%[10]。
38.1.1.2铜的萃取
用溶剂萃取-电解法生产铜是有色金属工业应用溶剂萃取技术最成功的例子之一。
有人甚至认为,这是过去100多年以来铜回收技术的重大成就之一。
由于近几年来高效萃取剂的发展、萃取容量增加、速度提高及反萃效率的改善,萃取及反萃作业的段数已减少为逆流萃取二段、反萃一段,从反萃作业得到的有机萃液可直接返回萃取作业,而富铜电解液中混入的有机萃取剂可用浮选法仅加起泡剂就可以回收,因此萃取剂的消耗量可以减少。
以下就铜的萃取剂近几年的发展做一些介绍。
裴世红等概述了湿法炼铜中常用的铜萃取剂种类,主要包括:
肟类、β-二酮类、三元胺类和复配类等。
肟类主要包括酮肟和醛肟,复配类主要是酮肟和醛肟的复配、酮肟复配、肟与β-二酮的复配以及肟与其他化合物的复配[11]。
刘清明等介绍了五种羟肟萃取剂的结构、性能及使用情况,比较了LIX系列与Acorga系列,前苏联和我国合成的萃取剂的萃取性能,探讨了羟肟萃取剂分离Cu/Fe的作用机理,阐述了选择萃取剂的原则[12]。
Katarzyna等研究了新型萃取剂醛肟试剂对二价铜离子的萃取效果。
结果表明,经过改进的醛肟试剂比未经改进的水杨醛肟、酮肟混合物性能更加优越[13]。
黄淑芳等采用高效铜萃取剂AD-100对两种复杂料液进行萃取除杂,反萃液铜可富集到约40g·
L-1,杂质含量低,总萃取效率约95%,总反萃效率约97%,获得的高品质的硫酸铜溶液可用于生产硫酸铜或铜粉产品,增加了效益[14]。
朱萍等对N902萃取剂萃取酸性介质中铜的选择性进行了研究,发现在硫酸介质中效果最好,实现了铜与其他杂质金属的有效分离[15]。
陈爱良等采用LIX984作萃取剂,从含铜铁的生物浸出液中选择性萃取铜。
结果表明:
对不加铜的初始生物浸出液,在pH大于2.22,相比O/A=1:
1,搅拌速度为200rpm,搅拌时间为4min,萃取级数为3级时,铜的萃取率能达到99.8%以上,铜分配比能达到600以上,铁分配比小于1,铜铁分离系数能达到1900以上,同时发现低初始铜浓度及高萃取温度对萃取有利,可见生物浸出液中铜铁能达到很好的分离效果[16]。
吴展等采用高效萃取剂AD-100从粗硫酸镍溶液中萃取回收金属铜,在初始pH值为2.0,相比A/O=3:
1,萃取剂体积浓度为25%,萃取时间5min条件下,常温下一级萃取即可回收其中94%以上的铜,铁、镍的萃取率分别低于0.05%和0.01%。
对负载有机相进行反萃,结果表明,采用2mol·
L-1的硫酸在相比为1:
1的条件下一级反萃可回收95%的铜[17]。
侯新刚等以低品位铜矿的酸性浸出液作为研究对象,研究了M5640和LIX984两种新型铜萃取剂萃取铜分离铁的性能。
发现接触时间、pH值、相比的增大都有利于萃取铜和铜铁的分离;
M5640选择性萃取铜的能力优于LIX984;
当反萃级数为3级,经多次富集,可得到含铜浓度为45g·
L-1、铁浓度小于0.05g·
L-1的富铜液,达到生产电解铜工艺的要求[18]。
Panda等采用LIX984-C萃取剂从低品位黄铜矿的细菌浸出液中萃取铜,在相比为1:
4,pH值为1.85的条件下,两次定量添加1.5%(v/v)的LIX984N-C萃取铜,铜的萃取率高达99%以上[19]。
邓凡政等利用磺基水杨酸作萃取剂,在吐温80-硫酸铵固、液体系中,萃取分离Cu(Ⅱ)、La(Ⅲ)、Ce(Ⅳ)金属离子,在pH=2.0的酸度下,实现了Cu(Ⅱ)、La(Ⅲ)之间的萃取分离。
该方法具有操作简单、方便、快捷等特点,用于金属离子的萃取分离效果较好[20]。
Sengupta等采用LIX984N-C®
作萃取剂从富铜浸出液中萃取铜。
考察了搅拌速度、表面活性剂浓度、pH值、萃取剂浓度等因素对萃取效果的影响。
结果表明,LIX984N-C®
在低pH条件下可以高效的萃取铜,该萃取剂不仅可以从低浓度的浸出液中萃取铜,还可以从硫酸浸出液中萃取铜[21]。
