Bi2S3 【化学组成】类质同像混入物主要有Pb、Cu、Sb和Se。 【晶体结构】斜方晶系；a0=1.113nm，b0=1.127nm，c0=0.397nm；Z=4。辉铋矿与辉锑矿等结构。 【形态】晶形常呈长柱状至针状，晶面大多具纵纹，集合体以致密粒状为常见（图L-15）。   图L-15辉铋矿集合体 【物理性质】微带铅灰的锡白色；表面常现黄色或斑状锖色；条痕铅灰色；金属光泽；不透明。解理平行{010}完全。硬度2～2.5。相对密度为6.8。 【成因及产状】主要见于钨锡高温热液矿床和接触交代矿床中。 【鉴定特征】与辉锑矿相似，唯颜色较辉锑矿浅，光泽较强，相对密度较大，解理面上无横纹，与KOH溶液不起反应。 【主要用途】为铋的重要矿石矿物。

辉铋矿的冶炼分粗炼和精粹两步。        粗炼的办法因质料而异。以硫化铋精矿、氧化铋和铋的混合矿、氧化铋渣以及氯氧化铋等作为炼铋质料时，选用混合熔炼法，配入适量的铁屑、纯碱、萤石粉、煤粉等，在反射炉中进行混合熔炼，得到粗铋，送去精粹。以铅的火法冶金精粹过程中发生的钙镁铋浮渣为质料的炼制办法是：先将浮渣加热，使其中所含的铅下沉取出。持续加热熔渣，熔化后，参加氯化铅或通入，以除掉钙和镁，得到富含铋的铅铋合金，再送精粹。        精粹一般分为四个过程：氧化除砷、锑、碲等;加锌除银;氯化除铅锌;高温除氯。

辉铋矿选矿工艺有三种回收方案：自粗钨精矿中直接优先浮选；自硫化矿混合精矿中优先浮选；自硫化矿物混合精矿中浮去其他硫化矿而让辉铋矿作为尾矿产出，通常还含有较多的脉石和黑钨矿，需进一步用摇床选和磁选分别除去。分离顺序为：辉钼矿→辉铋矿、方铅矿→黄铜矿→闪锌矿→黄铁矿。辉铋矿同方铅矿可浮性非常相似，一般混出待冶炼再行分离。细粒采用浮选法，粗粒采用粒浮。

铋在地壳中白勺均匀含量为2×10-5%，独自白勺铋矿床很少见到、铋矿藏一般与pb、cu、w、sn、ni、co等等元素白勺硫化物其生。具有工业价值白勺铋矿床大都为热液矿床,其间最重要为高温文辉铋矿型和中温热液多金属铋型。高温热液型中铋以天然铋和辉铋矿(bi2s3)状况存在于w、sn及as白勺矿石中,与之共生等等。铋作为上述矿石白勺副产物。中温热液型中铋一般最重要以其生等等。铋作为上述矿石白勺副产物。中温热液型中铋一般最重要以辉铋矿为主,此外还有天然铋及铋白勺硫代酸盐类,与cu和ni、co以及as白勺硫化物共生,铋作为铜矿石及其他矿石白勺副产物。在矿床白勺氧化带,原生铋矿藏可风化构成铋华(bi2o3)和碳酸铋矿藏[如泡铋矿(bi2o3.co2.h2o)、基性泡铋矿(2bi2o3.co2.h2o)、含水泡铋矿(bi2o3.co2.nh2o)、球泡铋矿(bi2o3.h2o)]。现在已发现白勺含铋矿藏已有50余种，但只要上述数种矿藏具有工业价值。铋矿石化学物相分析[1，2]，一般只测定氧化铋矿藏、辉铋矿和天然铋。下面介绍此三种矿藏白勺别离办法。 一、氧化铋矿藏白勺别离氧化铋矿藏系指铋华和铋碳酸盐矿藏。10%hcl可用于浸取氧化铋,天然铋和辉铋矿不溶解。但浸取过程中如有fe3+存在，则天然铋和辉铋矿白勺浸取率添加，为此，于hcl中参加sncl2。也有人以为参加抗坏血酸效果更好。羟胺也起相同白勺效果。hcl浓度和浸沉取温度都对浸取和别离效果有显着影响，故应严厉把握操作条件。文献中还引荐了其他一些别离氧化铋白勺办法，也各有特点。如用c(h2so4)=0.25mol/l-50g/l溶液,在氮气或流中浸取1h;用5%hcl-30g乙酸溶液，于80℃浸取10min。二、天然铋与辉铋矿白勺别离别离氧化铋之后，可运用下述任一办法使天然铋与辉铋矿别离：(1)天然铋之后,可运用下述任一办法使天然铋与辉铋矿别离：(1)天然铋能从agno3溶液中置换出金属银，而自身进入溶液中。了避免bi3+水解，向agno3溶液中参加一定量酸一般用20%-20g/lagno3溶液或3-6%hno3-17g/lagno3溶液，作为天然铋白勺溶剂，在规则条件下，天然铋浸取率为99%左右,辉铋矿仅溶解1.5%。本法适用于天然铋含量高白勺试亲。(2)在加热白勺情况下，辉铋矿可溶于浓hcl，天然铋不溶。浸取时试亲中白勺氧化铁与hcl效果，所生成白勺fecl3对天然铋有氧化效果,故应参加还原剂(如羟胺)以消除fe3+白勺影响。本法更适合于以辉铋矿为主白勺试样

一、阳极反响机理 王成彦、邱定蕃等对辉铋矿在矿浆电解进程的阳极反响进行了比较深化的研讨。经过很多的实验研讨，以为辉铋矿的阳极浸出进程是一个杂乱的反响进程，辉铋矿在酸性氯化钠介质中呈悬浮状所发作的阳极浸出进程，能够经过下列几种途径来完结： （1）石墨相当于一个导体，辉铋矿相当于一个可溶阳极，当辉铋矿和石墨阳极发作磕碰而触摸时，将经过下面的反响被氧化：（2）石墨电极上或许发作其他氧化反响，如发作Cl2、O2气体分出，这样一些气体再氧化辉铋矿。（3）有关实验标明，在浸出渡中参加铁离子，辉铋矿的浸出反响速率显着进步，槽电压显着下降，阐明铁离子也参加了辉铋矿的阳极浸出进程。 为查明辉铋矿在矿浆电解阳极浸出进程的反响机理，实验测定了溶液中有辉铋矿和无辉铋矿时的i－E曲线以及在上列溶渣中参加4g∕L的Fe2＋后有和无辉铋矿存鄙人的i－E曲线，见图1。图1  不同条件下的i－E曲线 1－HCl 1mol∕L＋NaCl 200g∕L； 2－HCl （1mol∕L）＋NaCl （200g∕L）＋辉铋矿（－0.074mm、L∶S＝10∶1）； 3－HCl（1mol∕L）＋NaCl（200g∕L）＋Fe2＋（4g∕L）； 4－HCl（1mol∕L）＋NaCl（200g∕L）＋Fe2＋（4g∕L） ＋辉铋矿（－0.074mm、L∶S＝10∶1）。 HCl－NaCl溶液中没有辉铋矿和铁离子存在的状况下，石墨阳极只或许存鄙人列反响：    （1） E333（1）＝1.177－0.066pH＋0.0165lgPO2                （2） E333（2）＝1.306＝0.066lg[Cl－]＋0.0333lg[Cl2] 矿浆电解条件下，pH＝0、pO2＝0.2×105Pa、  [Cl－]＝3mol∕L，  代入以上两个方程得E333（1）＝1.248V，E333（2）＝1.255＋0.0333lg[Cl2]，因为溶液中[Cl2]很小，因而，   E333（1）和E333（2）的不同不大，上述两种反响均有或许在阳极上发作。Arslan、Duby研讨了黄铁矿在溶液中的阳极氧化状况，在阳极电位1.4～1.5V（SCE），t＝35～40℃下，阳极液中HClO的浓度可达0.15smol∕L，并以为HClO是由阳极上分出的Cl2发作的，阳极上水的氧化反响也一起发作并分管了部分电荷传输。Arslan在用石墨阳极研讨黄铁矿的阳极氧化时，发现阳极上有CO2生成并发作阳极蚀变现象。王成彦、邱定蕃在矿浆电解扩展实验中也发现石墨阳极存在蚀变现象。这些也能够证明，在矿浆电解进程中，当阳极电位较高时，阳极上能够发作Cl2和O2的一起分出。 关于反响考虑到铁离子在溶液中能够构成铁氯络合物，其实践电位会更低（如图2线23所示），因而，当件系中存在铁离子时，上述反响有或许是阳极的首要反响。图2  Bi2S3－Cl－－H2O系E－lg[Cl－]图图1中，线1是无辉铋矿、无铁离子潜液中测得的i－E曲线，其电流只能是因为反响式（1）和式（2）发作，且电流巨细应标明该反响的速度。从图中看到，当阳极电位高于～1.10V（SCE）时，电流便急剧上升，而低于该电位时，阳极电流极低且动摇很小。因而能够以为在实验用溶液中，当阳极电位高于－1.10V（SCE），石器阳极上开端很多分出气体，此电位正处于和氧气的理论分出电位邻近。 线2是有辉铋矿、无铁离子溶被中测得的i－E曲线，此刻阳极上的电流应是辉铋矿直接与电极磕碰的氧化反响、和氧气分出反响一起发作的，比较线1和线2，在电位低于－1.10V（SCE）的规模之内，电流能够以为是因为辉铋矿在石墨阳极上直接电氧化发作的，这个电流较线1升高了许多，阐明辉铋矿的直接电氧化是能够发作的；电位大于－1.10V（SCE）二线根本重合，析氯析氧反响起了主导效果。 线3是无辉铋矿、有二价铁离子的溶液中测得的i－E曲线，从图中能够看到，当阳极电位高于0.5V（SCE），电流便显着增大，该电位正处于反响的标准电位邻近，因而能够以为此电流是因为二价铁离子的阳极氧化发作的。在固定电流密度小于300A∕m2的条件下，阳极不会发作析氯析氧反响，只要在电解后期，二价铁的氧化挨近结束，才或许发作析氯析氧反响，此刻槽电压将显着上升。 线4是在有辉铋矿、有二价铁离子的溶液中测得的i－E曲线，它较线3的电流大。此电流的发作能够以为是二价铁离子的阳极氧化和辉铋矿与阳极磕碰的触摸氧化一起发作的。但线4并不是线2和线3的简略加合，它仅仅略高于线3并类似于线3，因而能够以为此刻的首要反响仍旧足二价铁离子的阳极氧化反响、而辉铋矿的直接电氧化则是非必须的。因为有辉铋矿存在，在阳极上生成的三价铁将Bi2S3氧化后自身复原为二价，二价铁又在阳极氧化为三价。如此重复，直至辉铋矿的氧化浸出挨近彻底。 假如在固定电流密度200A／m2的条件下，由图1能够比较看出，线2和线4的阳极电位相差0.7V左右，也就是说，要取得相同的浸出反响速度，在有铁离子存存的溶液中，其阳极电位要比无铁离子溶液的阳极电位低0.7V，相应的槽电压也要下降0.7V左右，然后下降了电解进程的电耗。 图3是在固定电流密度200A∕m2、Fe2＋为4.0g∕L、Cl－为150g∕L、H＋为1.0g∕L、Bi3＋为10g∕L、100g辉铋矿、粒度＜0.038mm为96%、L∶S＝3∶1的状况下测得的石墨阳极电位（SCE）和槽电压随时刻的改变曲线。图3  恒电位电解槽电压和阳极电位随时刻的改变 图3阐明，在辉铋矿的理论浸出电解时刻内，槽电压被迫在0.8～0.9V的规模之内，阳极电位动摇在－0.5～－0.6V（SCE）的规模之内，正处于二价铁离子的标准氧化电位邻近。能够以为，在此刻间内的阳极反响首要是二价铁离子的氧化反响，铋精矿的浸出首要是因为三价铁的氧化效果。 在铋的理论浸出电解时刻今后，槽电压和阳极电位都急剧上升，槽电压升至1.6～1.8V，阳极电位动摇在－1.2V（SCE）左右，此刻，辉铋矿的浸出巳挨近彻底，二价铁也简直悉数氧化为三价铁，阳极开端发作析氯反响，槽电压也跟着阳极电位的进步和阴极的极化而升高。 由以上的分析，能够得出以下的定论： （1）在实验选用的条件下，溶液中无铁离子存在时，在阳极电位为－0.2V到－1.0V的规模内，阳极反响首要是辉铋矿在石墨阳极上直接电氧化，当阳极电位大于－1.10V时，析氯析氧反响起主导效果。 （2）在有铁离子存在的状况下，阳极上发作的首要反响是二价铁离子的氧化反响，辉铋矿的氧化能够以为是由三价铁离子完结的，三价铁被坯原为二价，二价铁又在石墨阳极上氧化，如此重复循环。当然，在浸出进程中从头到尾也存在着辉铋矿与阳极的磕碰触摸氧化。 （3）在有铁离子存在的状况下，阳极电位可较无铁离子的阳极电位下降0.7V左右，过对下降电耗是有利的。 二、浸出反响机理 图3的热力学分析标明，辉铋矿的络合酸溶反响在实验条件下能够发作。实验标明，没有氧化剂存在时，反响速度较慢。 王成彦、邱定蕃等研讨了矿浆电解时辉铋矿的氧化浸出机理，以为辉铋矿的氧化能够经过下面几种不同的反响进程而得以完结。   （3）   （4）   （5） 反响式（3）是辉铋矿与阳极的直接受阻触摸氧化。反响式（4）是三价铁与辉铋矿的直触摸摸氧化。反响式（5）是辉铋矿首要经络合酸分化反响生成硫化氲，而氧化剂首要是和的氧化复原。式（4）和式（5）的差异就在于此。微观上，能够借助于对进程浸出渣样的物相结构的分析，来判明辉铋矿浸出反响的机理进程。 一般来讲，元素硫系硫化物在湿法冶金进程的相变产品。在低于硫的熔点（386K）浸出时，元素硫通常以三种方式嵌布（图4）：（a）在硫化矿周围呈疏松多孔状；（b）呈细密细粒状吸附在硫化矿周围；（c）呈细粒单体散布在提出渣中，与硫化矿自身无关。前者为金属阳离子分散进溶液后而残留下来的结构；后两种是硫化矿首要经酸分化生成H2S今后被氧化的结构；究竟是（b）仍是（c），则取决于浸出进程的许多影响要素。浸出渣中元素硫的嵌布状况直接联系到对浸出进程的解说。图4  元素硫的几种嵌布形状 对辉铋矿浸出进程分阶段取样渣的显徽镜调查发现，浸出15min时，辉铋矿改变甚微，此刻渣中有很少数的细粒状单体元素硫生成，散布在浸出渣中。当浸出时刻到达30min时，部分辉铋矿鸿沟已呈现被腐蚀的痕迹；元素硫的生成数量较前者略有添加，根本上以细粒单体存在。浸出时刻到达60min，辉铋矿的溶蚀愈加显着，锯齿型鸿沟随时可见，元素硫大部分呈单体外，少数呈细粒状吸附在辉铋矿颗粒的鸿沟。90min时，辉铀矿颗粒鸿沟附着元素硫的状况愈加遍及，构成粒度显着增大，渣中已不易发现细粒的辉铋矿。浸出时刻达130min，辉铋矿周围的硫珠越来越多，简直连成一个硫珠环，一起渣中呈单体的硫珠也显着添加，残存的辉铋矿随浸出时刻的改变已不非常显着。 归纳以上的分析，能够以为，辉铋矿在实践的矿浆电解进程中的浸出反响，不是简略的硫化物金属阳离子的分散进程。从浸渣中存在着很多与硫化物无嵌布联系细粒细密的单体元素硫的状况看，它绝非是硫化物中金属离子分散进溶液后的残留物，而是一个从头构成的产品。也就是说，在辉铋矿的浸出进程中必定存在着一个成硫反响，也必定存在着辉铋矿的酸分化反响。依浸渣中的矿藏改变能够以为酸浸进程存在着如下反响跟着辉铋矿的不断分化，成硫反响也在不断进行；跟着H2S生成量的添加，部分H2S与溶液中的三价铁反响，产出元素硫嵌布在辉铋矿周围，部分H2S远离辉铋矿颗粒而与三价铁反响，构成单件的硫珠。 理论浸出电解时刻今后，辉铋矿浸出挨近彻底，二价铁也简直悉数转换为三价铁，析氯析氧反响开端发作。 由此能够得出如下的定论： （1）在阳极浸出进程中，辉铋矿首要进行的是酸分化反响（2）阳极生成的三价铁首要是与辉铋矿酸分化生成的H2S进行氧化复原反响，而与辉铋矿直触摸摸进行的氧化复原是非必须的。（3）对浸出渣的物相分析标明，元素硫的构成不是简略的金属阳离子分散进程产品，而是的氧化产品。因而在实践的酸浸进程中既存在着硫化矿的酸溶解反响，也存在着一个成硫反响；产出的硫大部分呈细粒单体，少数吸附在辉铋矿周围。 张英杰从电解质溶液中固液界面双电层结构与矿粒的机械运动动身，推导了必定超电位下（阳极析氯反响没有发作）影响阳极反响速率（电流密度）的要素，得出阳极电流密度（i）与矿浆浓度（Cs）、拌和转速的平方（NR2）呈线性联系，与矿粒粒度无关。进而核算出在任一会儿附着在1cm2阳极表面上的矿粒的总表面积为： S0＝3Cs／ρ 式中S0－矿粒的总表面积；     ρ－矿粒密度，g∕cm3；     Cs－矿浆浓度，g∕mL。 据此核算，假如取Cs＝0.lg／mL，ρ（辉铋矿）＝6.4g∕cm3，则S0＝0.046。这就是说当矿浆中一起含有Fe2＋时，在1cm2阳极表面上只要0.046cm2的面积在进行矿藏与阳极的磕碰触摸氧化，其他的面积进行的是Fe2＋的氧化。这就很好地解说了矿浆电解时，在有Fe2＋存在时，辉铋矿与阳极的磕碰触摸氧化并不占主导地位的原因。 三、Fe2＋的阳极氧化动力学 在矿浆电解进程中，溶液中的铁离子扮演了一个重要的人物，它直接参加了阳极的电极反响和辉铋矿的氧化浸出，起着电子的传递效果。因而对Fe2＋的阳极氧化进程进行研讨很有必要。王成彦、邱定蕃等测定了Fe2＋在石墨阳极上的极化曲线，阐明晰Fe2＋阳极氧化的速率操控进程。 实验条件：333K、NH4Cl为200g∕L、H＋为lg／L、拌和转速600r∕min、扫描速度1mV／s，测FeCl2浓度分别为0.01、0.02、0.03、0.04、0.05mol∕L下的阳极极化曲线，取相同η值下的电流密度i作η－lgi联系图，见图5。 从图5能够看出，η在60－10mV之间，曲线呈现显着的塔菲尔段，阐明在这一超电位规模内，Fe2＋阳极氧化进程受电化学反响操控；当η在100～18mV之间，η与{lg（i∕i0）＋lg[id／（id－i）]}呈线性联系，见图6，阐明在这一超电位规模内，Fe2＋阳极氧化进程属混合反响操控；当η在160～220mV之间，η与lg[id／（id－i）]呈线性联系，见图7，阐明在这一超电位规模内，Fe2＋阳极氧化进程受分散操控。图5  不同FeCl2浓度时的η－lgi联系图图6  η－lg（i∕i0）＋lg[id／（id－i）]联系图图7  η－lg[id／（id－i）]联系图

