自1751年瑞典化学家 A. Cronztedt发现硅铈石，1987年另一位瑞典业余矿物学家 C. A.阿累尼乌斯 （C. A. Arrhenius）发现一新矿物，1794年被芬兰化学家Y.加多林定名为硅铍钇矿，到1947年美国的 J. A .马里斯克（J. A. Marisky）从铀的裂变产物中得到钷为止，前后经历了近 200年，化学元素周期表上才填满了稀土元素的名称。业已查明，稀土在地壳中的含量为地壳重量的0.01%～0.02%，其中镧、铈、镨、钕、钇在火成岩和地壳上部的丰度，比钨、钼、钴、铅都多，因此稀土已不是很稀少的资源了。随着科学技术的发展，稀土在国民经济中的作用更大，用途更广。冶金工业中的稀土处理钢、稀土球墨铸铁，石油工业中广泛应用的稀土分子筛催化裂化剂；用于光学玻璃，显象管等的抛光粉；单一稀土氧化物可制作各种光学玻璃，防幅射玻璃；镍氢电池（Ni MH）是一种比容量高，大电流充放性能好，将来发展电动汽车的绿色电源；计算机、通讯用的稀土永磁材料；磁激光、磁致伸缩、磁致冷与磁致冷冰箱用的稀土磁性材料；农业上用的稀土微肥等等。稀土的各种神奇性能和作用尚待继续研究发现，要充分认识我国稀土资源的战略地位，它将是2 1世纪发展高科技产业的重要资源。
我国主要的四大稀土矿床（约占我国总储量的95%以上），基本上都是1949年新中国成立后逐渐发现和经勘探查清其储量的，到目前为止，已探明我国稀土氧化物工业储量为3 60 0万吨（远景储量数亿吨），约占世界已探明稀土储量的 80 %。另外，轻、中、重稀土元素齐全，在南方离子型稀土资源（即风化淋积型稀土矿 ）中、重稀土元素含量高，其储量占世界储量的 90 %。我国不同产地的稀土矿物中稀土元素配分见表 1。
表1 我国主要稀土矿稀土元素配分表 （%）
1997年我国稀土精矿生产总量 53250 t，稀土冶炼产品产量46500 t，均占当年世界稀土总产量的70 %。选矿技术达到世界最先进水平，由一个稀土资源大国发展到可以生产各种稀土产品的生产大国。四个稀土矿山资源及选矿生产工艺如下。
一、包钢白云鄂博铁、稀土矿床
1927年7月丁道衡先生去西北考察途中发现了铁矿，1935年何作霖教授在丁道衡先生取回的矿石标本中找到了稀土矿物。新中国成立后，华北地质局241地质队对主、东矿进行了详勘，确定了铁矿及稀土储量，表明白云鄂博为大型铁矿及特大型稀土矿床。
（一）矿石性质
包头白云鄂博矿床系沉积变质－热液交代的铁、稀土、铌多金属共生大型矿床，已发现有71种元素、170多种矿物，矿石类型多，其中稀土储量居世界之首，稀土矿物约有15种之多，但主要为氟碳铈矿和独居石轻稀土混合矿，比例为7∶3或 6∶4，约占全国稀土储量的80%。有用矿物之间共生关系密切，嵌布粒度细小，稀土矿物粒度一般在 0.0 1～0.0 74mm之间。矿石中有用矿物主要有磁铁矿、赤铁矿、氟碳铈矿、独居石、铌矿物等，主要脉石矿物有钠辉石、钠闪石、方解石、白云石、重晶石、磷灰石、石英、长石等。
包头氧化铁矿石的化学成份见表2，稀土矿物中稀土元素配分见表1。
表2 包头矿氧化铁矿石主要化学成分表 （%）
（二）稀土选矿生产工艺
从20世纪60年代开始，国家对白云鄂博氧化铁矿石的铁、稀土、铌的选矿组织过多次科技攻关，曾详细研究过20多种选矿工艺流程。1990年，长沙矿冶研究院与包钢合作，采用弱磁选－强磁选－浮选回收铁、稀土工艺流程改造包钢选矿厂2个生产系列进行工业试验获得成功，该工艺流程充分地体现了以“铁为主，综合回收稀土矿物”的指导思想。
