CN103695670A - 一种提高离子型稀土浸取率和尾矿安全性的方法 - Google Patents

Abstract

一种提高离子型稀土浸取率和尾矿安全性的方法，其要点是根据离子型稀土矿的特点，一是在按工艺步骤中稀土原矿和近中性铵盐浸矿剂的比例浸取大部分稀土后补加酸性硫酸盐浸矿剂使难浸稀土得以浸出，而不是在一开始就将浸矿剂pH调到4以下；二是在酸性浸矿剂浸取后再分别用水和石灰乳水溶液护理尾矿，中和矿体中残留的酸，并使吸附的过量铵转入溶液，减少尾矿中铵的残留，提高铵的回收利用率。采用本发明技术可以使稀土提取效率提高2-30%，与矿中难交换组分含量有关，降低铵消耗20%左右和尾矿中的稀土和铵残留50%以上，降低矿山尾水中的稀土、铵、铀和钍含量70%以上。保证尾水为中性，减少了尾矿膨化导致的滑坡风险。

Description

一种提高离子型稀土浸取率和尾矿安全性的方法

技术领域

本发明涉及一种能够显著提高离子型稀土浸出率和尾矿安全性的工艺方法，属于稀土化学选矿和湿法冶金领域，也与矿山环境保护领域相关。

背景技术

离子型稀土是我国独有的一类宝贵的中重稀土资源，得到国内外的广泛重视。通过几十年的研究开发，目前已经形成了从矿山开采到分离提纯再到材料应用的比较完整的产业链。但在开采过程中也存在着一些问题，其中最为关注的是矿山开采所带来的环境影响问题。尤其是在原地浸矿技术推广以后，虽然植被的破坏程度得到了大大的降低，但尾矿中电解质的残留导致的稀土流失和环境水污染问题日益突出。另外一个问题是稀土回收率的问题，目前采用的浸取方法主要是针对中性盐能够交换浸出的部分。而在一些矿中，还存在着比较多的难浸离子态稀土，其比例占2-40%不等。为此，需要在考虑全部回收离子态稀土的基础上解决尾矿的安全性问题。尾矿的安全性包括在自然条件下，由于降水导致的稀土、铵氮和重金属离子的析出导致的对环境水的污染，以及由于矿床不稳定导致的滑坡和塌方事故。在过去的几年里，由于塌方和滑坡导致的人身伤害事故已经有很多起，已经有十多人身亡。

中国工业和信息化部制定的《2009年～2015年稀土工业发展规划》和《稀土工业产业发展政策》对稀土生产企业提出了更高的环保标准。从目前的情况来看,稀土分离等环节技术进步较快，政府部门对污染物排放也比较好监控，在解决生产过程的环境污染上起到了很好的作用。而矿山技术的不足则是导致污染和环境问题的主要原因，特别是现有技术在采矿后山体极不稳定，重金属、稀土、铵氮和放射性元素不断随淋滤水排出，持续数年甚至几十年，危害严重。我们在两处废弃十年以上的原地浸矿矿山取淋滤水进行分析，其中铵离子分别为218mg/L和140mg/L，REO分别为32.50mg/L和35.87mg/L。均超过了排放要求。从矿床开采方式来分,目前采用的主要有池浸、堆浸和原地浸析三种。原地浸洗技术被认为是最为环保的一种开采方式,它基本不需要破坏植被,不需要移动矿物。因此,具有显著的环境保护优势,生产成本也低,是目前广为推崇的技术。但这种原地浸矿模式也存在不少缺点，比如采矿盲区导致稀土回收率低；原地浸矿的山体受浸取液长时间浸泡成为水土流失的重大隐患；稀土和重金属以及铵氮受降水影响长时间缓慢释放，对下游和地下水质造成严重污染。稀土的流失也导致严重的经济损失和资源浪费。

