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磨矿专家系统 2024-09-30 20:21:06

重庆废旧金属回收公司(th金属回收)

一、重庆含矿岩体的废旧稀有金属及微量元素

各个矿床(区)积累的资料中,除铌、金属金属钽、回收回收锂、公司铷、重庆铯、废旧铍等稀有金属的金属金属资料外,其他微量元素的回收回收资料甚少,且多为半定量光谱分析结果。公司为此,重庆补做了栗木、废旧邓阜仙、金属金属松树岗、回收回收524、公司521、东宫下等6个矿床(区)的微量元素工作,共取样47件,每件做30个元素的化学定量分析,由广东地矿局中心实验室完成。现选择Nb、Ta、Li、Be、Rb、Cs、Zr、W、Sn、Cu、Pb、Zn、Cr、Ni、Co、V、Sr、Ba、U、Th、F、Cl、B、S等24种元素作为稀有金属和微量元素研究的对象。

一、分布和富集

全分异自交代型花岗岩各相、带微量元素含量平均值及富集系数见表2-19和表2-20,各元素的相、带分布如图2-16所示。与酸性岩浆岩相应元素的丰度值(维氏值)相比,24种元素明显分为4组:第一组为Cr、Ni、Co、V、Sr、Ba、Cl,其含量小于维氏值,维氏富集系数<1.00;第二组为B、Zr、Pb、Zn、Th、S,其含量接近维氏值,维氏富集系数为1.00±;第三组为Nb、Ta、Li、Rb、Be、Cu、U、F,其含量明显大于维氏值,维氏富集系数>1.00;第四组为Cs、W、Sn,其含量远大于维氏值,维氏富集系数>10.00,甚至高达n×10。这表明,全分异自交代型花岗岩以贫前两组元素(Cr,Ni,Co,V,Sr,Ba,B,Pb,Zn,Zr,Th,S,Cl)而富后两组元素(Nb,Ta,Li,Rb,Cs,Be,W,Sn,Cu,U,F)为特征。

在上述总体特征基础上,各相、带相对富集的元素又有显著差别:

1)母体相,相对富含Cr,Co,V,Sr,Ba,Zr,Cl;似斑状相,各种稀有金属和微量元素含量处于过渡地位;自交代相突出富含Nb,Ta,Li,Rb,Cs,Be,W,Sn,Cu,U,F,相对富含Pb,Zn,B,Th;似伟晶相,富集W和Sn。

2)自交代相下部带相对富含Nb,U,Th,B;中下部带相对富含Be,Cu,W;中上部带相对富含Ta,Cs,Li,Rb,Sn,Pb,Zn,F,S等。

3)从下部的母体相到上部的似伟晶相,元素的富集序列为:

图2-16分异自交代型花全岗岩稀有金属及微量元素分布曲线

图2-16分异自交代型花全岗岩稀有金属及微量元素分布曲线(续)

表2-19型分异自交代全花岗岩各相、微量元素含量带(wB/10-6)

表2-20型分异自交代全花岗岩各相、的微量元素带富集系数

注:维氏值为А.П.维诺格拉多夫酸性岩平均值(丰度值)。

南岭及邻区花岗岩型稀有金属矿床地质成矿特征

上述特征,为岩浆的生成、相分离、带分异等全分异自交代型花岗岩形成的3个重要阶段在稀有金属和微量元素分布富集上的反映。岩浆生成阶段,已使Nb、Ta、Li、Rb、Cs、Be、W、Sn、U、F等元素产生了富集,而Cr、Ni、Co、V、Sr、Ba、S、Cl等元素产生原始贫化。相分离阶段,原始贫化的Zr、Cr、Co、V、Sr、Ba、Cl等残留在母体相中,Nb、Ta、Li、Rb、Cs、Be、W、Sn、F等进一步富集进入自交代相,部分进入似伟晶相。带分异阶段使Nb、U、Th、Be、W与Ta、Li、Rb、Cs、Hf、Sn、F等元素发生分离,前者主要进入中下部带而后者主要进入中上部带。

二、分布模型

全面对比研究24种元素在全分异自交代型花岗岩形成过程中的分布、富集及彼此之间的关系,可以建立起全分异自交代型花岗岩的稀有金属和微量元素分布模型(图2-17,图2-18)。

