关于含锡1.5%左右的粗铋，可选用碱性精粹出产锡酸钠。粗铋熔化后，首要氧化脱砷，脱砷后粗铋降温至420℃左右，参加NaOH，待NaOH熔化后，拌和中缓慢参加NaNO3，待碱渣变干后捞出，再加NaOH与NaNO3，重复数次，待铋样表面呈现叶状斑纹为结尾。固体碱与参加量为：Sn∶NaOH∶NaNO3＝1∶3∶0.5。 出产锡酸钠的粗铋及渣料成分列于下表。 表  粗铋及碱性锡渣的成分（%）一、工艺流程 如图1所示。用锡渣出产锡酸钠，包含浸出、净化、浓缩结晶，枯燥等工序。图1  出产锡酸钠工艺流程图 二、首要技能条件 （一）水淬。水淬的意图是别离碱液中的铋珠，并使碱渣细碎。在90℃拌和浸出水淬渣，直至溶液清亮。加热水淬可带走一半的砷，但也形成部分锡的丢失；也可选用常温水淬。结尾控制在水淬滤液密度1.35～1.4克／厘米3之间。 （二）浸出。浸出的意图是使锡酸钠溶于水溶液中以利于净化。浸出液固比（3～4）∶1；浸出时刻4～6小时，因为锡酸钠在水中的溶解度随温度上升而下降，而锑酸钠在水中的溶解度随温度上升而增高，所以宜选用常温浸出，浸出率可在85%～90%之间。 （三）净化。浸出液含Sn40～50克／升，Pb1～1.5克／升，Sb0.1克／升左右，应除掉其间的铅与锑： 除铅：加Na2S除铅，温度90～95℃，配成10%的Na2S溶液，拌和中参加，至无黑色沉积发生即结尾，Na2S参加需过量。 除锑：在浓缩蒸煮进程进行加Na2S除锑，可除掉溶液中大部分锑，再挂锡片置换除锑，在除铅一起进行，在欢腾时参加精锡片进行置换反响，结尾时溶液黄色消失，清亮通明。 （四）结晶过滤。使溶液中锡酸钠结晶分出的办法有二：一是浓缩结晶分出；一是使用锡酸钠在碱性水溶液中溶解度随NaOH浓度的升高而下降，通过往溶液中参加NaOH而使锡酸钠分出，前一办法节省NaOH，母液体积小，但耗费时刻和蒸汽；后一办法节省时刻和蒸汽，但耗费了NaOH，母液体积大，常将两种办法结合进行。先加热浓缩，到达饱满浓度后锡酸钠逐步分出，经离心过滤后枯燥，即为产品锡酸钠。 三、首要设备 碱性精粹选用5吨铸钢锅一口；离心过滤机选用φ600×350毫米，过滤面积F＝0.66米2；浓缩罐二台，选用1500升夹套珐琅反响釜，枯燥箱一台。 四、产品用处 锡酸钠在电镀工业中用于碱性镀锡和镀铜锡合金；纺织工业用作防火剂，增重剂；染料工业用作媒染剂，还用于珐琅工业和玻璃工业。 五、产品质量 锡酸钠成分为（%）Sn37～42，游离碱（NaOH）3～5，Pb＜0.001，As＜0.01，Sb＜0.005，Cu＜0.03，Fe＜0.02，水不溶物低于0.2，硝酸根低于0.2，至锡（Sn2＋）契合实验。

表1列举几种不同成分的粗铋。 表1  粗铋成分（%）分析表1列举的几种粗铋，可以发现存在如下规律： 火法生产的粗铋中，砷与锑含量均较高。因为在用碳还原铋的过程中，部分砷、锑也还原进入粗铋，精炼中必须将其分离除去； 火法生产的粗铋中银含量较高，所以在精炼过程中，必须优先回收银，以防银的分散与损失； 火法生产的粗铋中铅含量较高，铅是粗铋中的主要杂质，必须采取有效措施分离铅、铋，并应考虑回收大量铅渣； 湿法生产的粗铋中杂质含量较少，这是因为在湿法处理过程中已分离出铅、银、铜、砷等杂质，为精炼创造了有利条件； Pb－Bi合金中铋含量太低，在火法精炼前必须经过预处理富集铋。 铋的火法精炼在精炼锅内进行。火法精炼一般包括以下工序：熔析及加硫除铜；氧化精炼除砷、锑；碱性精炼除锡、碲；加锌除银；氯化精炼除铅、锌；最终精炼。 各工序的确定以及工序次序的安排，因各厂粗铋原料成分的不同和操作习惯的不同而有差异，但一般有如下规律： 当粗铋含碲高时，为了回收碲，常将除碲工序安排在除砷、锑工序之后，使碲富集存碲渣中以利于回收；当粗铋含碲低时，常省略除碲工序，粗铋中微量的碲经最终碱性精炼除去，此时最终精炼时间将较常规延长2小时左右。 当粗铋含砷、锑低时，常省去除砷、锑工序，粗铋中微量的砷、锑，将在最终碱性精炼中除去；当砷、锑含量高时，必须首先氧化挥发除砷、锑。 当粗铋含银高时，为了回收贵金属银，应将除银工序安排在除铅工序之前，以免银分散入氯化铅渣中；当粗铋含银低含铅高时，也可考虑将除银工序安排在除铅工序之后。有些工厂由于操作上的习惯，或因产出的氯化铅渣可返回铅系统处理，贵金属银仍可回收等原因，而将除铅工序安排在除银工序之前。但从有利于回收富集银着想，为了防止银的分散，先除银是合理的。 当处理铅高铋低的Pb－Bi合金时，常将氯化除铅分两次进行：一次氯化除铅是为了提高铋的含量；二次氯化才是为了除去剩余的杂质铅与锌。 下面介绍几个火法精炼工艺流程实例： 流程一，如图1，这种流程的特点是由于粗铋含铅高（Pb 20～25%），并且由于产出的氯化铅渣返回铅系统回收铅、银，而将除铅工序放在除银工序之前。从回收银的角度考虑，这种安排是不合理的。图1  铋火法精炼工艺流程图（一） 流程二，如图2。此流程的特点是将除银工序放在前面，以利于回收银；并且粗铋含砷、锑，碲低，因而省略了除砷、除锑、除碲工序。图2  铋火法精炼工艺流程图（二） 流程三，如图3，为直接火法精炼处理Pb－Bi合金，这个流程有三十特点：一是由于合金含砷低，含锑高，所以采用碱性除砷与氧化挥锑，锑以Sb2O3烟尘状态回收；二是氯化除铅产出的大量氯化铅渣，用湿法制取黄丹；二是精铋在铸型前加入NH4Cl作表面，使铋锭呈银白色。图3  Pb－Bi合金火法精炼工艺流程 流程四，图4介绍了国外一些厂炼铋的工艺流程，如日本住友金属矿山公司国富冶炼厂铋火法精炼工艺流程，秘鲁中部矿业公司奥罗亚冶炼厂铋火法精炼工艺流程。这种流程的安排是比较合理的。目前国内一些厂也在改革流程，以利于综合回收。图4  国外铋火法精炼工艺流程图

粗铋碱性精粹产出的碱性碲渣，其成分已列于下表，其间含Te6～30%，是收回碲质料。 一、工艺流程 出产碲的流程如图1。图1  碲出产工艺流程图 二、首要技能条件 （一）球磨与浸出。碲渣装入湿式球磨机磨至100～120目，液固比为1∶1，每批球磨4小时，然后将球磨液泵至浸出罐，用水稀释至原体积的三倍，加温至80～95℃，拌和6小时后弄清。上清液成分为（克／升）：Te30～32，Se2～3，Bi＜0.1，Pb0.01～0.03，Fe＜0.1，As0.1～0.3，Sb0.1～0.2，Ca＜0.1，Zn＜0.1，游离NaOH30～32。 （二）净化。净化的意图是除掉重金属杂质和SiO2。加Na2S使重金属杂质变成硫化物沉积，每升溶液参加Na2S量一般为1.5～2.5克，反应为： Na2PbO2＋Na2S＋2H2O＝PbS↓＋4NaOH 参加适量CnCl2，使SiO2生成硅酸钙沉积，其反应为： Na2SiO8＋CaCl2＝CaSiO8↓＋2NaCl 操控溶液含NaOH量为25～35克／升，液温85℃以上，当滤纸呈棕灰色即为结尾。 （三）中和。中和的意图是使转化为TeO2，一起为了脱硒，加温至60～80℃，用稀硫酸（酸∶水＝1∶4）中和至pH4.5～6，生成TeO2沉积，反应为： Na2TeO3＋H2SO4＝TeO2＋Na2SO4＋H2O 鼓风拌和、过滤、TeO2沉积用沸水洗刷后，其化学成分为（%）：Te70～75，Se＜0.1，Cu＜0.1，Pb0.5～1.5，SiO24～5，Bi0.2～0.4，Sb0.2～0.3。 （四）煅烧。煅烧的意图是为了进一步脱硒。煅烧温度300～450℃，恒温1～3小时，当TeO2呈黄白色即为合格品。 （五）造液。TeO2能溶于NaOH溶液，反应为： TeO2＋2NaOH＝Na2TeO3＋H2O 每千克TeO2参加0.55～0.65千克NaOH，液固比为5∶1，液温90℃，溶液密度大于1.36克／厘米3，静置两天后运用。 （六）电积。电解液为净化后的溶液。其化学成分为（克／升）：Te180～220，NaOH80～100，Se＜0.3，Pb＜0.003，Cu＜0.003。室温下电积，电流密度40～60安／米2；同极距为50～110毫米；槽电压1.5～2.8伏；电解液循环补加新液，使溶液含碲大于100克／升；阳极选用铁板，阴极选用不锈钢板；电解周期5～12天。 通直流电后，碲在不锈钢阴极板上分出，阳极开释氧气。 （七）铸型。出槽后，用木锤轻敲阴极，将分出碲敲碎落入不锈钢桶内煮洗，可先加少数草酸，煮洗36小时后，再用蒸馏水煮洗48小时。将洗净的分出碲烘干，坩埚熔铸，铸型温度为480～600℃可加少数硼砂扒渣，铸锭表面吹风冷却。 三、首要设备 （一）球磨机。φ600×1000毫米，转速45转／分。 （二）浸出罐，中和罐，净化罐。各一个，选用夹套式珐琅反应釜（φ1000×1500毫米），机械拌和。 （三）真空泵。SZ－2二台。 （四）电解槽。六个，钢板衬胶，790×600×640毫米。 （五）硅整流器。GZH3－40型一台，100安，50伏。 四、产品用处 碲用于半导体工业温差发电与温差致冷；作冶金添加剂，改进钢铁和铜，铅及其合金的功能；还用于有机化工组成作催化剂，用于玻璃、陶瓷工业作染色剂。 五、产品质量 一号精碲的化学成分（%）：Te≥99.99，Cu≤0.001，Pb≤0.002，Al≤0.001，Bi≤0.001，As≤0.0005，Fe≤0.001，Na≤0.003，Si≤0.001，S≤0.001，Se≤0.002，Mg≤0.001。 六、其它办法收回碲 （一）还原法。还原法是将TeO2粉末配入面粉作还原剂，在坩埚内还原熔炼，待白色蒸气挥发完后，加硼砂扒渣。所产出之碲锭含碲99%，可用作冶金添加剂和玻陶染色剂。 （二）可溶阳极电解。阳极板由含碲99%的粗碲铸成，阴极选用不锈钢板，选用电解液，含NaOH 80～100克／升，Te 90～100克／升，室温，电流密度50～100安／米2，槽电压1.5～2伏。可产出1号精碲。

粗炼直收率：为产出粗铋中含铋金属量与投入炉料中含铋金属量之比的百分率：   粗炼回收率：为产出粗铋中含铋金属量与投入炉料除去返回料中含铋金属量之比的百分率：   冰铜含铋：为产出冰铜含铋量与冰铜量之比的百分率：    渣含铋：为产出渣中含铋量与渣量之比的百分率：纯碱耗量：为生产一吨粗铋所消耗的纯碱千克量：铁屑耗量：为生产一吨粗铋所消耗的铁屑千克量：黄铁矿消耗：为生产一吨粗铋所消耗的黄铁矿的千克量：反射炉煤耗：为生产一吨粗铋所消耗的块烟煤千克量：转炉重油耗：为生产一吨粗铋所消耗的重油的千克量：单位生产率：为反射炉一昼夜内每平方米炉床面积上所熔炼的炉料吨数：