在已有的技术中，离子型稀土矿采用硫酸铵、氯化铵或氯化钠为浸矿剂。这些浸取剂对于大部分的离子态稀土是有效的，但有相当一部分的离子态稀土是被具有高吸附能力的胶体氧化铁、氧化锰所吸附，或者是以羟基稀土离子被吸附，仅仅是采用这些无机盐来浸出是交换不出来的。这部分稀土的含量随矿山条件不同而异，从2%到40%不等。在过去几十年内提取生产了近30万吨离子型稀土氧化物，按平均10%来计算，还有3万吨的离子型稀土没有得到回收。因此，造成了稀土资源的浪费。

发明内容

本发明的目的是针对现有技术的不足为离子型稀土矿的开采提供一种离子态稀土的全浸出工艺，并在采矿周期内进行尾矿安全处理，使得以硫酸铵等为浸取剂的浸矿技术达到高效化和环保化。使稀土实收率得到进一步提高，稀土生产周期内基本不排放废水，或者排放水中的铵氮、稀土、重金属均达到排放标准；生产结束后尾矿稳定，淋滤水安全。从而达到国家环保政策要求，实现有序开采。

本发明的技术方案是在现有技术的基础上增加了酸-盐浸出和石灰水收尾两个工序，强化了对难浸稀土的交换浸出和降低了尾矿中的铵和酸残留，提高了稀土浸取效率、大大降低了铵消耗量和尾矿淋滤水中的氨氮及重金属含量。

本发明所述的一种提高离子型稀土浸取率和尾矿安全性的方法包括以下步骤：

[1]采用喷淋或灌注或滴灌等方式将浸矿剂溶液以液固比0.6-1.2：1注入矿体或装填有离子型稀土矿的堆场或池柱进行第一阶段的浸矿作业。所用的浸矿剂可以是硫酸铵、氯化铵、硝酸铵中的一种或多种组成的近中性铵盐溶液。其浓度范围按硫酸铵计算在1-3%，最好在1.5-2%，浸出液的pH值在4-7之间，收集浸出液到一段浸出储液池；

[2]采用喷淋或灌注或滴灌等方式用pH值在1-4之间的浸矿剂溶液以液固比0.2-0.6：1注入矿体或装填有离子型稀土矿的堆场或池柱进行第二阶段的浸矿作业，所用浸矿剂溶液是指pH值1-4最好在1-2之间的含相当于一价离子0.05～0.5mol/L的硫酸铵、硫酸钠、硫酸铁、硫酸铝中的一种或多种组成的酸性硫酸盐溶液；pH值4以上的浸出液并入一段浸出储液池中，浸出液的pH小于4时，收集到后段浸出储液池；

[3]上述酸-盐混合溶液加完后，再按采用喷淋或灌注或滴灌等方式用清水以液固比0-0.4：1注入矿体或装填有离子型稀土矿的堆场或池柱进行顶补，流出液收集到后段浸出储液池中；

[4]上述清水加完后得到的尾矿，用饱和石灰水浸淋护尾，所需液固比为0.5-2.5：1，使尾矿中的铵被钙交换浸出，氢离子被氢氧根中和，硫酸根和一些重金属离子被固定，待浸出液pH值大于6之后，停止注入石灰水，流出液收集到后段浸出储液池中；

[5]一段浸出液中的稀土采用现行的碳酸稀土沉淀或草酸稀土沉淀或氢氧化稀土沉淀方法回收，沉淀后的母液补充硫酸铵后用于后续一段浸矿；但后段浸出液中的稀土需用酸性萃取剂或胺类萃取剂萃取稀土，萃余液补充硫酸铵并调整酸度后用于后续二段浸矿；有机相中的稀土直接进入后续萃取分离工艺，用沉淀方法回收稀土，得到碳酸稀土、氧化稀土产品。

本发明的有益效果是：本发明的要点是根据离子型稀土矿的特点，一是在按上述工艺步骤中稀土原矿和中性浸矿剂的比例浸取大部分稀土后补加酸性浸矿剂使难浸稀土得以浸出，而不是在一开始就将浸矿剂pH调到4以下；二是在酸性浸矿剂浸取后再分别用水和石灰乳水溶液护理尾矿，中和矿体中残留的酸，并使吸附的过量铵转入溶液，减少了尾矿中铵的残留，使铵的回收利用率提高。这样可以保证尾矿在雨淋时不至于导致淋滤水中的氨氮和金属离子超标。采用本发明技术可以使稀土提取效率提高2-30%，与矿中难交换组分含量有关，降低铵消耗20%左右和尾矿中的稀土和铵残留50%以上，降低矿山尾水中的稀土、铵、铀和钍含量70%以上。保证尾水为中性，减少了尾矿膨化导致的滑坡风险。

