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。

矿石的矿物组成及结构构造：    矿石中的矿物组成有30多种，主要金属矿物为磁铁矿。硫化物以黄铁矿、黄铜矿为主，矿石结构以半自形-他形晶粒状结构为主。矿石中有益组分有：铁、铜、钴、镍、金、银。有害组分主要有：硫、磷、砷等。 以某铁矿为例：选别作业采用的是先浮选后磁选工艺。浮选作业又包括混合浮选和分离浮选2个作业。磁选又分为单一弱磁选和弱磁-中磁-强磁选两种流程。    铜硫混合浮选作业共分4个系列，每个系列有20m3浮选机12槽、6A浮选机10槽（四系列6A浮选机12槽）。二次球磨分级溢流先由20m3浮选机进行粗选，粗选精矿再由6A浮选机进行两次精选，精选精矿即为铜硫混合精矿。铜硫混合精矿由砂浆泵送8#浓缩机浓缩脱药，粗选尾矿由砂浆泵送弱磁选选铁。     铜硫分离浮选有2个系列，一个系列生产，一个系列备用。有6A浮选机4排共48槽。铜硫混精经8#浓缩机脱药后，由砂浆泵送入一排14槽（或18槽）6A浮选机粗选、一次扫选，粗选精矿再由另一排8槽6A浮选机两次精选，精选精矿即为铜精矿，由砂浆送入6#浓缩机，扫选尾矿为硫钴精矿，由砂浆泵送入7#浓缩机。具体浮选流程如下：

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。

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

一、铜、铅、锌硫化矿的可浮性 1、铜矿藏的可浮性 (1)黄铜矿CuFeS2，含Cu 34.57%。斑岩铜矿。 捕收剂：初级黄药、黑药。机理：化学吸附，与铜离子作用生成黄原酸铜;物理吸附，以双黄药方式吸附与Fe3+离子表面。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]，均在碱性介质中运用。H2O2、NaClO经过过氧化作用而下降其可浮性，在酸性介质中运用。 活化剂：CuSO4。 (2)辉铜矿和铜兰的可浮性(归于次生铜矿) 辉铜矿Cu2S:含Cu 79.83%，天然可浮性最好。 铜兰 CuS:含Cu 64.4%，天然可浮性很好。捕收剂：初级黄药，黑药，PH值1~13。 机理同上。按捺剂：Na2OS3、Na2S2O3、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]、Na2S，均在碱性介质中运用。 按捺作用较差。特色：这两种矿藏均性质较脆，磨矿易泥化，溶解性也相对较大，收回率较低，矿浆中的[Cu2+]离子含量高，形成按捺困难，且简单活化其它矿藏，致使浮选选择性差。 (3)斑铜矿 Cu5FeS4，Cu含量 63.3%，可浮性介于上述(1)、(2)两种矿藏之间。 捕收剂同上，PH值5~10。按捺剂：CN-、石灰在碱性介质中运用。一般规则：1)凡不含铁矿藏，可浮性类似，CN-、石灰对它们的按捺弱。2)凡含铁矿藏，CN-、石灰在碱性介质中能够按捺其可浮性。 3)含铜量越高，可浮性越好。 2、铅矿藏的可浮性 代表性矿藏为方铅矿。PbS含Pb 86.6%，立方晶体结晶，天然可浮性较好。 捕收剂：1)PH值 10.5后方铅矿受必定的按捺。 捕收机理为化学吸附，产品为黄原酸铅。按捺剂：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)、Na2S、CaO。按捺后的活化：诺克斯试剂按捺用HCl或酸性介质顶用NaCl活化，后者在酸性介质顶用CuSO4活化。CN-无按捺作用。(含铁时在外)。 3、闪锌矿ZnS，含Zn量67.10%。 天然可浮性较1、2均弱。 捕收剂：用Cu2+活化后，用黄药捕收。未活化则黄药无效。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。特色：常有Fe及Cd呈类质同象混入。形成可浮性下降，使按捺更简单。其间Cd需收回，现在Cd均来自从闪锌矿中的收回。 4、铁硫化矿藏的可浮性 1)黄铁矿的可浮性 FeS2，含S 53.4%。 有必定的天然疏水性，但不充沛，其表面恰当氧化后有利于黄药捕收。过度氧化则可浮性下降。 捕收剂：在弱酸性介质中，用黄药捕收。机理：电化学吸附机理。黄药首要被氧化成双黄药，黄药中的孤对电子和Fe2+离子的空轨迹结合，经过孤对电子的给予黄药吸附在矿藏表面。 按捺剂：石灰，。活化剂：石灰按捺用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附; 按捺用硫酸铜活化。 2)磁黄铁矿 Fe1-xS，x：0.1~0.2，其可浮性弱于黄铁矿，用高档黄药捕收，按捺剂同黄铁矿。 二、铜、铅、锌、硫的别离(各种硫化矿的简称) 1、铜硫别离办法：取决于矿石性质。主要有下列两种办法。 1)优先浮选：适用于细密块状矿石，在比较粗的磨矿粒度条件下Cu与S能充沛单体解离。次序：按捺硫先浮铜。2)混合浮选：适用于矿石中Cu与S结合严密，Cu与S的集合体粒度较粗，而单体矿藏粒度较细时，用混合浮选先甩出合格尾矿，再把Cu与S混合精矿再磨脱药，再选别离。条件：Cu的捕收剂为黄药或黑药，石灰做pH值调整剂及铁矿藏的按捺剂，必要时参加辅佐按捺。活化剂：只要石灰按捺，用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附;合作按捺后用硫酸和硫酸铜活化。 2、铅、锌别离优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收方铅矿。 捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。 活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 3、铜、锌别离优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收铜矿藏。别离难度大于2的铅锌别离，应加强对锌的按捺。 捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。 活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 4、铜、铅别离 一般为铜铅的混合精矿别离，先脱药，再优先浮选。 脱药办法：机械法，再磨脱药，拌和洗刷脱药，Na2S脱药，活性炭吸附脱药，加温，焙烧等。1)按捺铅浮铜 适用于次生铜矿，Cu2+离子溶解较多不易按捺的状况。 按捺铅：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)和Na2S合作运用;或氧硫法：1)SO2(或)+淀粉;2)，;3)硫代硫酸钠+或硫酸亚铁;4)碳酸钠十硫酸亚铁。2)按捺铜浮铅适用于原生铜矿。捕收剂：黄药、黑药，PH值9~9.5，用CaO调整。 按捺剂：及其代替按捺剂。或加温脱药按捺铅40~70℃(PH值≤7)。 5、锌、硫别离 选用按捺硫，浮选锌的流程。 捕收剂：黄药，锌必须经硫酸铜活化。