铋的反射炉和转炉的火法粗炼的主要指标包括：粗炼直收率、粗炼回收率、冰铜含铋、渣含铋、纯碱耗量。铁屑耗量、黄铁矿耗量、反射炉煤耗、转炉重油耗等。 一、技术经济指标的计算方法 粗炼直收率：为产出粗铋中含铋金属量与投入炉料中含铋金属量之比的百分率：粗炼回收率：为产出粗铋中含铋金属量与投入炉料除去返回料中含铋金属量之比的百分率：   冰铜含铋：为产出冰铜含铋量与冰铜量之比的百分率：    渣含铋：为产出渣中含铋量与渣量之比的百分率：纯碱耗量：为生产一吨粗铋所消耗的纯碱千克量：铁屑耗量：为生产一吨粗铋所消耗的铁屑千克量：黄铁矿消耗：为生产一吨粗铋所消耗的黄铁矿的千克量：反射炉煤耗：为生产一吨粗铋所消耗的块烟煤千克量：转炉重油耗：为生产一吨粗铋所消耗的重油的千克量：单位生产率：为反射炉一昼夜内每平方米炉床面积上所熔炼的炉料吨数：二、粗炼的技术经济指标实例 下表介绍了几个厂炉子主要尺寸与指标。 表  铋熔炼炉主要尺寸及指标三、指标分析 （一）粗炼直收率与回收率以及冰铜含铋与渣含铋。直收率和回收率，是衡量工厂技术水平和经济效果的重要指标，主要决定于冰铜与渣的产量和冰铜含铋与渣含铋。烟尘由于返炉重炼，所以对直收率和回收率影响不大。在铋的火法粗炼中冰铜产出量大，约为渣量的一倍，而且冰铜含铋，约为渣含铋的一倍，故冰铜所带走的铋约为渣带走的铋的四倍。所以，提高直收率与回收率的重要途径，是控制冰铜产出量与降低冰铜含铋量。但是冰铜产出量常由炉料含硫量及加入铁屑量所决定，难以减少。所以，采取有效措施，降低冰铜含铋，是提高粗炼直收率与回收率的关键。当冰铜含铋过高时，常常不得不返炉重炼。 影响冰铜含铋与渣含铋因素很多，主要决定于配料比、熔炼温度、沉淀时间、操作制度等方面。 （二）燃料消耗。包括反射炉煤耗与转炉油耗。熔炼每吨粗铋所消耗的燃料，与炉子处理量、炉料含铋品位、炉料熔化温度、炉型及炉膛抽力，热利用率及余热利用等因素有关。当炉况正常时，主要影响因素是处理量与炉料品位。加大炉子处理量，提高炉料品位，对降低燃料消耗有利。 （三）单位生产率。是衡量炉子生产强度的指标。与炉料性质、配料比、炉温、炉况、操作质量等因素有关。为了提高炉子单位生产率，宜选用含铋高、含难熔组分低的原料，掌握最佳配料比，适当选择添加剂，保持高而稳定的炉温，避免生成炉结，要及时处理炉结，要求操作工严守操作规程。

炼铋冶金炉的炉料包含铋精矿、氧化铋渣、煤粉、铁屑、纯碱、萤石、黄铁矿、返渣等，依据配料比的要求投入炉内。它们的效果和它们在炉内参加之反响分述如下： 一、铋精矿 铋精矿包含硫化铋精矿与氧化铋精矿，是提铋的首要原料，在冶金炉熔炼中，铋精矿参加的反响是杂乱的。在此，咱们仅研讨氧化铋与硫化铋参加的下述反响：（5）式为熔剂脱硫反响。（6）式为氧化铋被已复原的杂质金属如铅所复原的反响。在以上七个反响式中，在冶金炉熔炼条件下（2）与（3）式的反响是首要的。 二、氧化铋渣 一般指铅阳极泥氧化除铋产出的渣料。依据收回金银的传统流程，铅阳极泥经复原熔炼产出贵铅，贵铅在分银炉氧化吹炼中，脱除砷、锑后持续吹风氧化，则铋与铅皆氧化入渣。氧化渣分为前期渣，中期渣、后期渣，前期渣含铅高，含铋低，后期渣含铋高，含铅低。三者合称氧化铋渣，一般含铋在35%～55%之间。氧化铋渣是归纳收回铋的首要原料之一。其参加的反响包含上述七个反响中的（1）、（2）、（4）、（6）式反响，其间以（2）式为主。 三、煤粉 煤粉用作复原剂。参加煤粉效果如下： （1）使氧化铋复原。 （2）起部分脱硫效果：以上两式阐明，当不加煤粉时，钮以Bi2O3状况入渣，当参加煤粉时，铋呈金属铋状况堆积入粗铋。 （3）坚持炉内复原性气氛，避免铋液氧化，避免炉膛内特别是炉顶耐火材料氧化腐蚀。 （4）避免碲氧化入渣，而使碲富集于粗铋之中。 煤粉参加量有必要恰当，过多过少都会带来不良的结果。当加煤粉过量时，使其它对氧的亲和力较铋为大的杂质金属也被复原进入粗铋，下降粗铋的档次。一起，由于碳的熔点高（3700℃），碳参加过量，会进步炉料的熔点和粘度，使炉料难熔化。当煤粉缺乏时，氧化铋复原不充分，构成部分氧化铋入渣，进步了渣含铋，增大铋的丢失，而且，无法保持炉内安稳的复原性气氛。 四、铁屑 铁屑用作置换剂。一般要求运用铸铁屑。参加铁屑的效果如下： （1）用铁置换硫化铋中的铋。 （2）单个情况下，铁屑可作复原剂：铁屑参加量有必要恰当，过多过少皆晦气。当参加铁屑过量时：会使其它对硫亲和力较铋大的杂质置换出来进入粗铋，然后下降粗铋档次；冰铜中硫化亚铁添加，增大冰铜比重，影响与粗铋别离，而下降铋的收回率；过量铁与砷、锑等杂质生成黄渣，如As2Fe3、Sb2Fe3等，密度约为7克／厘米3，介于冰铜与粗铋之间，熔点较高，构成隔阂，使操作困难，炉况不正常，下降铋的直收率；铁不溶于铋，且熔点高达1535℃，在冶金炉熔炼温度下不易熔化，过剩铁以单体铁夹藏部分铋在熔池边际及底部堆积，构成炉结，构成铋的丢失，添加操作困难。当铁屑参加量缺乏时，硫化铋置换不彻底，部分硫化铋进入冰铜，构成铋的丢失；由于铁屑参加缺乏，冰铜与粗铋中搀杂有未被置换的单体硫存在，放出时，易腐蚀铜制东西及设备。 五、纯碱 纯碱又叫碳酸钠、苏打、曹达，用作熔剂。参加纯碱的效果如下： （一）造渣：纯碱能与精矿中的脉石成分SiO2、Al2O3等酸性氧化物构成熔点较低，流动性好的硅酸盐，铝酸盐等稀渣：（二）下降炉渣密度和熔点。 （三）使硫化亚铁氧化成氧化亚铁人渣，而进入冰铜，下降冰铜的熔点和比重：（四）与煤粉起部分脱硫效果。 （五）纯碱能使砷、锑氧化蒸发或入渣：纯碱也可将As2O3进一步氧化：相同，炉猜中的锑与纯碱也有相似反响：纯碱参加量有必要恰当，过多过少皆晦气。当参加纯碱过量时，使硫化铋氧化入渣：并使复原的金属铋从头氧化入渣：一起下降炉料熔点，使炉内熔体难以过热，炉温低，不能确保反响进行需求的温度，致使反响进行缓慢且不彻底，炉渣、冰铜、粗铋三者别离欠好，因此下降铋的收回率；由于炉渣内含有较多的游离，具有很大的腐蚀性，损坏炉衬。相反的，当纯碱参加缺乏时，渣熔点升高，密度与精度增大，渣与冰铜别离困难，渣中夹藏铋量增高；而且使一些对氧亲和力较铋大的杂质未被氧化即进入粗铋，下降粗铋的档次。 六、萤石 萤石又称氟化钙、氟石，用作熔剂。参加萤石的效果是下降炉渣的熔点和粘度，关于含二氧化硅较高的精矿，配猜中参加2%～5%的萤石，可大大下降硅酸盐渣的粘度，改进其流动性。当萤石参加过量时，因其对砖缝有很大的浸蚀性会腐蚀炉衬；一起渣流动性变好，简单跑炉；渣熔点太低，使炉内保持不了反响需求的温度。 现在，萤石参加冶金炉内与炉料之间的物理化学效果，还研讨得很少，对萤石下降炉渣粘度的原因，也还没有公认的非常恰当的解说。有关材料以为：萤石参加CaO－Al2O3－SiO2渣系时，它和CaO相同也能损坏硅酸盐的Si－O键，而且使硅酸盐晶格单元变小，粘度下降。不过CaF2的效果比CaO大（对粘度下降的效果，一摩尔的CaF2相当于2摩尔的CaO）。往渣中参加CaF2后，电离成CaF＋而置代品质巾的氧离子（O2－），即可以把不安稳的CaF＋离子对作为一种“溶剂”，它可“溶解”较大的硅酸盐阴离子（如SiO44－，此类阴离子是靠静电力结合的，由于CaF＋“溶解”了它，故消除了此种静电力），所以下降了渣的粘度。 七、黄铁矿（FeS2） 黄铁矿用作硫化剂。由于黄铁矿遇热分化：在独自处理氧化铋渣时，为了使渣中的铜与铋别离，参加黄铁矿使渣中Cu2O硫化后生成Cu2S，与FeS一道组成冰铜。 纯FeS2含硫53.3%，冶金运用之黄铁矿要求含硫高于42%。 八、返渣 在冶金炉熔炼中处理之返渣包含： （一）精粹渣：粗铋火法精粹产出之熔化渣、氧化渣、除氯渣、制品渣等，含铋30%左右。 （二）浸出渣：粗铋火法精粹产出之氯化渣、碲渣，经湿法浸出后的残渣，含铋3%～10%。 （三）炉底灰：修炉时打出之废料，含铋5%～10%。 （四）烟道结及烟道尘：含铋5%～10%。 处理返渣的意图是为了收回铋。

转炉熔炼包括备料、熔炼、出炉等步骤。 一、备料。 处理氧化铋渣时，其配料比控制在：氧化铋渣100%，纯碱3%～4%，煤粉3%，黄铁矿20%～30%，萤石粉3%～4%。处理返炉冰铜时，其配料比为：返炉冰钢100%，煤粉3%。纯碱3%～4%，黄铁矿15%，萤石粉酌情加入。处理铋精矿及混合料时，其配料比可参考反射炉配料比。 各工序操作时间与温度的控制如表1。 表1  转炉各工序操作时间与温度二、熔化。 采用低压喷嘴燃烧重油。由于是周期性作业，每炉升温前要点火。点火可用木柴或煤气点火，点火时操作人员应站在油嘴两侧，先开风后开油，点火后遂渐加大风量与油量，使炉温逐渐上升。风油比控制为每千克重油耗10米3风量，油压应大于0.39×106帕，当用压缩空气雾化时，风压应大子0.39×106帕，当用蒸汽雾化时，蒸汽压力应大干0.59×106帕。 在熔化过程中必须经常观察炉料熔化情况，根据具体情况翻动炉料或转动液面。炉料完全熔化后，为了使还原反应完全，可加入煤粉后翻动炉料，再封好炉口继续熔化。 三、出炉。 出炉包括放渣、放冰铜，放铋合金（粗铋），放渣时不许停风停油，保持高温放稀渣，溜口要清理得又宽又平，缓慢转动炉体，使渣流出时薄而慢，经常取样观察，炉内粘渣、浮砖要及时抓出，不让在炉内形成炉结。放渣后要清理干净炉口，将炉口转至水平位置。为了降低冰铜含铋，可加入部分铁屑，用铁扒搅匀后升温。放冰铜时速度应稍快，但要防止粗铋流出，要经常采样观察。放完冰铜后降温，直至炉内残存之冰铜冷凝成固体后，再放粗铋，放到斗内的粗铋上的浮渣，要及时捞干净。

