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%。

该标准适用于各种天然铋矿和钨、锡、铜、钼等共生矿经选矿富集的铋精矿或由含铋原料经化不富集的氯氧铋精矿，供提取金属铋、制造合金及铋化合物用。 一、技术要求 (一)铋精矿按化学成分分为八个品级，以干矿品位计算，应符合表1的规定。 表1 铋精矿质量标准品级Bi不小于，％杂质不大于，％AsSiO2WO3一级品600.5 1.0①23二级品501.033三级品401.043四级品351.543五级品301.553六级品252.083七级品203.094八级品15不限104注：1、供方应报出硫、铁分析数据，但不作为考核依据; 2、铋精矿中的银、铅、碲为有价元素，供方应报出分析数据。 ①氯氧铋中砷的含率。 (二)铋精矿粒度不大于5mm，氯氧铋和用化学方法得到的铋产物不得与自然铋精矿掺混; (三)精矿水分不得大于4%，氯氧铋精矿水分含率和粒度可由供需双方议定; (四)精矿中不得混入外来夹杂物。       二、包装：精矿需用双层新包装，内层为聚氯乙烯布，外层为麻布。袋口封严。

关于档次高、成分单一的铋矿，火法冶炼虽然还存在着SO2的污染问题，但现在仍是铋冶炼的首要办法。但对杂乱难选的低档次铋精矿、铋中矿，选用反射炉火法熔炼，不只收回率低，并且难以精粹产出优质精铋。20世纪60年代后期，我国开端致力于铋矿湿法冶金新工艺的研讨，用作浸出剂，在酸性氯盐系统中浸出铋矿，使矿藏中的铋以铋氯合作物的形状进入溶液，用铁粉置换产出海绵铋，经火法精粹出产精铋，并首先在云锡第三冶炼厂建成了湿法车间，处理锡铋混合精矿。 近年来，国内外的许多科研单位相继依据硫化铋矿的不同组成，环绕下降作业本钱，处理环境污染，的再生和溶液中有价金属浓度的富集问题，研讨了许多新的湿法冶金流程，浸出－铁粉置换法、浸出－隔阂电积法、浸出－水解沉铋法、选择性浸出法、亚硝酸法和中南大学的新氯化法。这些工艺流程大都巳进行丁扩展实验或半工业、工业实验。 一、浸出－铁粉置换法 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%），综合使用好，污染较小，为进步铋资源的综合使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 二、浸出－隔阂电积法 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：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。但因为溶液中铁离子浓度较高，电积进程在电场力的作用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。 三、浸出－水解沉铋法 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，生成氯氧铋白色沉积物，制取氯氧铋精矿。 为使水解彻底，溶液pH值一般操控在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、铋收回率低、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，铋收回率为60%～70%。 四、亚硝酸法 此法已在原苏联完成了半工业实验，用来处理哈萨克矿的难选含铋硫化矿精矿。根本原理是根据反响：此法耗费试剂品种多，除及氯化钠之外，需求、火油及过氧化氢等药剂。工艺流程见图2。技能经济指标（精矿耗费∕t）：HCl 185kg、NaCl 260kg、NaNO3 3kg火油3kg、H2O2 6kg。图2  亚硝酸法处理铋精矿准则工艺流程图 五、选择性浸出法 此法选用操控电位的办法，用选择性浸出硫化铋矿，一起抵抗杂质的浸出。较之前面的几种办法，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，进步了产品质量，渣的过滤、洗刷功能也得以改进。浸出进程根本反响为：选择性浸出，铋的选择性较高，但耗费量比较大，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3。图3  选择性浸出铋准则工艺流程图 六、新氯化－水解沉铋法 唐谟堂等在多年研讨的基础上提出了一种新的处理铋精矿的湿法冶金办法－新氯化水解沉铋法。在36～378K的温度下，选用两段循环浸出，大大进步了铋的浸出收回率。该流程的特点是选用了一种含有金属氯化物的酸性水溶液（A#CA），它兼有和氯化剂的长处，处理了浸出剂的再生和溶液中铁的循环堆集问题，并使溶液中的铋浓度大大进步，后续工序的出产能力相应得以扩展。准则工艺流程见图4。图4  新氯化水解法准则工艺流程图 因为是在高温下浸出，杂质如As和S的氧化浸出率较高，一起副反响将导致氧气的耗费量增大。