包钢选矿厂目前已建八个生产系列（其中5个系列处理氧化矿，3个系列处理原生矿） ，年处理原矿石900万吨，年生产铁精矿350万吨，稀土精矿3～4万吨 （REO）。氧化铁矿石选矿系列首先将原矿石磨至－0.074mm占90%～92%，弱磁选选出磁铁矿，其尾矿在强磁选机磁感应强度1.4T条件下粗选，将赤铁矿及大部份稀土矿物选入强磁粗精矿中，粗精矿经一次强磁精选（0.6～0.7t），强磁精选铁精矿和弱磁铁精矿合并送去反浮选脱除随磁选带入的萤石、稀土等脉石矿物得到合格铁精矿。强磁中矿（精选尾矿）含REO9%～12%，稀土回收率 25%～30%作为浮选稀土原料，采用H2O5（邻羟基萘羟肟酸）、水玻璃、J102（起泡剂）组合药剂，在弱碱性（pH9）矿浆中浮选稀土矿物，经一次粗选、一次扫选、二次精选得到混合稀土精矿（氟碳铈矿和独居石）品位50%～60%，平均55. 62 %，稀土回收率12.55%；稀土次精矿品位34. 49%、稀土回收率6. 01%，稀土总回收率18. 56%，对强磁中矿的浮选作业回收率为 72.75%（稀土精矿品位随市场需求调整）。稀土选矿工艺流程见图1。
图1 包头白云鄂博矿强磁选矿浮选稀土矿物工艺流程
（三）稀土矿物浮选药剂的创新与发展
1975年以前稀土矿物浮选捕收剂一直用脂肪酸类捕收剂 ，包头矿石中的稀土矿物与萤石、方解石、重晶石、赤铁矿等伴生，浮选稀土矿物时这些矿物随之上浮，较难分离，优先浮选稀土或混合浮选－分离精选稀土矿物只能得到含 REO 20 %左右的稀土精矿。为了得到高品位稀土精矿，将原矿弱磁选磁铁矿后的尾矿进行半优先半混合浮选[加入NaOH、Na2SiO3 、氧化石脂皂组合药剂，在强碱性矿浆中（pH11）优先浮选出萤石、重晶石等易浮矿物丢尾，然后向矿浆中加入 Na2 SiF6活化稀土矿物（矿浆pH8～9） ，用氧化石腊皂混合浮选出稀土及部分萤石]，混合浮选的稀土泡沫采用刻槽矿泥摇床重选，得到含 REO 30 %左右的重选稀土精矿。该重选精矿如再用脂肪酸类捕收剂浮选精选效果不大。因此，1966年～1978年期间包钢选矿厂只能生产出含 REO 20%～40 %的稀土精矿供稀土冶炼使用，从而影响我国稀土冶炼、提取分离和应用工业的有效发展，一直处于落后状态。重选稀土精矿化学成分见表 3。
表3 重选稀土精矿化学成分表 （%）
1975年底 ，有色金属研究院广东分院在实验室浮选重选稀土精矿试验时，采用大用量水玻璃抑制脉石矿物（Na2CO3作矿浆pH调整剂，Na2SiF6作稀土矿物活化剂），用C5～9羟肟酸浮选稀土矿物，取得突破性进展，获得了含 REO >60%的稀土精矿。
1976年10月在包钢有色三厂进行了 30 t/ d的半工业试验 ，验证了小型试验结果。从此，拉开了从白云鄂博矿石中生产高品位稀土精矿的序幕。