附图说明

图1为不同pH的NaZD9悬浮液的吸光度值随时间的变化曲线。

具体实施方式

实施例1:

分别取6个不同产地的矿1公斤（标记为1、2、3、4、5、6、7），装入直径为50mm的玻璃柱中，先用2%硫酸铵溶液以液固比0.8:1浸矿，再用pH1的2%硫酸铵溶液以液固比0.4:1浸矿。分别收集浸出液，分析其中的稀土总量和氧化钪含量，结果列于表1中。

表1几种代表性离子型稀土矿两段浸出的效果比较

从表1结果可以看出，不同产地的矿其稀土含量不同，中性盐浸出稀土占总离子相稀土的比例也不同。其中，关西和寻乌稀土矿中通过增加酸浸工序，二浸率分别超过20%和接近40%，可以使稀土的浸出品位得到大大提高。因此，对于这类矿床，酸浸是提高稀土浸取效率的必要手段。对于钪而言，酸浸效果更加明显。

实施例2：

将GX-S2矿1m深处稀土原矿样品自然风干，取20目筛下样品做淋洗实验，具体方法为：将土样按液固比0.8:1用2％纯硫酸铵溶液淋出，然后按液固比0.2:1用水顶出，这是目前矿山所用技术的主要内容。续用水充分淋洗，相当于模拟矿山雨水浸淋过程，其淋出液的分析可以说明在自然雨水淋浸下矿山废水的情况；最后用10％NaCl溶液充分交换，其浸出液分析可以说明残留在矿中的氨氮含量以及残留的稀土含量情况。所得结果如表1

表2GX-S2离子型稀土矿硫酸铵浸出及氯化钠全洗交换实验结果（mg/kg）

表2中的结果表明：按1:1浸矿比浸出的稀土量相当于可浸出量的88.4%，余留铵量为加入铵量的16.3%，而在后续水顶过程中，有10.4%的稀土和相当于注入铵量19.1%的铵被洗出。如果能够对这部分稀土进行回收，则可以提高稀土回收率10%左右，减少氨氮排放或损失近20%。而真正最后残留在尾矿中的可交换稀土量比较低，但铵量很高。而铵在尾矿中的稳定性并不太好，在雨水浸泡时会离解析出而影响环境。

表1中同时列出了铅、钍、铀几种主要污染元素的含量变化。可以看出：在最初的浸出液中，它们的浓度还是比较高的，随后下降。改用氯化钠浸取时，铅的量急剧增大，而钍和铀的浸出量下降。说明前面采用硫酸盐浸取时可以抑制铅的浸取，但对铀钍的抑制作用不明显。

实施例3：

将GX-S2矿1m深处稀土原矿样品自然风干，取20目筛下样品做淋洗实验，具体方法为：将土样按液固比0.6:1用2％纯硫酸铵淋出，然后按液固比0.2:1用pH2的2％硫酸铵溶液淋出，再按液固比0.2:1用水顶出，所得结果如表3：

表3GX-S2离子型稀土矿中性-酸性盐两段浸出实验结果

将表3的结果与表2的结果相比，当将原来中性硫酸铵浸出的后四分之一改用酸性硫酸铵浸取，可以使液固比1:1浸出的稀土浸出量增大，但液固比0.8:1时的浸出量并没有增加，而是在后续水顶补过程得到了更多量的稀土。说明酸的加入所导致的稀土浸出量增大会有一个滞后期，此时，需要强化后面的水顶作业。与此同时，液固比1:1时的铅浸出量有所增大，而钍和铀的浸出量降低了。说明酸度增大降低了硫酸根的游离浓度，对铅沉淀为硫酸铅的反应有抑制作用，但减少了钍和铀与硫酸根形成络合物而被浸出的趋势。

实施例4：

将GX-S2矿1m深处稀土原矿样品自然风干，取20目筛下样品做淋洗实验，具体方法为：将土样按液固比0.8:1用2％纯硫酸铵溶液淋出，然后依次按液固比0.2:1、0.3:1用饱和石灰水顶出，至淋出液pH值大于4；随后再用液固比0.5:1的饱和石灰水淋洗至流出液pH≥6.5，续用液固比4.5:1的水充分淋洗，最后用液固比4.5:1的10％NaCl溶液充分交换。所得结果列于表4.