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

铋是一种“绿色”金属，在地壳中的丰度和银的恰当。首要铋矿藏有辉铋矿（Bi2S3）、铋华（Bi2O3）和泡铋矿（nBi2O3 mH2O）。金属铋－般作为钨、钼、铅、铜、锡冶炼进程中的副产品收回。据美国矿业局1991年的资料，1990年国外铋的探明储量为8. 95万t，其他铋资源11.4万t，算计20. 35万t，首要散布在我国、日本、秘鲁、澳大利亚、墨西哥、美国、加拿大等，在环太平洋沿岸地区构成一个非接连性的大圈。国外铋资源散布状况见表1。 表1  国外铋资源散布    万t我国铋资源丰富，储量总计50～60万t，占国际总储量的70%，会集散布在湖南、广东、江西、云南4省。湖南柿竹园有色金属矿铋的储量占全国总储量的74%，并且档次高、易挖掘，是我国最重要的铋质料基地。近年来，国内许多科研机构依据铋矿的不同组成，环绕下降出产本钱、处理环境污染、FeCl3再生和溶液中有价金属的富集问题，展开了很多作业，开发了多种湿法冶金工艺流程，首要有：1）FeCl3浸出－铁粉置换法，2）FeCl3浸出－隔阂电极法，3）FeCl3－水解沉铋法，4）挑选性浸出法，5）－亚硝酸浸出法，6）新氯化水解法，7）矿浆电解法等。这些工艺流程大都已进行扩展实验或半工业、工业实验，其间矿浆电解法已用于工业出产。 一、国外铋矿的湿法冶金技能及工艺参数 国外用湿法技能处理铋矿石收回金属铋始见于1958年。Fester，等选用10%的HNO3从含铋钨精矿中浸出金属铋，浸出温度为80℃；选用10%H2SO4＋NaNO3和H2SO4＋KClO3作浸出剂，在较低的温度下浸出铋，也得到了较为满足的成果。表2是国外处理低档次铋矿的工艺参数。 表2  国外铋矿湿法处理技能及工艺参数二、国内湿法冶金技能及存在的问题 （一）FeCl3浸出－铁粉置换法 该办法可分为、浸出，铁粉置换，海绵铋熔炼3个首要进程，工艺流程见图1。图1  FeCl3浸出－铁粉置换法收回金属铋的工艺流程 1、＋浸出。用与的混合液浸出硫化铋矿，矿石中的Bi2S3为FeCl3所溶解生成可溶性三氯化铋：一起，矿石中搀杂的少数天然铋也被溶解：矿石中的氧化铋则为所溶解：浸出剂中参加有助于避免BiCl3水解为不溶 性的BiOCl堆积。 2、铁粉置换。矿石中的铋经浸出后都转入到溶液中，加铁粉可置换出海绵铋：3、海绵铋的精粹。置换出的海绵铋需加热熔化铸成铋锭，但直接熔化会发作严峻的氧化反响，因而工业上是在熔融的（熔点318.4℃，密度2.13g／cm3）中进行熔化，这样既可避免铋的氧化，并且熔融的液铋（熔点271 0C，同温液体密度为10.064g∕cm3）也易于集合，一起铋的氧化物及其间某些杂质也能被NaOH吸收。基层集合的液铋经流铸构成必定巨细的铋锭，其间仍含有一些杂质，归于粗铋，须进一步精粹。 此法工艺比较老练，铋的浸出率高（94%～94.5%），环境污染小。其缺陷是材料耗费高，每 吨海绵铋耗费1.5～1.8t，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，浸出液中离子浓度较高，溶液粘度较大，渣的过滤和洗刷较为困难。 （二）FeCl3浸出－隔阂电极法 用隔阂电极法替代铁粉置换法，恰当操控电位，铋在阴极被复原：铁在阳极发作氧化：该办法的关键是电极电位的操控和溶液透过隔阂的速度操控。在阴极区，溶液中的首要阳离子是Bi3＋、Fe2＋和H＋，在阳极区，溶液中的首要阳离子是Bi3＋、Fe3＋和H＋。为使阳极区的三价铁离子不致在阴极放电而下降电流效率，选用恰当的隔阂材料把阴、阳南北极分隔，阴极区液面高于阳极区液面。操控电解液的浸透速度，使与二价铁的氧化速度恰当。 