火法粗炼的产出物，包含粗铋、冰铜、炉渣、烟尘与烟气。 一、粗铋 粗铋是火法粗炼的首要产品，除含生成分金属铋外，还含有一些杂质，如铅、铜、银、砷、锑、碲、铁等，这些杂质的含量，随炼铋炉料的不同而动摇很大。表1列出了粗铋的化学成分。 表1  粗铋的化学成分（%）从表1可见，铅是粗铋中的首要杂质金属，这是因为提铋原猜中含铅高，在粗炼进程中又没有除铅工序所造成的。有的工厂为了除铅，在炉猜中配入1%～2%的食盐，但脱铅效果并不显着，而且使部分铋氯化蒸发，然后影响铋的熔炼直收率。而且，铅复原入粗铋虽下降了粗铋的档次，却有利于在精粹阶段收回铅。 粗铋档次的凹凸，首要决定于炉料含铅量，炉料含铅高则粗铋主成分低，炉料含铅低则粗铋主成分高。一般从有利于铋的精粹操作，又有利于铅的收回考虑，要求粗铋档次操控含铋80%左右，粗铋中铋与铅高于95%。 二、冰铜 火法粗炼产出的铋冰铜，由金属硫化物组成，其间也溶解了少数金属铅与银。首要的金属硫化物为硫化亚铁，、硫化亚铜、硫化铅等。 造冰铜的意图有二：一是使铋精矿中的硫与铁屑反响生成FeS进入冰铜，而使铋复原为金属进入粗铋，然后到达硫与铋别离的意图；二是使氧化铋渣中的铜与参加之黄铁矿反响，生成Cu2S进入冰铜，而使Bi2O3复原为金属进入粗铋，到达铜与铋别离的意图。 铋冰铜的化学成分列于表2。 表2  铋冰铜的化学成分（%）表2中，铋冰铜中含硫15%～30%，铁15%～35%，铜5%～30%，三者是构成冰铜的首要成分，所以研讨铋冰铜的性质，可参阅Cu－Fe－S三元系状况图（图1）。图1  Cu－Fe－S三元系状况图 从图1可见，在图右侧的冰铜熔体存在区域较狭隘，在Cu2S一端为富冰铜区，在FeS一端为贫冰铜区。因为铋冰铜含铜动摇在5%～15%左右，最高含铜不超越35%，所以属贫冰铜区。在熔炼温度下，若冰铜含硫量下降，则贫冰铜将进入固－液两相平衡区，分出金属铁的固熔体堆积于炉底，构成炉底结，会使炉况恶化。跟着温度升高，冰铜熔体区将由狭变宽，而金属熔体与冰铜熔体共存液相分层区将变窄，也就是说，冰铜对铁的溶解度变大，不易分出金属铁的固熔体。所以，升高炉温可防止积铁发作。 依据Cu－Fe－S三元状况图，可开端挑选冰铜的熔点与成分。 铋冰铜的熔点挑选在850～1050℃之间较好。PbS和Na2S会使冰铜熔点下降，而Fe3O4和ZnS会使冰铜熔点升高。 冰铜的密度取决于其间各种金属硫化物的含量，可运用加和法近似核算。 表3列举了冰铜中有关的金属硫化物的密度。 表3  金属硫化物的密度（克／厘米3）以表3所列冰铜成分为例，取Cu 10%、Fe 30%、S 33%、Pb 5%核算铋冰铜的密度，先换算成金属硫化物并使其总和为100%，则得Cu2S 32.2%、FeS 60.4%、PbS 7.4%，核算冰铜的密度ρM：铋冰钢的密度，一般挑选在4.5～6之间，Na2S量添加时，铋冰铜的密度下降，PbS量添加时，铋冰铜的密度升高。 混合熔炼中铋冰铜产出量多，一般为投入炉料总量的一半。这是因为铋精矿中首要为硫化矿，并存在单体硫。因为含硫高，置换硫所用的铁屑耗量大，生成的硫化亚铁多，故冰铜量大。所以，下降冰铜含铋，削减从冰铜中带走的铋量，是进步铋的火法粗炼直收率的首要途径。 因为FeS和Cu2S都是贵金属的杰出捕集剂，所以铋冰钢中溶解了必定数量的银，炉猜中的银约有25%乃至50%进入冰铜，所以，冰铜的再处理以收回银十分重要。有条件的工厂，常将铋冰铜返铜体系或铅体系处理；有的工厂当产出的冰铜含银与铋高时，则进行二次熔炼，以收回其间锻和铋；而有的工厂为了收回银，则变革工艺流程，法粗炼为湿法处理，以便在粗炼阶段进行归纳收回。 三、炉渣 火法粗炼产出的炉渣，为各种金属氧化物与脉石氧化物组成，其成分动摇规模列于表4。 表4  铋炉渣的化学成分（%）由表4可见，冶金炉渣是金属氧化物的硅酸盐。因为炉渣产出量大，冶金反响与沉降别离在炉渣中进行，所以，冶炼进程要求炉渣具有杰出的物化性质，如熔点、粘度、密度、电导率等。炉渣的性质与其结构有关，关于对炉渣结构的研讨，存在两种理论，即分子理论与离子理论。 炉渣结构的分子理论以为：炉渣是由各种简略的与杂乱的氧化物组成的，跟着温度的升高，杂乱氧化物离解成简略的氧化物的趋势增大，在液态炉渣中，杂乱氧化物只要离解出游离的氧化物后，才干参加反响，如：关于熔渣中游离氧化物的浓度，现在还不能进行测定，只能依据经历断定，这是分子理论的不足之处，特别是分子理论还不能解说炉渣的性质。 炉渣结构的离子理论以为：熔渣由阴离子与阳离子组成，金属氧化物离解为金属阳离子与氧阴离子：而SiO2吸收氧阴离子构成络合阴离子，硅酸盐的结构杂乱，但存在如下共性：结构中的Si4＋离子不存在直接的联接键，键的联接通过氧离子来完成；每个Si4＋离子存在四个O2－离子为极点的四面体的中心，构成硅氧四面体，它是硅酸盐晶体结构的根底；硅氧四面体的每个极点，即O2－离子最多只能为两个硅氯四面体所共用；两个附近的硅氧四面体之间，只以共顶而不以共棱或共面相联接。X射线结构分析证明，硅酸盐中硅氧四面体有岛状、组群状、链状、层状和架状五种方式。 运用离子理论可对炉渣的理化性质阐明如下： 硅酸盐炉渣的粘度；是因为各层液体运动速度不同，发作内摩擦的成果。硅酸盐炉渣的粘度随组成改变的联系是离子间的相互效果能及其与组成浓度的联系。金属氧化物对粘度影响具有两重性，它既使硅氧阴离子团解聚，下降粘度，又因其电价较高而半径不大，能攫取硅氧阴离子团中的O2－离子来围住自己，导致硅氧阴离子团聚合，被夺去O2－离子使粘度增大。 流动性好的冶金炉渣，粘度在0.5～5泊之间。5～20泊的炉渣，尚能满意工艺要求；而大于30泊的粘渣，则流动性差，不能选用。 硅酸盐炉渣的导电度：熔融的硅酸盐炉渣的电导率，随金属氧化物含量的添加而增大，随SiO2含量的添加而减小。因为金属氧化物量的添加会促进熔渣电子导电效果增大，而SiO2量的添加会使离子导电件用增大，而使电导率下降，更重要的是当熔渣中硅酸度增高时，因为复合阴离子SixOy2－的错综与兼并，随同发作硅氧离子的聚合效果，使阴离子淌度下降，影响到熔渣电导率下降。 硅酸盐炉渣的密度：依据炉渣的分子结构理论，由组成炉渣的氧化物的密度，选用加和法核算。表5列举了炉渣中有关氧化物的密度。 表5  氧化物的密度（克／厘米3）铋炉渣的密度挑选在3～4克／厘米3。 以表2所列炉渣成分为例。取FeO 20%，SiO2 30%、Na2O 20%、CaO 15%。核算铋炉渣的密度。先将其换算为总和100%，则FeO 23.5%、SiO2 35.3%，Na2O 23.5%、CaO 17.7%。 核算炉渣的密度ρs：     能够依据硅酸度来挑选炉渣。一般硅酸度K值操控在1～2。即：K值大于1.5，相当于酸性渣，K值小于1，相当于碱性渣，K值在1～1.5之间相当于中性渣。仍以上述渣型FeO 23.5%、SiO2 35.3%、Na2O 23.5%、CaO 17.7%为例核算硅酸度。现在，关于铋炉渣的研讨工作还很不行，因为没有固定的渣型，所以对炉渣的熔点、密度、粘度也没有测定数据。出产实践中首要是凭经历调整和把握渣型。一般挑选流动性好、密度小、呈乌亮玻璃光泽的炉渣。当渣呈暗灰色时，则应削减炉猜中纯碱的参加量；当炉渣粘度大，流动性差时，则应添加纯碱与萤石粉的投入量。炉况正常时，这种弱酸性渣可使渣含铋稳定在0.1%左右。 因为铋精矿大多与钨、钼共生，所以铋精矿中常含少数钨与钼。粗炼时，钨、钼以氧化物状况，一部分蒸发入炉气，一部分进入炉渣与纯碱效果生成钨酸盐、银酸盐。 四、烟尘 在反射炉熔炼进程中，燃料焚烧发作之二氧化碳、等气体，与熔池内反响发作的炉气一道，夹藏很多粉尘，从炉尾逸出，进入烟道。沿途有部分颗粒较粗、密度较大的烟尘在烟道沉降；部分融熔状况的粉尘，冷却后粘附在烟遭壁上，构成烟道结，而大部分烟气进入收尘体系经搜集、净化后排放。铋烟尘化学成分列于表6。 表6  烟尘的化学成分（%）铋烟尘中首要成分的形状如下： 铋：铋蒸气蒸发冷凝后之金属铋微粒、铋化合物蒸发后之粉尘（如氧化铋沸点447℃，易蒸发；硫化铋易蒸发）。 铅：铅蒸气冷凝后之金属铅微粒、铅化合物蒸发后之粉尘（如氯化铅易蒸发，在1140℃时燕汽压达3099帕；硫化铋易蒸发，995℃时蒸汽压达2366帕；氯化铅易蒸发，沸点954℃）。 砷：As2O3蒸发后之粉尘及硫化砷（沸点为707℃）蒸发后之粉尘。 锑：Sb2O3蒸发后之粉尘及硫化锑（沸点为1080℃）蒸发后粉尘。 钼：三氧化钼（沸点1155℃）蒸发后之粉尘。 钨：三氧化钨（在850℃开端剧烈提高，1350℃时欢腾）蒸发后之粉尘。 硫：生成SO2进入炉气，烟灰中的硫为各种硫化物带入的。如硫化铋、硫化铅、硫化砷、硫化锑等。 碳：烟尘中的碳是在弱复原性气氛中来被焚烧的碳黑粉末。 五、烟气 冶金炉含尘炉气冷却进入收尘室，经袋滤器净化后，烟气与烟尘别离，烟气中含有CO、CO2、H2O、O2、SO2、N2等气体，烟气的化学组成列予表7。 表7  烟气的化学组成（%）净化后烟气含尘小于0.03克／标米3，到达排放标准。

加拿大默多维尔冶炼厂处理含铋0.03%的钢精矿，熔炼电收尘之烟尘含铋15%左右，还原熔炼产出之粗铋含铋80%以上，采用火法精炼，其工艺流程如图1。图1  默多维尔厂提铋工艺流程图 此流程的特点是全火法流程。由于烟尘含铋高，含银低，所以反射炉还原熔炼产出之粗铋品位在80%以上，精炼不需除银工序，产品为铋棒。