表4的数据表明，在液固比0.8:1用硫酸铵浸矿后立即加入石灰水，会导致稀土、铅、钍、铕等金属离子浸出量的减少，但可以减少浸矿过程中的铵消耗。因为石灰水的加入将使铵离子转变为氨，钙进入尾矿。减少铵在尾矿中的残留，并使残留在尾矿中的铵不容易被氯化钠浸出。与实施例2相比，1:1浸出时，铵消耗可以减小20%以上。最后尾矿中可交换铵残留量减少60%以上。

表4GX-S2离子型稀土矿硫酸铵浸出及石灰水护尾实验结果（mg/kg)

表4的数据还表明，要将矿山流出液pH调为4时，需要石灰水的液固比为0.5:1；而要使流出液pH≥6.5需要饱和石灰水溶液的液固比为1:1。当尾矿被石灰水中和以后，后续水浸出液中的氨氮、稀土和杂质离子浓度都很低。例如在后续的液固比4.5:1的水顶过程中淋出稀土量仅为0.2mg/kg，而实施例2中的淋出量为60.2mg/kg，减少了99.7%。表明石灰水的注入，能够使稀土等金属离子得到很好的固定。即使是在石灰水注入过程中，这些金属离子的流出量也很低。与实施例2的结果相比，液固比1:1浸出的铅、钍、铀浸出量分别下降了-2.5%、27.7%、18.8%，水顶过程的铅、钍、铀浸出量下降了37.2%、90.9%、96%；总的铅、钍、铀浸出量分别下降了75.3%、36.2%、27.4%。这些数字表明：石灰水的注入大大减少了重金属离子的浸出量，尤其是大大降低了水顶浸出过程中的重金属浸出量，大大提高了矿山尾水和尾矿本身的安全性。

实施例5：

采用实施例2类似的方法，改用GX-S3矿1m深处稀土原矿，样品自然风干，取20目筛下样品做淋洗实验：将土样按0.8:1液固比用2％纯硫酸铵溶液淋出，然后按液固比0.2:1用水顶出，再用水充分淋洗，最后用10％NaCl溶液充分交换；结果见表5。与实施例2相比，该矿中的稀土含量要低。但各阶段浸出稀土和杂质离子的规律是类似的，只是具体数据有所不同。液固比1:1浸出稀土的百分率为74.4%，而在后续水顶过程的稀土量较大，占总量的18.8%。证明现行工艺中1:1浸矿后的尾矿中还有较多的稀土和铵会被雨水淋浸出来，如果不加以回收，将损失10%以上的稀土，同时废水中的氨氮也容易超标。

表5GX-S3离子型稀土矿硫铵浸出及氯化钠全洗交换实验结果（mg/kg）

实施例6

综合实施例3和实施例4所用方法，将矿样按液固比0.6:1用2％纯硫酸铵溶液淋出，然后按液固比0.2:1用pH2的2％硫酸铵溶液淋出，然后依次按液固比0.5:1用饱和石灰水顶出，按液固比0.7:1用饱和石灰水顶出，用饱和石灰水淋洗至流出液pH＝6.5-7，用水充分淋洗，最后用10％NaCl溶液充分交换。结果见表6。