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

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。

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。

我国铝土矿资源丰富，已探明的铝土矿储量达23亿t。其间含硫高的一水硬铝石型铝土矿储量达1.5亿t，占总储量的11.0%左右。这类矿石以中高铝、中低硅、高硫、中高铝硅比矿石为主，且此类矿石高档次所占份额大，需加工脱硫才干运用，因而研讨经济合理的脱硫办法，具有巨大的潜在工业含义。       在氧化铝出产流程中，铝土矿中的硫不只构成Na2O的丢失，并且溶液中S2－进步后会使钢材遭到腐蚀，蒸腾和分化工序的钢制设备因腐蚀而损坏，添加溶液中铁含量。在拜耳法出产氧化铝过程中假如铝土矿中硫的含量超越0.3%，就能导致氧化铝档次因铁的污染而超支，别的还能使氧化铝的溶出率下降。跟着氧化铝工业的不断发展，科学研讨者对脱硫办法进行了许多的研讨工作，但效果及运用均不尽人意。因而有必要对高硫铝土矿进行进一步脱硫研讨，到达拜耳法氧化铝厂对铝土矿含硫的要求。       铝土矿中硫首要以黄铁矿（FeS2）办法存在，因为黄铁矿简略用黄药等捕收剂浮选，而含铝矿藏以氧化物和氢氧化物办法存在，亲水，不易被黄药捕收，因而，浮选用黄药理论上简略完成黄铁矿和含铝矿藏的别离。用浮选的办法下降铝土矿中硫的含量，最早被原苏联人员选用。在我国，浮选脱除铝土矿中的含硫矿藏还未见文献报导。因而，针对我国铝土矿的特色，用选矿脱除铝土矿中含硫矿藏的研讨具有重要含义。       针对河南某地出产的铝土矿的特色，选用黄药等作捕收剂，对反浮选除掉铝土矿中的硫化物进行了实验研讨。       一、实验部分       （一）实验质料       河南高硫矿，碳酸钠（分析纯，上海虹光化工厂），六偏磷酸钠（分析纯，天津市科密欧科技有限公司），（分析纯，天津市科密欧化学试剂开发中心），硫酸铜（化学试剂，天津市博迪化工有限公司），丁基黄药（株洲选矿药剂厂），戊基黄药（长沙矿冶研讨院选矿所），松醇油（株洲选矿药剂厂），单质碘和碘化钾（分析纯，汕头市西陇化工厂）。对河南高硫矿进行了化学分析。首要化学成分列于表1。   表1  试样的首要化学组成（质量分数）/%Al2O3SiO2Fe2O3TiO2CaOK2ONa2OMgOST61.6212.654.603.003.001.810.080.420.96       （二）实验设备及仪器       实验一切设备及仪器包含浮选机，拌和机，pH计，过滤设备，电炉，烘箱，管状炉，石英管，滴定管等。       （三）实验办法       各添加剂预先装备成必定的浓度备用。药剂添加次序为：六偏磷酸钠→→硫酸铜→丁基黄药→戊基黄药→松醇油，实验中各药剂的用量及添加药剂后的拌和时刻见表2。实验所用脱硫浮选办法为简略的一段浮选。浮选产品别离过滤、洗刷、烘干后分析。   表2  药剂用量及拌和时刻药剂称号药剂用量/（g·L－1）拌和时刻/min碳酸钠 六偏磷酸钠硫酸铜 丁基黄药 戊基黄药 松醇油2.5 7.65×10－3 4.00×10－4 1.88×10－2 3.13×10－2 3.13×10－2 0.125  1 1 2 1 2 1       二、条件实验       选用六偏磷酸钠作为按捺剂，和硫酸铜作为活化剂，丁基黄药和戊基黄药作为捕收剂，对高硫铝土矿进行一段浮选脱硫条件实验，研讨各添加剂用量对浮选成果的影响。       （一）碳酸钠用量的影响       在pH＞11的高碱环境下，黄铁矿表面会有亲水的氢氧化物生成，进而浮选遭到按捺。碱性增强对黄铁矿的按捺不断增强。低pH值系统中难以浮选，乃至浮选没有泡沫，这与铝土矿结构以及实验条件有关。碳酸钠另一效果是对黄铁矿具有活化效果。在CO32－与HCO3－离子效果下，铁的氢氧化物又可转变成铁的碳酸盐，使黄铁矿表面掩盖的氢氧化物和硫酸盐脱落暴露出新鲜的表面。因而碳酸钠添加量对浮选的效果有较大的影响。按表2所示条件，进行了碳酸钠用量对脱硫效果的影响的研讨，成果见表3。   表3  碳酸钠用量条件实验成果碳酸钠用量/（g·L－1）pH值产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0.59.70低硫铝土矿 高硫尾矿82.44 17.560.41 3.5435.25 64.751.010.10低硫铝土矿 高硫尾矿89.91 10.090.420 5.7739.35 60.652.510.43低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 563.510.78低硫铝土矿 高硫尾矿93.4 26.580.48 7.7846.67 53.33       由表3可知，跟着碳酸钠用量的添加和矿浆pH值升高，高硫尾矿中硫的档次越来越高，硫的收回率在逐步下降，低硫铝土矿的产率较大起伏的升高，到碳酸钠用量为2.5g/L，pH值为10.43时，硫的档次达最大值，随后又开端下降，硫的收回率持续下降，低硫铝土矿的产率也到达最大值后又下降。由此可见碳酸钠对浮选具有较大影响。归纳考虑以上要素，高硫矿浮选碳酸钠用量应为2.5g/L，pH值为10.43左右。       （二）按捺剂用量的影响       六偏碳酸钠在含量高时对一水硬铝石具有按捺效果，但在pH＞10时，其按捺效果较弱，只要在较高用量的条件下才具有较强的按捺效果。六偏磷酸钠的按捺效果为在浮选过程中损坏和削弱一水硬铝石与捕收剂之间相互效果，增强一水硬铝石表面的亲水性。它的效果办法有3种：消除活化离子；在矿藏表面构成亲水薄膜；消除矿藏表面的活化薄膜。六偏磷酸钠一起可对矿浆起涣散效果。按表2所示条件，进行六偏磷酸钠用量对脱硫效果的影响，成果见表4。   表4  六偏碳酸钠用量条件实验成果六偏碳酸钠用量/（×10－3g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿93 70.54 6.5852.02 47.987.65低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 5615.30低硫铝土矿 高硫尾矿95.34 4.660.48 10.7947.68 52.32       由表4可知，跟着六偏碳酸钠用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先进步然后下降，硫的收回率也是先进步后下降，低硫铝土矿的产率在小起伏规模内改变。六偏碳酸钠用量以7.65×10－3g/L为宜。       （三）活化剂用量的影响       活化剂的效果是在矿藏表面生成促进捕收剂效果的薄膜。浮选电化学以为，某些硫化矿藏具有半导体性质和必定的电子传导才能，表面的静电位是HS－离子能否在其表面氧化生成元素S0的要害，当表面静电位Ems高于HS－氧化成S0的平衡电位时，则这种氧化在热力学上能够完成。黄铁矿表面静电位Ems高于HS－氧化成S0的平衡电位，因而HS－可能在黄铁矿表面氧化成元素（S0）。王淀佐等人测定了黄铁矿的表面静电位，在pH＞8今后一直高于EHS-/S0，所以HS－能够在其表面氧化。Na2S参加矿浆中后，矿浆中存在许多的HS－离子，黄铁矿因为表面静电位较高，对HS－离子有较强的电催化效果，HS－在其表面有如下反响：   HS（aq）－→HS（ad）－     HS（aq）－→H＋＋S（ad）0＋2e－       S0吸附于黄铁矿表面使其变得疏水，因而黄铁矿具有杰出的诱导可浮性。       当黄铁矿表面氧化较深时，可被Cu2＋活化。其机理为Cu2＋可替代黄铁矿品质中的Fe2＋使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附效果。铜离子比较简略进入黄铁矿的晶格，铜和硫的亲和性比铁和硫的亲和性更大，使黄铁矿表面构成铜膜，铜离子不影响矿藏晶格深处，在黄铁矿表面上掩盖铜相当于分散处理黄铁矿表面，即影响到黄铁矿表面的导电类型。