炼铋炉猜中铋、铅、铁、硫、砷、锑、铜、银的存在状况和它们在冶金进程的行为，在产品中的分配如下： 一、铋的行为 因为铁的硫化物的自由焓远远小于铋的硫化物的自由焓，所以硫化铋能适当完全地被铁屑置换；因为的自由焓远远小于氧化铋的自由焓，所以氧化铋被完全复原。实践中只需炉料配料恰当，炉况正常，置换与复原反响就能完全进行。 依据对铋的行为分析和出产实践证明： （一）97.5%以上的铋进入粗铋。 （二）0.2%以下的铋入渣，渣中的铋主要以机械夹藏的金属铋微粒形状存在，以铋的硅酸盐状况入渣的可能性极小。 （三）0.5%以下的铋入冰铜，冰铜中的铋为悬浮的金属铋微粒及少数未被置换的硫化铋，还有少数铋组成Pb－Bi合金溶解到FeS中，而进入冰铜。 （四）1%～2%的铋入烟尘，烟尘中的铋主要为铋蒸气与硫化铋的蒸发物。 二、铅的行为 铅在铋精矿中主要以硫化铅状况存在，氧化铋渣中铅以氧化铅状况存在。 依据对反响PbO＋CO＝Pb＋CO2的平衡常数和平衡气相组成的研讨标明，在冶炼高温下，氧化铅能被敏捷而完全地复原。（见表1） 表1  反响PbO＋CO＝Pb＋CO2的平衡常数及平衡气相组成（%）从表1可见，氧化铅用复原时只需求CO2＋CO的混合气体中的体积百分数到达5.1%就行了，所以，在所生成的氧化铅未构成硅酸盐与铁酸盐之前，绝大部分已被复原为金属铅，这阐明炉渣中存在氧化铅量是很少的，渣中铅主要是因为金属铅微粒来不及沉降而夹杂在炉渣中所造成的。 而硫化铅少部分直接进入冰铜，大部分被铁屑置换。产出的金属铅能被金属硫化物溶解，而硫化亚铁溶解金属铅的才能特别大，所以，金属铅一部分进入粗铋，一部分溶于冰铜。 出产实践证明： （一）1%～5%的铅以金属铅微粒或铅的硅酸盐、铁酸盐状况入渣。 （二）25%～40%的铅以硫化铅或金属铅状况入冰铜。 （三）50%～70%的铅以金属铅状况入粗铋。 （四）约5%的铅以铅蒸气或硫化铅与氧化铅的蒸发物入炉气。 三、铁的行为 铋精矿中的铁主要以黄铁矿、毒砂等状况存在，氧化铋渣中含铁极低。在熔炼高温下，黄铁矿与毒砂发生热离解：参加的金属铁屑用以置换部分杂质硫化物：生成的FeS是组成冰铜的主要成分。 在冶金炉内复原气氛中，还存在下述反响：生成的磁性氧化铁是发生炉结的重要因素。 炉猜中的氧化铁，被复原为FeO入渣。前已述及，Fe2O3被CO复原是分阶段进行的，即：图1制作了铁的氧化物甩CO复原的平衡图。图1  铁的氧化物用CO复原平衡图 图中曲线（1）以下为Fe2O3安稳区；曲线（1）、（2）、（4）间为Fe3O4安稳区；曲线（2）、（3）之间为FeO安稳区；曲线（3）、（4）以上为金属铁安稳区。 在铋的火法粗炼中，期望将复原操控在FeO安稳区，使FeO造渣别离。由图可见当炉温1200℃左右时，CO的体积百分数在10%～70%间。 冰铜的基体是硫化亚铁，渣中铁的含量也动摇在15%～20%之间。依据图2Bi－Fe系状况图可见，铁与铋不管在固态或液态都互不溶解，所以冰铜与渣中古铁量的动摇，不会直接影响冰铜含铋与渣含铋。只有当炉况不正常，在熔池内发生很多炉结时，渣与冰铜含铋量才会大幅度进步。此刻炉结中的铋，是机械央带的金属铋，而粗铋中杂质铁的别离，能够选用熔析法。图2  Bi－Fe系状况图 当炉况正常，不发生炉结时，铁在熔炼产品中的分配为： （一）70%以上的铁以硫化亚铁状况入冰铜。 （二）30%以下的铁以氧化亚铁状况与二氧化硅等造渣。 四、硫的行为 铋精矿中的硫主要以辉铋矿、黄铁矿、毒砂、元素硫以及其它金属硫化物状况存在。在冶金炉熔炼高温下，绝大部分硫与参加之铁屑效果，生成硫化物构成冰铜。当铁屑参加量不足以置换一切硫化物时，则部分硫化物与硫化亚铁一道构成冰铜。在出产实践中，操控参加之铁屑量（包括炉料内含铁量）与炉猜中所含硫量构成硫化亚铁，使其它杂质金属不被硫化而进入粗铋，以利于归纳收回。但实践阐明，冰铜虽主要由硫化亚铁组成，但其依然包括部分其它金属的硫化物。这是因为在熔炼高温下，部分金属如锰、锌、铜等，对硫的亲和力大于铁对硫的亲和力，所以它们的硫化物进入冰铜比硫化亚铁更安稳。 当炉况正常时，硫在产品中的分配为： （一）90%以上的硫以硫化物状况组成冰铜，其主要组成是FeS。 （二）5%～10%的硫蒸发入炉气，其间一部分进入烟尘，一部分以SO2、SO3状况入烟气。 （三）1%以下的硫进入粗铋，精粹时将进入熔化渣与陈砷锑渣。 （四）1%以下的硫进入炉渣，主要是渣中心带硫化物所造成的。 五、砷、锑的行为 铋精矿中的砷以毒砂及硫化砷状况存在，氧化铋渣中砷以As2O5状况存在。 毒砂在中性气氛中加热离解，被离解的砷部分被纯碱氧化成氧化砷蒸发入炉气：生成的氧化砷一部分进一步被纯碱氧化成，而以盐状况入渣：硫化砷一部分直接进入冰铜，一部分被纯碱氧化入炉气：一部分硫化砷被铁屑置换：当炉内复原性气氛强时，单体砷与金属铁是组成黄渣的主要成分。 铋精矿中的锑主要为辉锑矿，氧化铋渣中的锑主要以Sb2O5状况存在。硫化锑一部分直接进入冰铜，一部分被铁屑置换入粗铋：一部分被纯碱氧化入炉气：一部分被碳、直接复原：五氧化锑是化合物，与纯碱结组成安稳的锑酸盐入渣。反响如下：出产实践证明： （一）70%以上的砷进入粗铋。 （二）5%～10%的砷以硫化砷状况入冰铜。 （三）10%～15%的砷被纯碱氧化以组成盐入渣。 （四）5%～10%的砷以氧化砷状况入烟尘。 （五）在强复原性气氛中，砷与铁是组成黄渣（砷冰铜）的主要成分。 还证明： （一）80%以上的锑入粗铋。 （二）10%～15%的锑以硫化锑状况直接入冰铜。 （三）5%以下的锑以锑酸盐状况入渣。 （四）5%以下的锑以三氧化锑状况蒸发入炉气。 六、铜、银的行为 铋精矿中铜主要以黄锕矿（CuFeS2）及铜铋矿[3（Cu2Ag2Pb）S·4Bi2S3]形状存在；氧化铋渣中铜以氧化亚铜状况存在。 黄铜矿在中性或复原性气氛中，于550℃离解：大部分硫化亚铜入冰铜，少数硫化亚铜在纯碱效果下以金属铜状况入粗铋：很少数硫化亚铜在纯碱效果下，与二氧化硅造渣：对铜的行为分析与出产实践证明： （一）大约5%的铜入粗铋。 （二）90%以上的铜以硫化亚铜状况入冰铜。 （三）1%～3%的铜以铜的硅酸盐状况入渣。 （四）1%～2%的铜进入烟尘。 铋精矿中的银以辉银矿（Ag2S）状况存在，也有少数以天然银和与硒、碲方式复合矿床呈现；氧化铋渣中银主要为熔渣夹藏的微粒金属银。 在熔炼进程中，天然银进入粗铋，或溶入硫化亚铁组成的球铜中；硫化银部分进入冰铜，部分被铁屑置换为金属银入粗铋。 银在粗炼产品中之分配为： （一）50%～70%的银入粗铋。 （二）25%～40%的银以硫化银状况进入冰铜，或以金属银状况与铅一道溶入以硫化亚铁为主体的冰铜。

反射炉正常作业包括：配料、进料、升温、熔化、沉淀、放渣、放冰铜、放粗铋、封炉口、清炉等步骤，可划分为备料（配料、进料），司炉（升温、熔化、沉淀、清炉）、炉前（放渣、放冰铜、放粗铋、封炉口）等三个岗位，实行岗位责任制。 一、备料岗位。 包括如下工作： 进行配料计算，根据炉况及时调整配料比； 严格按配料比配料，铋精矿、氧化铋渣与熔剂（纯碱与萤石粉）、还原剂（煤粉）、置换剂（铁屑）应混合均匀，各种返炉渣料与烟尘应配足量。 处理渣料时应注意以下几点：①每炉处理量不宜太大，将铋精矿与返渣料混合处理，一般返渣量为炉料量的十分之一；②精炼渣含NaOH较高，处理时要适当减少配入的纯碱量。精炼渣每炉处理量不宜太大，以防跑炉；③对难熔的渣料，如炉底灰、烟道结等，每炉配入量最好不大于炉料量的百分之五，以防炉料的熔点升高过多：④当不得不单独处理返渣时，精炼渣中要配入较多的煤粉还原；浸出渣中要配入较多的纯碱和其中脉石成分造渣；铋烟灰中要适当配入铁屑与其中的硫反应，生成FeS入冰铜。 进料前要打开进料口盖，关闭反射炉与烟道间闸门，并检查箕斗式进料机的运转状况。 二、司炉岗位。 司炉工作的关键是控制各阶段的炉温，最大限度地节约燃料。 炉温的控制：进料时炉温为1000℃左右；熔化阶段逐渐升温至1250℃；保持高温熔炼六小时以上，直至炉料化平；保温沉淀阶段温度控制在1200～1250℃之间，沉淀时间不少于六小时，以使冰铜与炉渣中悬浮的铋珠能进入粗铋。 执行节煤司炉制：采用薄煤层、勤添煤、炉膛内保持零压或微负压、微正压操作，保持适当的过剩空气量，使在熔池前部形成高温区，碳在炉膛内完全燃烧成CO2。 三、炉前岗位。 炉前操作影响到渣含铋，冰铜含铋等技术指标。 由于冰铜熔点比炉渣低，流动性比炉渣好，所以在开炉口前，做好一切准备，开始放渣时，应根据“宽，浅、平”的要诀开炉口，使渣慢慢流出，不致影响炉内液体的分层状况，尽量使渣放干净后，再放冰铜。冰铜放出速度宜快，因为冰铜放出时，会从炉内带走大量热，使炉温急剧下降，如果操作缓慢，则冰铜尚未放净时，炉温已降低，炉内尚未放出的冰铜粘度增加，流动性变差，所以要在炉温尚未下降之前，把冰铜放出，炉内可存少量冰铜以降低冰铜含铋。 虹吸放粗铋时，要掌握炉内粗铋的存留量，以防止冰铜或渣进入虹吸的下端口，而将虹吸孔道堵塞。最好将虹吸放粗铋次序安排在进完炉料后，以免由于炉内存留液体金属量太少，使固态炉料掉入虹吸孔道而堵塞孔道。当虹吸口堵塞时，可用氧气通入虹吸口内烧通。