湖南柿竹园有色金属矿铋冶炼广是我国最大的铋冶炼厂，建成于20世纪90年代初，采用传统的反射炉熔炼－火法精练流程。自投产以来，该厂工艺、设备及操作水平不断提高，形成了精铋300t∕a的生产能力，产品质量好。铋冶炼厂所用的原料主要来自柿竹园有色金属矿遗厂产出的铋精矿，这种精矿中含有少量的铍、氟，加上矿石中的硫在熔炼时不可避免地进入烟气，对周围环境存在污染，对工人的身心健康存在影响。此外，火法炼铋存在着铋回收率低、对铋精矿的品位要求高、杂质含量要求低、能耗高等不利因素，促使人们研究铋冶炼的新工艺。经过大量的实验室研究、扩大试验及工业试验，选择了铋矿浆电解取代反射炉。1997年在柿竹园铋冶炼厂建成并投产了世界上第一座矿浆电解工业生产厂，铋矿浆电解技术经济指标明显优于反射炉，对周围环境污染大大减轻，工艺畅通，设备运转良好，工厂的建成，为矿浆电解的应用奠定了坚实的基础。 一、工艺流程 柿竹园铋冶炼厂矿浆电解工艺流程如图1所示。铋精矿在浆化槽中浆化后流入矿浆电解槽阳极区搅拌浸出电解，矿浆从第一个矿浆电解槽溢流，流入第二个矿浆电解槽的阳极区，连续经过6个矿浆电解槽后，浸出渣中的铋含量降至1%左右，此时可以认为浸出结束。矿浆从第6个矿浆电解槽溢流进入矿浆中间槽，再通过矿浆泵将矿浆泵入厢式压滤机过滤洗涤，排出的浸出渣堆存，可作为硫精矿出售，也可考虑再选矿回收渣中的钼。过滤后的滤液返回浆化槽作为浆化液循环使用。溶液循环一段时间后，抽出部分溶液开路处理，以防止杂质在溶液中积累。原设计有一萃取除铁工序，抽出部分溶液经萃取后除去溶液中的铁，以保持整个体系铁的平衡，但实际操作中已省去萃取除铁工序。铋粉定时从阴极隔膜口袋中抽取，经板框压滤机压滤，滤液返回电解槽阳极区，电解液循环使阴极区补充了铋离子，防止阴极液贫化。海绵铋经洗涤后压块脱水，再送还原熔炼。精炼工序采用原有的火法精炼设备和操作程序。图1  硫化物阳极反应E－[Cl－]关系 二、矿浆电解槽 矿浆电解作为一种新的冶金方法，其最关键的设备是矿浆电解槽。这种电解槽与传统的电解槽在功能上有很大的区别，它必须满足浸出、电积和部分净化所需要的条件，因而在结构上与一般电解槽完全不同，这也是国内外研究人员研究的重点。矿浆电解槽从实验室规模开始，经过1m3单槽扩大试验，最后在柿竹园铋冶炼厂建立了6个连续的矿浆电解槽，单槽容积为3m3，电解槽尺寸为1500mm×1450mm×1450mm。图2为铋工业生产槽照片。图2  工业用矿浆电解槽 电觯槽为方形结构，中间安置了机械搅拌装置。这种结构的电解槽很好地满足了工艺的要求。没有发现矿浆在电解槽底部沉结，矿浆从第1槽流至第6槽非常顺畅。在研制过程中对矿浆在槽中的流动及各种物料的排出进行了大量的研究，设计了一些特殊的结构以保证生产的连续化。对楷体、隔膜、电极等材料也进行了长期的研究，工厂投产后也证明了它们完全符合要求。 在生产连续运行中也证明了铋矿浆电解完全可以自热进行。矿浆没有经过加热，在冷态下进入第1个矿浆电解槽。依靠矿浆电解体系的自热，很好地维持在所需的温度下进行反应。这种结构的矿浆电解槽具有很好的放大性能，一般来说，可根据矿浆在电解槽中的停留时间选择电解槽的容积和数量。此外，特别值得提出的是矿浆电解槽造价便宜，制作简单。 三、对环境影响的评价 采用矿浆电解工艺处理铋精矿，它的一个显著优点是，和铋结合的硫大部分以元素硫的形态产出，并可进一步回收生产硫精矿或元素硫产品，同时整个系统的溶液可以基本实现闭路循环，大大减少了废水排放量。 化学定量分析表明，柿竹园铋精矿含Be为0.0032%，含F为0.99%．含As为0.049%，矿浆电解时，约有35%的Be、90%的F和20%的As被浸出进入溶液。随溶液循环次数的增加，Be、F和As将在溶液中积累，尤以F的积累最为严重。因此对少量外排的废电解液必须进行达标处理。 废电解液首先经铁粉置换回收Bi，再经石灰中和（调溶液pH值至11）处理后，溶液中的Be含量由0.99mg∕L降至0.0036mg∕L，F含量由0.58g／L降至0.5mg∕L，As含量由1.9mg∕L降至0.003mg∕L，符合地面水环境质量标准GB 3838－88的Ⅲ类标准。废水再排至污水站稀释，经再次处理后排放。 矿浆电解产出的含硫废渣，对环境无明显影响，可进一步浮选生产硫精矿或采用其他工艺回收生产元素硫，也可以直接排至尾矿坝堆存或填埋处理。 四、铋矿浆电解主要技术经济指标 柿竹园铋矿浆电解厂生产规模为铋金属量200t∕a，工业生产的主要技术经挤指标如下： 铋浸出率∕%                       98 铋全流程总回收率／%                % 吨铋总交流电耗∕kW·h            2500（其中电解电耗为1830） 吨铋碱耗／kg                      121 吨铋酸耗／kg（HCl为31%）        500 五、两种铋冶炼方法的比较 采用矿浆电解技术处理铋精矿，与现有火法冶炼流程的主要技术经济指标对比见下表。从下表可以看出，铋矿浆电解具有如下特点： （一）对环境污染轻，是一种环境友好的工艺。 （二）能耗明显下降，工艺总能耗仅为反射炉熔炼的一半。 （三）铋回收率高。 （四）对原料适应性广。 表  矿浆电解处理铋精矿与现有火法冶炼流程的比较①取自柿竹园铋冶炼厂原火法冶炼1996年指标。 六、矿浆电解工艺目前的局限性 矿浆电解技术毕竟是处于工业化初期，装备水平还比较落后，自动化程度很低，大部分是人工操作。在铋矿浆电解生产中，由于阴极产物是以粉状物产出（铋粉），需要靠人工抽取，操作工人的素质在很大程度上成了工艺指标的制约因素，人为因素对工艺指标的影响较大。由于操作不精心，电极的断裂、隔膜布的破损等比较严重，另外，由于目前矿浆电解槽的体积较小，对铋这类经济价值较高、物料处理量小的小金属无疑是适宜的，但对那些经济价值较低、需大规模处理的贱金属（如Pb），尚存在一定的距离。要想充分发挥矿浆电解新工艺在经济、社会和环境等方面的独特优势，进一步拓宽其应用领域并形成规模化，需要开展矿浆电解成套技术工程化及电解槽大型化的研究，包括工艺过程中各参数的测定和自动控制的研究、阴极区产物自动抽取的研究以及高强度、耐腐蚀电极材料的研制、大型矿浆电解槽（30m3）的设计等等。应用新技术，研制满足工艺要求，结构合理，造价低廉的抽粉和传动装置并实现抽粉过程的机械化和自动化，开发具有一定通用性的湿法冶金工艺流程监控软件平台及矿浆电解过程中先进的计算机监控系统等，将会促进矿浆电解技术的进一步发展。

铋的冶炼有必要阅历粗炼与精粹两个阶段.粗炼是将含铋质料经过火法或湿法的开始处理，产出中间产品粗;铋精粹是将粗铋进一步精粹，产出精铋.粗炼与精粹的办法许多，常依据质料不同而挑选不同的办法. 一、粗炼 1. 精矿的反射炉熔炼钮精矿与还原剂煤粉、置换剂铁屑、熔剂纯碱等配料混合后，参加反射炉混合熔炼，产出渣、冰铜与粗镶。 2.氧化渣的转炉熔炼将铅阳极泥还原熔炼产出的贵铅，装入分银炉吹炼，在氧化吹炼过程中产出的氧化钻渣，与黄铁矿配料，参加转炉熔炼，产出渣、冰铜与铅铭合金. 3.铅浮渣的碱性熔炼将火法精粹铅时产出的钙镁秘渣，与NaOH一道熔炼，产出铭铅合金. 4.浸出一沉积法将铜转炉烟尘氛化浸出，使韧进入溶液，随后可选用水解法或置换法，别离秘沉积，然后再熔铸成粗铋 二、精粹 1.火法精粹将粗w装入钢质精粹锅，经熔析精粹、氧化精粹、碱法精粹、加锌精粹、氛化精粹、终究精粹等工序，除掉其间的铜、砷、锑、锡、磅、银、铅、锌等杂质，产出精锡.   2.电解精粹粗韧经开始火法精粹后，铸成阳极板，选用氛盐溶液或盐溶液作电解液，产出电铃，再进一步火法精粹为精铋.