将表6结果与表5结果比较，在用硫酸铵溶液以液固比0.8:1直接浸取时稀土浸出量比后用2%硫酸铵和pH2的2%硫酸铵溶液分别以液固比0.6:1和0.2:1浸取时的稀土浸出量要小，说明酸的引入会提高稀土的浸出量。但石灰水的注入，稀土的浸出量会降低，甚至会影响到后续氯化钠的浸取。但能保证后续水浸液中的稀土和其他金属离子的浓度都比较低。与实施例4的结果相比，作用非常类似，但石灰水的注入量要更大一些才能使浸出液的pH≥6.5。这是由于前面酸性盐浸出的缘故。

与此同时，与表5的结果相比，杂志离子铅的浸出量降低很多，而钍和铀的浸出量有所增加。主要是由于酸的使用之后马上用石灰水中和所致。综合起来考虑，为了增加稀土浸出量，减少钍铀的浸出，有必要在酸-盐浸出后增加一水洗段，使稀土能充分浸出，保证稀土收率。另外，用石灰水浸取过的尾矿再用氯化钠去浸取时，浸出的稀土量很少，铵量也不多。

表6GX-S3离子型稀土矿酸铵浸后增加石灰水护尾工序的浸出结果（mg/kg）

实例7：

根据实施例6的结果，我们取关西的另一个代表性样品(编号GX-20130809)用20目筛干筛，均匀取20目筛下样品工艺对比实验。取30g样品装入内径为20mm的玻璃柱中，先用2%硫酸铵溶液以液固比0.8:1浸矿，再用pH2的2%硫酸铵溶液以液固比0.4:1浸矿，接下来用水以液固比0.4:1顶出，最后用水或饱和石灰水收尾。分别收集浸出液，分析其中的稀土总量和铵氮含量，结果列于表7中。结果表明：所采用的四段浸出效果很好。由于增加了酸盐的用量，所以，稀土浸出量主要集中在前2个阶段，其液固比为1.2:1，稀土浸取率达到93.4%，而在后续石灰水浸取时，稀土浸出量很低。前三段浸取的稀土浸取率达到99.4%。另外，当酸-盐浸出后增加水顶工序后，饱和石灰水的用量也减少了，液固比0.7:1就能达到要求。

表7的数据还表明：相对于上述样品而言，该矿样中的稀土含量较高，而杂质离子的含量较低。杂质离子的浸出量一开始时有点高，而后降低；但在酸-盐浸出后的水顶出液中又有所升高。这是酸的加入所导致的结果。

表7.GX-20130809样品多段浸出的结果数据

实施例8：

按实施例7平行取GX-20130809样品，并按实施例7类似的方法进行浸矿实验，其中第二段所用浸矿剂与实施例7不同，分别按液固比0.4:1以2%纯硫酸铵和pH1的2%硫酸铵浸矿，数据记录于表8.1和表8.2中。

表8.GX-20130809样品第二段用纯硫酸铵和pH1的硫酸铵浸出结果对比(mg/kg)

从表7和表8中数据可以看出，三种不同方法按1.2:1液固比计算，浸出稀土量依次为904.5mg/kg、935.2mg/kg和935.3mg/kg，浸出铵氮量依次为1491.9mg/kg、1873.0mg/kg、1924.0mg/kg。结果表明，酸性硫酸盐浸出能提高稀土的浸出率，但盐的酸度由pH2提高到pH1，稀土浸出率提高的幅度并不明显；盐的酸度越高，浸出的铵氮越多，相当于节约的铵氮越多，留存的铵氮减少，能相对增加矿山的安全性。但盐的酸度越高，护尾阶段所需的石灰水就越多，pH2到pH1护尾所需石灰水由0.7:1提高到2.5:1。随盐的酸度增加，Pb、Th和U等杂质离子的浸出有不同程度的增加，但饱和石灰水收尾到pH≥6.5后，稀土和杂质离子能很好地被固定，将大大提高矿山安全性能。

实施例9：

将GX-20130809样品用20目筛干筛，均匀取20目筛下样品工艺对比实验。分别取30g样品，装入内径为20mm的玻璃柱中，先用2%硫酸铵溶液以液固比0.8:1浸矿，再用纯的或pH2的硫酸铵与氯化铵混合溶液以液固比0.4:1浸矿，接下来用水以液固比0.4:1顶出，最后用水或饱和石灰水收尾。分别收集浸出液，分析其中的稀土总量和铵氮含量，结果列于表9.1-9.2中。