铋的电解精粹是以经过开端火法精粹的铋铸成阳极，将电解分出铋铸成阴极，在和三氯化铋的电解液中电解，凭借直流电的效果，使阳极铋溶解，铋在阴极上分出。 铋的氯化溶液电解的工艺流程如图1所示。图1  铋的氯化溶液电解工艺流程 粗铋中杂质在电解时分为三类：一类在阴极分出；一类溶入电解液；一类不溶解而进入阳极泥。 一、铋电解的电极反响 铋电解示意图如图2。图2  铋电解示意图 在由和三氯化铋组成的电解液中的电离反响：在直流电效果下，阳极发作铋的溶解：阴极发作铋的堆积分出：跟着电解进程的进行，阳极铋逐步溶解，阴极上逐步分出铋而增厚。 二、杂质在电解中的行为 粗铋阳极板中含有多种杂质，这些杂质可分为三类： （一）较铋更负电性的金属：如铁、碲、铅、锡等，因为它们的标准电位比铋更负，所以先于铋进入电解液，生成氯化物盐类，其间氯化铅在溶液中溶解度小而沉积，其他氯化物进入电解液后，下降BiCl3浓度，使耗费添加，电耗添加，还会使阳极泥中海绵铋量添加，电流效率下降，使分出铋质量下降。 （二）较铋更正电性的杂质：如金、银等不溶解，进入阳极泥。少数银进入阴极铋是因为电解液循环机械夹藏所形成的。 （三）与铋电位挨近的杂质：如砷、锑、铜等，当这些杂质在溶液中浓度较大时，可能与铋一道在阴极分出。 所以要求电解运用的阳极质量好，主成分含量高，杂质含量低，特别是应严格控制砷、锑、铜的含量，以削减其在阴极分出的可能性。 三、铋电解造液法 因为铋离子在溶液中导电性差，因此铋阳极溶解的速度慢，而在阴极分出的速度快，从而使电解液中铋离子浓度不断下降，这种现象叫阳极钝化。所以在铋电解进程中，有必要制作部分含铋高的电解液弥补到已贫化的电解液中去。造液有两种办法：坩埚造液法与碱性造液法。 1、坩埚造液法。粗铋为阳极，铅条为阴极，铅条外用素烧的陶瓷坩埚作阴极隔阂。当新造液时，原液选用和食盐的混合液：而旧造液时，用电解后的溶液造液回来运用。在直流电效果下，氯离子移向阳极，使阳极铋溶解生成三氯化铋溶液，因为铋离子体积较大，不能透过阴极坩埚隔阂，而被留在电解液中，只要氢离子体积小，能经过隔阂在阴极放电。在不断对阴极弥补的情况下，电解液含铋量不断添加，其反响为：造液后的高铋溶液，经过电解液的循环，接连地弥补到电解出产中去，而含铋低的电解液，也经过循环不断回来造液。 坩埚造液法能够在不改变电解液量的情况下，进步电解液中铋离子浓度。 2、碱性造液法。阴极与阳极均用粗铋，不需阴极隔阂，造液运用食盐溶液，在直流电效果下，阳极铋溶解生成BiCl3，而在阴极表面分出并发生NaOH，其反响为：生成的氯化铋被水解为氯氧化铋，仅少数在阴极分出：阳极不断溶解，直至将溶液中氯离子耗费完毕。电解完毕后将碱液抽去，用将BiOCl浸出：因为浸出BiOCl的溶解度约束在100～120克／升铋左右，所以碱性造液法只能添加所需的电解液量，而不能进步电解液含铋量。 四、铋电解的技能条件 （一）电解液组成。电解液由与三氯化铋组成。在开槽制备电解液时，需配入一定量的食盐，其浓度为100千克食盐／1米3，以添加溶液中氯离子浓度。电解液中游离酸控制在80～100克／升，铋控制在120～150克／升。电解液密度1.2克／厘米3左右。电解液中酸量超越含铋量时，在阴极分出海绵铋，酸量过低则阳板溶解欠好，有片状物掉落，阳极泥含铋高，下降电流效率。当电解液中铋量过低时，阴极也分出海绵铋，而含铋过高时则需很多造液，使电耗添加。 2、阳极。阳极档次宜高，一般在90%～95%，最好大于95%，含硫要求不超越0.5%，含铅不超越3%。阳极中杂质含量对电解作业影响很大。某厂曾对表1所列阳极进行电解，技能条件控制为：电解液组成：Bi 90～115克／升，HCl 100～120克∕升，NaCl 80～100克／升，电流密度100安／米2。 表1  粗铋组成与电解作业联系由表1可见，粗铋含硫高时，阴极分出物呈混状，有一半的分出铋掉入阳极泥中，电流效率下降至50%左右，这是因为不溶的硫化铋薄膜阻止阳极铋溶解形成的。 粗铋中锑的含量直接影响阳极泥的附着情况，含锑高时，阳极泥不掉落，但含锑过高将引起槽压上升；当阳极含锑低时，阳极泥易掉落，添加了槽底阳极泥量，且电解液易污染。 粗铋含银与阴极分出铋含银间联系如图3所示。图3  粗铋含银与分出的铋含银间的联系 当粗铋含银低于1.5%时，电铋含银低于0.05%。 参加适量硫酸以除掉电解液中Pb2＋。但参加硫酸也有利于银在阴极分出，所以当粗铋含银大于1%时，不宜加硫酸避免银分出。 阳极板的厚度与电解周期有关，当阳极厚5毫米，电流密度100安∕米2时，可饱尝24小时电解，残极率35%。 （三）电流密度。电流密度是每米2阴极表面上经过的电流安培数，单位为安／米2。电流密度直接影响电解的出产率、电耗和出产本钱，是至关重要的技能参数。选定电流密度时要考虑经济和技能条件。不引起阳极钝化又能确保阴极分出物质量的最大电流密度称答应电流密度，在答应电流密度范围内，经济上最合理的电流密度叫经济电流密度，也就是本钱最低的电流密度，能够确保较高的阴极质量、较高的电流效率和较低的电耗的高电流密度。铋电解的电流密度一般控制在100～150安／米2，造液的电流密度为200～300安／米2。 （四）电耗、槽电压及电流效率。电耗是电解出产的首要技能经济指标，是每出产一吨铋在电解时所耗费的直流电数量，以千瓦小时／吨铋或千瓦小时／吨分出铋表明，电耗（W）首要由槽电压（V）和电流效率（η）所断定，其核算式： 从上式可见，电耗与槽电压成正比，与电流效率成反比，而以槽电压影响最大。 槽电压可用下式核算：式中，Ea－由阳极浓差极化引起的阳极电位（伏）；       Ek－由阴极浓差极化引起的阴极电位（伏）；       I－经过电解槽的电流强度(安)即电流密度乘以一个电解槽内阴极总面积(米2)；       R1－电解液电阻（欧）；       R2－阴极、阳极与导电铜板和导电杆等的电阻（欧）。 槽电压随电流密度的进步及电解时刻的延伸而进步。开端电解时槽压为0.25伏左右，跟着电解的进行，阳极泥层加厚，浓差极化加重，至电解后期达0.5伏以上。造液则开端为3.5伏左右，后期升至5.5伏左右。 铋电解的电流效率在90%以上，一般在95%左右。核算电流效率的公式为：式中G－分出铋分量（克）；     q－铋的电化当量，为2.6克／安·小时；     I－电流强度（安）；     t－通电时刻（小时）；     n－电解槽数目。 综上所述，列出铋电解技能条件如下： 电解液组成：游离80～100克／升；铋离子120～150克／升；NaCl 100～120克／升； 阳极档次：Bi高于90%；S低于0.5%； 电流密度：100～150安／米2；造液200～300安／米2； 槽电压：0.25～0.5伏：造液3.5～5.5伏； 电解液温度：25～30℃；造液时低于50℃； 电解液循环量：下进上出，5升／分； 极距：100～110毫米； 电解周期：2～3天；造液3～4天； 阳极泥率：10%左右；阳极泥含铋50%～70%； 残极率：35%～50%。 五、铋电解设备 某厂年产500吨电铋之电解设备为： 电解槽：2500×1050×1000毫米共30只，水泥槽体，内村沥青； 地下贮槽：2500×2000×1000毫米共2只，材料为混凝土槽体内衬沥青； 洗残极槽2个； 离心过滤机：φ600毫米（内衬胶）一台； 电动单樑桥式超重机（2吨）一台； 酸泵：φ'2"（内衬胶）2台。 六、分出铋的火法精粹 粗铋经电解精粹在阴极分出的电铋，含铋在99%左右，还含有铅、铜、砷、锑、碲、银等杂质，有必要再经火法精粹提纯。 将粉与分出铋分层装锅，每层分出铋厚度约300～400毫米，加硫份额为Bi∶S＝200∶1。装锅后缓慢升温至600℃，拌和捞除铜浮渣，然后参加固体碱，拌和除硫。再进行加锌除银与氯化除锌、铅，其原理与操作办法如前述。

处理含铋的铜精矿时，在炼铜过程中铋主要进入熔炼烟尘，成为提铋原料。 （一）日本宫古冶炼厂从铜转炉烟尘中回收铋，烟尘成分为（%）：Bi 2～6，Pb 30～40，Cu 1～4，Zn 7～14，Cd 0.7～1.3。其工艺流程如图1。图1  宫古厂回收铋工艺流程图 此流程的特点是对还原熔炼产出的Pb－Bi合金施行两次电解，第一次铅电解产出电铅，第二次铋电解产出电铋，从而分离并提纯铅、铋。 （二）日本国富冶炼厂处理澳大利亚佩科矿含铋0.4%～1%之铜精矿，产出之转炉烟尘成分为（%）；Bi 10，Pb 27，Zn 12，Cu 0.2，S 12，用文丘里洗涤器洗涤过滤，滤饼用硫酸加食盐浸出，与洗水一道用铁屑置换，产出含铋40%～65%的海绵铋，与铜鼓风炉静电沉积尘一道制粒，在反射炉内与焦粉、纯碱、石英粉一道还原熔炼，产出之粗铋含铋90%以上，含Pb低于5%，装入精炼锅进行火法精炼，其工艺流程如图2。图2  国富厂回收铋工艺流程图 此流程包括浸出、置换、还原熔炼、火法精炼等工序，合理地利用了铜转炉与鼓风炉烟尘、湿法与火法相结合，流程紧凑，程序安排合理，值得推广借鉴。 （三）加拿大默多维尔冶炼厂处理含铋0.03%的钢精矿，熔炼电收尘之烟尘含铋15%左右，还原熔炼产出之粗铋含铋80%以上，采用火法精炼，其工艺流程如图3。图3  默多维尔厂提铋工艺流程图 此流程的特点是全火法流程。由于烟尘含铋高，含银低，所以反射炉还原熔炼产出之粗铋品位在80%以上，精炼不需除银工序，产品为铋棒。