王成彦、邱定蕃等对辉铋矿在矿浆电解进程的阳极反响进行了比较深化的研讨。经过很多的实验研讨，以为辉铋矿的阳极浸出进程是一个杂乱的反响进程，辉铋矿在酸性氯化钠介质中呈悬浮状所发作的阳极浸出进程，能够经过下列几种途径来完结： （1）石墨相当于一个导体，辉铋矿相当于一个可溶阳极，当辉铋矿和石墨阳极发作磕碰而触摸时，将经过下面的反响被氧化：（2）石墨电极上或许发作其他氧化反响，如发作Cl2、O2气体分出，这样一些气体再氧化辉铋矿。（3）有关实验标明，在浸出渡中参加铁离子，辉铋矿的浸出反响速率显着进步，槽电压显着下降，阐明铁离子也参加了辉铋矿的阳极浸出进程。 为查明辉铋矿在矿浆电解阳极浸出进程的反响机理，实验测定了溶液中有辉铋矿和无辉铋矿时的i－E曲线以及在上列溶渣中参加4g∕L的Fe2＋后有和无辉铋矿存鄙人的i－E曲线，见图1。图1  不同条件下的i－E曲线 1－HCl 1mol∕L＋NaCl 200g∕L； 2－HCl （1mol∕L）＋NaCl （200g∕L）＋辉铋矿（－0.074mm、L∶S＝10∶1）； 3－HCl（1mol∕L）＋NaCl（200g∕L）＋Fe2＋（4g∕L）； 4－HCl（1mol∕L）＋NaCl（200g∕L）＋Fe2＋（4g∕L） ＋辉铋矿（－0.074mm、L∶S＝10∶1）。 HCl－NaCl溶液中没有辉铋矿和铁离子存在的状况下，石墨阳极只或许存鄙人列反响：    （1） E333（1）＝1.177－0.066pH＋0.0165lgPO2                （2） E333（2）＝1.306＝0.066lg[Cl－]＋0.0333lg[Cl2] 矿浆电解条件下，pH＝0、pO2＝0.2×105Pa、[Cl－]＝3mol∕L，代入以上两个方程得E333（1）＝1.248V，E333（2）＝1.255＋0.0333lg[Cl2]，因为溶液中[Cl2]很小，因而，E333（1）和E333（2）的不同不大，上述两种反响均有或许在阳极上发作。Arslan、Duby研讨了黄铁矿在溶液中的阳极氧化状况，在阳极电位1.4～1.5V（SCE），t＝35～40℃下，阳极液中HClO的浓度可达0.15smol∕L，并以为HClO是由阳极上分出的Cl2发作的，阳极上水的氧化反响也一起发作并分管了部分电荷传输。Arslan在用石墨阳极研讨黄铁矿的阳极氧化时，发现阳极上有CO2生成并发作阳极蚀变现象。王成彦、邱定蕃在矿浆电解扩展实验中也发现石墨阳极存在蚀变现象。这些也能够证明，在矿浆电解进程中，当阳极电位较高时，阳极上能够发作Cl2和O2的一起分出。 关于反响考虑到铁离子在溶液中能够构成铁氯络合物，其实践电位会更低（如图2线23所示），因而，当件系中存在铁离子时，上述反响有或许是阳极的首要反响。图2  Bi2S3－Cl－－H2O系E－lg[Cl－]图图1中，线1是无辉铋矿、无铁离子潜液中测得的i－E曲线，其电流只能是因为反响式（1）和式（2）发作，且电流巨细应表明该反响的速度。从图中看到，当阳极电位高于～1.10V（SCE）时，电流便急剧上升，而低于该电位时，阳极电流极低且动摇很小。因而能够以为在实验用溶液中，当阳极电位高于－1.10V（SCE），石器阳极上开端很多分出气体，此电位正处于和氧气的理论分出电位邻近。 线2是有辉铋矿、无铁离子溶被中测得的i－E曲线，此刻阳极上的电流应是辉铋矿直接与电极磕碰的氧化反响、和氧气分出反响一起发作的，比较线1和线2，在电位低于－1.10V（SCE）的规模之内，电流能够以为是因为辉铋矿在石墨阳极上直接电氧化发作的，这个电流较线1升高了许多，阐明辉铋矿的直接电氧化是能够发作的；电位大于－1.10V（SCE）二线根本重合，析氯析氧反响起了主导作用。 线3是无辉铋矿、有二价铁离子的溶液中测得的i－E曲线，从图中能够看到，当阳极电位高于0.5V（SCE），电流便显着增大，该电位正处于反响的标准电位邻近，因而能够以为此电流是因为二价铁离子的阳极氧化发作的。在固定电流密度小于300A∕m2的条件下，阳极不会发作析氯析氧反响，只要在电解后期，二价铁的氧化挨近结束，才或许发作析氯析氧反响，此刻槽电压将显着上升。 线4是在有辉铋矿、有二价铁离子的溶液中测得的i－E曲线，它较线3的电流大。此电流的发作能够以为是二价铁离子的阳极氧化和辉铋矿与阳极磕碰的触摸氧化一起发作的。但线4并不是线2和线3的简略加合，它仅仅略高于线3并类似于线3，因而能够以为此刻的首要反响仍旧足二价铁离子的阳极氧化反响、而辉铋矿的直接电氧化则是非必须的。因为有辉铋矿存在，在阳极上生成的三价铁将Bi2S3氧化后自身还原为二价，二价铁又在阳极氧化为三价。如此重复，直至辉铋矿的氧化浸出挨近彻底。 如果在固定电流密度200A／m2的条件下，由图1能够比较看出，线2和线4的阳极电位相差0.7V左右，也就是说，要取得相同的浸出反响速度，在有铁离子存存的溶液中，其阳极电位要比无铁离子溶液的阳极电位低0.7V，相应的槽电压也要下降0.7V左右，然后下降了电解进程的电耗。 图3是在固定电流密度200A∕m2、Fe2＋为4.0g∕L、Cl－为150g∕L、H＋为1.0g∕L、Bi3＋为10g∕L、100g辉铋矿、粒度＜0.038mm为96%、L∶S＝3∶1的状况下测得的石墨阳极电位（SCE）和槽电压随时刻的改变曲线。图3  恒电位电解槽电压和阳极电位随时刻的改变 图3阐明，在辉铋矿的理论浸出电解时刻内，槽电压被迫在0.8～0.9V的规模之内，阳极电位动摇在－0.5～－0.6V（SCE）的规模之内，正处于二价铁离子的标准氧化电位邻近。能够以为，在此刻间内的阳极反响首要是二价铁离子的氧化反响，铋精矿的浸出首要是因为三价铁的氧化作用。 在铋的理论浸出电解时刻今后，槽电压和阳极电位都急剧上升，槽电压升至1.6～1.8V，阳极电位动摇在－1.2V（SCE）左右，此刻，辉铋矿的浸出巳挨近彻底，二价铁也简直悉数氧化为三价铁，阳极开端发作析氯反响，槽电压也跟着阳极电位的进步和阴极的极化而升高。 由以上的分析，能够得出以下的定论： （1）在实验选用的条件下，溶液中无铁离子存在时，在阳极电位为－0.2V到－1.0V的规模内，阳极反响首要是辉铋矿在石墨阳极上直接电氧化，当阳极电位大于－1.10V时，析氯析氧反响起主导作用。 （2）在有铁离子存在的状况下，阳极上发作的首要反响是二价铁离子的氧化反响，辉铋矿的氧化能够以为是由三价铁离子完结的，三价铁被坯原为二价，二价铁又在石墨阳极上氧化，如此重复循环。当然，在浸出进程中从头到尾也存在着辉铋矿与阳极的磕碰触摸氧化。 （3）在有铁离子存在的状况下，阳极电位可较无铁离子的阳极电位下降0.7V左右，过对下降电耗是有利的。

图1的热力学分析标明，辉铋矿的络合酸溶反响在实验条件下能够发作。实验标明，没有氧化剂存在时，反响速度较慢。图1  恒电位电解槽电压和阳极电位随时刻的改变 王成彦、邱定蕃等研讨了矿浆电解时辉铋矿的氧化浸出机理，以为辉铋矿的氧化能够经过下面几种不同的反响进程而得以完成。   （1）   （2）   （3） 反响式（1）是辉铋矿与阳极的直接受阻触摸氧化。反响式（2）是三价铁与辉铋矿的直触摸摸氧化。反响式（3）是辉铋矿首要经络合酸分化反响生成硫化氲，而氧化剂主要是和的氧化复原。式（2）和式（3）的差异就在于此。微观上，能够借助于对进程浸出渣样的物相结构的分析，来判明辉铋矿浸出反响的机理进程。 一般来讲，元素硫系硫化物在湿法冶金进程的相变产品。在低于硫的熔点（386K）浸出时，元素硫通常以三种方式嵌布（图2）：（a）在硫化矿周围呈疏松多孔状；（b）呈细密细粒状吸附在硫化矿周围；（c）呈细粒单体散布在提出渣中，与硫化矿自身无关。前者为金属阳离子分散进溶液后而残留下来的结构；后两种是硫化矿首要经酸分化生成H2S今后被氧化的结构；究竟是（b）仍是（c），则取决于浸出进程的许多影响要素。浸出渣中元素硫的嵌布状况直接联系到对浸出进程的解说。图2  元素硫的几种嵌布形状 对辉铋矿浸出进程分阶段取样渣的显徽镜调查发现，浸出15min时，辉铋矿改变甚微，此刻渣中有很少数的细粒状单体元素硫生成，散布在浸出渣中。当浸出时刻到达30min时，部分辉铋矿鸿沟已出现被腐蚀的痕迹；元素硫的生成数量较前者略有添加，基本上以细粒单体存在。浸出时刻到达60min，辉铋矿的溶蚀愈加显着，锯齿型鸿沟随时可见，元素硫大部分呈单体外，少数呈细粒状吸附在辉铋矿颗粒的鸿沟。90min时，辉铀矿颗粒鸿沟附着元素硫的状况愈加遍及，构成粒度显着增大，渣中已不易发现细粒的辉铋矿。浸出时刻达130min，辉铋矿周围的硫珠越来越多，简直连成一个硫珠环，一起渣中呈单体的硫珠也显着添加，残存的辉铋矿随浸出时刻的改变已不非常显着。 归纳以上的分析，能够以为，辉铋矿在实践的矿浆电解进程中的浸出反响，不是简略的硫化物金属阳离子的分散进程。从浸渣中存在着很多与硫化物无嵌布联系细粒细密的单体元素硫的状况看，它绝非是硫化物中金属离子分散进溶液后的残留物，而是一个从头构成的产品。也就是说，在辉铋矿的浸出进程中必定存在着一个成硫反响，也必定存在着辉铋矿的酸分化反响。依浸渣中的矿藏改变能够以为酸浸进程存在着如下反响跟着辉铋矿的不断分化，成硫反响也在不断进行；跟着H2S生成量的添加，部分H2S与溶液中的三价铁反响，产出元素硫嵌布在辉铋矿周围，部分H2S远离辉铋矿颗粒而与三价铁反响，构成单件的硫珠。 理论浸出电解时刻今后，辉铋矿浸出挨近彻底，二价铁也简直悉数转换为三价铁，析氯析氧反响开端发作。 由此能够得出如下的定论： （1）在阳极浸出进程中，辉铋矿首要进行的是酸分化反响（2）阳极生成的三价铁主要是与辉铋矿酸分化生成的H2S进行氧化复原反响，而与辉铋矿直触摸摸进行的氧化复原是非必须的。（3）对浸出渣的物相分析标明，元素硫的构成不是简略的金属阳离子分散进程产品，而是的氧化产品。因此在实践的酸浸进程中既存在着硫化矿的酸溶解反响，也存在着一个成硫反响；产出的硫大部分呈细粒单体，少数吸附在辉铋矿周围。 张英杰从电解质溶液中固液界面双电层结构与矿粒的机械运动动身，推导了必定超电位下（阳极析氯反响没有发作）影响阳极反响速率（电流密度）的要素，得出阳极电流密度（i）与矿浆浓度（Cs）、拌和转速的平方（NR2）呈线性联系，与矿粒粒度无关。进而核算出在任一会儿附着在1cm2阳极表面上的矿粒的总表面积为： S0＝3Cs／ρ 式中S0－矿粒的总表面积；     ρ－矿粒密度，g∕cm3；     Cs－矿浆浓度，g∕mL。 据此核算，假如取Cs＝0.lg／mL，ρ（辉铋矿）＝6.4g∕cm3，则S0＝0.046。这就是说当矿浆中一起含有Fe2＋时，在1cm2阳极表面上只要0.046cm2的面积在进行矿藏与阳极的磕碰触摸氧化，其他的面积进行的是Fe2＋的氧化。这就很好地解说了矿浆电解时，在有Fe2＋存在时，辉铋矿与阳极的磕碰触摸氧化并不占主导地位的原因。

铋矿矿浆电解工业试验研究 成果内容简介：矿浆电解是一新冶金方法，将矿石加入矿浆电解槽阳极区浸出，同时在阴极区产出金属，为金属的一步提取。其特点是流程短、能耗低、环保好、回收率高等。   工业试验规模200t/a铋，其技术经济指标：铋总回收率96.4%，较原火法流程提高10个百分点，电耗2500kwh/tBi，加工成本较火法节省3115元/tBi。200t/a实现利税658万元，目前已建成年产800t精铋的矿浆电解厂，年利税2633万元。消除了Be、F、SO2的大气污染。该方法适用于火法难以处理的低品位、多金属、含有害元素的复杂矿石。2000年在云南建设投产了年处理3000t复杂金精矿的工厂。具有广阔的推广前景。