徐志刚等研究了Mextral84H萃取剂萃取铜的性能,结果表明:
Mextral84H萃取剂具有萃取效率高,分相速度快,使用寿命长等特点,可用于从矿石浸出液中萃取铜[22]。
李建等针对某铜质量浓度为25.62g·
L-1的料液,采用Mextral系列萃取剂萃取铜。
发现MextralR973H对铜的萃取率高达99.22%,萃取液中铜质量浓度降至0.2g/L左右;
MextralR973H萃取剂具有分相性能好、萃取能力强、铜净转移量大等优点,可推广应用于从不同含铜料液中萃取铜[23]。
Ahmet等采用醋酸作为浸出剂浸出孔雀石,并使用铝从含有二价铜离子的浸出液中置换回收金属铜。
研究表明铜的回收率随溶液浓度、温度、搅拌速度的升高而增大,随着溶液的pH值的增大而减小[24]。
汤启明等合成了一种砒啶羧酸酯萃取剂MextralRCLX-50,用于从酸性蚀刻液中萃取铜。
MextralRCLX-50中的有效成分砒啶羧酸酯质量分数为50%,在40℃条件下从蚀刻液中萃取铜,分相性能较好,萃取铜负载量可达20~30g·
L-1;
用水可将负载有机相中的铜反萃下来,反萃取率超过90%[25]。
马致远等采用LIX984N作萃取剂,在萃取剂体积分数30%,相比1:
2,反萃温度30℃条件下进行萃取-反萃-电积实验,萃取率达99.91%,反萃率达到98.56%,电流效率达到92.59%[26]。
Ge等人在熔化的CaCl2–NaCl中利用电还原方式从铜矿石中萃取铜。
在电压为2.2-2.8V的条件下,将烧结成多孔固体颗粒的硫化铜和Cu2S/FeS电解为元素Cu、S和Cu、Fe、S,为处理低品位铜矿石提供了一种绿色提取方法[27]。
38.1.2红土镍矿的化学选矿
随着可开采硫化镍矿的日益枯竭,采用化学选矿方法高效低成本的开发利用红土镍矿日趋重要。
符剑刚等对目前红土镍矿的处理工艺进行了综述,着重介绍了高压酸浸工艺、氨浸工艺、还原焙烧-酸浸工艺、还原焙烧-磁选工艺、还原焙烧-浮选工艺,并展望了各工艺的发展前景[28]。
李启厚等阐述了红土镍矿传统湿法生产工艺及进展,认为硫酸加压酸浸、堆浸和生物浸出等工艺具有浸出率高、成本低、环境污染小等优点,是红土镍矿湿法冶金技术的重要发展方向[29]。
周晓文等介绍了红土镍矿的常见处理工艺,认为火法工艺和湿法工艺中的氨浸法、高压酸浸法存在明显缺点,而常压酸浸法有工艺简单、能耗低、易于控制、投资少等优点,有很好的发展前景[30]。
Kaya采用高压酸浸法从土耳其某难选红土镍矿中提取镍和钴。
在浸出温度为255℃,酸矿质量比为0.30,-850µ
m含量为100%条件下浸出1h,镍的浸出率为87.3%,钴的浸出率为88.8%[31]。
杨玮娇等着重介绍了加压酸浸-常压酸浸工艺(HPAL-AL)。
HPAL-AL工艺是指将加压酸浸与常压酸浸结合起来的两段浸出工艺,该工艺主要特点是HPAL段浸出液中的游离酸在AL段被中和,从而提高了酸利用率,降低了酸耗[32]。
赵艳等采用微波水热盐酸浸出方法对腐泥土型红土矿提取镍钴进行了研究,对于300℃焙烧预处理后的红土镍矿,当微波水热温度为50℃,浸出时间为1h时,镍的浸出率高达93.56%,钴的浸出率为87.86%。
与普通水热浸出体系相比,红土镍矿微波水热浸出体系中镍和钴的浸出效果均更好[33]。
张玉婷等对低品位复杂红土镍进行了直接氢还原试验,在还原温度为850℃,还原时间40min,氮氢混合反应气体中氢含量65%时,镍和铁的还原率为43%和62%,铁氧化物的还原为分步还原过程[34]。
张仪针对某低品位红土镍矿碱性脉石含量高,矿石嵌布粒度细,平均品位只有0.91%的特点,研究了加温搅拌浸出过程中各因素对镍浸出率的影响。
结果表明,在温度85℃、酸矿质量比2:
5、液固体积质量比3:
1、搅拌浸出2h条件下,镍浸出率可达60%以上[35]。