黄铁矿为电子型半导体，晶格表面层上富集电子的表面，因而不能安稳的吸附黄药。一些二价Cu2＋从其表面取得电子，Cu2＋浓度下降为Cu2＋，使黄铁矿表面层电子浓度下降。黄铁矿表面导电性的转化，这时能安稳地吸附黄药。       综上所述，首要对黄铁矿起到诱导浮选效果，但因为黄铁矿镶嵌于结构杂乱的铝土矿中，且黄铁矿的含量小，尤其是当黄铁矿表面氧化较深时，对黄铁矿就起不了诱导浮选效果，而Cu2＋能够进入黄铁矿晶格中替代Fe2＋使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附效果。因而和硫酸铜均可起到活化效果，其用量多少对硫档次影响很大。按表2所示条件，别离进行了和硫酸铜用量对脱硫效果的影响研讨，成果别离见表5和表6。   表5  用量条件实验成果用量/（×10－4g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿95.25 4.750.50 10.1649.73 50.272低硫铝土矿 高硫尾矿94.12 5.880.48 8.5747.51 52.494低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 5610低硫铝土矿 高硫尾矿96.62 3.380.61 1161.27 38.73   表6  硫酸铜用量条件实验成果硫酸铜用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿92.89 7.110.48 7.2348.59 51.411.88低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 563.75低硫铝土矿 高硫尾矿93.20 6.800.55 6.5553.6 46.4       由表5可知，跟着用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先下降后升高，随后又下降，硫的收回首先升高后下降，低硫铝土矿的产率改变不大。用量以4×10－4g/L为宜。       由表6可知，跟着硫酸铜用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先升高后下降，改变的起伏比较大，硫的收回首先逐步升高然后较大起伏的下降，低硫铝土矿的产率改变不大。硫酸铜用量以1.88×10－2g/L为宜。       （四）捕收剂用量及其品种的影响       在浮选中运用捕收剂，能够进步有用矿藏表面的疏水性。黄铁矿捕收剂首要是黄药类等捕收剂。在许多情况下，已成功地运用单一种捕收剂。但混合运用多种硫代捕收剂可大大进步硫化矿浮选目标。按表2所示条件，丁基黄药及戊基黄药用量对脱硫效果的影响成果别离见表7和表8。   表7  丁基黄药用量条件实验成果丁基黄药用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿94.29 5.710.55 7.8253.49 46.511.56低硫铝土矿 高硫尾矿95.10 4.900.57 8.5456.41 43.593.13低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 566.25低硫铝土矿 高硫尾矿97.06 3.740.50 12.9251.68 48.32   表8  戊基黄药用量条件实验成果戊基黄药用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿96.62 3.380.56 12.4556.17 43.831.56低硫铝土矿 高硫尾矿95.69 4.310.45 12.344.78 55.223.13低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 566.25低硫铝土矿 高硫尾矿96.5 3.50.57 11.5957.74 42.26       由表7可知，跟着丁基黄药用量的添加，高硫尾矿中硫的档次和收回率都随之添加，然后下降，低硫铝土矿的产率在小规模内增大。丁基黄药对浮选效果具有较大影响。丁基黄药用量以3.13×10－2g/L为宜。       由表8可知，跟着戊基黄药用量的添加，高硫尾矿中硫的档次在小起伏内先升高后下降，硫的收回率在较大起伏内先升高后下降，低硫铝土矿的产率改变不大。戊基黄药对硫的收回率影响较大。戊基黄药用量以3.13×10－2g/L为宜。       三、优化条件的浮选成果       通过以上各条件实验的影响，得出高硫铝土矿一段浮选除硫的最佳条件实验为：碳酸钠用量2.5g/L，六偏磷酸钠用量为7.65×10－3g/L，拌和1min，用量为4.0×10－4g/L，拌和1min，硫酸铜用量为1.88×10－2g/L，拌和2min，丁基黄药用量为3.13×10－2g/L，拌和1min，戊基黄药用量为3.13×10－2g/L，拌和2min，松醇油用量为0.125g/L，拌和1min，实验成果见表9。   表9  原矿一段浮选实验成果产品称号产率/%S档次/%S收回率/%低硫铝土矿 高硫尾矿 原矿96 4 1000.44 13.44 0.9644 56 100       由表9可知，在优化的浮选条件下，原矿通过一段浮选即可取得硫档次高达的13.44%，收回率56%，而产率仅为4%的高硫尾矿；一起取得产率为96%，硫档次为0.44%的低硫铝土矿。这一成果比前苏联研讨人员浮选高硫铝土矿一段浮选尾矿含硫达9%的工艺目标还好。       对浮选所得低硫铝土矿和高硫尾矿进行化学分析，分析成果见表10。为了便于对照，将原矿相应数据也列于表10中。   表10  浮选产品化学分析成果（质量分数）/%产品称号Al2O3SiO2Fe2O3TiO2CaOK2ONa2OMgOST1）低硫铝土矿 高硫尾矿 原矿62.10 51.96 61.6212.83 8.18 12.654.17 14.94 4.602.95 4.71 3.003.07 1.43 3.001.85 0.95 1.810.08 0.11 0.080.42 0.40 0.420.44 13.44 0.96        1) 此为化学分析成果，不是荧光分析成果       由表10可知，一段浮选高硫尾矿的A/S比为6.35，与A/S比为4.87的原矿比较，高硫尾矿的A/S比高，这是因为铝比硅更简略浮选，成果导致高硫尾矿中A/S比稍高。因为被浮选的高硫尾矿产率不大，因而对低硫铝土矿的A/S比的影响不大。高硫尾矿中硫和铁含量比原矿明显进步，铁略有进步，其它元素含量都偏低。而低硫铝土矿与原矿比较，除了铝，硅以及钾比原矿略低高外，其它元素都有所下降。       四、结语       （一）选用浮选的办法，以碳酸钠为pH调整剂，六偏磷酸钠为按捺剂，和硫酸铜为活化剂，丁基黄药和戊基黄药为捕收剂，松醇油为起泡剂，进行高硫铝土矿的一段反浮选，取得硫含量高达13.44%，收回率56%，氧化铝含量为51.96%，而产率仅为4%的高硫尾矿，一起取得产率为96%，氧化铝含量为62.10%，硫档次为0.44%的低硫铝土矿。因为铝比硅更简略浮选，高硫尾矿的A/S比升高，但因为高硫尾矿的产率低，仅为4%，因而对低硫铝土矿的A/S比影响不大。       （二）对原矿进行一段浮选的最佳条件是：碳酸钠用量为2.50g/L，六偏磷酸钠用量为7.65×10－3g/L，用量为4.00×10－4g/L，硫酸铜用量为1.88×10－2g/L，丁基黄药用量为3.13×10－2g/L，戊基黄药用量为3.13×10－2g/L，松醇油用量为1.25×10－1g/L。矿浆最佳浮选pH值规模是10.4～10.5左右。       （三）本研讨测验一起运用2种活化剂，即和硫酸铜，活化的效果大于单一活化剂的效果，进步硫的浮选收回率。丁基黄药与戊基黄药2种捕收剂按份额混合运用可进步硫的档次及收回率。