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

含铋物料湿法冶金(hydrometallurgy of material containing bismuth) 含铋物料通过浸出、置换、熔铸等处理，产出粗铋的进程。为铋冶炼办法之一，首要用于处理含硅高的铋氧化矿、中矿、贫矿及铋渣等。我国选用湿法冶金出产的铋占铋总产量的10％～15％。 工艺特色 湿法冶金首要选用氯化浸出，依据质料的不同，可选用浸出、加氧化剂浸出、通氯浸出、硫酸通氯浸出、硫酸加食盐浸出等法。其间以浸出最具典型。浸出的长处是在水溶液中溶解度大，稳定性好，不易生成黄钾铁矾类不溶配(络)合物；的氧化电位能使金属硫化物中的硫以元素硫形状分出，消除了SO2气体的污染；可在常压下浸出，可选择性浸出金属；可再生运用。不足之处是浸出液中铁量多，给浸出液别离净化带来困难；由于是强氧化剂，有必要选用防腐蚀的浸出设备，因此增加了投资额；有必要处理逸出对环境污染的问题。由于上述原因，浸出一般用于处理硫化矿，特别是富银的硫化矿。 工艺进程 包含浸出、铁粉置换、再生和海绵铋熔铸等进程，工艺流程如图。 浸出 运用和作浸出剂，首要用于处理铋中矿与贫矿。这些铋矿常含有辉铋矿、铋华、天然铋等，浸出的反应为： Bi2S3＋6FeCl3＝2BiCl3＋6FeCl2＋3S Bi2O3＋6HCl＝2BiCl3＋2H2O Bi＋3FeCl3＝BiCl3＋3FeCl2 往浸出液中参加的，除与Bi2O3效果外，还使溶液坚持必定酸度，使BiCl。不水解为BiO－Cl。铋矿中所含杂质，如以金属硫化物形状存在的硫在浸出时被氧化为元素硫堆积，可用选矿办法别离；以硫化物存在的砷和以氧化物存在的锡，在浸出中不被氯化而留在浸出渣中；以方铅矿存在的铅，浸出中被氧化为PbCl2，常温浸出时其在溶液中的溶解度仅1％左右。 铁粉置换 运用铁置换溶液中较正电性的有价金属，使其从溶液中堆积别离出来。酸性浸出液中的Bi－Cl3。被铁置换为金属铋：2BiCl3＋3Fe＝2Bi＋2FeCl2被置换堆积的金属铋为海绵状。置换剂铁屑被氧化为FeCl2进入溶液。 再生 氯化浸出有必要考虑氯化剂的收回，这对进步经济效益和环境保护都很重要。再生有氧化法和隔阂电解法两种，常选用氧化再生法。即往置换后液中通入将FeCl2氧化成FeCl3： 2FeCl2＋Cl2＝2FeCl3 再生后的FeCl3再回来氯化浸出运用。 海绵铋熔铸铁 粉置换堆积产出的海绵铋，在熔融的NaOH中熔化为粗铋。由于熔融的NaOH隔断了海绵铋与空气的触摸，而能避免海绵铋氧化。熔化的金属铋珠在熔融的NaOH中下沉集合，海绵铋表面的氧化膜被NaOH吸收，构成固态浮渣与铋液别离。海绵铋中一些杂质金属氧化物进入浮渣，进步了粗铋档次。海绵铋中残存的氯离子与 NaOH构成钠盐，使粗铋脱氯。

银锌壳是火法精炼铅时加锌除银的中间产品。生产铋的工厂，也在火法精炼铋时加锌除银产出银锌壳。       锌对金、银的亲和力大，精炼铅或精炼铋时，将金属锌粉加入熔融铅（或铋）液中，含于粗铅（或粗铋）中的金、银易与锌结合，生成密度小且不溶于铅（或铋）液中的锌银金合金，浮于金属液面上，此浮渣称为银锌壳。粗铅或粗铋中的银含量比金含量高数10倍，锌对金的亲和力比对银的亲和力大，金比银先进入银锌壳，故银锌壳也含金。       常用蒸馏除锌法提取银锌壳中的金和银，某些厂采用一些新工艺。       本文主要包括四部分内容，1、用蒸馏除锌法从银锌壳中回收金；2、银锌壳的光卤石熔析除铅及分层熔析富集和电解；3、富铅灰吹法；4、铅毒的防护和治疗。各部分详细内容请查看本网有关标题。

粗锡电解阳极泥处理流程     收回铜：    （1）枯燥后的阳极泥在反射炉中，于700～750℃温度下进行氧化焙烧，铜→CuO，锡→SnO2，并蒸发一部分砷、锑。    （2）焙砂磨至40～60目，用5％～7％稀硫酸浸出铜，液：固＝2：1，拌和2h，浸出温度80～90℃。铜呈CuSO4进入溶液。浸出后液含铜4.5～6.5g/L；浸出渣成分（％）为：0.2～0.4Cu, 32～45Sn，6～15Bi，21～26Pb。    （3）含铜溶液用铁粉置换得铜粉。    收回铋：    （1）将稀硫酸浸出铜后的一次滤渣，用8％～10％的稀浸出，液：固=2：1，浸出温度90～95℃，拌和2～3h，铋呈BiCl3进入溶液，浸出液含铋40～50g/Lo铋的浸出率一般为70％。    （2）含铋溶液水解得BiOCl沉积。加水量与铋溶液的体积比为8～10：1。水解昧断拌和，水解后静置24h。所得BiOCl沉积含65%~72%Bi，可作为出产电解铋的质料。    （3）由BiOCl出产电解铋的过程和技能条件：    将BiOCl沉积缓慢参加10％～12％中溶解成为BiCl3：液：固=3：1，常温拌和，可增加少数以确保铋的溶解彻底。溶解后期参加胶0.2g/L和硫酸3g/L,以加快澄清和除铅。    将粗BiCl3溶液用铁板置换得海绵铋；也可用铁板作阴阳极，操控电流密度110A/m2，让电积与置换一起进行，加快海绵铋生成。    将海绵铋熔铸成粗铋阳极。海绵铋在苛性钠或覆盖下，于350～400℃温度下熔融成粗铋，然后浇铸成阳极，其成分（％）为：97～99Bi，0.1Sn，0.8～1.3Cu，0.8Pb，0.05Fe。    粗铋电解精粹：用HCl-BiC13电解液（160～165g/L，Bi3+110～150g/L)，阴极电流密度90A/m2，电解液温度15～30℃，同名极距50mm，阴极用纯铋，周边涂白腊。阴极沉积物细粒细密，经熔铸成锭后成分（％）为：99.95Bi，0.001Sn，0.002Cu，0.002Pb，0.001Fe，0.001As，0.002Sb。    （4）全流程铋的直收率为78％～81％。    收回铅锡：    （1）浸出铋后的二次滤渣成分（％）为：40～48Sn，22～28Pb，1～2Bi。用反射炉进行还原熔炼将锡、铅、铋还原为金属。熔炼配料比为：二次滤渣100kg，煤粉10～12kg，碳酸钠4～5kg，石灰石3kg，萤石3kg。熔炼温度1200～1300℃，产出合金含45％～55％Sn，40％～47％Pb，4％～6%Bi。此合金的锡档次低，含铅铋高，为粗焊锡。    （2）粗焊锡电解精粹。用电解液，成分(g·L-1）为：总酸160～180，Sn2+ 15，Pb2+ 10，HBF412～15，明胶0.15，β-酚0.15。电解时操控的条件为：电流密度65～70A·m-2，电解液温度32～36℃，槽电压0.2～0.35V。所得阴极沉积物表面平坦，含55％～60％Sn，40％～45％Pb，为合格焊锡。    铋、砷等杂质残留于阳极泥。此阳极泥是提铋的质料。

铋的火法粗炼的添加剂，有铁屑、煤粉、纯碱、萤石粉、黄铁矿等。粗炼时添加剂的投入种类与投入量，必须适当，过多过少，都会造成不利影响。这就要求运用实际生产经验，根据生产情况及时判断调整，并且还必须进行必要的配料计算。 冶金炉熔炼的热工过程是复杂的、多相的、综合的热力学反应，影响各种添加剂配入量的因素很多，各种物料在冶炼过程的行为与状态，也与理论上的理想状态有很大出入，所以，配料计算只能考虑主要因素，进行简略运算，力求使配料计算简化，迅速、准确、提供生产时作配料的依据。 下面举一个配料计算的实例。 一、精矿及氧化铋渣合理成分计算。 混合铋精矿成分（%）：Bi 27.62、Pb 6.07、Fe 18.57、S 25.29、SiO2 9.3、Al2O3 2.0、Cu 2.8、As 0.29、CaO＋MgO 3.0、其它1.85。（见表1） 表1  铋精矿的物相组成（%）氧化铋渣成分（%）：Bi 51.73、Pb 19.28、Cu 8.35、Ag 1.50、As 2.5、Sb 4.1、Fe 0.65、Te 1.05、SiO2 3.1 （CaO＋MgO）2.15、其它5.54。（见表2） 表2  氧化铋渣物相组成（%）将铋精矿与氧化铋渣以重量1∶1混合配料，取混合料100千克进行计算：（见表3） 表3  混合料的物相组成（%）二、物料中各成分在产物中的分配。 根据第三节中叙述的各组分在粗炼时的行为，选取物料中各成分在产物中的分配百分比列于表4。 表4  物料中各成分在产物中分配比（%）三、产物成分和数量的计算。 见表5。 表5  产物的成分和数量四、添加剂数量的计算 （一）铁屑加入量的计算。冰铜小含硫12.825千克，其形态主要为FeS、PbS、Cu2S，其中： 以FeS形态存在的硫量：以Cu2S形态存在的硫量：以PbS形态存在的硫量：合计为3.714＋1.306＋1.215＝6.235干克 冰铜实际含硫量12.825千克，则需配入铁量为：取铁屑含铁95%，则所需铁屑量为：（二）煤粉加入量的计算。混合料中以Bi2O3形态存在之铋量为25.865干克；以PbO形态存在之铅量为9.64千克;以Cu2O形态存在之铜量为4.175千克；以Sb2O3形态存在之锑量为2.05千克。根据物料中各成分在粗铋中船分配比例，并换算成为所需的碳量： 入粗铋的Bi2O3中的铋还原所需碳量：   还原入粗铋的PbO中的铅所需碳量：还原入粗铋的Cu2O中的铜所需碳量：还原入粗铋的Sb2O5中的锑所需碳量：合计为：0.854＋0.089＋0.01＋0.202＝1.155（千克） 取煤粉含碳75%，考虑到不完全燃烧与保持炉内弱还原性气氛，取过剩系数为1.3，需要碳量：故煤粉投入量约为原料重量的2%。 （三）纯碱加入量计算。纯碱的主要作用是造渣，包括两方面反应：一方面是与SiO2造渣：所需纯碱量为：一方面是使FeS氧化为FeO入渣： FeS＋Na2CO3＝Na2S＋FeO＋CO2 所需纯碱量为：合计为：9.125＋5.273＝14.4（千克） （四）萤石加入量计算。萤石加入后参与造渣反应，能降低炉渣的熔点和粘度，改善渣的流动性。由于萤石参与造渣的机理十分复杂，这方面研究得还很不够，无法用简单的反应式表示，所以对萤石用量也无法进行计算。 图1介绍往渣中加入CaF2时粘度的变化情况。图1  与CaF2含量有关的炉渣等温线 由图1可见，在熔炼温度范围（1150～1250℃）内，加入3%的CaF2时对精度降低影响显著，超过5%时则影响不大，这与生产实践中萤石粉加入量控制在渣量的3%～5%十分吻合。现取值4%。 根据以上计算，作出物料平衡表于表6。 表6  熔炼物料平衡表（千克）五、熔炼物料平衡表。 见表6。 由于上述配料计算较复杂，生产实践中，常凭经验或经验公式计算。下面介绍一组计算添加剂量的经验公式。 铁屑加入量＝2×∑S－∑Fe 式中∑S－炉料含硫总量；     ∑Fe－炉料含铁总量。 纯碱加入量＝炉料重量的7%～12% 煤粉加入量＝炉料重量的2% 萤石粉加入量＝炉料重量的3%～5%