由于 C5～9羟肟酸捕收能力较弱，需要多段扫选，并且该药在生产中不太稳定，1979年包头冶金研究所成功研制出环烷基羟肟酸（使用时配制成环肟酸铵），年底在工业生产中应用，采用一粗一精闭路流程，当给矿（重选精矿）品位3 5.82%，可生产出稀土品位为63.74%、浮选作业回收率为66. 75%的稀土精矿。从1979年一直到1985年都用环烷基羟肟酸生产稀土精矿，效果不错，但是在生产过程中也感到环烷基羟肟酸选择性较差，并且调整剂加药种类多，其中氟硅酸钠使用不方便等；1985年包头稀土研究院（原包头冶金所）成功研制了H2O5（邻羟基萘羟肟酸）捕收剂，试验结果表明对稀土矿物具有良好选择性，大大简化浮选药剂制度，仅需添加水玻璃，矿浆浮选pH9左右，1986年7月在选矿厂进行了工业试验，采用一粗一精闭路流程，当给矿（重选精矿）品位为 23.12 %，可得到品位为 62.32%、稀土浮选作业回收率 74. 74%的稀土精矿。羟肟酸（异羟肟酸）能与稀土、铌（钽）、铁等过渡金属离子形成稳定的五元环敖合物，因此羟肟酸（盐）作捕收剂较脂肪酸（盐）浮选稀土矿物的选择性高，浮选回收率也高。
生产结果表明，异羟肟酸的非极性基影响也很大， H2O5较烷基异羟肟酸效果好，可能主要与芳香烃类羟肟酸能形成π•π共轭双键，其键合原子“O”上的电子云密度较烷烃类异羟肟酸强有关。
由于H2O5在使用时需要在加入大量酒精的条件下，加入氨水，使其生成邻羟基萘羟酸铵，在生产车间配制复杂，并且H2O5的固体颗粒不能安全地有效溶解反应生成铵盐，1992～1994年包钢稀土研究院（原包头稀土研究院）又成功研制H316（H2O5基础上的改进）代替H2O5，与水玻璃、起泡剂 J103 组合使用 （矿浆pH7～8）进行了工业试验，经H 3 16和H2O5工业试验结果对比表明，在稀土精矿品位相同（53%）时，H316比H2O5提高回收率10.09%，并且H316使用时不需用氨水配药，改善了工作环境，每吨稀土精矿成本降低44. 22元，药剂成本降低 7.13%。
充分说明随着稀土浮选药剂的不断改进创新，促进了我国稀土选矿技术的发展，同时也使我国稀土浮选的技术达到了国际上领先的水平。
二、山东微山稀土矿
（一）矿山及矿石性质
该矿位于山东省微山县塘湖乡境内，1958～1962年先后由原济南地质局和 802队放射性航测时发现，1970～1974年省地质局二队地质普查勘探，1975年12月普查报告指出，在0.85km2内稀土储量约255万吨（REO），对其中 1、3、4、1 2号主要矿脉浅部详查，C+D储量12万吨（REO），平均地质品位 3.1 3 %，属石英－重晶石－碳酸盐稀土矿床，矿物及脉石成分简单，以氟碳铈矿及氟碳钙铈矿为主，伴生有重晶石、方解石、石英、萤石等，稀土矿物嵌布粒度较粗，一般在0.5～0.0 4mm，属易磨易选矿石。原矿石主要化学成分见表4。稀土矿物中稀土元素配分见表1。
表4 微山原矿石主要化学成分表 （%）
（二）选矿工艺流程及分选技术指标
微山稀土选矿厂正式建厂于 1982年，规模小，原矿石磨细至－0.074mm占65%～75%，加入硫酸、水玻璃、油酸和煤油，在弱酸性（pH5）矿浆中浮选稀土矿物，经一次粗选、三次扫选、三次精选得到含REO的稀土精矿。1986～1989年进行配套改造，采矿转入井下开采，原矿稀土品位降低至3%～4%（露天地表矿石含 REO比较高，一般在5%～10%），用原来浮选药剂分选效果不理想， 1991年采用稀土特效捕收剂L102（C6H4OHCONHOH）、水玻璃、L101（起泡剂）组合药剂，在弱碱性（pH8～8. 5）矿浆中浮选稀土矿物，获得含REO>60%、稀土回收率60%～70%的稀土精矿，以及含 REO32%、回收率10%～15%的稀土次精矿。1998～1999年，年处理原矿石4万吨，年产含REO60 %的稀土精矿3500。