一、铋矿物特征 铋素有“绿色金属”之称，广泛应用于医药、化妆品、工业颜料、催化剂、阻燃剂、电子陶瓷与晶体、半导体致冷器件、冶金添加剂、易熔合金、铋基合金、超导、铋电池和核子反应堆等领域。 铋为稀有金属元素，在地壳中平均含量为0.17ppm， 接近于银，为钨丰度的13%。 自然界中，铋以单质和化合物两种状态存在，但自然铋罕见。绝大部分铋呈硫化物、碲化物、硫盐矿物和铜、铂族等金属互化物等矿物产出。主要矿物有辉铋矿（Bi2S3）、泡铋矿（Bi2O3）、菱铋矿（nBi2O3·mCO2·H2O）、铜铋矿（3Cu2S·4Bi2S3）、方铅铋矿（2PbS·Bi2S）。 自然铋，Bismuth，罕见于自然界，一般见于硫浓度不大的高温热液矿床中，与银、钴、镍、铅和锑矿物相伴共生，少数在伟晶花岗岩内产出。自然铋的新鲜断面呈微带浅黄的银白色，在空气中暴露过久则出现浅红的锖色。晶体罕见，常以树枝状、片状、粒状或块状集合体出现。闪亮银白色条痕、低硬度（2～2.5）、高比重（9.7～9.8）、一组完全解理为其鉴定特征。自然铋具脆性，延性及展性均不良，具导电性和逆磁性。吹管分析具Bi的被膜反应。主要产于高温热液钨锡矿床中，部分产于伟晶花岗岩内，常与锡石（Cassiterite）、辉钼矿（Molybdenite）、辉铋矿（Bismuthinite）、黑钨矿（Wolframite）等矿物共生。 辉铋矿，Bismuthinite，Bi2S3；Bi 81.3%，S 18.7%。与Pb、Cu、Fe常发生类质同像替换；在Pb2＋代替Bi3＋的同时，Cu相应地进入晶格，使电价得以补偿。也可与Sb、Se、Te发生类质同像替换，Sb不完全代替Bi可达8.12%，其变种称锑辉铋矿。Se不完全代替S可达9.0%，称硒辉铋矿；Se含量最高达26%，称硒铋矿Bi2（Se，S）3。Te则可能形成Bi的碲化物和碲硫化物，以机械混入物形式存在。有时也含As、Au、Ag等混入物。辉铋矿晶体为斜方双锥晶类，晶体沿ｃ轴呈长柱状或针状，柱面具纵条纹，依（110）成双晶。集合体为放射柱状、致密粒状、柱状和针状。锡白色（带铅灰色），表面常有黄色锖色。条痕灰黑或铅灰色。金属光泽较辉锑矿更强。不透明。解理{010}完全。硬度2～2.5，比重6.4～6.8，微具挠性。主要产于高温热液型W、Sn、Bi矿床中，常呈充填脉状，与黑钨矿、锡石、辉钼矿、黄玉、绿柱石、毒砂、黄铁矿等共生。在表生条件下，辉铋矿易风化成铋的氧化物或碳酸盐，如铋华Bi2O3、泡铋矿Bi2CO3O2。其鉴定特征与辉锑矿相似，为锡白色，光泽较强，解理面上无横纹；鉴定与和它相似的辉锑矿的区别是辉铋矿具有更强的光泽，更大的比重，并且二者与KOH之反应不同。辉铋矿分布虽然非常广，但有开采价值的矿床却非常少，一般都作为其他金属矿床的伴生组分。 铬铋矿，见于陕西省洛南县驾鹿金矿。呈规则状微细晶微集合体，柱状小晶体大小在0.005mm×0.002mm～0.05mm×0.025mm之间，集合体大小约0.01～0.5mm。呈桔黄色或黄棕色，性脆，半透明，条痕棕黄色，金刚光泽，具不完全解理；一轴晶，正光性，比重9.8。 泡铋矿，bismutite，是碱式碳酸铋，比较常见的铋矿物蚀变产物。一般为黄色玻璃状晶体或土状、壳状。 铋华，Bismite，Be2O3，α－BiO2；Bi 89.68%，O 10.32%。晶体少见，通常呈块状、粉末状、土状或叶片状集合体。硬度4.5，比重9.41，土状集合体的硬度和比重都降低（硬度1～2，比重4.36），解理无，断口不平坦状，贝壳状或土状断口。浅黄～黄，浅绿～橄榄绿或黄绿～绿黄色，条痕浅黄～黄，浅绿～橄榄绿或黄绿～绿黄色，不透明至微透明，细薄碎片透明，半金刚光泽、暗淡光泽或土状光泽。常含有铁、砷等杂质，大部分含有铋的碳酸盐或是铋的氧化物和碳酸盐的混合物。以其形状及颜色作为鉴定特征；产于含铋矿床氧化带，主要是辉铋矿、自然铋及少量针硫铋铅矿次生变化的产物；与泡铋矿、氯铋矿（BiOCl）、钒铋矿等紧密共生。 其他含铋矿物有：黑铋金矿Maldonite，Au2Bi；六方铋钯矿Sobolevskite，PdBi；软铋铅钯矿（六方铅铋钯）Urvantsevite，Pd（Bi，Pd）2；斜铋钯矿Froodite，PdBi2；铋砷钯矿Palladobismutharsenide，Pd2（As2，Bi）；等轴铋铂矿Insizwaite，Pt（Bi，Sb）2等。 二、铋矿资源特征 铋是典型的稀有分散金属元素。虽然铋的独立矿物常见，但极少富集为独立工业矿床。除玻利维亚和广东省怀集县外，几乎没有单独的铋矿床产出。铋主要以伴生元素存在于钨锡矿山中， 次为铅锌矿、铜矿、钼矿和金矿。即使是伴生矿，因含量及产量的原因，铋在这些矿山中，也不是主要产品而是副产品。 伴生铋矿床主要以气成矿床、高温交代矿床、热液矿床为主，与铅、锌、铜、钨、钼、锡、金、铁、银等矿伴生。 共伴生铋矿床的类型有：蚀变花岗岩型、云英岩型、石英脉型、磁铁矿－矽卡岩型、硫化物－矽卡岩型和斑岩型。 按矿物组成可分为：辉铋矿－长石型、辉铋矿－石英型和辉铋矿－矽卡岩型。 据《矿产工业要求参考手册》（修订版， 1987），铋的独立矿床的最低工业品位为0.5%。 何周虎等（2004）对比钨、锡和银的工业指标，建议将铋矿床的工业指标修正为：Bi的边界品位0.05～0.10%，最低工业品位0.10～0.20%， 矿床平均品位0.30～0.40%， 矿床综合利用品位0.045～0.050%（关于铋矿床工业指标的讨论，华南地质与矿产，2004，第2期）。 广东省英德长岗岭石英脉型铋矿床:Bi的边界品位0.2%， 块段最低平均品位0.4%；广东省棉土窝钨铋矿床: 边界品位（W ＋ Bi）为0.13%，块段最低平均品位（W ＋ Bi） 0.2%。 湖南郴州苏仙区水湖里磁铁矿—矽卡岩型铋锡矿床，边界品位为，TFe≥20%；Sn 0.2%；Bi ≥0.06%；最低工业品位为，Sn 0.23%；Bi≥0.12%。苏仙区金船塘磁铁矿—矽卡岩型铋锡矿床，Bi的边界品位 0.10%；最低工业品位0.20%。 截止2008年，全球探明的铋储量约40万吨，储量基础约70万吨。主要分布在中国、美国、澳大利亚、日本、玻利维亚、墨西哥、加拿大、秘鲁、韩国等。日本曾因有伴生大量铋矿物的生野和明延山铅锌矿和黑矿矿床，据1989年报道，铋储量为5.8万吨。但1991年日本所组织的地质调查重新估计， 其铋储量实际为8745吨。 中国铋资源储量居世界首位，主要分布在湖南、江西、广东、云南和内蒙，尤以湖南郴州和赣南地区最为丰富。2000年湖南省国土资源资料表明，保有铋储量32.26万吨，其中柿竹园区铋储量就达21.33万吨（平均品位0.17%）。近年，柿竹园附近的金船塘～玛瑙山矿区，铋资源总量虽不及柿竹园矿区，但它矿点多，品位高，可选性好。铋精矿总产量大大超过柿竹园，精矿铋金属含量年产规模在2000 吨以上。 除中国外，全球主要生产国有18个， 主要的铋生产国有美国、独联体、墨西哥、秘鲁、加拿大和澳大利亚。他们均从铅、铜及铅银精矿中以副产品回收铋金属，韩国则产自钨精矿，仅玻利维亚开采铋矿床。此外，铋的回收主要从阳极泥和冶炼烟尘中提取。 1987年，世界精铋产量约4400吨， 1991年已降至4000吨以下。日本原是铋产品的出口国，1987年日本铋产品进口首次超过出口， 此后继续这一趋势，由出口国转变为大进口国。2000年全球铋产量为4500吨～5000吨，2003年铋的产量8000吨～8500吨，2004年和2005年分别达9000吨和10000吨。 中国既是世界上最大的铋生产国，又是世界上最大的铋原料出口国。2000年铋产量约3500吨，2003年达7000吨，2005年达8000～8500吨，占世界铋产量的近80%。据不完全统计，2003年国内铋的消费约1000吨，2005年消费1500吨～1800吨，其余80%的产品出口国际市场。2005年全球铋金属矿交易量1万吨，我国出口8000吨，其中郴州出口约6000吨。 纯铋（99.99%）的价格波动较大，铋锭最高价曾达33万∕吨，最低价4万多元∕吨。 1991年初6.45美元∕公斤； 1991年底7.01美元∕公斤； 2006年为4.6～4.8美元∕磅；5万元∕吨； 2007年1月8.083～8.508美元∕磅； 2007年6月17.389～18.833美元∕磅； 2008年1月11.489～12.456美元∕磅；14.8～15万元∕吨； 2008年4月15.606～16.628美元∕磅； 2008年9月9.4～10.75美元∕磅；14万～14.5万元∕吨； 2009年8月26日5.9～7.7美元∕磅；8.5万∕吨； 2009年9月9日8～9.25美元∕磅；12万元∕吨。 三、找矿标志 （一）钨矿床。钨矿石含铋平均在0.01～0.3%之间。特别以石英大脉型和石英脉带型黑钨矿床共、伴生铋的品位最高，为0.03～0.3%；而以含白钨矿为主的钨矿床及黑、白钨混合钨矿床，含铋则较低，平均品位一般0.01～0.07%。脉钨矿床以独立铋矿物相存在，主要为铅铋硫盐系列矿物，其次是碲铋矿和自然铋。各类铋矿物含量在不同矿区有所差异。一般自然铋含量＜10%，但江西大龙山、樟斗钨矿等可高达30%～40%。氧化后的次生铋矿物有泡铋矿、铋华等。 （二）锡矿床。锡矿石含铋平均在0.01～0.1%之间，如云南个旧锡矿和广东黄家山锡矿。 （三）钼矿床。钼矿石含铋平均在0.01～0.24%之间，如江西萌掌山钼铋矿和安徽青阳铜钼矿。 （四）铜矿床。铜矿石含铋平均在0.01%，如甘肃白银厂、湖南宝山、福建边城铜矿。 （五）铅锌矿。铋大都呈类质同象分散在方铅矿中， 仅能在铅精矿冶炼时综合回收。铅锌矿床勘探阶段对伴生铋的查定和研究工作较少。 （六）金矿床。Au和Bi的地球化学性质有一定的相似性，可互为找矿标志。金矿床中富含铋矿物的地段，往往富含金。自然铋的出现可作为含钾石英脉富金矿地段的重要标志。

流程由6道工序组成：铋矿的浸出与复原；铁粉置换沉积海绵铋；氧化再生；海绵铋熔铸粗铋；粗铋火法精练；铋浸出渣中有价金属的选矿收回。浸出进程的首要反响如下：浸出液经加铋矿复原，使溶液中残存的三价铁复原为二价。加铁粉，沉积出海绵铋，经过氧化，再生三价铁。 此法在工艺上比较老练，铋的浸出率高（渣计98%～98.5%），综合利用好，污染较小，为进步铋资源的综合利用供给了一种有用的途径。但此工艺材料耗费比较高，1t海绵铋耗用工业1.5～1.8t，氧气0.4～0.5t，铁粉0.5～0.6t。因为选用铁粉置换和再生技能，铁和氯离子在溶液中的堆集不容忽视，废液排放量大，浸出液中因为离子浓度相对较高，黏度较大，渣的过滤和洗刷较为困难。工艺流程见图1。图1  铋锡中矿浸出－铁粉置换提铋工艺流程图

此法选用操控电位的方法，用选择性浸出硫化铋矿，一起抵抗杂质的浸出。避免了很多的铁离子在流程中的循环和三价铁的再生问题，提高了产品质量，渣的过滤、洗刷功能也得以改进。浸出进程根本反应为：选择性浸出，铋的选择性较高，但消耗量比较大，一部分单质硫会被氧化生成硫酸根，的污染和腐蚀问题也比较严重，设备需求密封。从经济上分析，比用浸出没有显着的优越性。 选择性浸出的工艺流程见图1。图1  选择性浸出铋准则工艺流程图

此法实质上是使用氯氧铋的水解性，在弱酸性溶液中水解铋氧络合物，生成氯氧铋白色沉淀物，制取氯氧铋精矿。 为使水解彻底，溶液pH值一般控制在2，这就要求很多的水稀释溶液，形成酸耗高、水耗大、试剂耗量大、铋回收率低、废水排放量大的缺陷。某小型铋冶炼厂曾选用此法出产氯氧铋精矿，但作用不抱负，其技能经济指标为：吨精矿耗工业800kg，铋回收率为60%～70%。

蒲屏岑铋矿为中温热液告知的矽卡岩铋矿床。因为矿体暴露地表，风化程度较深，矿石松软，金属硫化物和矽卡岩矿藏均遭到不同程度的氧化，辉铋矿已氧化成泡铋矿，一起可见较多的褐铁矿。nth="12" day="30" islunardate="False" isrocdate="False">6.3.9.1矿石性质：原矿是由褐铁矿、赤铁矿、泡铋矿、辉铋矿、镍羟锰钴矿、锂硬锰矿、含铁石榴石、黑钨矿等组成，矿石多元素分析见表1，矿藏组成见表2。   表1 多元素分析元素BiCoFeWo3SnSiO2Al2O3含量%0.690.06437.290.110.1116.3711.38表2 矿藏组成矿藏泡铋矿褐铁矿赤铁矿磁铁矿锰矿藏水钴矿脉石含量%0.7374.161.120.452.380.0520.38       泡铋矿的嵌布粒度一般为0.2-0.5mm。泡铋矿与褐铁矿、石英、锰矿藏严密连生。钴以水钴矿存在的占45%，其他与锰矿结合。铁主要为褐铁矿，纯矿藏含Fe51.76%。 nth="12" day="30" islunardate="False" isrocdate="False">6.3.9.2选矿工艺1988年咱们进行了选矿实验，实验结果表明，选用重一浮流程不如直接浮选流程好。浮选选用水玻璃、碳酸纳、硫化纳为调整剂，黄药、火油、2#油为捕收剂和起泡剂，小型闭路得铋精矿23.62%，Bi回收率56.72%假如出产含Bi 4-5%的粗精矿，则浮选回收率能够到达70%，该粗精矿选用化学选矿办法即酸浸，浸液参加NaOH中和得铋盐。3选矿目标 发生铋盐含Bi56-75%，回收率59.06%。

矿浆电解工艺的一个显著优点是，硫化矿在矿浆电解过程中，矿物中的硫以元素硫的形态产出，并可提取回收。所产元素硫便于贮存和运辐，解决了火法冶炼SO2污染和硫酸产量过剩，硫酸运输和销售难的问题。 辉铋矿矿浆电解时元素硫的产出过程是矿浆电解阳极氧化过程的一个重要方面，王成彦、邱定蕃等测绘了S0与H2S在石墨阳极上的极化曲线。 试验条件：333K、NH4Cl为200g∕L、H＋为1g∕L、搅拌转速600min－1、扫描速度1mV∕s，测得的阳极极化曲线见图1。图1  S及H2S的阳极化曲线 1－NaCl（200g∕L）＋H＋（1g∕L）； 2－NaCl（200g∕L）＋H＋（1g∕L）＋S（L∶S＝10∶1）； 3－NaCl（200g∕L）＋H＋（1g∕L）＋Na2S（0.01mol∕L）； 由图1可以看出，线1与线2基本重合，说明元素硫在阳极上基本不被氧化，而线3有明显的阳极电流，说明有S2－的氧化反应在阳极发生，由于是在酸性体系中进行的研究，可以认为该反应是Na2S酸溶产生的H2S在阳极上的氧化反应：由该图还可以看出，在阳极电流密度大于7mA／cm2（70A／m2）时，阳极将发生析氧反应。因此，在实际的矿浆电解条件下（阳极电流密度为15～25mA∕cm2），H2S在阳极上的氧化反应并不是主要的。阳极反应主要是Fe2＋的氧化反应。 由于动力学的原因，Fe3＋对S0的氧化很缓慢，说明元素硫在矿浆电解的条件下较稳定。有关的研究工作电表明，在水溶液中元素硫氧化为SO42－、HSO4－的过程极为缓慢。这就是矿浆电解过程能获得较高的元素硫产出率的原因。