图2-17为相的稀有金属和微量元素分布模型,横坐标为(F+S+B)/Cl,纵坐标为(Nb+Ta+Li+Rb+Cs+Be)/(Cr+Ni+Co+V),(U+Th)/Zr值在图中用等值线表示,另外,各样点的相型用花纹符号表示。全部样点投入坐标系统后,显示出明显的规律性:全部样点均落入直角坐标系的角分线附近,且(U+Th)/Zr值均在0.2~1.18之间,说明全分异自交代型岩浆有一个稳定的稀有金属和微量元素组合特点;母体相、似斑状相和自交代相的样点范围狭窄并依次从直角坐标系的左下方(近原点)向右上方移动,(U+Th)/Zr值也依次增大,说明相分离阶段稀有金属和微量元素组合关系是相当稳定的,其造成的元素分离和富集是明显的,从母体相经似斑状相到自交代相元素演化方向稳定有规律;似伟晶相的样点范围比较宽泛,表明元素的可变范围较大,但仍可看出其与母体相、似斑状相和自交代相的组分有继承关系。

图2-18为带的稀有金属和微量元素分布模型,横坐标为F/B值,纵坐标为(Ta+Li+Rb+Cs+Pb+Zn+F+S)/(Nb+U+Th+B)值。各带的样点也落入角分线附近,其组分的稳定性是显而易见的;中下部带的点落在图的左下部分而上部带的点落入右上部分,说明带分异过程中组分的演化方向是固定的。

上述两张模型图,是现有资料综合的结果,相信对找矿预测及新区评价有参考意义。同时需要强调,由于微量元素研究工作不足,这两个模型图仅是初步的,有待未来修正和提高。

三、铌和钽的成矿率及其分配和赋存

全分异自交代型花岗岩中,铌和钽元素主要呈铌和铁矿族矿物出现,其他铌和钽矿物比较次要,而分散的铌和钽的矿物主要是云母,这已是大家的共识。

图2-17全分异自交代型花岗岩各相稀有金属和微量元素分布模型

母体相的铌和钽矿物主要是铌铁矿,次为铌铁金红石;自交代相的铌和钽矿物主要是钽铌铁矿-钽铌锰矿,部分为细晶石,尚有少量铌和钽进入锡石和黑钨矿中。松树岗矿床(区)锡石中的铌和钽有50%~76%呈微矿物包裹体存在,而黑钨矿中的铌和钽有81%~85%呈类质同像存在。似伟晶相中铌和钽矿物种属与母体相相似,即主要是铌铁矿和金红石。似斑状相的铌和钽矿物介于母体相和自交代相之间。上述规律性已在副矿物部分有所论述。

自交代相是铌和钽及其他稀有金属(锆除外)的主要富集相,也是工业利用的对象。故以下讨论的分配赋存状况,也仅限于自交代相。

1.成矿率

铌铁矿族矿物、细晶石、铌铁金红石等矿物中的铌和钽以及锡石、黑钨矿中的铌和钽均可回收利用。将上述矿物中的铌和钽总量与岩(矿)石中铌和钽量之比称为成矿率,也即可回收利用那部分铌和钽占岩(矿)石总铌和钽量的比例。各个矿床(区)铌和钽的成矿率见表2-21。

综合对比各矿床(区)铌和钽的成矿率可知:

1)自交代相的成矿率大体为50%~85%。

2)各个矿床(区)的铌和钽成矿率有差别,即使是在同一个自交代相带其差别也是显而易见的。

图2-18自交代相各带稀有金属和微量元素分布模型

表2-21各矿床(区)铌钽成矿率单位%

3)一般来说,从C-1带到C-3带铌和钽的成矿率有所增高,而从C-3带到C-5带反而有降低。成矿率的增高大体与钠长石化强度相应,而其降低显然与变种云母分散了铌和钽有关。

4)虽然钽元素含量有以C-1带到C-5带增长的趋势,但C-4带与C-5带在自交代相中所占比例有限,再加上其成矿率不高,因而铌和钽的工业矿化主要出现在C-2带和C-3带。

2.云母对铌和钽的分散作用

各矿床(区)云母的铌和钽含量见表2-22。

表2-22不同相带中云母矿物的铌钽含量(wB/%)

注:“↑”表示上带值为本带与上带的综合值。

由表2-22可知,自交代相的云母中Nb2O5含量范围一般为0.010%~0.029%,Ta2O5的含量范围同样是0.010%~0.029%,但多数是含钽量大于含铌量。铌和钽合量(Nb2O5+Ta2O5)变化范围是0.024%~0.050%。总体而言,各带不存在稳定的含量区间,各带之间也无明显的变化规律。对具体矿床(区)而言,多数表现为从C-1带到C-4带,云母的铌和钽含量增高而Nb2O5/Ta2O5略有降低。

云母中铌和钽的分配系数和分配率见表2-23。

表2-23表明,云母中铌的分配率最高为38.26%,最低为2.46%,平均为15.59%;钽的分配率最高为32.94%,最低为1.94%,平均为12.38%。可见云母作用导致铌和钽分散的量一般为10%~20%。