表9.1GX-20130809样品用混合浸矿剂(2%NS:NC＝3:1)浸出实验结果

表9.2GX-20130809样品用pH2的混合浸矿剂(2%NS:NC＝3:1)浸出实验结果

将表9-1和表9-2中数据与表6-1数据对比，我们发现2％的硫酸铵和氯化铵混合浸矿剂与2％的纯硫酸铵浸矿剂比，当液固比均为1.2:1时，前者浸出稀土量为832.3mg/kg，后者浸出稀土量为904.5mg/kg。说明前者的稀土浸出效率低，即：用氯化铵代替硫酸铵会影响稀土的浸出。虽然浸出液中铵氮量有所增加，但考虑混合浸矿剂的实际加入铵量比纯硫酸铵浸矿剂多，所以，铵氮余留率未明显增加，意味着铵的消耗并未减小；与此同时，混合浸矿剂对Pb的浸出率有所增加，而对Th和U的浸出则有所下降。

实施例10：

将GX-20130809样品用20目筛干筛，均匀取20目筛下样品进行工艺对比实验。分别取30g样品，装入内径为20mm的玻璃柱中，先用2%硫酸铵溶液以液固比0.8:1浸矿（一段），再用pH=2的2%硫酸铵溶液以液固比0.4:1浸矿（二段），接下来用盐以液固比0.4:1顶出（三段），再用水以液固比0.4:1顶出（四段），最后用饱和石灰水收尾（五段）。分别收集浸出液，分析其中的稀土总量和铵氮含量，结果列于表10.1-10.2中（第三段以水顶出数据见表7）。

表10.1GX-20130809样品浸出效果(0.4:1pH2的2%氯化钙顶)

表10.2GX-20130809样品浸出效果(0.4:1pH2的2%硫酸铝顶)

从表7、表10.1和表10.2中数据可以看出，前两段依次采用硫酸铵和pH2的硫酸铵浸取，第三段分别采用水、氯化钙和硫酸铝浸矿，以浸矿剂液固比1.6:1计，浸出稀土分别为995.6mg/kg、835.7mg/kg和950.0mg/kg，结果表明，第三段水顶浸出稀土最多，氯化钙顶工艺浸出稀土最少；以浸矿剂液固比1.6:1计，浸出铵氮分别为3130.1mg/kg、2400.9mg/kg和2332.4mg/kg。结果表明：第三段采用水顶工艺浸出铵氮最多，硫酸铝顶工艺浸出铵氮最少。Pb、Th、U等杂质离子的浸出情况与稀土浸出类似。

实施例11：

将GX-20130809样品用20目筛干筛，均匀取20目筛下样品进行工艺对比实验。分别取30g样品，装入内径为20mm的玻璃柱中，先用2.2%硫酸钠溶液以液固比0.8:1浸矿（一段），再用pH=2的2.2%硫酸钠溶液以液固比0.4:1浸矿（二段），接下来用2%硫酸铝以液固比0.4:1顶出（三段），再用水以液固比0.4:1顶出（四段），最后用饱和石灰水收尾（五段）。分别收集浸出液，分析其中的稀土总量和铵氮含量，结果列于表11.1-11.2中。

从表11.1和表11.2中数据可以看出：硫酸钠的浸出效果比较差，在液固比1.2:1浸出稀土量分别为329.0和324.4mg/kg，浸出率相当；在提高了硫酸盐浓度后，稀土的浸出量增大，尤其是在硫酸铝加入之后，稀土的浸出量增大较多，说明单纯用硫酸钠的浸出效果差，补加硫酸铝之后，可以使原先没有浸出的稀土陆续被浸出。工艺中后三段浸出Al的量分别为402.6mg/kg和571.455mg/kg，与加入Al量1236mg/kg相比要小很多，说明大多数铝仍然留在尾矿中。