元素称号：硫俗称:元素符号：S元素原子量：32.066晶体结构：晶胞为正交晶胞。 莫氏硬度：2.0 元素类型：非金属发现进程：古代人类已认识了天然硫。硫散布较广。单质物理性质：一般为淡黄色晶体，它的元素名来历于拉丁文，本意是鲜黄色。单质硫有几种同素异形体，菱形硫（斜方硫）和单斜硫是现在已知最重要的晶状硫。它们都是由S8环状分子组成。 密度 熔点 沸点 存在条件 菱形硫(S8) 2.07克/厘米3 112.8℃444.674℃ 200℃以下 单斜硫(S8) 1.96克/厘米3 119.0℃444.6℃ 200℃以上 硫单质导热性和导电性都差。性松脆，不溶于水,易溶于(弹性硫只能部分溶解)。无定形硫主要有弹性硫，是由熔态硫敏捷倾倒在冰水中所得。不安稳，可转变为晶状硫(正交硫),正交硫是室温下仅有安稳的硫的存在方式。化学性质: 化合价为-2、+2、+4和+6。榜首电离能10.360电子伏特。化学性质比较生动，能与氧、金属、、卤素（除碘外）及已知的大多数元素化合。还可以与强氧化性的酸、盐、氧化物，浓的强碱溶液反响。它存在正氧化态，也存在负氧化态，可构成离子化合物、共价化合成物和配位共价化合物。元素来历：重要的硫化物是黄铁矿，其次是有色金属元素（Cu、Pb、Zn等）的硫化物矿。天然的硫酸盐中以石膏CaSO4·2H2O和芒硝Na2SO4·10H2O为最丰厚。可从它的天然矿石或化合物中制取。火山口处存在许多。元素用处：大部分用于制作硫酸。橡胶制品工业、火柴、焰火、硫酸盐、盐、硫化物等产品中也需求许多。部分用于制作药物、虫剂以及漂染剂等。元素辅佐材料：硫在自然界中存在有单质状况，每一次火山爆发都会把许多地下的硫带到地上。硫还和多种金属构成硫化物和各种硫酸盐，广泛存在于自然界中。单质硫具有明显的橙黄色，焚烧时构成激烈有刺激性的气味。金属硫化物在焚烧时发生的气味可以断语，硫在远古时代就被人们发现并使用了。在西方，古代人们以为硫焚烧时所构成的浓烟和激烈的气味能驱除魔鬼。在古罗马博物学家普林尼的作品中写到：硫用来打扫住屋，由于许多人以为，硫焚烧所构成的气味可以消除全部妖魔和全部凶恶的实力，大约4000年前，埃及人现已用硫焚烧所构成的二氧化硫漂白布疋。在古罗马闻名诗人荷马的作品里也讲到硫焚烧有消毒和漂白效果。中西方炼金术士都很注重硫，他们把硫看作是可燃性的化身，以为它是组成全部物体的要素之一。我国炼丹家们用硫、硝石的混合物制成黑色。不管在西方仍是我国，古医药学家都把硫用于医药中，我国闻名医师李时珍编著的《本草纲目》中，将到硫在医药中的运用：治腰久冷，除凉风顽痹寒热，生用治疥廯。的广泛应用促进了的提取和精粹，跟着工业的开展，硫在制取硫酸中起着关键效果，而硫酸就是工业之母，无处不需求它。1894年出生在德国的美国工业化学家弗拉施发明用过热水的办法，将硫从地下深处直接提取出来。世界上每年耗费许多的硫，其间一部分用于制作硫酸，另一部分用于橡胶制品、纸张、硫酸盐、硫化物等的出产，还有一部分硫用于农业和漂染、医药等。1789年法国化学家拉瓦锡宣布近代榜首张元素表，把硫列入表中，断定硫的不可分割性。18世纪后半页，德国化学家米切里希和法国化学家波美等人发现硫具有不同的晶形，提出硫的同素异形体。硫在地壳中的含量为0.048%

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。

硫渣为黑灰色粉末，其中铜的形态主要呈硫化物，少部分呈金属铜；锡主要呈金属形态，部分呈硫化物。此外，还有一些其他的硫化物，如FeS, As2S3等。从硫渣中回收锡和铜，有直接焙烧-酸浸提铜与浮选分离出锡精矿后再氧化焙烧-酸浸提铜的两种方法。