伍耀明等对红土镍矿进行酸浸出,浸出滤液加入硅镁镍矿预中和,预中和滤液加入菱镁矿中和结晶除铁,除铁液加入菱镁矿沉镍,沉镍滤液浓缩结晶高纯硫酸镁,高纯硫酸镁生产下游高纯镁产品,除铁渣用于炼铁;
浸出渣预中和用于生产白炭黑,实现了红土镍矿资源的综合回收[36]。
阮书锋等采用选择性还原焙烧-氨浸-溶剂萃取-电积工艺从低品位红土镍矿中综合提取镍、钴、铁,使用煤作还原剂,在还原剂加入量为矿量的10%,焙烧温度700~750℃条件下焙烧20~30min,镍、钴氨浸出率分别达到89.33%和62.47%[37]。
邱沙使用硫酸化焙烧-水浸工艺处理红土镍矿,在焙烧温度为250℃,焙烧时间2.5h,水浸时间1h,水浸固液比1:
8条件下,镍的浸出率达到55.88%[38]。
刘三平等研究了常压-加压两段联合浸出红土镍矿新工艺。
在温度95℃、反应时间5h,初始矿浆浓度36%,吨矿硫酸用量1.0t条件下,镍、铁常压浸出率分别为98%和74%[39]。
李光辉等发现钠盐在红土镍矿还原焙烧过程中可以破坏硅酸盐矿物的结构,有利于镍的还原富集,从而改善红土镍矿的还原-磁选效果,显著提高磁性产品的镍、铁品位及回收率[40]。
刘婉蓉等采用氯化离析和磁选分离的方法处理云南某低品位红土镍矿。
分别采用高温冷却的氯化镁颗粒和碳颗粒作为氯化剂和还原剂,考察了氯化剂用量、还原剂用量、氯化温度以及氯化时间对镍和钴浸出的影响。
在氯化镁用量为6%,焦碳用量为2%,氯化温度为1253K,氯化时间为90min时,钴和镍的回收率分别为91.5%和82.3%[41]。
符芳铭等研究了使用抗坏血酸作为还原剂,用稀盐酸溶液浸出红土镍矿的工艺条件。
在还原抗坏血酸加入量与矿料质量比为0.3、矿料粒度0.15mm、酸料质量比2:
7、浸出温度60℃、浸出时间1h、固液比1:
4、搅拌速度300r/min的条件下,镍的浸出率可达到95%[42]。
范兴祥等针对云南省元江红土镍矿的矿物组成特点,提出了还原-磨矿-选别-氧化浸出工艺,并进行了全流程试验,结果表明,还原-磨矿-选别可以抛弃红土镍矿中80%以上的脉石,同时实现镍钴铁富集,氧压浸出工艺可实现镍钴与铁的分离,并获得铁红产品[43]。
针对某强烈氧化的含镍酸性铁矿石的红土镍矿,曹占芳等采用硫酸常压浸出-黄钠铁矾沉铁工艺对该红土镍矿进行回收,镍、铁的浸出率分别达到91.95%和67.96%;
经黄钠铁矾法沉淀分离和焙烧工艺能够获得Fe品位55.56%的氧化铁产品,且镍和铁的总回收率分别达到89.39%和67.46%[44]。
38.1.3铝土矿的化学选矿脱硅
我国铝土矿资源较为丰富,截至2012年年底,保有资源储量约30亿t,其中基础储量约8.7亿t,占29%,资源量约21.3亿t,占71%。
基础储量和储量在世界上分别占第7和第9位[45,46]。
我国铝土矿资源的特点:
矿石的质量不高,绝大多数为高硫、高硅、低铝硅比的一水硬铝石型,以中等铝硅比的矿石为主;
在各地区分布的铝硅比(A/S)范围较宽,品位高低不均,A/S为5~7的矿量占总量的40%[47]。
化学选矿脱硅不仅能完全回收一水硬铝石中的Al2O3,而且能回收铝硅酸盐矿物中的Al2O3,Al2O3总回收率高;
此外,高温焙烧处理铝土矿,其中的大部分碳酸盐、硫、有机物及其他有害杂质被除去,有利于后续拜耳法工艺的溶出。
铝土矿化学选矿的本质是在一定温度下分解矿石中的含硅矿物(主要是高岭石)成A12O3和SiO2,然后用苛性钠溶液浸出,使矿物中的SiO2溶出而达到脱硅目的[48,49]。
杨波等研究了常压下高浓度NaOH浸取铝土矿的预脱硅过程,考察了初始NaOH浓度、反应温度、浸出时间和碱矿比等因素对氧化铝、氧化硅浸出率及剩余固相中铝硅比的影响,结果表明,在NaOH溶液浓度为50%、碱矿比为2.5、浸出温度为135℃时,可使铝土矿铝硅比由7.6提高到12以上,从而满足拜尔法生产氧化铝对铝土矿的品位要求。