辉钼的半导体材料实际比石墨烯还要先进和节能，辉钼是良好的下一代半导体材料，在制造超小型晶体管、发光二极管和太阳能电池方面具有很广阔的前景，将对太阳能和军事等领域的发展产生极大的推进作用。辉钼具有战略储备价值。历史上的石油、铁矿石，今日的稀土均已证明。 辉钼的半导体材料实际比石墨烯还要先进和节能，辉钼是良好的下一代半导体材料，在制造超小型晶体管、发光二极管和太阳能电池方面具有很广阔的前景，将对太阳能和军事等领域的发展产生极大的推进作用。 辉钼具有战略储备价值。历史上的石油、铁矿石，今日的稀土均已证明：牵动经济发展命脉、国家安全的资源代表国家利益，具备战略价值。作为新一轮经济增长的希望，新兴战略产业的崛起将使得相关的一切稀缺资源成为各国争夺的目标。政府对稀缺资源的保护力度将日益强化，供应将持续收紧。另据2010年欧盟发布《对欧盟生死攸关的原料》报告，提出欧盟稀有矿产原料短缺预警及对策，将14种重要矿产列入"紧缺"名单：锑、铍、钴、萤石、镓、锗、石墨、铟、镁、铌、铂族金属、稀土、钽和钨。经比较分析，锑、钨、钼综合实力较为突出，中国具备资源优势，定价权保障了资源整合的有效性，行业整顿将导致供应收紧，受益于新兴产业的爆发性增长，多方面的因素使得这些金属正面临景气周期。同时，钼金属价格底部企稳态势明显，面临巨大的价值重估空间。 地矿部门发现新疆最大钼矿 新疆维吾尔自治区地矿局第六地质大队利用新物探方法，使哈密三处老矿区内铜、镍、钼资源量均得到了大幅提升。其中白山钼矿是目前新疆发现的最大钼矿床。 距离哈密东部200公里的白山钼矿，曾经一度被认为是寻找大型“斑岩型”的铜钼矿床，但是一直未发现“斑岩体”。从2010年开始，第六地质大队尝试用V8相配套的物探方法，寻找隐伏的斑岩体。最后在白山钼矿深部发现了高电阻率体，经钻探验证，其为隐伏斑岩体。斑岩体和地层中间的接触带就是白山钼矿的富矿位置。白山钼矿用电磁法的异常佐证了岩体的分布范围和形态，经钻探验证，该方法有很好的效果，最终确定该矿床为“斑岩型铜钼矿床”。 2011年白山钼矿共圈定钼矿体50个，控制资源量达50万吨，远景资源量将超过100万吨，是目前新疆发现的最大钼矿床，远景规模可达超大型。 哈密白石泉铜镍矿发现于2002年前后，资源量确定为小型。2011年，第六地质大队不断加强与地质院校及科研院所的合作，提高找矿勘查装备的配置水平，尤其是在找矿理论认识和物探方法应用上突破与创新，运用高精度重力仪技术，终于在矿区西部500米以下找到了品位富、工业价值高的深部隐伏矿，目前已探明铜镍资源量4万吨，预测量达30万吨，白石泉的镍资源量远景将扩大为大型，今年年初白石泉铜镍矿已投入矿山建设，明年将正式开工生产。 罗布泊北部的北山裂谷铜镍矿矿体数量多，规模大，矿石品位较高，今年六大队引入近1亿勘查资金，加大物探高新技术投入，综合多种物探方法进行研究。经过钻探验证，在地下700米—740米处发现高品位硫化镍矿石，矿体规模进一步扩大，目前镍金属已控制资源量100万吨，远景资源量可达400万吨，有望成为全国最大的铜镍矿生产基地。

为了简化流程，研讨用隔阂电积来替代图1流程中的铁粉置换和再生工序。其原理是在操控恰当电位的情况下，让铋在隔阂电解槽的阴极复原：阳极则发生铁的氧化反响：图1  铋锡中矿浸出－铁粉置换提铋工艺流程图 该流程的技能关键是电极电位的操控和溶液透过隔阂速度的操控。在阴极区，溶液中首要的阳离子是Bi3＋、Fe2＋和H＋、在阳极区，溶液中首要的阳离子是Bi3＋、Fe3＋和H＋，为使阳极区的三价铁不致在阴极放电而下降电流效率，应选用恰当的隔阂材料把阴、阳极分隔，阴极区液面应高于阳极区，并操控电解液的浸透速度，使流速与二价铁的氧化速度适当。 此工艺与－铁粉置换法比较，流程简略。但由于溶液中铁离子浓度较高，电积进程在电场力的效果下三价铁会不可避免地透过隔阂在阴扳复原，使电流效率下降（电流效率42%～50%），操作进程比较严厉。

在矿浆电解过程中，溶液中的铁离子扮演了一个重要的角色，它直接参与了阳极的电极反应和辉铋矿的氧化浸出，起着电子的传递作用。因此对Fe2＋的阳极氧化过程进行研究很有必要。王成彦、邱定蕃等测定了Fe2＋在石墨阳极上的极化曲线，阐明了Fe2＋阳极氧化的速率控制过程。 试验条件：333K、NH4Cl为200g∕L、H＋为lg／L、搅拌转速600r∕min、扫描速度1mV／s，测FeCl2浓度分别为0.01、0.02、0.03、0.04、0.05mol∕L下的阳极极化曲线，取相同η值下的电流密度i作η－lgi关系图，见图1。 从图5可以看出，η在60－10mV之间，曲线出现明显的塔菲尔段，说明在这一超电位范围内，Fe2＋阳极氧化过程受电化学反应控制；当η在100～18mV之间，η与{lg（i∕i0）＋lg[id／（id－i）]}呈线性关系，见图2，说明在这一超电位范围内，Fe2＋阳极氧化过程属混合反应控制；当η在160～220mV之间，η与lg[id／（id－i）]呈线性关系，见图3，说明在这一超电位范围内，Fe2＋阳极氧化过程受扩散控制。图1  不同FeCl2浓度时的η－lgi关系图图2  η-lg（i∕i0）＋lg[id／（id－i）]关系图图3  η－lg[id／（id－i）]关系图

一、黄铜矿的性质       硫化铜矿藏首要有黄铜矿（CuFeS2）、辉铜矿（Cu2S）、斑铜矿（Cu5FeS4）、铜蓝（Cu2S·CuS2）、砷黝铜矿（Cu12As4S13）等，其间最首要的是黄铜矿和辉铜矿，我国以黄铜矿为主。       黄铜矿含Cu34.56%，黄铜色，表面常因氧化而显金黄、红紫等锖色，外表很似黄铁矿，但硬度较小（3.0～4），密度为4.1～4.3g/cm3，条痕为绿黑色，晶体结构为四方晶系，常常呈粒状或细密块状集合体，是最首要的炼铜和制备铜化合物的矿藏质料。黄铜矿在地表氧化带往往能够生成一系列的次生含铜矿藏，如铜蓝、孔雀石、蓝铜矿、赤铜矿、辉铜矿和斑铜矿等，使氧化带的下部构成一个次生富集带。       在黄铜矿的结晶结构中，每一个硫离子被散布于四面体顶角的4个金属离子（2个铜离子，2个铁离子）所围住，一切配位四面体的方位都是相同的。因为黄铜矿具有较高的晶格能，并且结晶结构中硫离子所在的方位相关于铜铁来说是在晶格的内层，因而，黄铜矿对氧化作用具有较大的稳定性。       黄铜矿在中性及弱碱性介质中表面疏水性较好，在强碱性介质中表面构成氢氧化铁薄膜，疏水性下降。       浮选黄铜矿最常用的捕收剂是黄药、黑药、硫氮类捕收剂。黄铜矿在较宽的pH规模央（4～12）具有杰出的可浮性，在碱性介质中易受和石灰的按捺。       二、辉铋矿的性质       铋是一种恰当稀疏的元素，在地壳中的含量仅有3.4×10－4%左右。铋在天然界中多以氧化物、硫化物、含硫盐类矿藏等化合物形状存在，只要少数单质铋。已知的铋矿藏有辉铋矿（Bi2S3）、泡铋矿[Bi2CO3·(2～3)H2O]、铋华（Bi2S3）、菱铋矿（nBi2O3·mCO2·H2O）、铜铋矿（3Cu2S·4Bi2O3）、方铅铋矿（2PbS·Bi2S3）等50多种，有工业价值的首要为辉铋矿、泡铋矿、铋华和天然铋。铋常与铅、铜、锡、锑、钨等有色金属共生。       辉铋矿（Bi2S3）含铋81.3%，微带铅灰的锡白色，表面常现黄色或斑状锖色，条痕为铅灰色，硬度为2～2.5，密度为6.8g/cm3，正交（斜方）晶系，晶体呈长柱状或针状，柱面具纵条纹，集合体为放射柱状或细密粒状。辉铋矿是炼铋的最首要矿藏质料，但很少构成独立矿床，首要见于钨锡高温热液矿床和触摸告知矿床中，辉铋矿在地表风化后构成铋的氧化物（如铋华）或碳酸盐（如泡铋矿）。       辉铋矿（Bi2S3）具有链状结构，链内Bi－S之间以共价键相联，键距较短；链带间以分子键相联，键距较长。受力时链间Bi－S分子键开裂，（010）面解理完全。因而，辉铋矿解理面上分子键较弱，吸附水分子的才能不强。       辉铋矿具有象辉钼矿那样的天然可浮性，易被黄药、黑药、黑药和硫氮类捕收剂捕收。辉铋矿不受按捺，在与硫化铁、铜、砷等矿藏别离时，可用按捺其它硫化矿而浮铋。       三、黄铜矿与辉铋矿别离的研讨现状       铜铋矿藏常与钨矿藏共生或伴生，如江西铁山垅钨矿含有钼铜铋锌矿藏，江西修水香炉山钨矿含有铜铋矿藏，云南马关某钨矿含铜铋矿藏等。铜铋别离在选矿中是一个较难的课题，但国内外对铜铋别离的研讨相对较少。我国许多矿山因为铜铋未能较好别离，无法取得合格的铋精矿，构成铋的丢失恰当严峻。因而，研讨开发合理的铜铋别离工艺流程和药剂准则有着极为重要的含义。现在，铜铋别离的办法首要有重选、浮选和湿法，但因为重选别离作用较差，本文侧重从浮选和湿法两个方面来介绍铜铋别离的研讨现状。       （一）铜铋浮选别离的研讨现状       黄铜矿与辉铋矿的可浮性很附近，铜铋浮选别离存在必定的难度。现在国内关于铜铋浮选别离首要选用的是有抑铜浮铋和无抑铋浮铜两种工艺。       刘日和在分选某铜铋硫化矿时选用铋铜混浮－抑铜浮铋工艺，铋铜混浮以丁黄煞费苦心作捕收剂，以石灰按捺黄铁矿，别离作业以NaCN和石灰混合按捺剂抑铜浮铋，取得了较好的目标。       张三田进行了钼、铋－铜，钼、铜－铋及等可浮3种流程计划的比较实验，其间钼、铋－铜流程在浮钼铋时选用按捺铜，钼、铜－铋流程在浮钼铜选选用钠按捺铋矿藏。实验结果表明：钼、铋－铜流程最终难以得到独立铜精矿；钼、铜－铋流程因为铋矿藏经按捺后难以活化，构成56.98%的铋进入尾矿无法收回；等可浮流程因为在浮钼铜精矿一起浮出后再进行别离，因而不影响后边难浮铋矿藏的浮选，所获各项目标均比前两个流程好。       罗建中等对铜－铅铋的别离进行了研讨，比较了重铬酸盐法、氧硫法、羧甲基纤维素法、法的别离作用，结果表明，选用K2Cr2O7作为铅铋的按捺剂，浮选别离作用最佳，黄铜矿依然坚持杰出的可浮性。别的铅铋表面捕收剂的脱除也是要害，脱药作用欠好，铜－铅铋不行别离。       王政德对含有钼铜铋的硫化矿混合精矿选用加温－盐浮选别离工艺，完成了铜铋别离。其准则流程为：参加拌和脱药，磨矿，将蒸汽直接通入浮选槽加温（50～60℃），用硫酸将矿浆pH值调至5.5左右，先以钠作铋的按捺剂用火油及松醇油浮钼，再用丁铵黑药和丁黄药浮铜，铋则留在槽底。该工艺相关于有浮选，简化了流程，节省了药剂用量，一起削减了环境污染。       抑铜浮铋工艺因为一般要运用，对环境污染严峻，所以应用得越来越少。抑铋浮铜工艺的要害在于寻觅辉铋矿的有用按捺剂，不然很难完成铋的较好收回。       （二）铜铋湿法别离的研讨现状       一般，因为矿石中铋的硫化物与其它硫化矿藏的浮游功能挨近、氧化的含铋矿藏与泥状氢氧化铁伴生以及铋矿藏在矿石中与其他矿藏细密共生且嵌布粒度很细等原因，致使浮选难以将铋矿藏完全与其他矿的别离，精矿含铋量低，收回率不高。因而近年来铜铋湿法别离的研讨也取得了不少发展。       现在铜铋的湿法别离首要是选用或氯盐作浸出剂进行化学浸出，其机量首要是运用铜、铋在浸出介质中的溶解速度不同而完成别离，有时恰当添加一些氧化剂会有利于进步选择性浸出的作用。       覃朝科对惯例浮选产出的铋金铜混合精矿用进行了浸出实验研讨。混合精矿含Bi15.14%、Cu7.65%、Zn8.07%、Au33.5g/t、Ag2072g/t，经热浸出后，铋、铜、锌溶解，金银则不溶，留在残渣中构成金银精矿。溶液冷却后加水稀释，氯化铋发作水解反响，生成氯氧铋沉积，过滤、枯燥后即为铋产品；滤液加锌或铁置换出海绵铜后，再从残液中收回锌。得到的氯氧铋含铋68%左右、收回率90%～95%,海绵铜含铜80%。       陈名瑞研讨了用浸出－铁屑置换法从钨细泥硫化矿中提取铋的新工艺。研讨结果表明：因为金属硫化矿藏在酸性的溶液中发作氧化复原反响的标准复原电位以及溶解速度不同，因而经过操控浸出条件，可使金属硫化矿藏在溶液中选择性浸出，浸出的简单程度排序为：辉银矿＞辉铜矿＞方铅矿（辉铋矿及含银硫盐矿藏等）＞闪锌矿＞黄铜矿＞黄铁矿＞辉钼矿。依据质料性质分析，选用溶液一步浸出法从钨细泥硫化矿中提取铋和部分铅金属，浸出液经铁屑置换得到海绵铋，铜、锌、铁等硫化矿藏则存留在浸出渣中。实验取得的海绵铋含铋40%，铋收回率到达80%；浸出渣含铜11%～13%，含铋量很低，可作为低度铜精矿供应。       张荣华经过很多的实验发现，选用漂氧化－热浸出－铁屑置换工艺能有用地从铜硫精矿中别离收回铋金属。实验别离研讨了浸出温度、用量、浸出时刻、漂用量对铋收回率和铜丢失率的影响，结果表明：（1）漂是一种强氧化剂，其水溶液可选择性氧化铋和银的硫化矿藏，在有工业存在时，可同构成联合氧化作用，正是这种联合氧化作用为铜精矿中铋、铜的别离供给了一条新的途径，并且用漂作氧化剂可下降生产成本，削减铜金属丢失，进步铋精矿档次。（2）加热浸出是取得较高铋收回率的要害，与常温浸出比较，国热浸出的铋收回率可进步35个百分点，一起还可恰当缩短浸出时刻。（3）浸出进程中进行拌和可进步铋的浸出率5～10个百分点。实验取得了铋档次在80%以上、铋收回率达90%的海绵铋，铜金属丢失率在1%以下。       唐冠中研讨出了选用HCl＋CuCl2＋CaCl2系统氯化络合浸出低档次硫化铋的新办法。在始酸浓度为50～60g/L、温度为O 55℃、Cu2＋浓度为6～8g/L的条件下，Bi的总收回率为97%，铜的损耗率为参加铜量的3%。沉铋后液经空气氧化除铁、再生、复生铜离子后可循环运用，整个进程无废水、废气排放。       王政德等选用二氧化锰加选择性浸出工艺下降铜精矿中铋的含量，取得了较好的目标。实验研讨了磨矿细度、二氧化锰用量、浓度、浸出温度、浸出时刻及液固比对浸出的影响，发现二氧化锰用量和浓度是影响选择性浸出降铋作用的要害，跟着二氧化锰用量的削减（浓度添加），浸渣中含铋量先削减后增大，含铜量则一向削减；温度和时刻对铜的浸出影响不大，但铋浸出率会跟着温度的升高和时刻的延伸而增大。在适合条件下，铜、铋的浸出率别离为7.12%和61.43%，到达了选择性浸出降铋的意图。       铜铋湿法别离收回能取得较高的收回率，但需求处理陈低生产成本、减轻设备腐蚀和防止环境污染等问题。       四、结语       寻觅辉铋矿的选择性按捺剂、开发铜铋别离的浮选新工艺是进步铜铋浮选别离作用的要害；下降成本、减轻腐蚀和污染是铜铋湿法别离面对的难题，而研讨开宣布高效的生物细菌，展开生物浸出无疑是处理这些难题的有用途径。