现在，从硫化铜矿中提铜所选用的办法首要是火法冶炼，特别是以黄铜矿为首要矿藏成分的硫化矿选用传统的选冶工艺仍是最合理的挑选。可是，火法炼铜对铜精矿的档次和杂质含量都有严厉的要求，不能独自处理档次低或杂质不合格的铜精矿。一同，该法存在着出资大、本钱高和污染严峻等缺点，使其难以推广使用。因而，研讨出一种高效、环保，并且能够归纳收回金银铜硫等元素的湿法冶金工艺具有十分重要的现实意义。     针对原矿的特殊性质，本研讨选用低温低压浸出铜，浸出液萃取提取铜，从浸铜渣中收回及提取金银的归纳收回金、银、铜和元素硫的湿法冶金工艺。与传统炼铜工艺比较，该工艺无需对硫化矿进行焙烧，既克服了的污染，又免去了焙烧作业和制酸工程，一同金、银、铜和硫的归纳收回率较高，有着明显的经济效益。     一、矿样性质     原矿判定成果标明，金首要赋存在黄铜矿、磁黄铁矿、含铋硫酸盐中，部分金还以次显微金的方式赋存在各类金属矿藏中，归于难处理的多金属含金矿石。     表1的多元素化学分析成果标明该矿中金、银和铜含量较高，应该作为有价金属进行收回；该矿样含硫较高而钙镁含量较低，归于典型的酸性矿样。 表1  矿样的多元素化学分析成果(质量分数)/%Au1）Ag1）CuTFeFe(II)SSiO2Al2O3MgOCaO46.2585.6913.6828.1611.7426.3315.706.050.740.38Na2OK2OTiO2ZnAsSbNiMnPbLOSS0.380.770.300.130.100.060.020.020.0116.33     1)单位为g/t。     二、实验     （一）基本原理     操控必定的温度和压力，首要载金矿藏——黄铜矿(CuFeS2)、黄铁矿(FeS2)等金属硫化物矿能够被氧化，铜和铁等贱金属能够溶于硫酸溶液中。矿藏中首要元素在浸出液及浸铜渣中的详细散布方式如下：铜基本上悉数以硫酸铜存在于浸出液中，渣中铜操控得尽量少并且以黄铜矿存在，然后确保下一步金银化浸出的顺利进行；大部分硫被氧化为单质硫(S0)存在于渣中或以黄铁矿方式存在于渣中未被氧化，少数被氧化为硫酸；少数铁以二价或三价铁离子存在于浸出液中，大部分以Fe2O3或黄铁矿等方式存在于渣中。首要的化学反响如下： CuFeS2＋2H2SO4＋O2==CuSO4＋FeSO4＋2H2O＋2SO FeS2＋H2S04＋0.5O2==FeS04＋2SO＋H2O 4FeSO4＋2H2S04＋O2==2Fe2(SO4)3＋2H2O Fe2(SO4)3＋3H2O== Fe2O3＋3H2S04     （二）实验办法     热压浸出在FCH型2L拌和衬钛高压釜中进行。将矿样和浸出剂按必定的液固比首先在烧杯中浆化，然后将其倒入高压釜中加盖密封，通入部分氧气，边拌和边升温，当温度升至要求时将氧气补充到必定的氧分压并计时，反响完毕后通水冷却降温，矿浆固液别离后，渣样烘干后与液样一同送检测。     三、成果与评论     （一）热压浸出实验     吉林某矿山的浮选铜金精矿是一种含铜较高的铜金混合精矿，常温常压下，将矿样直接酸化浸铜，硫酸浓度为110g/L时，铜的浸出率大约只要12%。原矿直接化，即便用量高达20kg/t时，金和银的化浸出率仅分别为56.32%和8.65%。     热压预氧化进程首要是为了将金银的载体矿藏结构损坏，并将黄铜矿中铜以液相方式浸出，有利于后续萃取提铜、化提取金银及溶剂收回元素硫。热压浸出实验先后调查了矿样粒度、氧分压、开始酸度、开始NaC1浓度、浸出时刻和浸出温度对铜和铁浸出率的影响。     实验固定条件：矿样粒度－0.044mm90%，液固比5：1，开始 (H2SO4)=91.5g/L，开始 (NaC1)=20g/L，氧分压0.60MPa，浸出温度110℃，浸出时刻3h，拌和速度750r/min。     1、矿样粒度对铜铁浸出率的影响     图1示出了矿样粒度对铜铁浸出率的影响。从图l能够看出，矿样粒度对铜浸出率影响较大。粒度减小，铜浸出率明显进步。而粒度对铁浸出率影响比较小。因而矿样越细，关于铜的浸出越有利。归纳考虑本钱要素，矿样粒度－0.044mm(－325目)90%最佳。    2、氧分压对铜铁浸出率的影响     图2示出了氧分压对铜铁浸出率的影响。图2标明，氧分压较低时(＜0.45 MPa)，铜的浸出率跟着氧分压的添加明显进步。其原因是硫化矿在高压反响釜中的浸出涉及到固、液、气三相体系，假如要加速硫化矿的氧化，就要增大氧气在液相中的溶解度。当氧分压为0.45 MPa时，反响的供氧量已满足，这时氧化反响的动力学由扩散操控转变为化学反响操控，再持续添加氧分压对铜的浸出率影响不大；一同铁的浸出率在氧分压为0.45MPa邻近有一最低值，考虑到铁在溶液中的溶解度太高对后续铜的萃取晦气，因而选定最佳氧分压为0.45Mpa。    3、开始酸度对铜铁浸出率的影响     图3示出了开始酸度对铜铁浸出率的影响。从图3能够看出铁的浸出率随酸度添加而明显添加，但铜的浸出率添加缓慢。这是由于在低酸度时，三价铁简略水解并以Fe2O3等方式沉积于渣中；高酸度时，铁以FeSO4方式溶于溶液中。因而进步酸度，虽可添加铜的浸出率，但铁的浸出率进步得更快。别的，酸度过高，对设备原料的要求添加，一同滤液酸度也相应进步，对后续对铜的萃取也晦气。归纳考虑以上要素，挑选初始酸度为90g/L左右。    4、开始NaC1浓度对铜铁浸出率的影响     图4是开始NaC1浓度对铜铁浸出率影响的联系图。图4标明，氯离子浓度增大，铜的浸出率添加，而铁的浸出率下降。氯离子有利于三价铁的水解，然后使铁的浸出率下降。一同铁的水解，添加了溶液中硫酸的浓度，有助于黄铜矿的进一步溶解，然后使铜的浸出率添加。但进步盐浓度对设备的原料要求相应添加，因而挑选NaCl初始浓度为20g/L。    5、浸出时刻对浸出率的影响     浸出时刻对浸出率的影响见图5。图5标明，在浸出时刻为2.5 h时，铜的浸出率已到达较高值；再添加浸出时刻，对铜及金银的浸出率影响不大。但浸出时刻过长，会使出资费用和运转本钱添加。    6、浸出温度对铜铁浸出率的影响     图6为浸出温度对铜铁浸出率的影响曲线。从图6中能够看出，温度升高，铜的浸出率添加。当浸出温度较低时(90～100℃)，铜浸出率较低，当温度进步到l1O℃，铜浸出率可达90%以上。这是由于升高温度能够加速反响速度，缩短浸出时刻，在相同的反响时刻内进步浸出率。鉴于浸出进程的复杂性，浸出的最佳温度只能由实验来断定。在90～120℃温度升高，铁浸出率改变不大；超越120℃，铁浸出率添加较快。一同，单质硫易于熔融结块，然后阻止反响的进一步进行。坚持浸出温度为110～115℃左右，既可坚持较高的铜浸出率和较低的铁浸出率，又可进步反响速度，添加单位时刻设备的处理量。    （二）铜的萃取     为了使萃余液能很好的坚持H2SO4和NaCl浓度，削减闭路循环中热压浸出体系H2SO4和NaCl的耗量，选用浸出原液直接进行铜的萃取实验。通过条件实验，断定选用的萃取工艺为：三级萃取二级反萃一级洗刷，萃取剂为Lix984N，浓度为20%，比较O/A为2/1，混合时刻为3min，洗刷液用硫酸浓度为5g/L的水溶液。此刻的萃取率到达96.5%以上，萃余液中的H2SO4和NaCl浓度能得到很好的坚持，到达热压体系循环运用的要求。     （三）金银化浸出     浸铜渣中Ag、Cu的档次较高(63.2g/t、0.57%)，合适选用全泥化锌粉置换工艺。浸铜渣直接选用炭浆法化，即便参加量为20kg/t，金的浸出率只要80%左右。分析余液中的铜离子溶度，可到达0.8～1.5g/L。阐明反响进程中，生成了可溶性的铜络离子。为了进步金银的化浸出率及下降用量，选用法。法的特点是用NH3-CN-混合溶剂浸出，能够进步金的浸出率，下降的耗费。     通过条件实验，断定选用的化条件为：矿浆浓度为40%、NaCN用量为8.0 kg/t、NH4HCO3用量为75kg/t、化时刻为16 h。此刻，金、银、铜的浸出率分别为98.3%、82.7%、98.1%。此刻，金、银的浸出率分别为98.3%、82.7%。     （四）的收回     热压酸浸后浸铜渣含有很多的元素硫(18.O3%)，在收回金银铜的一同，研讨的收回技能，不只能够充分使用硫资源，并且能够下降的耗量。通过浮选法、化学法、热过滤法和溶剂溶解法等多种工艺的归纳比较，最终断定选用火油溶解来收回浸铜渣中的元素硫。通过两段火油溶解，单质硫的收回率可达99.2%，并且得到的纯度可达97%以上。脱硫渣通过洗刷晒干后，进行化，在确保金银收回率的前提下，的用量能够进一步下降到5kg/t。     四、定论     选用低温热压浸铜工艺，设备原料要求较低，出资较小，操作流程简略，结合传统的萃取－电积工艺和全泥化工艺，能够对其间金、银和铜进行有用收回。使用火油溶解来收回单质硫，收回率高，纯度高，火油能够重复运用，收回本钱低，并且能使后续的耗量下降，具有很高的经济价值。因而，含铜金精矿选用热压浸铜，火油收回，化浸出金银，工艺可行，金、银、铜和硫的归纳收回率高，出资省，见效快，为中小矿山直接出产铜和金银供给一项可行的新工艺，有着宽广的工业化使用远景。