用此方法进行铝土矿预脱硅,可以免去物理选矿环节,具有节能降耗的优点,同时提高了铝土矿品位,为中低品位铝土矿的开发利用开辟了一条新途径[50]。
胡志凯等为了脱去铝土矿中的含硅矿物以提高铝硅比,将原矿石在1180℃的温度下利用电炉焙烧半小时,然后再在低压釜中溶出,经过焙烧的矿石二氧化硅溶出率最高可达42%,可将矿石铝硅比从2.52提高到5.03[51]。
辛海霞等针对传统工艺处理高铁铝土矿能耗高、金属提取率低等缺点,提出硫酸氢铵焙烧工艺,在硫酸氢铵与铝土矿质量比为3.5:
1、焙烧温度为450℃、焙烧时间60min的条件下,铝和铁的提取率分别为93%和95%以上;
铝反应的产物为NH4A1(SO4)2,铁反应的中间产物为(NH4)3Fe(SO4)3,最终产物为NH4Fe(SO4)2。
该工艺具有焙烧温度低、金属提取率高等特点,对广西高铁铝土矿的开发利用具有重要意义[52]。
李博等进行了从重庆某低品位铝土矿化学脱硅产物中溶出氧化铝的试验。
发现温度和时间是影响氧化铝溶出率的主要因素;
最优溶出条件为溶出时间80min,溶出温度260℃,αk=1.45,碱质量浓度220g·
L-1,石灰添加量6%。
最优溶出条件下,氧化铝平均实际溶出率为85.70%,平均相对溶出率为98.71%[53]。
赵爱春等人针对低品位三水铝石型铝土矿使用拜耳法提取氧化铝存在溶出率低的情况,采用盐酸法浸出,在配矿液固比100:
7,浸出时间2h,矿石粒度小于55μm,盐酸浓度10%,浸出温度373~383K条件下,铁和铝的浸出率均在95%以上,浸出渣主要成分为SiO2,易于综合利用[54]。
用微生物分解硅酸盐和铝硅酸盐矿物,可以将铝硅酸盐矿物分子破坏成为氧化铝和二氧化硅,并使二氧化硅转化为可溶物,而氧化铝不溶得以分离。
生物选矿脱硅是具有良好前景的铝土矿脱硅方法。
用此法可以得到较高的工艺指标,并基本上消除对环境的污染。
宋翔宇将一株从矿坑水中筛选到的硅酸盐杆菌YK-1进行紫外诱变,选育出突变菌株YK-4。
对YK-1和YK-4进行铝土矿脱硅能力对比试验和YK-4突变株遗传稳定性试验,结果表明,紫外诱变的最佳照射时间为20s,YK-4菌株对SiO2的脱除率比原菌株YK-1提高了29.51%,并且其遗传性能稳定。
应用YK-4进行了铝土矿脱硅的单槽放大试验,脱硅效果仍然比较显著,能将铝土矿铝硅比从4.02提高到8.05,硅浸出率达到45.53%[55]。
孙德四等以从河南铝土矿筛选出的一株胶质芽抱杆菌HJ07为出发菌株,对其进行紫外(UV)与亚硝基胍(NTG)诱变育种及铝土矿浸矿脱硅研究。
分别通过紫外线照射120s与采用质量浓度为600mg·
L-1的亚硝基胍处理,出发菌株HJ07的致死率分别达到89%与90%,正突变率分别达到16.5%与18.7%。
从突变菌株中筛选所得的两株菌种UV-2与NTG-5的生长代谢活性与脱硅能力明显比出发菌株高。
在铝土矿浸出体系中,UV-2与NTG-5达到生长稳定期的时间比HJ07分别缩短了48h与24h,且生长稳定期具有更大的细菌浓度,浸矿12d后,UV-2与NTG-5菌株浸出液中SiO2的质量浓度分别比HJ07提高了约25.6%与12.5%,且达到浸出终点的时间分别缩短了3d和2d[56]。
Ghorbani等人从低品位铝土矿中提取微生物并研究其对铝浸出过程的影响,使用的微生物主要有本土标本真菌、黑曲霉和青霉菌。
结果表明,本土标本真菌是最有效的浸出微生物,7080mg的Al2O3被浸出到溶液中[57]。
38.1.4大洋多金属结核的化学选矿
大洋多金属结核是一种富含铁、锰、镍、钴等有用金属元素的洋底自生沉积矿物集合体,具有巨大的潜在经济价值。
多金属结核的矿物成分复杂,结晶程度差,颗粒微细,且多交织共生,对其开展矿物学研究极为困难,一般高倍显微镜也很难分辨其矿物成分和结构。