福建省钨矿资源丰富，三氧化钨总储量居全国第 4 位，并伴生有很多的钼、铋、铜等有用金属硫化矿藏。长期以来选矿厂只收回钨，对伴生硫化矿藏未采纳归纳收回办法。清流北坑钨矿，每年排出很多选钨硫化矿尾矿，在构成资源丢失的一起，又污染了环境。为了合理开发利用矿产资源，进步矿山的经济效益，削减环境污染，咱们对北坑钨矿的选钨硫化矿尾矿进行了归纳收回工艺研讨。经过对3 种流程计划的实验比较和药剂条件的实验，终究选用等可浮工艺流程，取得了杰出的选别目标。 一、原矿性质 （一）矿藏组成 原矿中的金属矿藏以黄铁矿、辉铋矿、辉钼矿、黄铜矿、黄铁矿形赤铁矿-褐铁矿为主，还有少数的黑铜矿、泡铋矿、磁黄铁矿-赤褐铁矿、闪锌矿、方铅矿、辉铜矿及微量的黑钨矿、毒砂等 。非金属矿藏以石英、钾长石、斜长石、白云母为主，萤石、绢云母、黝帘石、绿帘石等次之。原矿的多元素化学分析及矿藏含量见表 1、表 2。 表1 原矿多元素化学分析成果∕%表2   原矿的矿藏含量 ∕ %（二）首要矿藏特征及连生联系 1、辉铋矿。多呈半自形柱状晶体，部分出现细粒状集合体与石英、辉钼矿、黄铜矿连生。 2、泡铋矿。呈不规则他形粒状或集合体，系辉铋矿的表生产物，可见到两者严密伴生、表里相依现象，有的与石英及铁的氧化物连生。 3、黄铜矿。多呈近于等轴状的他形碎屑状，少部分为细粒细密状集合体，多与石英，黄铁矿共生，亦见其与闪锌矿共生，与辉铋矿连生。 4、黑铜矿。土状碎屑。常与黄铜矿相伴产出，有的散布在黄铜矿表面或其微裂隙中，属氧化带或地下水沿（微）裂隙体系作用于原生矿构成的表生矿藏。 5、辉铜矿。细密块状，有的与黄铜矿连生，可能是表生构成。 6、辉钼矿。出现六方板状片状。部分呈细鳞片状集合体，与辉铋矿共生，可见其部分包裹后者，与白云母连生。此外还与黄铁矿连生。 7、黄铁矿。呈六面体，十二面体及二者聚形的自形、半自形晶及其碎屑，简直与本矿样所见的各种硫化物共生或伴生。部分黄铁矿程度不同地转化为赤铁矿、褐铁矿。 二、选矿实验 （一）准则流程的断定 因为该硫化矿尾矿在选钨时已经过药剂处理，因而选用进行解吸、脱药，并进行一段磨矿至－74μm占80%。 从原矿性质的研讨中能够看出，该硫化矿尾矿中有用矿藏品种多，组成较杂乱，且铜、铋矿藏已有必定程度的氧化。依据矿藏的可浮性特色，辉钼矿的可浮性很好，应优先浮选。而铜与铋矿藏的可浮性相近，其间部分黄铜矿和辉铋矿也具有很好的可浮性，简单进入钼精矿产品中。假如选用单一优先浮选，需参加很多按捺剂，按捺铜、铋矿藏，然后又要参加很多的活化剂进行长期的活化。假如选用全混合浮选，混合精矿中铜、铋矿藏会因表面吸附了药剂而难以别离。为防止上述两种状况，决议进行钼、铋铜，钼、铜 铋及等可浮三种流程计划的比较实验。实验成果见表3。实验成果表明： 1、钼、铋铜浮选流程。在钼铋浮选时，尽管用了按捺铜，但仍是有56.73%的铜进入钼铋精矿。在选铜时尽管参加硫酸铜进行了活化，但仍有40.44% 的铜留在尾矿中。因而该流程难以得到独立铜精矿。 表3  准则流程实验成果2、钼、铜_ 铋浮选流程。在钼铜浮选时需选用钠按捺铋矿藏，但铋矿藏经按捺后难以活化，构成56.98% 的铋进入尾矿，无法收回。 3、等可浮流程。在钼铜浮选时，不加铋矿藏的按捺剂，让部分易浮的铋矿藏与钼铜精矿一起浮出后再进行别离，然后不影响后边难浮铋矿藏的浮选。该流程的各项目标均比前两个流程好，因而断定该流程为准则流程。 （二）浮选条件实验 1、钼铜粗选的药剂条件，经过正交实验断定为石灰800g∕t，火油450g∕t，丁胺黑药60g∕t 。钼_、铜 铋的别离选用钠作为铋矿藏的按捺剂，经实验断定为石灰800g∕t，钠3000g∕t。钼_铜别离选用作为铜矿藏的按捺剂，经实验断定用量为6000g∕t，钼精选时用量为3000g∕t。 2、铋粗选的药剂条件，经过正交实验断定为丁黄药300g∕t ，硫酸锌1200g∕t ，200g∕t ，2#油 30 g∕t，铋扫选时补加少数的丁黄药。 3、铋扫选后参加硫酸600 g∕t 调整pH值，参加硫酸铜800 g∕t，丁黄药300 g∕t，2#油24 g∕t，进行硫的浮选。 终究闭路实验流程见图1，实验成果见表4。图1  闭路实验流程 表4  闭路实验成果注：Ag的含量为×10－6。 三、定论 （一）关于象北坑钨矿选钨硫化矿尾矿这种杂乱多金属硫化矿的别离，选用等可浮工艺是一种较佳的计划。能够充分利用矿藏本身可浮性的差异，削减药剂用量，并能够削减因矿藏表面吸附药剂而难以按捺，或是按捺了今后难以活化的现象，取得杰出的选别目标。 （二）本工艺研讨是针对北坑钨矿选钨硫化矿尾矿的归纳收回，对省内其它矿山同类型矿石的归纳收回也具有必定的参阅和学习。

铋铜 英文是什么?铋铜英文是 bismuth copper.铋在自然界中以游离 金属 和矿物的形式存在。矿物有辉铋矿、铋华等。 金属 铋由矿物经煅烧后成三氧化二铋，再与碳共热还原而获得，可用火法精炼和电解精炼制得高纯铋。为有银白色光泽的 金属 ，质脆易粉碎；熔点271.3°C，沸点1560°C，密度9.8克/厘米3；导电导热性差；由液态到固态时体积增大。铋在红热时与空气作用；铋可直接与硫、卤素化合；不溶于非氧化性酸，溶于硝酸、热浓硫酸。铋可制低熔点合金，用于自动关闭器或活字合金中；碳酸氧铋和硝酸氧铋用作药物；氧化铋用于玻璃、陶瓷工业中。元素类型： 金属 ;晶体结构：晶胞为三斜晶胞。室温下，铋不与氧气或水反应，在空气中稳定，加热到熔点以上时能燃烧，发出淡蓝色的火焰，生成三氧化二铋，铋在红热时也可与硫、卤素化合。铋不溶于水，不溶于非氧化性的酸（如盐酸）即使浓硫酸和浓盐酸，也只是在共热时才稍有反应，但能溶于王水和浓硝酸。其中＋5价化合物NaBiO5（铋酸钠）是强氧化剂，在分析化学中用于检测Mn。元素在海水中的含量(ppm)：太平洋表面 0.00000004 ;元素在太阳中的含量(ppm)：0.01铋主要用于制造易熔合金，熔点范围是47～262℃，最常用的是铋同铅、锡、锑 、铟等 金属 组成的合金，用于消防装置、自动喷水器、锅炉的安全塞，一旦发生火灾时，一些水管的活塞会“自动”熔化，喷出水来。 在消防和电气工业上，用作自动灭火系统和电器保险丝、焊锡。铋合金具有凝固时不收缩的特性，用于铸造印刷铅字和高精度铸型。碳酸氧铋和硝酸氧铋用于治疗皮肤损伤和肠胃病。铋在自然界中以游离 金属 和矿物的形式存在。矿物有辉铋矿、铋华等。 金属 铋由矿物经煅烧后成三氧化二铋，再与碳共热还原而获得，可用火法精炼和电解精炼制得高纯铋。铋在地壳中的含量不大，为2×10-5％，自然界中铋以单质和化合物两种状态存在，主要矿物有辉铋矿(Bi2S3)、泡铋矿（ Bi2O3）、菱铋矿（nBi2O3?mCO2?H2O）、铜铋矿（3Cu2S?4Bi2S3）、方铅铋矿（2PbS?Bi2S）。铋在自然界中有硫化物的辉铋矿（Bi2S3）和氧化物氧化铋（Bi2O3），或称铋黄土，是由辉铋矿和其他含铋的硫化物氧化后形成的。由于铋的熔点低，因此用炭等可以将它从它的天然矿石中还原出来。所以铋早被古代人们取得，但由于铋性脆而硬，缺乏延展性，因而古代人们得到它后，没有找到它的应用，只是把它留在合金中。铋是由阿格里科拉首先明确它是一种 金属 的。铋的拉丁名称bismuthum和元素符号来自德文weisse masse(白色物质)，但是 金属 铋并非银白色，而是粉红色。更多有关铋铜 英文请详见于上海 有色 网