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。

整个反射炉由炉基、炉底、炉墙、炉顶、炉尾烟道、加固支架、装料设备、虹吸出铋口、冰铜及渣放出口等几部分组成。 一、炉基。 炉基用红砖砌筑在基础之上，按设计图纸的要求，预先留出拉杆穿过部分，同时有利于炉底通风，以免当炉底漏铋时，铋液渗入地下。炉基高约0.5米，上面铺一层耐火泥拌和的细砂，以保持表面平整，使铁箱底部钢板严密吻合在炉基上，以保证均匀受压。 二、炉底。 反射炉底是指熔池的底部，砌筑在铁箱内，炉底由下至上之层次为：①钢板上衬一层石棉板；②根据炉底反拱的弧度砌铺底砖；③在铺底砖上用混合料（耐火砂、耐火混与水玻璃拌和）捣筑炉底；④用粘土砖砌下层炉底反拱；⑤用镁砖（铬镁砖）砌上层炉底反拱。 三、炉墙。 炉墙分内外两层，外层炉墙用粘土砖砌筑，内层炉墙渣线以上用粘土砖砌筑，渣线以下用镁砖砌筑。要求渣线以下砖缝小于1毫米。1米长度内膨胀缝宽度：粘土砖为5毫米，镁砖为10毫水。为了防止内层炉墙渣线腐蚀后向熔池内倒塌，常在每隔0.5～1米处，内外层搭砌一口砖联接。砌筑炉墙要留膨胀缝，以免砖体受热膨胀后变形。 四、炉顶。 铋反射炉炉顶宜用硅砖砌筑，当缺少硅砖时，也可用粘土砖、高铝砖、镁砖代替。拱式炉顶筑在固定于反射炉两侧的工字钢立柱上的由钢板焊成的拱脚树楔上，为了防止炉顶散热，拱顶砖上覆盖两层硅藻土轻质保温砖。 五、炉尾烟道。 炉尾呈船形逐渐收缩，尾部联接直升烟道，炉尾烟遭用粘土砖砌筑，直升烟道连接炉尾与水平烟道，使炉气经炉尾烟道、水平烟道，进入冷却器与除尘器中。 六、加固支架。 反射炉炉体砌筑在铁箱内，为了防止铁箱变形，在炉体两侧及两端，每隔1米左右设立柱，立柱用工字钢楔焊成，在每对立柱之间，穿过炉底下方空隙与炉顶上方，用直径30厘米圆钢拉杆拉紧。 七、加料设备。 炉料在地下配料仓混合后，放入容积0.3～0.5吨的箕斗内，用卷扬机提升箕斗至炉顶中心的两个加料口上，将炉料自炉顶加料口倾倒入熔池内，加料口直径40厘米，可采用水套式或铸铁式。加料口之盖板用铸铁铸造，经滑轮提升开闭。 八、虹吸出铋口。 虹啦出铋口位于炉尾侧部，如图1所示位置。虹吸日用镁砖砌筑，为一向上倾斜的孔道，下端口位于熔池内侧墙底部，为熔池底最低位置，被沉积在焙池内的熔融铋液所淹没。下端口与上端口倾斜穿过前侧墙，上端口位于炉外侧，即粗铋放出口。上下口之间高差0.22米，使熔池内保持一定量的粗铋，以免下端口为冰铜和炉渣所堵塞，并防止生成炉底结。虹吸口下的水平出铋口，只在停炉时将炉内粗铋全部放出时用。图1  10米2铋反射炉的一般构造 1－火膛；2－火桥；3－渣线：4－加料孔； 5－出料口；6－炉基；7－熔池；8－炉尾；9－虹吸口 九、冰铜及炉渣放出口。 设于炉前中部，为一上部装有工作门的阶梯式放出口，用镁砖砌筑。

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.

除铜后之铋液，升温至680～750℃，鼓入压缩空气，使砷、锑氧化挥发，作业时间根据粗铋中砷、锑含量而定，一般为4～12小时，至白烟稀薄，铋液表面出现氧化铅渣时，则为除砷、锑的终点。在操作中如渣覆盖液面时，可酌情捞出，以免影响气体挥发逸出，渣稀时，可加入少量固体碱或谷壳、木屑，使渣变干，便于捞渣。除砷、锑氧化渣量，约为料重的4%～8%。氧化渣组成列于下表。 表  氧化精炼渣成分（%）

在铜冶金进程中，铋富集于转炉烟尘中，转炉烟尘经稀硫酸浸出别离铜后，铅与铋富集在浸出渣中，浸出渣经还原熔炼后，产出Pb－Bi合金，其组成见表1。 表1  粗铋成分（%）Pb－Bi合金选用溶液电解，阳极为经开始火法除铜后的Pb－Bi合金，阴极为纯铅片，电解液由与铅组成。 其电解原理与铅电解相似。在直流电效果下，发作下列反响：其工艺流程如图1所示：图1  Pb－Bi合金电解工艺流程图 各种杂质在电解时的行为与铅电解相似。电位比铅较负电性金属，如锌、铁、镉、钴、镍等，与铅一道从阳极溶解，进入电解液，在正常情况下不会在阴极放电分出。电位比铅较正电性的金属，如锑、铋、砷、铜、金、银等，电解时留在阳极泥中，很少进入电解液，但由于阳极泥掉落而污染电解液，对电解进程影响极大，所以对这些杂质要有必定约束，经过操控其在阳极的含量而保证电解进程顺利进行。一般将阳极含铜操控在0.06%以下，含锑坚持在0.5%～1.5%为宜，以坚持用极泥不易掉落而又不过于坚固和难刷掉。电位与铅非常挨近的金属杂质锡，理论上应与铅一道在阴极分出，但实际上仍保存一部分在阳极泥与电解液中。 在电解进程中，铅不断在阴极分出，而铋则残留在阳极泥中，到达铅、铋别离。 Pb－Bi电解技能条件的操控如下： 阳极用平模浇铸，表面平坦、光亮，不夹渣与杂物，阳极成分（%）：Pb 70～90，Bi 10～25，Sb 0.5～1.5. Cu＜0.1。 电解液组成（克／升）：总酸140～180，Pb 80～100，Cu＜0.002，Ag＜0.001，Bi＜0.003，Sb＜0.8，F＜3。 电流密度60～80安／米2；槽电压0.4～0.7伏； 同极距90毫米，每槽阳极19片，阴极20片；电解液温度为室温；电解液循环量为20～30升／分；电解周期3天；添加剂选用骨胶0.5～0.8千克／吨；β－酚5～8克／吨。 产出分出铅及阳极泥成分列于表2。 表2  Pb－Bi电解产品成分（%）分出铅装锅升温至480℃左右，熔化后捞出黑渣，持续升温至500℃以上，在拌和中参加固体碱后，持续拌和0.5小时，捞去碱渣，再参加NaOH持续拌和半小时，清净锅边捞出碱渣，降温至480℃左右铸电铅锭，产品为一号电铅。 阳极泥经离心脱水洗刷枯燥后，装入熔融有NaOH熔体的锅内熔化，铸成粗铋，作为铋火法精粹质料。

一、氯化精粹机理 加锌除银后的铋液中，还溶解有约2%的锌，有必要在精粹中除掉。而铅是粗铋中的首要杂质，其分量比约为Bi∶Pb＝4∶1。 图1为Pb－Bi系状态图。图1  Pb－Bi系状态图 从图1可见，当温度高于液相线时，铅与铋能溶组成一个液相，阐明粗铋中能溶解很多铅。只有当反响温度低于液相线时才能够构成有限固溶体，具有Pb、β、Bi、L四相。图中q为共晶点，p为包晶点，β为铋与铅构成的化合物，只在固态存在，加热到184℃时就发作使其分化的包晶反响。 从铋液中别离铅与锌的有用办法是实施氯化别离，各种金属的氯化次第，能够参看图2，依据其氯化物的自由焓与温度的联系来判别。图2  氯化物自由焓与温度的联系 从图可见，坐落图下方的氯化锌和氯化铅的直线，比图上方的氯化铋的直线更安稳。当向熔融铋液通入，能够有用地除掉锌与铅：                            在氯化除锌、铅过程中，生成的氯化铋又会被锌与铅复原：氯化铅也会被锌复原：从图2还能够看到，银的氯化物与铋的氯化物的自由焓非常挨近，这也是当选用先氧化除铅后加锌除银工序时，在氯化精粹后期，贵金属银被氯化而很多进入氯化铅渣的原因。 氯化精粹由氯化除锌与氯化除铅两部分组成。当向熔融铋液通入时，首要锌被氯化，生成灰白色氯化锌渣，当大部分锌氯化入渣后，捞去氯化锌渣，持续通氯脱铅，产出深灰色的氯化铅渣。 某厂测定氯化精粹时锌与铅的氯化程度如图3所示。图3  锌、铅的氯化程度 氯化精粹首要受动力学条件分配。为了加速氯化速度，有必要增大与铋液中锌与铅的接触面，并使生成的氯化锌与氯化铅敏捷与铋液别离。依据质量效果定律，通入之首要生成BiCl3，饱满后氯化铋再将锌与铅氯化。 二、氯化精粹实践 将除银后铋液用泵转入4号锅进行氯化精粹。降温至320～340℃通入，每锅刺进通氯管4～8根，刺进深度为300～400毫米。插管太浅，易逸出蒸发，基层含铅高的液体难以氯化，插管太深，则通氯阻力大，钢锅易被腐蚀。 氯化锌熔点283℃，因为密度小（2.9克／厘米3），上浮至液面而有掩盖效果，锅面构成灰白色薄膜，当开端呈现深灰色渣时，则为除锌结尾，此刻将液态的氯化锌渣舀出，作为出产ZnCl2的质料。 然后氯化除铅。因为铅是铋液中首要杂质，为了加速氯化除铅的速度和进步利用率，操作温度一般控制在350～400℃。PhCl2的密度5.9克／厘米3，熔点498℃，较铋液轻而上浮，呈固态浮渣掩盖铋液表面，避免的蒸发丢失和污染环境。除铅过程中要抓取氯化铅渣数次，捞渣时先停氯，升温至500℃以上，使呈液态舀出，以削减渣中夹藏金属铋丢失。半途捞渣不用捞净，每次捞完后仍降温至350～400℃，持续通氯，直至除铅结尾。氯化锌渣量约为料重的3%～5%，氯化铅渣量约为料重的13%～20%，其成分于下表。 表  氯化精粹渣成分（%）氯化除铅结尾的判别极为重要。判别过早，因除铅不完全而添加出锅前弥补脱铅工序，判别过晚，就会添加铋被氯化入渣丢失量。判别结尾可依据粗铋中杂质铅含量概算氯化铅渣产出量，而大略估量除铅结尾。在出产实践中首要经过取试样目测判别：当试样表面发黑，不冒金属小珠，试祥断面贯穿细密的笔直条纹状结晶，呈金属光泽，无灰色斑驳，则为除铅结尾，此刻之铋液含铅小于0.01%，然后持续通氯一小时左右，取样分析铅，此刻之含铅量动摇在0.0005%～0.001%之间。 剧毒，激烈影响人的呼吸系统，吸入过量会引起肺水肿，乃至引起逝世。