比较各带的分配率可知,从C-1带到C-5带云母作用导致铌和钽分散的总量有升高的趋势,铌反映得更为明显。

松树岗矿床(区)的研究证明,变种云母中铌和钽的74%~84%呈微矿物包裹体形式存在。

四、锂、铷、铯、铍、锆和铪的分配和赋存

1.锂

锂呈锂-铁系列和锂-铝系列的变种云母以及锂云母形式存在。这已为前述云母化学研究所证实。

表2-23分和钽在云母中的铌配系数和分配率

注:*数据为C-4带与C-5带的综合数据;**数据为C-2带与C-3带的综合数据;()中的数据为矿区原数据。分配系数=矿物中氧化物量/岩石中氧化物量;分配率=分配系数×物在岩石中含量矿。

自交代相中的云母含锂量一般较高,Li2O的含量范围是0.66%~5.92%,且多数矿床(区)表现出从下部带到上部带,云母中含锂量增加的趋势较为特殊的邓阜仙矿床(区),其云母为白云母,含Li2O量仅达0.30%。各矿床(区)自交代相中云母的含锂量如表2-24所示。

表2-24变种云母和锂云母的含锂量(w(Li2O)/%)

锂在云母中的分配率为77.86%~100%,多数大于90%,相对比较稳定。另外,也有少量锂进入长石中,如414矿床(区),其C-2带中的长石Li2O的分配率达21.07%,C-3带中长石Li2O的分配率为7.66%。锂在云母中的分配系数和分配率如表2-25所示。

表2-25锂在云母中的分配系数和分配率

注:同表2-22。

2.铷

铷主要赋存在云母中,次为钾长石中。铷在上述矿物中一般以类质同像存在。

自交代相中的云母含铷较高,含量范围为0.85%~1.08%,最高可达1.66%。多数矿床(区)显示出上部带的云母含铷量高于下部带。各矿床(区)的云母含铷量如表2-26所示。

铷在云母中的分配率(表2-27)为37.32%~79.9%,且C-1带和C-2带的分配率远低于C-3带、C-4带、C-5带。上述情况表明,云母是铷元素的载体矿物,特别是中上部带更是如此。至于下部带中的铷,除赋存在云母中之外,尚赋存在钾长石中,如414矿床(区)C-2带的铷有60.74%赋存在长石中,桐油岗矿床(区)C-2带的铷有33.00%赋存在长石之中。另外,铷也有可能形成锂铷云母单矿物,需在深入研究时加以注意。

表2-26各矿床(区)云母中铷的含量(w(Rb2O)/%)

表2-27铷在云母中的分配系数和分配率

注:同表2-23。

铷在云母中分配率突变的位置,也即铷从主要赋存在钾长石中转变到主要赋存在云母中的位置,正是自交代相下部带与中上部带递变的位置。这一点可作为自交代分带标志和矿化指示标志。

3.铯

铯也绝大部分赋存在云母中。经414矿床(区)的溶解试验证明铯在云母中呈类质同像状态。

自交代相的云母中含铯量较高,Cs2O含量范围为0.0015%~0.076%,并明显表现出从下部带向上部带增高的趋势。这些特点与锂和铷相似。各矿床(区)自交代相中的云母含铯量如表2-28所示。

表2-28各矿床(区)云母中含铯量(w(Cs2O)/%)

铯在云母中的分配率(表2-29)为54.84%~90.56%,多数大于80%且比较稳定,说明云母是铯的载体矿物。另外,部分铯也进入长石之中,如414矿床(区)C-2带、C-3带中的长石,其铯的分配率为3.44%~42.86%;430矿床(区)C-3带中的长石,其铯的分配率为17.78%。

表2-29铯在云母中的分配系数和分配率

注:同表2-23。

4.铍

大吉山矿床(区)的工作证明,铍(BeO)的91%呈绿柱石和硅铍石存在。414矿床(区)经江西有色冶金研究所的工作,认为铍(BeO)的61%呈磷钠铍石、31%呈绿柱石形式存在。全分异自交代型花岗岩体中的铍矿物,至今能肯定的就是上述3种。

5.锆和铪

锆不是全分异自交代型花岗岩的特征成矿元素,但铪是特征的成矿元素。锆和铪呈普

通锆石-富铪锆石形式存在。最后需要指出,全分异自交代型花岗岩中的云母,其回收技术已经解决(414矿床),已成为锂、铷、铯的工业矿物原料。相应富集云母的中上部带,可成为锂、铷、铯的工业