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

随着国民经济的发展，矿产资源越来越受到重视，开采力度也不断加大，矿物加工面临着原料贫、细、杂的局面，复杂难选的铜硫矿石就是其中一种。由于黄铁矿含量高，难以抑制，且铜矿石主要以次生铜为主，易氧化，氧化后有较多的铜离子进入矿浆，会活化黄铁矿，使铜硫分离更加困难。针对该矿石特点，进行了选矿工艺研究，采取铜部分优先、混选精矿再磨分选工艺流程，采用合理的药剂制度，实现了铜硫分离，获得了较好的分选指标。 一、矿石性质 试样取自钻孔铜矿矿芯组合样，采自我国南方某一铜矿山。该矿体属中细粒花岗岩、细粒花岗岩或隐爆角砾岩型矿石。脉石矿物为石英、云母等；金属矿物主要为黄铁矿，其次为辉铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝和少量斑铜矿，伴生的有用组分为金。主要金属矿物与非金属矿物呈粒状、脉状、浸染状、网脉状、块状、碎屑状、胶状等结构产出。矿石化学成分、物相组成和粒度分布如表1～3所示。表1  原矿多元素分析结果／%成分AuCuPbZnAgAsSSiO2Al2O3CaOMgOFe2O3含量0.17g／t1.160.020.014.76g／t0.058.3663.0511.170.03＜0.015.02表2  原矿铜物相分析结果／%名称原生硫化铜次生硫化铜氧化铜总钢含量0.120.700.321.15占有率10.4360.8728.70100.0 表3  原矿筛析结果／%粒级／μm产率粒级铜品位铜金属分布粒级累计粒级累计＋45014.2414.240.9511.6611.66－450＋28018.5132.750.9715.4827.14－280＋15020.4553.201.3223.2750.41－150＋7413.8467.041.5518.4968.90－74＋4513.3481.381.3016.0784.97－4518.62100.00.9315.03100.0合计100.01.16100.0二、选矿工艺流程的确定 该试验主要目的是选铜，综合回收硫，伴生金随铜精矿回收，该矿石难选原因是铜的氧化率较高；次生铜为主，矿物可溶性变化大；铜矿物呈粗细不均匀嵌布；铜离子活化硫铁矿物，分离困难。基于以上原因，提出了铜部分优先、混选精矿再磨分选工艺流程，即优先浮选部分易浮单体铜矿物，将较难浮的铜矿物与黄铁矿混合浮选，其精矿经再磨使铜硫充分解离后再分选。 三、试验结果与讨论 试样经实验室两段破碎，通过筛分粒度被控制至－0.6mm后混匀装袋，单元试样重500g，试验使用XMB－70三辊四筒球磨机磨矿，XFD型系列挂槽浮选机浮选，浮选药剂全部采用工业级试剂。 （一）铜部分优先浮选试验 为了在铜部分优先浮选获得较高质量的铜精矿，进行了粗选磨矿细度试验和粗选捕收剂种类及用量试验。磨矿细度试验结果见图1，捕收剂种类及用量试验结果见表4，试验流程见图2。综合考虑铜的品位和回收率，选择磨矿细度为－74μm占60%。由表4试验结果可知，Zj－02对铜及贵金属的选择性较强，对硫的捕集性较弱；而PAC／丁基黄药、乙硫氮／丁基铵黑药组合药剂对铜的捕收能力较强，但同时也使一部分硫在该阶段上浮，不利于铜精矿品位的提高和硫的综合回收。综合考虑后选用Zj－02为捕收剂，其用量为10g／t。图1  磨矿细度试验结果图2  捕收剂种类与用量试验流程表4  捕收剂种类与用量试验条件和结果／%捕收剂种类与用量／（g·t－1）产品名称产率铜品位铜回收率Zj－02／10 丁基黄药／10 松醇油10铜粗精矿7.5712.2474.72尾矿92.430.3425.28原矿100.01.24100.0PAC／10 丁基黄药／10 松醇油10铜粗精矿6.7611.7064.30尾矿93.240.4835.70原矿100.01.23100.0乙硫氮／40 丁基黄药／10 松醇油20铜粗精矿8.0411.1672.95尾矿91.960.3627.05原矿100.01.23100.0Zj－02 10 松醇油10铜粗精矿7.9411.2274.24尾矿92.060.3425.76原矿100.01.20100.0 （二）铜硫混选再磨分选试验 铜硫混浮采用丁基黄药作捕收剂，试验确定，当丁基黄药用量为60g／t时，铜硫混合精矿含铜7.71%，铜回收率达53.84%，作业回收率达59.51%。铜硫分离进行了再磨细度试验及铜硫分离CaO用量试验。铜硫混合粗精矿再磨的目的是提高矿物的单体解离度以及使粗精矿表面出现新的解离面，以利于硫与铜矿物的分离及CaO对黄铁矿的充分抑制，提高铜硫分离效果。铜硫分离粗选再磨细度对铜硫混合粗精矿的分离效果见图3，当铜硫混合粗精矿再磨细度为－74μm占95%时，铜硫分离效果较好，且铜的回收率降低不明显。石灰价廉，来源广泛，是当前铜硫分离方法中应用最广泛的。铜硫分离粗选CaO用量对铜硫分离指标的影响见图4。由图4结果可见，铜硫分离粗选CaO用量以2000g／t为佳。图3  磨矿细度对铜硫分离指标的影响图4  石灰用量对铜矿分离指标的影响 （三）小型闭路流程试验结果 在综合条件开路试验的基础上进行了实验室小型闭路试验，试验流程及药剂制度如图5所示。闭路试验结果见表5，结果表明，在原矿含铜1.16%、含金0.17g／t的情况下，得到铜精矿含铜19.30%、金2.52g／t，铜、金回收率分别为88.51%、78.71%；硫精矿含硫32.16%，硫回收率39.40%，选别效果较好。铜精矿含铜品位及含杂情况都达到开发商要求。闭路尾矿中铜矿物主要以微细粒和包体形式存在，浮选难以回收，是造成尾矿铜损失的重要原因。 表5  浮选闭路试验结果／%产品名称产率品位回收率CuAu／（g·t－1）SCuAuS铜精矿5.3219.302.5240.4088.5178.7127.66硫精矿9.520.800.1432.166.567.8439.40尾矿85.160.070.0273.004.9313.4532.94原矿100.01.160.177.77100.0100.0100.0图5  闭路试验流程 四、结论 （一）该矿石铜氧化率较高，且以次生铜为主，矿物可浮性变化大，铜矿物呈粗细不均匀嵌布，铜离子对黄铁矿的活化，这些因素是造成铜硫分离困难的主要原因。 （二）在铜部分优先流程不加石灰的条件下，采用选择性强的Zj－02捕收剂，使部分可浮性好的单体铜矿物得到及时回收，提高了铜精矿品位，且有利于伴生金的回收。 （三）小型闭路试验结果获得铜精矿含铜19.30%、含金2.52g／t，铜、金回收率分别达到88.5l%和78.71%，以及硫精矿含硫32.16%、回收率39.40%，选别效果较好。