三、四川凉山地区稀土资源
凉山地区稀土资源主要分布在冕宁县牦牛坪稀土矿区，其次在德昌稀土矿区。年处理原矿石 15～20万吨，年产稀土精矿1万吨。
（一）矿山及矿石性质
牦牛坪稀土矿是四川省地矿局109地质队于1985～1986年开展铅、锌矿点检查时，在普查工作中发现的。该矿床系碱性伟晶岩－方解石碳酸盐稀土矿床，稀土矿物以氟碳铈矿为主，少量硅钛铈矿及氟碳钙铈矿，伴生矿物主要为重晶石、萤石、铁、锰矿物等，少量方铅矿。1994年矿区普查（含详查）地质报告指出， C+D+E级储量为214. 6万吨（REO），工业储量100万吨。稀土平均品位3.70 %，是一个大型稀土矿床，其稀土元素配分中铕、钇等中、重稀土较同类型矿山品位高。该矿床稀土矿物中稀土元素配分见表1。
矿石从粒度上分为块矿和粉状矿，块矿的矿物嵌布粒度粗，一般>1.0 mm，其中氟碳铈矿一般在1～5mm，粒度极粗，易磨，单体解离度好。粉状矿石是原岩风化的产物，风化比较彻底，局部风化深度达300m，形成占矿石20%左右的黑色风化矿泥，它们是铁锰非晶质氧化物集合体。黑色风化物矿泥的粒度80%在－320目以下，含REO2 %～7%，含铕、钇较高。牦牛坪原矿石主要化学成分见表5。
表5 牦牛坪矿石主要化学成分表（%）
（二）矿石选矿工艺及技术指标
牦牛坪采出的矿石是块矿与粉状自然存在的混合矿石，其中的黑色矿泥影响稀土矿物浮选，因此，在浮选前脱泥很重要。
由于该矿石易磨易选，在牦牛坪稀土矿发现初期（80年代末期），稀土精矿市场看好，曾建有100多个小型采矿及选矿厂。
矿山被乱采乱挖，小选矿厂遍地开花。1995年经整顿减少到39年选矿厂（到2000年初计划减少到20个），有代表性的选矿工艺流程有三种。
1、单一重选工艺。原矿石磨矿至－200目62 %经水力分级箱分成四级 ，分别在刻槽矿泥摇床上分选，可得到含 REO30%、50%、60%三种氟碳铈矿精矿，重选总的作业回收率75%。
2、磁选－重选联合工艺流程。含 REO3.2%的原矿石磨矿后经磁选（弱磁选、强磁选）得到含 REO5.64%的磁性产品，磁选作业回收率74.2%（产率42%），磁选粗精矿经水力分级箱分为4级 ，分别摇床重选，重选总精矿含 REO52.3 %，产率 3.56%，稀土回收率 55%左右。
3、重选－浮选工艺流程。原矿石第一段磨至－200目占50%，经水力分级箱分为四级，分别经摇床重选（脱除矿泥及部份轻比重脉石）得含 REO3 0 %的重选粗精矿，稀土回收率 74.50%。
该粗精矿再磨至－200目占70%，用碳酸钠、水玻璃、C5～9羟肟酸组合药剂浮选，经一粗、一扫、一精闭路流程浮选 ，获得含REO50%～60%的稀土精矿，稀土回收率 50%～60%，工艺流程见图2。
图2 牦牛坪稀土矿重选—浮选工艺流程图
三种选矿工艺以重选—浮选工艺应用较多（如昌蓝稀土公司），效果较好，但是，稀土回收率都比较低。曾将重选粗精矿浮选药剂改为水玻璃、H2O5和磷苯二甲酸 1∶1混合使用的组合药剂在矿浆pH8～9条件下浮选，得到稀土精矿品位 69.09%，浮选作业回收率 89.82%，重选－浮选流程稀土回收率为 66.92%，选矿技术指标有了明显提高。
四、风化壳淋积型稀土矿