表11.1GX-20130809样品用2.2%硫酸钠和2%硫酸铝浸出实验结果

表11.2GX-20130809样品用12.2%硫酸钠和2%硫酸铝浸出实验结果

实施例12：

采用龙南足洞92号稀土矿尾矿样品，经60目湿法筛选后，收集60目下样品，用氯化钠溶液改性后于60℃下烘干至恒重，将样品命名为NaZD92，保存于干燥器中。配制若干份质量浓度为0.2g/L的NaZD92粘土悬浮液50ml，用2mol/L盐酸或者2mol/L氢氧化钠调节悬浮液pH分别为1.07、1.55、2.07、2.55、3.05、3.54、4.07、5.13、6.05。在均匀搅拌下吸取悬浮液3.5ml于1cm石英比色皿中，以纯水为空白试剂，测各样品在450nm吸光度下的吸光度值A随时间的变化；以吸光度值A为纵坐标，时间t为横坐标作图，得到粘土悬浮液在不同酸度下的悬浮性能比较图，如图1。结果表明，悬浮液的吸光度值在3分钟之内会急剧减小，10分钟后吸光度值变化趋于缓慢。吸光度越高说明尾矿的悬浮性好，膨胀率高，尾矿的稳定性下降，容易导致滑坡。酸性条件下的吸光度低，膨胀率也低，对于稳定矿山是有利的，但金属离子和铵的游离量大，会对环境产生影响。pH=5时粘土的悬浮性较好，膨胀率高，产生滑坡的趋势要强一些。当pH升高到6以后，尾矿的悬浮性变差，膨胀率降低，有利于减小尾矿滑坡危险。因此，在酸盐浸出后，经水顶补和石灰水中和到6以上，不仅可以大大减小金属和铵离子的离析，而且可以提高尾矿的稳定性，防止滑坡的产生。

Claims (2)

1.一种提高离子型稀土浸取率和尾矿安全性的方法，其特征是：

[1]采用喷淋或灌注或滴灌方式将近中性铵盐浸矿剂溶液以液固比0.6-1.2：1注入矿体或装填有离子型稀土矿的堆场或池柱进行第一阶段的浸矿作业，浸出液的pH值在4-7之间，收集浸出液到一段浸出储液池；

[2]采用喷淋或灌注或滴灌方式将酸性硫酸盐浸矿剂溶液以液固比0.2-0.6：1注入矿体或装填有离子型稀土矿的堆场或池柱进行第二阶段的浸矿作业，pH值4以上的浸出液并入一段浸出储液池中，浸出液的pH小于4时，收集到后段浸出储液池；

[3] 上述酸性硫酸盐浸矿剂溶液加完后，再按采用喷淋或灌注或滴灌等方式用清水以液固比0-0.4：1注入矿体或装填有离子型稀土矿的堆场或池柱进行顶补，流出液收集到后段浸出储液池中；

[4]上述清水加完后得到的尾矿，用饱和石灰水浸淋护尾，所需液固比为0.5-2.5：1，使尾矿中的铵被钙交换浸出，氢离子被氢氧根中和，硫酸根和一些重金属离子被固定，待浸出液pH值大于6之后，停止注入石灰水，流出液收集到后段浸出储液池中；

[5]一段浸出液中的稀土采用现行的碳酸稀土沉淀或草酸稀土沉淀或氢氧化稀土沉淀方法回收，沉淀后的母液补充硫酸铵后用于后续一段浸矿；但后段浸出液中的稀土需用酸性萃取剂或胺类萃取剂萃取稀土，萃余液补充硫酸铵并调整酸度后用于后续二段浸矿；有机相中的稀土直接进入后续萃取分离工艺，用沉淀方法回收稀土，得到碳酸稀土、氧化稀土产品。

2.根据权利要求1所述的一种提高离子型稀土浸取率和尾矿安全性的方法，其特征是：所述步骤[1]中第一阶段浸矿作业所用的近中性铵盐溶液是硫酸铵、氯化铵、硝酸铵中的一种或多种，其浓度按硫酸铵计算为1-3%；所述步骤[2]中第二阶段所用的酸性硫酸盐溶液是指pH值1-4之间的含相当于一价离子0.05～0.5 mol/L的硫酸铵、硫酸钠、硫酸铁、硫酸铝中的一种或多种。

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