一、试料性质 试料为某钨矿现场出产的钨粗精矿经枱浮和浮选产出的硫化矿混合精矿。首要矿藏有磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿、辉铋矿、天然铋、铋华、泡铋矿、毒砂、辉银矿、硫银铋矿等。首要成分含量别离为（%）：Cu 0.6、Bi 0.87、Ag 594g∕t、S 32.7、Fe 44. 65。铜矿藏以黄铜矿为主，占98%，并且可浮性好。铋矿藏中硫化铋、天然铋和氧化铋别离占54%、20%和26%，铁矿藏以黄铁矿为主，占83%。 铋矿藏品种多，嵌布联系杂乱，除首要的辉铋矿外，天然铋和氧化铋的含量达46%。辉铋矿与天然铋、黄铜矿、磁黄铁矿严密共生，难以单体解离。天然铋浮游性差，且广泛散布于辉铋矿中，部分辉铋矿表面附着有氧化铋薄膜，或被氧化铋告知，然后形成铋矿藏浮游性差异大，总体上讲，试猜中铋矿藏比较难选。 银首要以独立矿藏存在。单体和暴露连生体银只占22%，包裹在铋、铜、黄铁矿中的银占70%以上，其间铋矿藏占43%，黄铜矿中占23%。 二、工艺流程断定 出产上硫化矿归纳收回工艺为：混合精矿磨至－0.074mm占60%，在pH＝12的高碱条件下，用石灰、钠和按捺黄铁矿和铋矿藏，用很多丁黄药优先选铜；选铜尾矿经硫酸活化后再用丁黄药全浮硫化矿，所得硫化矿精矿用浸出得氯氧铋。出产工艺首要存在两个问题，一是运用，对环境会形成污染；二是浸渣中含铜达3%，含银达500g∕t，致使铜、银收回率低，铜、铋、银收回率别离只要70%、50%和50%。 混合精矿中黄铜矿可浮性好，而各种铋矿藏的可浮性差异较大，其间有一部分相对来说可浮性要好一些，因而，能够考虑黄铜矿和易浮铋先行－同浮选。而关于那部分难浮的铋矿藏，用浮选办法就难以取得合格产品，只要选用水冶办法进行收回。 实验断定新工艺流程为：硫化矿混合精矿磨至－0.074mm占90%，在pH＝9时，添加少数脉石按捺剂CX－1，运用捕收剂乙硫氮（即SN－9）和起泡剂2#油浮选，进行铜和易浮铋部分混合浮选；混选尾矿再硫化浮选难浮氧化铋和天然铋；混合精矿抑铋浮铜，得到合格铜精矿；浮铜尾矿富集了大部分硫化铋矿藏，与硫化浮选所得铋矿藏兼并再选铜，再选尾矿即为铋中矿，选用FeCl3水冶浸出。工艺流程见图1，终究实验目标见表1。选用该工艺，可取得含铜28.78%、铜收回率90.72%的铜精矿，以及含铋7.55g∕L、铋收回率81.33%的浸液。银在铜精矿和浸铋贵液中的收回率别离为41.81%和48.48%。银的总收回率为90.29%。 表1  实验目标图1  浮选－浸出新工艺流程 三、评论 （一）部分混合浮选计划的挑选 曾进行过高碱按捺黄铁矿混合浮选计划和铜铋部分混合浮选计划的实验（表2）。在高碱混合浮选计划中，为了按捺黄铁矿，添加很多石灰和钠（pH＝12），尽管对黄铁矿的按捺作用很显着，但因为铋矿藏对石灰和钠很灵敏，致使粗精矿中铋的档次和收回率都较低。选用部分混合浮选流程，无须添加很多石灰（pH＝9），也不用添加钠，铜的收回率达95.56%，铋的收回率有所进步，为46.3%。并且这样的条件对下步收回铋也有优点，因而，选用部分混合浮选为宜。 表2  部分混合浮选与高碱混合浮选成果比照（二）磨矿细度对部分混合浮选的影响 磨矿细度对部分混选目标的影响见图2。跟着磨矿细度变细，粗精矿中铜档次略有下降，而铋档次略有上升，不过铜和铋的收回率均有所进步。可见恰当细磨，有利于单体解离，特别是对铋矿藏的单体解离作用更为显着。图2  磨矿细度对部分混合浮选的影响 （三）部分混选尾矿硫化选铋 混选尾矿中铜丢失率不到5%，但铋的丢失率却在50%以上。因为矿石中含有难选天然铋和氧化铋，以天然铋为主的辉铋矿－天然铋连生体以及表面附着氧化铋薄膜的辉铋矿，不管是选用硫酸清洗矿藏表面，仍是用硫酸铜等活化剂进行活化，都难以有用进步铋的疏水性，这是形成混选尾矿中铋丢失高的首要原因。但运用分段硫化后浮选，则能够大幅进步铋的收回率。 1、对选铋的影响。部分混选尾矿中添加进行硫化浮选，经一段浮选产出铋中矿和尾矿。对铋的影响见图3。成果表明，跟着用量添加，铋中矿的铋档次略有进步，铋的作业收回率显着添加。不过，用量也不宜过大，过剩的用量反而对铋有按捺作用。图3  用量对铋浮选的影响 2、分段硫化对选铋的作用。用量实验成果表明，过量会对铋发生按捺作用。因而，为了避免过量的晦气影响，又能确保对难浮铋的硫化作用，往往选用分段硫化的办法。表3的成果也阐明，分段硫化比一段硫化作用要好。 表3  分段硫化与一段硫化的比较（四）铜铋混合精矿抑铋浮铜 铜铋混合精矿选用石灰和少数调整剂CX－2能有用按捺铋矿藏，进步铜精矿铜档次，并能显着下降铜精矿中的铋含量。 （五）铋中矿浸出 铜铋混合精矿抑铋浮铜尾矿与难浮铋硫化浮选的精矿兼并成为铋中矿进行浸出。 1、浸出剂浓度对浸出的影响。选用FeCl3作为浸出剂。在液固比3∶1、浸出温度80℃、浸出时刻2h时，FeCl3浓度与浸出率的联系见图4。跟着FeCl3浓度添加，银和铜的浸出率都进步，而铋的浸出率除在40g∕L时较低外，其他浓度下铋的浸出率都较高，并且改变也不大。图4  FeCl3浓度对浸出率的影响 2、浸出温度的影响。浸出温度实验成果见表4。成果表明，室温下浸出作用差，银、铋浸出率都较低。不管FeCl3浓度为80g/L仍是150g∕L，进步浸出温度对铋的浸出率影响不大，但银的浸出率显着进步。因而，浸出温度宜选用80℃。 表4  浸出温度实验成果3、浸出归纳实验。以浮选闭路产出的铋中矿，按最佳浸出条件（浸出温度80℃、FeCl3浓度150g∕L、浸出时刻2h、液固比3∶1）进行浸出实验，实验成果见表5。 表5  浸出归纳实验成果四、结语 重选钨粗精矿经枱浮、浮选产出的硫化矿混合精矿，成分杂乱，尤其是铋矿藏品种多，可浮性差异大。依据试样特性，选用浮选－浸出联合工艺，即铜和易浮铋部分混合浮选，混合精矿抑铋浮铜产出合格铜精矿，浮铜尾矿与混选尾矿硫化浮选难选铋矿藏所得泡沫产品兼并再选铜，其再选尾矿（即铋中矿）用FeCl3进行水冶浸出，能取得满足目标。流程适应性强，与出产流程比较，不再发生需进一步处理的浮铜尾矿和浸铋渣，不运用，并且大幅度进步了铜、铋、银的收回率，是进步钨矿中伴生金属归纳收回率的行之有用的工艺。

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钨钼铋多金属矿石选矿 (processing of complex ore containing tungsten，molybdenum andbismuIth) 从含钨钼铋多金属矿石中别离并富集钨矿藏、钼矿藏和铋矿藏的进程。选矿产品有钨精矿、钼精矿和铋精矿等。钨钼铋多金属矿是我国闻名矿产。首要散布于湖南省郴州区域，其柿竹园矿区是一特大型矿床。矿石中首要工业矿藏为白钨矿、黑钨矿、辉钼矿、辉铋矿、锡石、萤石、黄铁矿等。(见表)尽管矿石中有用成分多，但以收回白钨矿为主，选矿工艺流程多采用以浮选法收回白钨矿的浮选一重选一磁选一浮选或重选一浮选一磁选一浮选联合工艺流程归纳收回白钨矿、黑钨矿、辉钼矿、辉铋矿等。运用的浮选药剂有碳酸钠、水玻璃、氧化白腊皂、2号油、硫氮9号、、石灰、等。矿’石经三段一闭路破碎流程破碎后给入磨机。磨矿细度85%一200目。先浮选钼铋得混合精矿，然后钼铋别离浮选得钼精矿和铋精矿。钼铋浮选尾矿进行铋硫浮选，所得泡沫产品再别离浮选得铋精矿与铋中矿。铋硫浮选尾矿浮选白钨矿，所得泡沫产品加温精选得白钨精矿，精选尾矿用摇床收回得黑钨精矿。1992年当选矿石档次为：WO30.6%;Mo0.12%;Bi0.19%。生产指标为：钼精矿含Mo48.6%，浸出功率86.29%;铋精矿含Bi 46.59%，实践收回率63.22%;钨精矿含WO366.83%，实践收回率58.66%。

古代用木炭复原辉铋矿Bi2S3制得铋，1737年J.埃洛用火分化铋矿，得到一小块金属铋；1757年法国的C.J.日夫鲁瓦用木炭复原辉铋矿也制得金属铋。其称号来自德文矿藏名，意为白色物质，因铋的化合物可作白色涂料。铋在地壳中的含量为2×10-5%。铋在天然界既有游离状况的，亦有化合物方式的，化合态首要有铋赭石也称泡铋矿Bi2O3和辉铋矿。游离态铋具有显着菱形结构，是亮光的粉红色脆性金属，熔点为271.3℃,沸点为1560 ℃，相对密度为9.8。熔融的金属铋在凝结时胀大约3.3%，铋对磁力线成直角方位时，受磁场激烈排挤。室温下铋在空气中不氧化，强热时焚烧，生成三氧化二铋。铋不与和稀硫酸效果，但能溶于浓度不大的硝酸和热浓硫酸，铋也能与氢、卤素、氧、氮及硫构成化合物。铋的氢化物BiH3很不安稳，室温即分化。三氧化二铋具有碱性，溶于酸生成铋(Ⅲ)盐。将碱效果于铋(Ⅲ)的可溶盐可制得白色沉积氢氧化铋(Ⅲ)： Bi+4HNO3=Bi(NO3)3+NO↑+2H2O 2Bi+6H2SO4=Bi2(SO4)3+3SO2↑+6H2O Bi(NO3)3+3NaOH=Bi(OH)3↓+3NaNO3 氢氧化铋(Ⅲ)是很弱的碱，所以铋(Ⅲ)盐简单水解，转变成难溶于水的碱式盐。从铋和硝酸相互效果的溶液中结晶出五水，可溶于硝酸酸化的少数水中。用水稀释溶液时发作水解，分出碱式盐，其组成取决于条件，常常生成组成为BiONO3的盐。BiO+称为铋酰，也叫铋氧离子： Bi(NO3)3+H2O=BiONO3+2HNO3(可逆) 三氯化铋是吸湿性晶体，水解为氯化铋酰（或氯化氧铋）BiOCl。将通入铋盐溶液可得黑褐色沉积三硫化二铋，与砷、锑不同，铋不生成硫代酸盐，所以三硫化二铋不溶于碱金属或铵的硫化物溶液中。铋（Ⅴ）的化合物中最重要是铋酸盐。如铋酸钠。这些化合物是强的氧化物，铋酸钠可将硫酸锰中Mn(Ⅱ)氧化成Mn(Ⅶ)的高锰酸盐。铋也存在于一些有机化合物，尤其为化学医治而制备的有机物(酒石酸盐)中。 铋的首要用途：①为防火设备、金属接点、导热介质用低熔(易熔)合金的组分；②用于制备医治胃病和梅毒的药；③用于电设备(热门合金和永久磁体)；④用作催化剂，特别用在腈制备中；⑤制造高温陶瓷和颜料；⑥是有机组成中常用的氟化剂。 金属铋可由硫化物矿煅烧后成三氧化二铋，再与碳共热复本来制得 叶碲铋矿极为稀有，矿藏学材料匮乏。高庄金矿的叶碲铋矿为我国初次发现，它首要产于磁黄铁矿多金属阶段，与磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿、碲银矿、天然金等共生。经电子探针分析，高庄金矿有多种铋碲化物，有三粒矿藏的成分与标准叶碲铋矿完全一致。对一较大颗粒的叶碲铋矿做了单晶X射线衍射分析。Au与Bi在矿石和围岩中的含量呈共消长联系，Te与Bi可能对Au、Ag的搬迁富集起了重要效果。

1硫化锑矿     首要的硫化锑矿藏是辉锑矿Sb2S3，含Sb71.4%，非必须的硫化锑矿有脆硫锑铅矿2PbS·Sb2S3、硫锑银矿3Ag2S·Sb2S3和车轮矿2PbS·Cu2S·Sb2S3等。     用黄药捕收辉锑矿时，需求预先用重金属离子如Pb2+、Cu2+活化。硫酸铜活化辉锑矿的PH规模是4～7.4。没有活化的辉锑矿，可用中性油作捕收剂，其间页岩焦油和泥煤加工产品比较有用。     按捺辉锑矿。据研讨,被Pb2+活化的辉锑矿，能被K2Cr2O7按捺，条件是矿浆中必须有很多的Pb2+，使辉锑矿表面吸附Pb2+今后，构成不溶的表面化合物。依照这一理论，成功地完成了辉锑矿与辰砂的别离。先用作活化剂，进行锑混合浮选，混合精矿别离时，再加K2Cr2O7，按捺辉锑矿。     如某锑矿，属低温热液充填似层状矿床，锑矿藏首要是辉锑矿，此外尚有少数氧化锑矿藏。脉石有石英、方解石、高岭土、石膏和重晶石等。     现厂选用重介质-浮选联合流程，原矿经重介质选别后，可抛弃50％的废石，档次由含Sb3.67%提高到7.1％,回收率97%。     经重介质处理后的矿石磨至55%~60%-0.074mm，加（155g/t）活化辉锑矿，捕收剂用丁黄药（384g/t）和页岩油（482g/t），以松醇油（130g/t )作起泡剂。浮选得到的锑精矿含Sb55％，回收率93.5％。     2硫化砷矿     有工业价值的含砷矿藏是毒砂FeAsS，含As46％，其次是雄黄AsS和雌黄As2S3。毒砂在硫化矿中，是一种散布很广的矿藏，砷矿藏混入其他有色金属精矿，成为有害杂质，如炼铅、水冶锌、黄铁矿制酸等，砷都是有害的。因而，在多金属矿分选时，应当操控含砷矿藏的去向。     毒砂和其他硫化矿相同，易被硫代化合物类捕收剂浮选。在碱性介质中，受按捺。硫酸铜能在石灰介质中活化毒砂。     雄黄用重金属离子活化后，可用黄药浮选。中性油可浮选未经活化的雄黄。糊精是雄黄的按捺剂。     雌黄的可浮性比毒砂和雄黄差，如乙黄药用量为100~750g/t,其回收率不能确保超越45％。用黄药捕收时，硫酸铜是活化剂，用量500g/t左右，用量过多或过少，都会使成果变坏。页岩焦油对雌黄有较强的捕收效果，用量大致为500g/t。     毒砂与黄铁矿的可浮性很类似，因而，毒砂与黄铁矿的别离，是硫化砷矿浮选的一个首要问题。依据它们的氧化速度不同，拟定了它们的别离计划，并用于工业出产。在氧和氧化剂（如、漂等）效果下，毒砂被氧化，而黄铁矿仍可浮，适宜的PH是6.7左右。     在石灰介质中加铵盐（如氯化铵），可成功别离毒砂和黄铁矿的混合精矿。铵盐对黄铁矿有维护效果，而毒砂受石灰的按捺不浮。     3硫化铋矿     铋的首要矿藏是辉铋矿Bi2S3，含Bi 81.2 %。硫化铋和天然铋，易被黄药和黑药捕收，还可用烃油类浮选。辉铋矿不受按捺，与硫化铁、铜、砷等矿藏别离时，可用抑其他硫化矿浮铋。辉铋矿与方铅矿不易别离，一般在冶炼过程中再使之别离。辉铋矿与辉钼矿的别离，选用作铋的按捺剂。     因为辉钼矿和辉铋矿的可浮性相近，故出产中常将它们选为混合精矿，然后再行别离。如某钨钼铋矿，先加火油和乙硫氮作捕收剂全浮硫化矿，混合硫化矿精矿经活性炭解吸脱药后，加和硫酸锌按捺其他硫化矿，浮出钼和铋。钼铋混合精矿别离时，加作铋的按捺剂，用火油浮钼。原矿含Mo 0.13%、Bi 0.114%，钼精矿含Mo45.95 %，回收率85.74%；铋精矿含Bi 18.53％，回收率68.59％。[next     4硫化矿     辰砂HgS,含Hg 86.2％，是首要的硫化矿藏。辰砂易被黄药类捕收剂捕收，石灰和几乎不按捺辰砂。在出产实践中，有时加硫酸铜作活化剂。     档次较高的矿石，能够直接冶炼。浮选矿一般只处理那些低档次的矿石。现在已处理原矿档次为0.08%左右的矿石。作为药用的，不光要求档次高（HgS> 96 %），并且不能污染，故不必浮选，一般用重选法选出。     某矿属低温热液似层状矿，首要矿藏有辰砂，伴生矿藏有黄铁矿、闪锌矿、天然。脉石为硅化白云岩，其间以白云石、石英和方解石为主。出产流程为图1所示的重-浮联合流程。  图1 某矿的重-浮联合流程       原矿破碎到25mm今后，有一部分经摇床选别，得出精矿。摇床尾矿与另一部分原矿兼并：磨到60％-0.074mm后浮选。    浮选时加硫酸铜（300g/t)作活化剂，粗选加乙黄药（285~300g/t）作捕收剂，樟油（600g/t )作起泡剂，扫选加黑药（20g/t）；当原矿档次为0.18%时，得到精矿含Hg17.5 %，回收率为95.74％。