粗铋中的铜以金属铜及铜的砷化物、锑化物、碲化物形状存在。 依据Cu－Bi系状况图可知（见图1），铜与铋在固态时不互溶，铜与铋的共晶点温度为270℃，此刻铋中含Cu 0.5%（原子），或含Cu 0.15%（分量），这是冷却凝析除铜的理论极限。出产实践中，熔析除铜后铋液含铜小于0.5%，这是因为铜与铋液中砷或锑互溶，生成化合物和固熔体，如Cu3As（熔点830℃）、Cu3As2（710℃分化）、Cu3Sb（580℃以上分化）等化合物；含砷4%的Cu－As固熔体（熔点684℃）、含铜0～10%，锑0～23%的Cu－Sb固熔体，含铜78.5%、砷21.5%的Cu－As共品（熔点684℃）和熔点为528℃及645℃的Cu－Sb共晶。这些化合物共晶与固溶体不溶于铋液，呈浮渣形状别离。图1 Cu－Bi系状况图 熔析除铜分加热熔析与冷却凝析两种办法。出产中常选用凝析法。粗铋装锅后，升温至600℃，捞去熔化渣后，降温至500℃捞去第一次除铜浮渣，捞渣后铋液温度下降至450℃左右，为了加速降温，可向铋液鼓入冷空气。当温度下降至350℃时，捞去第2次除铜浮渣，将其回来下批一次除铜，以收回其间的铋，并有利于降温。熔析除铜浮渣化学成分列于表1。 表1  熔折除铜浮渣成分（%）焙析脱铜后的铋液，含铜低于0.5%，在今后的除银工序中能够有用地除掉，所以不必将熔析温度操控太低，也不要捞熔析渣太多，避免下降铋的直收率。 关于含铜高于5%的粗铋，也不选用屡次熔析除铜的办法，而选用加硫除铜的办法。加硫除铜是在熔融铋液中参加粉，首要生成Bi2S3，其反响为：因为铜的硫化物的自由焓比铋的硫化物的自由焓更负，如图2所示，Cu2S的直线方位在Bi2S3下方，因而硫化铋又能与铋液中的铜反响：图2  金属硫化物的自由焓图 生成的Cu2S不溶于铋液而上浮，呈固态浮渣产出。跟着反响的进行，铋液中Bi2S3的离解压逐步削减，而Cu2S的离解压逐步增大，最终到达平衡状况，即pS2（Bi2S3）＝pS2（Cu2S）。经过平衡状况下的热力学核算可求出铋液中残存的铜的最小浓度为：从上式可知，铋液中溶解的Bi2S3愈多，则铋液中残存铜的浓度愈低。 为了有用除铜，一般选用先熔析后加硫的联合法，因为考虑到铋液为Bi2S3饱满后才干有用除铜，并考虑到硫的烧损，所以加硫量操控在Cu∶S＝1∶1，即含1千克铜可加1千克硫。 现将熔析除铜与加硫除铜实践介绍如下： 熔析与加硫除铜的操作程序如图3所示。从图3可见，粗铋装锅熔化，升温至600℃，捞去熔化渣，渣重约为料重的5%～10%，捞渣后降温，为了加速降温速度，能够在中止升温的一起，向铋液参加上批产出的二次铜渣，既可使渣中铋熔入铋液，进步铋的收回率，又可下降铋液温度。当液温降至500℃时，捞第一次除铜浮渣，一般一次铜渣量为料重的2%～5%，捞完渣后，铋液已降温至450℃左右，为了加速降温，可向铋波鼓入冷空气，当液温下降至约350℃时，抓取第2次除铜浮渣，二次铜渣量应先依据铋液残铜量概算断定，不宜捞出过多，避免添加回来渣量。图4-6  除铜作业操作程序 加硫除铜的温度操控在280℃～330℃之间，边拌和边加硫。当运用拌和机时，则将粉缓慢地加到旋涡中心；当不运用拌和机时，则用特制的铁瓢将包成小包的粉压入铋液中，此刻之液温可操控在350℃以下。加完后5～10分钟中止拌和，在不升温的情况下捞去硫化锕浮渣，避免升温后渣中铜复溶到铋液中。 捞渣后铋液中残硫选用升温氧化的办法脱除：将铋液升温至650℃左右，鼓入压缩空气，使硫氧化呈SO2逸出蒸发，此刻，标志着除铜作业的完毕，进入氧化精粹工序。

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%。

钠硫蓄电池钠硫电池的优点：一个是比能量高。其理论比能量为760W•h/kg，实际已大于100W•h/kg，是铅酸电池的3～4倍；另一个是可大电流、高功率放电。其放电电流密度一般可达200～300mA/mm2,并瞬时间可放出其3倍的固有能量；再一个是充放电效率高。由于采用固体电解质，所以没有通常采用液体电解质二次电池的那种自放电及副反应，充放电电流效率几乎100％。钠硫电池缺点，主要其工作温度在300～350℃，所以，电池工作时需要一定的加热保温。而高温腐蚀严重，电池寿命较短。现在已有采用高性能的真空绝热保温技术，可有效地解决这一问题。也有性能稳定性及使用安全性不太理想等问题。在80～90年代，国外重点发展钠硫电池作为固定场合下（如电站储能）应用，并越来越显示其优越性。这方面日本企业进展最为显著。作为近期普遍看好的电动汽车蓄电池，已被美国先进电池联合体(USMABC)列为中期发展的电动汽车蓄电池，德国ABB公司生产的B240K型钠硫蓄电池，其质量为17.5kg，蓄电量19.2Kw•h；比能量达109W•h/kg，循环使用寿命1200次，装车试验时最好的一辆无故障地行驶了2300km。