因此,传统的处理方法具有局限性,化学选矿技术成为大洋多金属结核资源回收的首选方法。
近年来,该技术的应用也取得了一定进步。
由于大洋多金属矿是以铁锰氧化物为主相的复杂矿物,李浩然等利用三相氧化法从大洋多金属矿中提取锰,并使铁铜钴镍富集于渣中。
当温度为240℃,碱锰的物质的量的比为45,通气量为0.5m3·
h-1时,铁镍的固相富集率接近100%,铜钴富集率大于93%,液相氧化反应后Fe、Cu、Co、Ni等金属基本上被分配到渣中,初步实现了这些金属与Mn的分离[58]。
王仍坚等以大洋多金属结核和钴结壳按一定比例混合后的矿物为原料,在氨性体系中,以亚铜离子为催化剂,一氧化碳为还原剂,考察配矿比、硫酸铵浓度、氨浓度、亚铜离子浓度、温度等对有价金属浸出率的影响,在富钴结壳占比25%,硫酸铵浓度25g·
L-1、体系总氨120g·
L-1、亚铜离子浓度10g·
L-1、温度50℃、一氧化碳流量20mL·
min-1条件下,Ni、Co、Cu、Mn浸出率分别为97.15%、93.68%、92.64%、20.90%,形成了自催化还原氨浸工艺,解决了大洋多金属结核中钴回收率低和锰难回收的难题[59]。
微生物浸出技术在大洋多金属结核中的应用也有一定进展。
冯雅丽等从太平洋海底沉积物中分离到四株异养微生物,进行耐酸和耐金属的驯化,发现厌氧浸出优于好氧浸出,当pH控制在2.5~3,浸出时间为3d时,浸出率可达98%。
利用异养微生物还原浸出大洋多金属矿浸出速率高,矿体无需通气,投资低,易于操作,且环境友好,可在回收有价金属的同时进行固体废弃物和有机废弃物综合治理[60]。
溶剂萃取技术由于具有高选择性、高回收率、流程简单、操作连续化和易于实现自动化等优点,己成为钴镍分离的主要方法,为大洋多金属结核浸出贵液中镍、钴、铜的分离提供了良好的技术支持。
王东等研究了用N235从大洋多金属结核熔炼-锈蚀-萃取工艺中所产出的萃铜余液中萃取分离钴的方法。
发现N235萃取钴效果明显,负载有机相中的钴能被稀酸反萃完全。
采用N235萃取和稀酸反萃方法可以把Co(Ⅱ)、Ni(Ⅱ)分离开。
从含钴0.85g·
L-1的料液中,按相比VO/VA=1/2,经四级逆流萃取,二级反萃可将钴富集到15.20g·
L-1,萃余液中含钴0.0055g·
L-1,萃余液中Ni/Co高达1838,反萃液中Co/Ni=1520,产品质量符合优质工业氯化钴质量要求,钴镍萃取分离效果甚佳,钴的回收率大于98%[61]。
38.2稀有金属的化学选矿
稀有金属的化学选矿主要包括钨、钼、铋等的化学选矿,其中以稀土的化学选矿最引人注目。
38.2.1稀土矿的化学选矿
我国稀土资源丰富,是世界公认的稀土大国,据有关资料显示,现在我国稀土产业在世界上占有四个第一。
资源储量第一,占世界的45%左右;
产量第一,稀土产量占世界稀土商品量的80%以上;
销售量第一,60%以上的稀土产品出口到国外;
用量第一,从中低档初级产品到深加工高档产品都能生产供应,新材料领域的应用量已占消费总量的34%。
我国已成为世界上唯一可以大量供应各种不同品种、不同品级稀土的国家,在世界稀土市场上具有支配和主导地位[62]。
关于稀土矿化学选矿的文献报道有很多[63-76],但主要集中在风化壳淋积型稀土矿的浸出方面。
风化壳淋积型稀土矿,主要分布在我国的江西、福建、广东、云南、湖南、广西、浙江等省(区),其中江西赣南地区所占份额最大[63]。
由于此类矿石中目前可回收的稀土元素以离子吸附形式存在,采用重选、磁选、浮选等常规物理选矿方法无法将其富集回收。
但这些稀土离子遇到化学性质更活泼的阳离子时可以被交换解吸。
因此,当采用化学浸出技术淋洗风化壳淋积型稀土矿时,稀土离子就可
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