我国风化壳淋积型稀土矿20世纪60年代末期首先在江西省龙南足洞发现离子吸附重稀土矿及寻乌河岭离子吸附轻稀土矿后，相继在福建、湖南、广东、广西等南岭地区均有发现，但以江西比较集中、量大。离子吸附型稀土矿是一种国外未见报导过的我国独特的新型稀土矿床。经20多年的研究，查明该类型矿分布地面广，储量大，放射性低，开采容易，提取稀土工艺简单、成本低，产品质量好等特点。已探明工业储量100万吨（REO），远景储量1000多万吨。目前年生产含REO>60 %混合稀土精矿1万吨（REO）。
（一）矿石性质
风化淋积型稀土矿系含稀土花岗岩或火山岩经多年风化而形成，矿体覆盖浅，矿石较松散，颗粒很细。在矿石中的稀土元素80%～90%呈离子状态吸附在高岭土、埃洛石和水云母等粘土矿物上；吸附在粘土矿物上的稀土阳离子不溶于水或乙醇，但在强电解质（如 Na Cl、（NH4）2 SO4、NH4Cl、NH4Ac等）溶液中能发生离子交换并进入溶液和具有可逆反应。
（二）稀土提取工艺及技术指标
1、氯化钠法
20世纪60年代末期发现该矿床后， 1970年即研究出“氯化钠池浸法”工艺 ，它是20世纪70年代处理这种类型矿石的主要方法。从采场运来的矿石，送进一个长方形的水泥池中浸泡，浸出液从池底的过滤层的排出口排出，浸渣人工清除，浸出液在饱和的草酸溶液中沉淀，过滤的滤饼即为草酸稀土，经灼烧、水洗、再灼烧得混合稀土氧化物。
2、硫酸铵池浸法
氯化钠浸矿法存在浸矿时间长，氯化钠浓度大，消耗量大，钠离子共沉淀多，影响一次灼烧产品，纯度只能达到70 %，需对一次灼烧产品水洗脱钠，再灼烧的复杂工艺，并且浸渣（尾矿）中含有大量氯化钠，造成土地盐化，污染环境。制定了用3%～5%硫酸铵溶液浸泡矿石、滤液草酸沉淀（由于草酸较贵，20世纪80年代末期已开始用碳酸氢铵代草酸作稀土沉淀剂，现在已应用在部份厂矿中生产晶型碳酸稀土）。草酸稀土一次灼烧即可获得含REO>90%的混合稀土氧化物，滤液补加硫酸铵返回再用。与氯化钠相比，硫酸铵浸矿能力强，用量少，铵离子沉淀少，灼烧时易挥发，浸渣不会造成土壤盐化。化学选矿的工艺流程见图3。
图3 硫酸铵—草酸提取稀土工艺流程
3、原地浸出法
池浸法工艺技术及设备条件简单，易操作，因而迅速发展，遍地开花。但是池浸法的最大缺点是生产1 t氧化稀土，需开采的地表面积达200～800m2，采剥矿量大于1000m3，排放的尾砂量达800～1000m3，造成表土和植被严重破坏，水土流失，环境污染和资源浪费，稀土总回收率只30%～40%。为了克服这些缺点，早在1980～1985年，稀土地矿工作者就提出了地浸法的设想，以后又经“八•五”科技攻关，形成了较系统的工艺技术，地浸法的主要内容就是不把含有稀土的矿石挖出拿走，而是在含有离子型稀土矿的矿区或地段打井，通过地表注液井加入浸矿液，经过渗透和离子交换，有选择地将矿石中的稀土离子浸出并回收的工艺。溶浸液的回收有负压抽液和水封堵漏法，前者适应性较广。收集流出的溶浸液用草酸或碳酸氢铵沉淀，得到稀土氧化物产品，稀土浸取回收率70%～75%，这样地貌、地表和植被不遭破坏，稀土浸取与池浸比较成本低1200～3000元/ t REO。经过1990～1995年的科技攻关，地浸法获得了成功。现成已在江西龙南等部分矿山得到应用。
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