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%。

树脂的连多硫酸盐和硫酸盐中毒，树脂的单质硫中毒实际上是前者的第二阶段，与前者比较，后者归于物理中毒，树脂吸附的连多硫酸盐或硫酸盐分解出单质硫阻塞树脂上的自在通道以及活性基团。使树脂中毒的单质硫可以用NaOH溶液有效地去除。溶液处理中毒树脂时，单质硫变成硫化物或多硫化物，而硫化物或多硫化物很容易用盐溶液除掉。用上述办法，树脂上的硫能彻底除掉。

硫糖铝作为一种药物，硫糖铝 价格 在广大消费者之间受到比较大的关注。一般在 市场 上比较稳定，在2元-7元不等。接下来简单介绍一下硫糖铝。硫糖铝本品为蔗糖硫酸酯的碱式铝盐。白色或类白色粉末；无臭，几乎无味；有引湿性。在水中、乙醇或氯仿中几乎不溶，在稀盐酸或稀硫酸中易溶，在稀硝酸中略溶。能与胃蛋白酶络合，抑制该酶分解蛋白质；并能与胃粘膜的蛋白质（主要为白蛋白及纤维蛋白）络合形成保护膜，覆盖溃疡面，阻止胃酸、胃蛋白酶和胆汁酸的渗透、侵蚀，从而利于粘膜再生和溃疡愈合。 适应症 常用于胃及十二指肠溃疡。注意事项：1.不良反应发生率约为4.7%，其中主要有便秘（2.2%）。个别病人可出现口干、恶心、胃痛等，可与适当抗胆碱药合用。 2.治疗收效后，应继续服药数月，以免复发。 3.不宜与多酶片合用，否则二者疗效均降低。此由于多酶片中含有胃蛋白酶、胰酶和淀粉酶，其药理作用正与本品相拮抗，所含消化酶特别是胃蛋白酶影响溃疡愈合。与西咪替丁合用时，可能使本品疗效降低。更多关于硫糖铝和硫糖铝 价格 的信息可以登陆上海 有色 网查询！

石硫合剂（Lime－Sulfur－Synthetic－Solution），缩写为LSSS，是运用廉价易得的石灰和合制而成，原是一种农药，无毒有利于环保。我国张箭、兰新哲等将石硫合剂用于提金，进行了系统的研讨与开发作业。石硫合剂的首要有效成分是多硫离子（Sx2－）和硫代硫酸盐离子（S2O32－），可以以为石硫合剂法浸金进程实质上是多硫化物与硫代硫酸盐两者的联合作用。在强碱性介质中，石硫合剂对一些含砷、锑、碳、铜、铅的硫化物难处理金矿能有较好的浸金作用。在经济性和对环境友好方面，石硫合剂法具有必定的优越性。 石硫合剂中含有S2O32－、SO32－、S2－等离子，在氧化剂存鄙人，它们与Au（I）均能构成安稳的合作物，其安稳性高于与Au（I）的合作物，并挨近与Au（I）的合作物，其次序为：配体Thio＜S2O32－＜SO32－＜S2－＜CNlgβ25.329.330.039.841.0 这就是石硫合剂可以浸金的首要依据。 制成的石硫合剂为橙红色液体，具有气味，是一种成分适当杂乱的溶液，除含有硫代硫酸盐离子、各种价态的多硫离子外，还含有单质硫等，它们之间会发作各种反响。其性质不安稳，空气中的氧可使其缓慢氧化，而空气中的二氧化碳也会将其分化；遇酸会分化分出元素硫并放出H2S和SO2，所以必须在碱性介质中运用。这些性质使其在制备、保存、运用等方面带来必定的杂乱性和困难。 兰新哲等进一步用、、和少数石灰为质料，开发与制备出改性石硫合剂（ML），其首要溶金成分是HS－、S2O32－和SO32－。并运用该系统对金山含砷的金精矿进行了浸金新工艺研讨，该金精矿含Au95.8g/t、Au2.15%，选用两段浸出、浸液用铜粉复原收回金的流程。通过小型条件实验和循环浸出扩展实验，取得了金浸出率达93%～95%，比强化化法的金浸出率高10%～15%的杰出作用。 鉴于石硫合剂法是一种相对较新的办法，该溶液系统成分杂乱，运用的添加剂品种及影响要素较多，操控条件较严，尚有待进一步改善，简化工艺和加强对不同类型金矿的适应性，以便于其在工业上运用。

(1)铝的影响。有时铝也是作为脱氧剂在炼钢时加入的。如果镀锌原板一定要使用镇静钢的话，必须使用含铝的镇静钢。但原板中含有约0.2％的铝的话，铝会在晶界聚集，降低了界面反应的活性。但铝也易在钢带表面富集，形成氧化物，降低钢板在锌液中的浸润性。因而，一般要求镀锌原板的含铝量控制在约0.02％。　　(2)锰的影响。锰有时作为性能强化元素加入钢中的。若原板中含有一定量的锰，且锌液中的铝含量在0.15％左右时，对铁铝化合物层的生长影响不大，但在锌液中的铝含量在0.20％左右时，随着锰含量的增加，铁铝化合物层的生成量则减少。一般将原板中的锰含量控制在0.25％～0.40％左右。 　　(3)铜的影响。原板中的铜能显着提高镀锌板的耐磨性能，所以生产特殊用途的耐腐蚀性镀锌板时，往往选择含铜量为0.2％～0.3％的原板。但含铜钢带在热轧时可能形成网裂缺陷，经酸洗后更加明显，在冷轧之后依然可见，在镀锌后则在板面形成和轧制方向一致的，类似厚板划伤状或条状结疤的条痕。因而镀锌板要求铜含量不高于0.15％。 　　(4)磷的影响。磷是钢中未脱尽的有害元素。磷对镀锌也有显着的不良影响，当含磷量在0．15％左右时，会使铁锌化合物层变厚，纯锌层变薄，甚至完全没有纯锌层，镀层出现无光泽的斑点，使镀层的粘附性能变坏。另外，含磷较高的钢带脆性很大，特别是厚0.23mm以下的极薄原板极易在生产线上运行时断带。因而，镀锌原板的磷含量越低越好，一般要求低于0.025％。 　　(5)硫的影响。硫也是钢中未脱尽的有害元素。硫对镀锌过程的影响不大，但硫严重影响钢带的力学性能。所以含硫量也是越低越好，一般要求小于0.03％。

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。