棉土窝钨矿是以钨为主的含钨铜铋钼的多金属矿床，在棉土窝钨矿每年选钨后所产生的磁选尾矿（选厂摇床得到的钨毛砂，经抬浮脱硫、磁选选钨后的尾矿）中，含Bi20%、WO310%～20%、Mo1.45%、SiO230%～40%，铋矿物以自然铋、氧化铋、辉铋太及少量的硫铋铜矿、黄铁矿、辉钼矿、褐铁矿以及石英、黄玉等。镜下鉴定表明，钨铋矿物互为连生较多，钨矿物还与黄铜矿、褐铁矿及脉石连生，也见有辉铋矿被包裹在黑钨矿粒中，极难实现单体解离。尾矿取样测定的粒度组成和单体解离度见表1、表2。从表中可以看出，试样中＋0.074mm的产率仍占75.55%，且3种主要矿物也主要分布在＋0.074mm的粒级中。   表1  试样粒度筛析结果粒级/mm产率/%品位/%占有率/%个别累计BiWO3MoBiWO3Mo－0.63＋0.3218.6318.6323.5420.841.2719.1018.4717.76－0.32＋0.1634.2556.8822.5819.611.3933.6731.9535.73－0.16＋0.07424.6777.5522.0321.001.3723.6624.6525.37－0.074＋0.049.4687.0123.9523.031.339.8710.379.44－0.0412.99100.0024.2223.561.2013.7014.5611.70原矿100.00 22.9621.021.33100.00100.00100.00                    表2  试样单体解离度测定粒级/mm解离度/%黑钨矿铋矿物－ 0.63＋0.3259.969.4－0.32＋0.1662.871.50.16＋0.07482.282.0－0.074＋0.0491.589.8－0.0498.596.4          选厂根据小型试验结果在生产实践中采用重选－浮选－水冶联合流程（见图1）处理磁选尾矿，综合回收钨、铋、钼。考虑到磁选尾矿中含硅高达30%～40%，远远超过了铋精矿的含硅标准（小于8%），故在选铋作业前先用摇床重选脱硅，重选精矿经磨矿分级后，进入浮选作业，先浮易浮的钼和硫化铋，后浮难浮的氧化铋；为进一步回收浮选尾矿中的微粒铋矿物及铋的连生矿物，在常温下对得到的浮选尾矿（钨粗精矿）进行浸出，再通过置换而得到合格的铋产品和剩下的钨粗精矿产品。生产实践表明，通过该工艺可得到含铋分别为36%和71%的硫化铋精矿和氯氧铋，铋的总回收率高达95%，还得到了含钨36%、回收率90%的钨粗精矿，使选钨厂的总回收率提高了2%   图1  铋钨综合回收流程

广东信宜银岩锡矿属斑岩型锡矿床，矿石中除含锡外，尚含有少量钨、钼、铋、铜等有价元素。因此，有必要选择合理的选矿工艺，以最大限度地综合回收上述元素，提高资源利用率。本文详细叙述了针对该锡矿进行的选矿工艺试验研究情况，以期为该锡矿的开发利用提供技术依据。 一、矿石性质 （一）化学组成 化学多元素分析结果表明，矿石中主要有价元素有锡，锡的含量为0.66%，其次有铋、钼、钨、铜等，在选矿过程可考虑综合回收。原矿化学多元素分析结果见表1，锡物相分析结果见表2。表1  原矿多元素分析结果／%元素SnMoBiWO3CuSiO2Al2O3含量／%0.660.0230.0650.0330.03180.798.87 （续表1）元素Na2OK2OFeSPAsMnTiO2含量／%＜0.010.292.80.150.015.0.00410.0450.021 表2  原矿锡物相分析结果／%相态硫化锡氧化锡合计锡含量0.0180.6420.66锡分布率2.7397.27100.0 （二）矿物组成 金属矿物主要有锡石、辉钼矿、辉铋矿、泡铋矿、黑钨矿、白钨矿、黄铜矿、黄铁矿、镜铁矿、赤铁矿等，脉石矿物主要有石英、黄玉，其次为云母、萤石、绿泥石等。 （三）有价元素的赋存状态及矿物特征 锡石常呈粒状或细粒星散状或呈细粒聚集成团块状浸染嵌布，少数呈细脉状或网状嵌布于石英、黄玉及云母等脉石矿物中。锡石粒径多数介于0.03～0.1mm，最小为0.001mm。钼主要呈辉钼矿存在，辉钼矿呈细脉状星散浸染嵌布于脉石矿物中，也见少量辉钼矿沿黄铁矿、辉铋矿粒间或边缘嵌布。辉钼矿粒径一般为0.05～0.3mm，最小为0.001mm。铋多呈辉铋矿和泡铋矿存在，少量自然铋。辉铋矿呈它形晶粒状、纤维状或短柱状浸染嵌布于脉石矿物中，或与黄铜矿、黄铁矿、闪锌矿等硫化矿呈比邻镶嵌。辉铋矿粒径一般为0.05～0.3mm，最小为0.001mm。铜主要呈黄铜矿存在，偶见少量斑铜矿、辉铜矿。黄铜矿多呈它形不规则粒状浸染嵌布于脉石矿物中。黄铜矿粒径一般为0.05～0.5mm，最小为0.001mm。 二、选矿工艺研究 （一）选矿流程的确定 原矿矿物组成除锡石、硫化矿物及含铁矿物外，其它均为较低密度的脉石矿物，含量为94.2%。锡矿物解离较晚，直到－0.125＋0.074mm粒级，其单体解离率才达50%，而连生体95%与脉石连生。若要重选排尾使锡预富集，宜采取阶段磨矿、阶段选别流程。结合当前钼市场经济价值，硫化矿浮选应以钼为主。因此本试验原则流程确定以重选为主，辅以其它选矿方法，采用阶段磨矿、阶段选别、泥砂分选、中矿单独处理、细泥归队、集中选别、硫化矿回收、以锡钼为主要回收目标的选矿工艺。 （二）预选试验 为给流程试验提供必要的工艺条件和配置，事先开展预选试验工作是使流程试验能顺利开展所必须的条件。 1、硫化矿浮选试验 磨矿后先浮硫化矿，硫尾矿再回收锡，有利于集中回收钼铜铋等金属硫化矿。此外，钼解离比锡早，先浮钼等硫化矿是合理的。在硫化矿浮选中，以钼回收效果来评价。试验结果表明，硫化矿浮选磨矿细度在－0.074mm 60%为宜。 2、螺旋溜槽试验 在矿砂试验中重点对螺旋溜槽和摇床进行了考察。粗选采用螺旋溜槽，为避免铁污染影响螺旋溜槽精矿的回收，采取弱磁选脱除螺旋溜槽精矿中的杂铁后进行精选作业。精选采用摇床，发挥其分选精度高的优越性。试验结果表明，螺旋溜槽精矿经摇床一次选别可获得精矿含锡57.14%、作业回收率70.34%的选别指标。除溢流外，针对产率77.44%、锡品位0.47%的精选尾矿，再增加一次精选作业，所获精矿产品富集比仅4倍，而将近90%的尾矿锡品位0.28%，又不能排尾，说明主要是贫连生体。故对含锡0.47%的精选尾矿增加精选作业夫起到应有的效果。须再磨再选。在摇床选别时发现，次精矿带中混有粗颗粒的脉石或连生体，影响了次精矿的品位提高。将次精矿筛除＋0.074mm粒级后 ，0.074mm粒级再经摇床一次选别，可获得精矿含锡45.7%、作业回收率9329%的好指标，说明次精矿分级入选是有效的。 3、中矿处理 该中矿是螺旋溜槽精矿精选后的尾矿和螺旋溜槽中矿合并，对该物料进行了直接入选、磨后入选、磨后分级分别用摇床选别的试验。试验结果表明，中矿磨后选别效果明显改善，再磨是必须的。贫中矿再磨细度试验结果表明，不论磨矿细度－0.074mm占多少，入选中矿品位有何差别，只要脱除＋0.074mm粒级后将－0.074mm粒级入选均可获得较高品位的锡 产品，所不同的是产品中锡金属量的分配与磨后－0.074mm含量有关，随着细度增加回收率提高。可见对中矿而言，细磨后分级入选是获得好指标的技术关键。 4、细泥处理 细泥处理试料是由螺旋溜槽溢流、精选溢流、中矿再磨选溢流合并构成的总溢流。由于细泥中＋0.02mm粒级占多数，金属量约70%，这一主导粒级是浮选及离心选矿机的可选粒级范围。对细泥直接浮选难以得到符合要求的产品，而浮选精矿中又含有较多的石英、黄玉、萤石等低密度脉石，因此细泥处理采用浮选抛尾预富集工艺，离心机重选精选提高精矿品位，排出低密度脉石。 （三）流程试验及结果 1、钼铋铜回收试验 通过预选试验选定原矿磨矿细度及硫化矿浮选条件，在此基础上进行硫化矿浮选试验。钼精选尾矿＋硫精矿2采用摇床选别，考察铜、铋回收可能性。硫化矿试验工艺流程见图1。钼浮选闭路试验结果见表3，铋、铜摇床选别试验结果见表4，钼精矿多元素分析结果见表5。钼铋铜回收试验结果表明，经分离选别可获得含钼47.22%、作业回收率90.58%的钼精矿，含铋24.88%、作业回收率60.88%的铋精矿和含铜12.76%、作业回收率63.59%的铜精矿。由表5可知，钼精矿符合二级1～3类产品要求。图1  硫化矿选矿工艺流程 表3  钼回路闭路试验结果／%表4  铋铜摇床选别试验结果／%表5  钼精矿多元素分析结果／%2、锡的回收试验 根据预选试验，对锡的回收采用重选－浮选－重选流程，以螺旋溜槽－摇床为矿砂主干流程，细泥采用浮选－离心选矿机－高频摇床组合流程，锡回收试验分粗选、精选、中矿处理、细泥选别几个部分进行。选锡重选－浮选－重选工艺流程见图2，锡选别试验结果见表6，锡精矿多元素分析结果见表7。图2  选锡重选－浮选－重选工艺流程 表6  锡回路闭路试验结果／%表7  锡精矿多元素分析结果／%选锡回路闭路试验结果表明，采用上述流程获得了含锡56.11%、回收率74.20%的锡精矿以及含锡16.03%、回收率6.10%的锡次精矿，锡综合回收率为80.30%。锡精矿符合二类三级品。 三、结论 （一）原矿含锡0.66%、钼0.023%是主要回收元素，铜、铋可考虑综合回收。 （二）先浮硫化矿，硫尾矿再回收锡方案适应矿石性质，能获得含锡56.11%、回收率74.20%的锡精矿和含钼47.22%、回收率67.65%的钼精矿产品。铜精矿和铋精矿也符合商品等级精矿要求，但只是考察试验结果，有待深入研究。 （三）本试验确定的选锡重选－浮选－重选工艺方案技术可行，经济有效，具有如下特点：矿砂、细泥回收工艺形成不同组合流程；泥砂分选，为将来投产创造了分期、分批投入的可能性，体现了流程所具有的灵活性；螺旋溜槽作为粗选设备处理能力大，设备本身无动力消耗，兼有分选、分级“一机多能”的作用；采用浮选进行细泥选别易于大型化，流程简单，易控制。

金银矿的浮选实例：     1、曙光金矿的选矿     该矿金属矿藏首要有天然金和黄铜矿，其次有褐铁矿、磁黄铁矿和黄铁矿。脉石矿藏以石英为主，其次为绢云母、绿泥石、斜长石、黑云母、碳酸盐等。矿石中有用成分为金、铜和银。     金以天然金为主，其粒度散布为:     粒级/ mm  +0.074  0.074~0.053  0.053~0.037  0.037~0.01   - 0.01     相对/%        5.79           8.94             7.58              61.27        16.42    出产工艺流程如图11-3 所示。这个重浮联合流程，重选部分用于收回粗粒和中粒的金，浮选部分用于收回细粒的金。因为原矿档次较低，易浮矿藏(包含云母和绿泥石) 较多，故采用了四次精选。4000t/d 选矿厂用XCFⅡ /KYFⅡ浮选机。浮选捕收剂先后用过单一黄药、丁铵黑药、黄药+丁铵黑药，终究只用Z-200,首要出产指标见表11-2 所列。     2 、某碲铋金矿浮选    该矿床是一个比较特殊的矿床。它是碲、铋与金、银伴生的矿休。碲为半导体元素，在电子、军工和医药范畴有广泛的用处。原矿首要成分(%) 如下:   金属矿藏有辉碲铋矿、磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿、针铁矿和天然金等。脉石矿藏以铁白云石为主，其次为白云母，还有少数绿泥石等硅酸盐矿藏。辉碲铋矿多呈脉状、网脉状及块状散布，呈浸染状者少，其粒度一般为0.1~ 1mm。天然金多为明金。    浮选实验中从前实验过九种捕收剂: 乙基铵黑药、异丙基铵黑药、乙基酯黑药、25 号黑药、丁基铵黑药、35 号捕收剂、156号捕收剂、乙基黄药和丁基黄药。但终究以为乙基黄药(EX) 最好，丁基黄药次之。起泡剂用松醇油。实验断定的流程和药剂准则，如图11-4 所示。选别成果列于表11-3.