原料矿体。

二、bh千足金和th千足金有什么区别

证书只对样品负责,产品编码是内部标识查不到正常

一般贵金属首饰标注材质,含金量,模板号,戒指有直径

国家贵金属命名没有千足金,万足金的说法,一般用au999或者24k来标识

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三、稀土金属的合金制取

1826年,瑞典人穆桑德尔首次用金属钠、钾还原无水氯化铈制得杂质很多的金属铈。1875年,希勒布兰德(W.Hillebrand)和诺尔顿(T.Norton)首次用氯化物熔盐电解法制得少量的金属铈、镧和镨钕混合金属。到20世纪30年代末,发展了金属热还原法和熔盐电解法从稀土卤化物制取工业纯稀土金属的工艺。金属热还原法氟化物钙热还原是将无水稀土氟化物与超过理论量10~15%的金属钙颗粒混合压实,装入钽坩埚,置于高真空电炉中,充入惰性气体,在高于渣和金属熔点50~100℃温度下,进行还原反应。在反应温度下保持约15分钟,然后冷至室温,除去渣并取出金属,金属回收率为95~97%。但产品含钙0.1~2%、钽0.05~2%(还原所得的钪和镥中的钽含量高至2%以上),含氧、氟等杂质亦高,需再经高真空重熔和蒸馏(或升华)除去杂质。此法可制取除钐、铕、镱和铥以外的镧系金属。

氯化物热还原过程常用的还原剂为锂或钙,由于反应温度较低,可以采用较钽便宜的钛、钼坩埚,且可减少坩锅对金属的污染。

中间合金法制备钇组稀土金属在还原炉料中添加一定比例的镁和氯化钙以形成稀土镁合金和CaF2-CaCl2低熔点的熔渣。用钙还原无水YF3时,将金属钙和镁装入坩埚(图3),而YF3和CaCl2装入上部的加料漏斗,密封反应罐抽真空至10-2托,再充入氩气,然后加热至950℃,使YF3和CaCl2落入坩埚,炉料按下式进行还原和合金化反应,保持20~30分钟后取出坩埚,得到含镁24%的钇镁合金。将这种合金于950℃下按一定升温速度真空蒸馏。得到的海绵钇含钙和镁均小于0.01%,金属纯度约99.5~99.7%。海绵钇经真空电弧炉重熔获得致密金属,回收率为90~94%。氧化钐、氧化铕、氧化镱和氧化铥的镧(铈)还原法金属钐、铕、镱和铥的蒸气压高,以蒸气压较低的金属如镧、铈,甚至铈族混合稀土金属为还原剂,在高温和高真空下还原Sm2O3、Eu2O3、Yb2O3和Tm2O3,同时进行蒸馏,可以得到相应的金属。采用经过灼烧的R2O3粉料和表面清洁(无氧化膜)的金属还原剂混合压制成块。在真空度10-3托和1300~1600℃条件下,经过0.5~2小时还原蒸馏,可以得到较高的金属回收率。还原蒸馏设备见图4。这种方法也适用于制取金属镝、钬和铒,只是需要更高的温度和真空度。Eu2O3的还原反应激烈,还原温度较还原钐、镱、铥的氧化物低100~500℃,操作应在惰性气氛中进行。

熔盐电解法制取稀土金属的主要工业生产方法。70年代氯化稀土电解槽的规模已达五万安培,年产稀土金属数千吨,主要是铈族混合稀土金属,其次是金属铈、镧、镨和钕。按稀土熔盐电解体系分为两类,一是RCl3-KCl(NaCl)体系,电解稀土氯化物;二是RF3-LiF-BaF2(CaF2)体系,电解稀土氧化物。氯化物体系电解的电解质是由35~50%无水RCl3和KCl配制的。原料中杂质的含量(%)规定为Fe2O3<0.07,Ca<3,Th<0.03,SO厈<0.05,PO婯<0.01。电解温度高于金属熔点,电解制取混合稀土金属和铈时为850~900℃;电解制取镧时为900~930℃;电解制取镨钕合金时约为950℃。用钼棒作阴极,电流密度为3~5安/厘米2。用石墨作阳极,电流密度<1安/厘米2。槽电压8~9伏,极间距是可调的。金属直收率为80~90%,纯度为98~99.5%。电解法也可用于制取稀土和铝、镁乃至过渡族金属的合金。按作用原理分为两种方法:①以液态金属如铝或镁为阴极,在YF3-LiF或在YCl3-KCl体系中电解Y2O3或YCl3,使Y3+在液态铝或镁阴极上还原析出,生成Y-Al或Y-Mg合金,钇含量分别可达20%和48%;②共同析出电解合金组元制取Y-Al及Y-Mg合金。电解制取Y-Al合金时,使用摩尔比 LiF:YF3=1:4的电解质,在电解温度为1025℃和阴极电流密度为 0.6安/厘米2工艺条件下,电解含量为14~17%的Al2O3和Y2O3混料,则Y3+及Al3+在阴极上共同还原析出,形成Y-Al合金。电解制取Y-Mg合金时,用YCl3-MgCl2-KCl体系的电解质在900℃条件下进行电解,则Y3+和Mg2+离子在阴极上共同还原析出,形成Y-Mg合金。

参考资料:机制砂