与浸出－铁粉置换法比较，此流程较短，但因为溶液中铁离子浓度高，电堆积进程中三价铁不可避免地透过隔阂在阴极复原，因而电流效率低（42%～50%），二价铁的电氧化率也不高。 （三）FeCl3－水解沉铋法 使用氯化铋易水解的特性，在弱酸性溶液中水解氯化铋，使生成氯氧化铋，制取氯氧铋精矿。 为使水解彻底，溶液pH值一般操控在1～2之间。溶液需稀释数倍，形成水和试剂耗量大、铋收回率低、废水排放量大。柿竹园选厂曾选用此法出产氯氧铋精矿，每吨精矿耗费工业800kg，铋的收回率仅为60%。 （四）挑选性浸出法 操控溶液电位，用挑选性浸出硫化铋矿，一起按捺杂质的浸出：此法消除了很多铁离子在流程中的循环和堆集问题，提高了产品质量，渣的过滤、洗刷功能也得以改进，铋的浸出率较高，但的耗费量大，部分单质硫会进一步氧化为硫酸根，的污染和腐蚀较为严峻，设备原料和密封要求较高。与浸出法比较没有显着的优越性。 （五）－亚硝酸浸出法 该法已进行半工业实验，处理的是难选含铋辉铋矿。根本化学反响为：该法耗费试剂品种多且量大，除和氯化钠外，还需硝酸纳、火油和等。 （六）氯化－水解法 中南大学多年来的研讨成果表明，选用高浓度氯离子溶液，在90～105℃下，二段循环浸出 硫化铋矿，铋浸出率超越94%，工艺流程如图2所示。氯化－水解法浸出硫化铋矿，处理了很多铁在溶液中的循环和浸出剂的氧化再生问题，并且浸出液中有价金属的浓度比较高。但浸出时所需温度较高，元素硫的氧化严峻，杂质元素如As的浸出率也较高，因而氧化剂的耗费量大，一起还存在设备腐蚀、废液排放量大等问题。图2  氯化－水解法提取金属铋的工艺流程 （七）矿浆电解法 矿浆电解法是北京矿冶研讨总院历经20余年的研讨成果，是一种新的湿法冶金工艺。在一个设备中一起完结铋矿石的氧化浸出和铋的电积复原，将传统的浸出、固液别离、溶液净化、电积等进程有机地结合起来，改变了铋矿浸出时耗氧，而电积时阳极氧化空耗能量的不合理状况，简化了湿法冶金流程，金属收回率较高，能耗下降，有利于保护环境。 矿浆电解法处理铋精矿是在中等温度（50～60℃）下和酸性氯盐体系中进行。浆化后的铋精矿参加到矿浆电解槽的阳极区直接电解，铋精矿在被氧化浸出的一起，金属铋在阴极被复原分出，完成了金属铋的一步提取。阳极区发作的铋精矿的浸出反响为：阴极区发作金属离子的复原反响：工艺流程如图3所示。图3  矿浆电解法处理铋精矿工艺流程 矿浆电解法不只保留了传统湿法冶金工艺的长处，并且还具有以下特色： 1、一步产出金属，元素硫、砷、铁及脉石矿藏进入浸出渣，进程简略，溶液中离子浓度低，浸出渣易于过滤和洗刷。 2、在常压和接近于常温下操作，设备可选用廉价的玻璃钢、聚等抗氧化腐蚀的材料。 3、矿粒－电解液－阳极－空气泡体系有十分强的去极化才能，电解时所需槽电压很低，因为充分使用了阴阳极的复原氧化性，电能耗费小。 4、试剂耗费少，整个进程根本上无试剂耗费。 5、作业方法灵敏，既适合于大规模接连作业， 完成机械化和自动化出产，也能以小规模和间歇式出产，乃至可在矿山进行“坑口冶炼”。 6、归纳收回作用好。除用于处理铋精矿外，还特别适合于处理低档次杂乱难选的铜、铅、锌、铋、银混合硫化矿。 三、结束语 虽然金属铋浸出工艺研讨比较深化和完善，但不论是惯例拌和浸出法仍是矿浆电解法，都需求较高温度或电能，出资大、本钱高，且易污染环境。现在，在常温下从低档次铋矿中浸出金属铋的研讨仍是一片空白，首要原因是铋矿档次低，组成杂乱，条件难于挑选。 别的，湿法冶金进程中发生很多废渣和废水，危害性极大，需归纳治理，因而，在往后的研讨中，要不断开发高效、无污染、低本钱、低能耗、归纳使用程度高的新工艺流程。

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。

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。