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。

炼铋转炉与铜冰铜吹炼炉不同，仅外形有某些相似，炼铋转炉采用厚16～20毫米锅炉钢板焊成圆筒状，外有两筋状钢轮包围筒体，水平安置在四对滚轮上，滚轮安装在铸钢底座上，底座固定在钢筋混凝土基础上。圆筒有两个端盖钢板，并在圆筒一端靠近支承轮旁有一大齿轮圈，大齿轮圈是转动机构的主动轮。电动机经减速箱传动驱动小齿轮，小齿轮与大齿轮啮合，从而通过电机运转驱动转炉炉体。 炼铋转炉实际上是一旋转式熔炼炉，不需要如吹炉似的一排风口。炉体用镁砖砌筑，其结构如图1所示。图1  铋转炉的一般构造 1－烟道；2－托圈；3－风口；4－炉口；5－大齿圈；6－油口； 7－小齿圈；8－减速箱；9－转动电机；10－后托轮；11－前托轮 一、转炉的构造及主要尺寸 转炉由炉体、燃油装置、炉口、转动装置、炉尾烟道、余热利用设备等主要部分组成。 （一）炉体。炉体为圆筒形，卧式，用锅炉钢板焊成，两端钢板与圆筒用螺钉联结固定，一端设重油燃烧孔，一端炉尾烟道与水平固定烟道相接。 （二）重油燃烧系统。采用100号重油作燃料。燃烧系统包括下述主要设备：齿轮油泵、流量计、压力式温度计、电加热器、减压阀、低压油嘴等。 （三）炉口。炉口在转炉中部，如图1所示。炉口有两个作用：炉料从炉口装入炉内：熔体（粗铋、冰铜、炉渣）从炉口放出。 （四）转动装置。用4.5千瓦电动机经减速箱后，以6分／转的转速转动炉体至任意位置。 （五）炉尾烟道。转炉炉头安装重油喷嘴，炉尾设烟道排送烟气，炉尾烟遭与水平固定烟道之间，用法兰盘螺钉密封联接，其联接部位示意图如图2所示：图2  铋转炉烟道接口示意图 1－固定部分；2－转动部分；3－接口部分 （六）余热利用设备。转炉炉尾烟气温度在1150℃左右，在水平固定烟遭中安装套管式换热器，如图3所示。图3  套管式换热器示意图 1－水平烟道；2－换热器；3－喷流孔 冷空气从内管进入换热器，经管壁无数小孔呈喷流状态喷在被炉尾烟气加热的外管壁，实现热交抉，被预热的空气经夹套送入重油燃烧系统。套管式换热器可将空气预热到300℃以上，供重油燃烧用。 二、转炉作业基本条件 （一）炉料与装科方法铋转。铋炉多用来进行氧化铋渣的还原熔炼。这是由于转炉便于操作，炉温易于调节，所以处理氧化铋渣时可以减少产生炉结，即使生成炉结也易于处理。转炉产出冰铜含铋高，可以返炉再炼。最近某厂已将转炉用于处理铋精矿及混合料，正在探索最佳技术条件。 转炉备料及装料方式与反射炉大致相同，采用地坑配料，箕斗盛装，卷扬提升至炉顶。不同之处是转炉不另置进料口，而是转动炉体使炉口朝上，将箕斗内的炉料直接倒入炉内。进料后，再将炉口转至水平位置。 （二）燃料及燃烧方法。转炉可采用重油、粉煤、天然气作燃料，铋转炉多采用重油，因为重油发热量高、灰分极少，设备投资省。重油需先预热至80～100℃，并用98066.5～196133帕油泵送入喷嘴。一般采用低压喷嘴，喷嘴的内管输送燃料、夹套间输送1373～1961帕的压缩空气。重油燃烧所需空气的3%～6%随重油一道喷入炉内，其余绝大部分空气从喷嘴周围大气中吸入炉内。低压喷嘴的一般构造如图4所示。图4  低压油嘴的构造示意图 1－固定螺丝；2－重油喷头；3－油量调节器 三、转炉熔炼实践 转炉熔炼包括备料、熔炼、出炉等步骤。 （一）备料。处理氧化铋渣时，其配料比控制在：氧化铋渣100%，纯碱3%～4%，煤粉3%，黄铁矿20%～30%，萤石粉3%～4%。处理返炉冰铜时，其配料比为：返炉冰钢100%，煤粉3%。纯碱3%～4%，黄铁矿15%，萤石粉酌情加入。处理铋精矿及混合料时，其配料比可参考反射炉配料比。 各工序操作时间与温度的控制如表1。 表1  转炉各工序操作时间与温度（二）熔化。采用低压喷嘴燃烧重油。由于是周期性作业，每炉升温前要点火。点火可用木柴或煤气点火，点火时操作人员应站在油嘴两侧，先开风后开油，点火后遂渐加大风量与油量，使炉温逐渐上升。风油比控制为每千克重油耗10米3风量，油压应大于0.39×106帕，当用压缩空气雾化时，风压应大子0.39×106帕，当用蒸汽雾化时，蒸汽压力应大干0.59×106帕。 在熔化过程中必须经常观察炉料熔化情况，根据具体情况翻动炉料或转动液面。炉料完全熔化后，为了使还原反应完全，可加入煤粉后翻动炉料，再封好炉口继续熔化。 （三）出炉。出炉包括放渣、放冰铜，放铋合金（粗铋），放渣时不许停风停油，保持高温放稀渣，溜口要清理得又宽又平，缓慢转动炉体，使渣流出时薄而慢，经常取样观察，炉内粘渣、浮砖要及时抓出，不让在炉内形成炉结。放渣后要清理干净炉口，将炉口转至水平位置。为了降低冰铜含铋，可加入部分铁屑，用铁扒搅匀后升温。放冰铜时速度应稍快，但要防止粗铋流出，要经常采样观察。放完冰铜后降温，直至炉内残存之冰铜冷凝成固体后，再放粗铋，放到斗内的粗铋上的浮渣，要及时捞干净。 四、转炉故障及排除 （一）炉结。转炉炉结与反射炉炉结大体相同，主要是由黄渣组成，因为氧化铋渣含砷高达2%左右，而加入黄铁矿后，热分解产生FeS，FeS被纯碱氧化成FeO，FeO在转炉熔炼温度下，当炉内局部气氛含CO高于70%时，可以还原为金属铁。 金属铁与氧化铋渣中被还原的砷一道组成黄渣。黄渣的处理方法与反射炉大致相同，由于转炉燃料是重油，炉温较反射炉更易掌握，所以炉结较易排除。 （二）重油燃烧的主要故障及预防 1、点不着火的原因是无油或油中渗水过多、烧嘴服堵塞、温度不够、风量过大、重油闪点过高。预防法是重油须经滤油器过滤、点火时确认有油喷出，雾化空气量必须适当。 2、火焰不稳定的原因是重油粘度过大、燃烧器喷嘴过大、风压，油压不稳定。预防法是提高加热温度、选用适当的油嘴砖、设置减压阀。 3、回火的原因是重油闪点过低、油灰过大、一次空气压力不够。预防法是选用合适的燃烧器，观察雾化状况及喷出速度，防止排气管堵塞。 4、积炭结焦包括喷口及油嘴砖积炭结焦。原因是由于预热温度过高、喷射不良、油含碳高而引起喷嘴结焦；而油嘴砖扩散度不够、喷嘴喷射角度太陡、重油雾化不够是造成油嘴砖结焦的原因。对积炭结焦要经常检查，及时清理。

日本国富冶炼厂处理澳大利亚佩科矿含铋0.4%～1%之铜精矿，产出之转炉烟尘成分为（%）；Bi 10，Pb 27，Zn 12，Cu 0.2，S 12，用文丘里洗涤器洗涤过滤，滤饼用硫酸加食盐浸出，与洗水一道用铁屑置换，产出含铋40%～65%的海绵铋，与铜鼓风炉静电沉积尘一道制粒，在反射炉内与焦粉、纯碱、石英粉一道还原熔炼，产出之粗铋含铋90%以上，含Pb低于5%，装入精炼锅进行火法精炼，其工艺流程如图1。图1  国富厂回收铋工艺流程图 此流程包括浸出、置换、还原熔炼、火法精炼等工序，合理地利用了铜转炉与鼓风炉烟尘、湿法与火法相结合，流程紧凑，程序安排合理，值得推广借鉴。

铋的冶炼分粗炼和精粹两个过程。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。精粹一般包含氧化除砷锑碲、加锌除银、氯化除铅锌、高温除氯四个过程。

炼铋反射炉与炼铜反射炉构造大体相似，只是由于生产能力（受原料来源的限制）的限制，熔池（熔炼室）大小一般在10米2以内，由于金属铋对砖缝有极强的渗透力，所以整个炉体砌筑在一个20毫米厚的钢板焊成的大铁箱内。 国内炼铋反射炉多采用烟煤作燃料，火膛（燃烧室）与熔池间用火墙（火桥）连接，进料采用炉顶中心装料法。 图1介绍了10米2铋反射炉的一般构造。地表面以下用钢筋混凝土浇灌基础，承受炉体，地面以上先砌炉基，炉基上置钢板焊制的大铁箱，炉体砌筑在铁箱内，四周围以钢立柱，用拉杆加固。 图1  10米2铋反射炉的一般构造 1－火膛；2－火桥；3－渣线：4－加料孔； 5－出料口；6－炉基；7－熔池；8－炉尾；9－虹吸口 一、铋反射炉的构造及主要尺寸 整个反射炉由炉基、炉底、炉墙、炉顶、炉尾烟道、加固支架、装料设备、虹吸出铋口、冰铜及渣放出口等几部分组成。 （一）炉基。炉基用红砖砌筑在基础之上，按设计图纸的要求，预先留出拉杆穿过部分，同时有利于炉底通风，以免当炉底漏铋时，铋液渗入地下。炉基高约0.5米，上面铺一层耐火泥拌和的细砂，以保持表面平整，使铁箱底部钢板严密吻合在炉基上，以保证均匀受压。 （二）炉底。反射炉底是指熔池的底部，砌筑在铁箱内，炉底由下至上之层次为：①钢板上衬一层石棉板；②根据炉底反拱的弧度砌铺底砖；③在铺底砖上用混合料（耐火砂、耐火混与水玻璃拌和）捣筑炉底；④用粘土砖砌下层炉底反拱；⑤用镁砖（铬镁砖）砌上层炉底反拱。 （三）炉墙。炉墙分内外两层，外层炉墙用粘土砖砌筑，内层炉墙渣线以上用粘土砖砌筑，渣线以下用镁砖砌筑。要求渣线以下砖缝小于1毫米。1米长度内膨胀缝宽度：粘土砖为5毫米，镁砖为10毫水。为了防止内层炉墙渣线腐蚀后向熔池内倒塌，常在每隔0.5～1米处，内外层搭砌一口砖联接。砌筑炉墙要留膨胀缝，以免砖体受热膨胀后变形。 （四）炉顶。铋反射炉炉顶宜用硅砖砌筑，当缺少硅砖时，也可用粘土砖、高铝砖、镁砖代替。拱式炉顶筑在固定于反射炉两侧的工字钢立柱上的由钢板焊成的拱脚树楔上，为了防止炉顶散热，拱顶砖上覆盖两层硅藻土轻质保温砖。 （五）炉尾烟道。炉尾呈船形逐渐收缩，尾部联接直升烟道，炉尾烟遭用粘土砖砌筑，直升烟道连接炉尾与水平烟道，使炉气经炉尾烟道、水平烟道，进入冷却器与除尘器中。 （六）加固支架。反射炉炉体砌筑在铁箱内，为了防止铁箱变形，在炉体两侧及两端，每隔1米左右设立柱，立柱用工字钢楔焊成，在每对立柱之间，穿过炉底下方空隙与炉顶上方，用直径30厘米圆钢拉杆拉紧。 （七）加料设备。炉料在地下配料仓混合后，放入容积0.3～0.5吨的箕斗内，用卷扬机提升箕斗至炉顶中心的两个加料口上，将炉料自炉顶加料口倾倒入熔池内，加料口直径40厘米，可采用水套式或铸铁式。加料口之盖板用铸铁铸造，经滑轮提升开闭。 （八）虹吸出铋口。虹啦出铋口位于炉尾侧部，如图1所示位置。虹吸日用镁砖砌筑，为一向上倾斜的孔道，下端口位于熔池内侧墙底部，为熔池底最低位置，被沉积在焙池内的熔融铋液所淹没。下端口与上端口倾斜穿过前侧墙，上端口位于炉外侧，即粗铋放出口。上下口之间高差0.22米，使熔池内保持一定量的粗铋，以免下端口为冰铜和炉渣所堵塞，并防止生成炉底结。虹吸口下的水平出铋口，只在停炉时将炉内粗铋全部放出时用。 （九）冰铜及炉渣放出口。设于炉前中部，为一上部装有工作门的阶梯式放出口，用镁砖砌筑。 二、反射炉作业基本条件 （一）炉料及装料方法。炉料的组成已如前述，采用周期性熔炼，可单独处理铋矿石，办可单独处理氧化铋渣，也可处理铋精矿与氧化铋渣的混合炉料。 10米2反射炉炼铋的装料方法，多采用炉顶中心进料。此法的优点是炉料受热面大，可以很好地利用炉顶与炉墙的辐射热，炉料熔化快；缺点是烟尘率较大，侧墙渣线部位容易腐蚀。 （二）燃料及燃烧方法。国内10米2炼铋反射炉，采用块状烟煤作燃料，其发热量在27196～29288焦耳／千克，燃料耗量一般为300～350千克／小时。 紧靠熔池筑有燃烧室，火膛面积的选择为：F火／F熔＝0.15～0.22。熔池与火膛之间用火墙联接，火墙高度约0.65～0.75米。 10米2炼铋反射炉炉长与炉温间的变化关系如图2所示。图2  铋炉炉长与炉温间的变化关系 从图2可见高温区在炉前部三分之一处。 （三）烤炉。温度对耐火材料的热膨胀性影响非常大，某些耐火材料因温度的升高还伴随有晶形转变，所以，使用耐火材料砌体进行高温熔炼，必须预先进行从低温向高温逐步升温的预热过程，这就是烤炉。由于炉膛内使用的耐火制品材质不同，所以烤炉升温的条件也不相同，必须制订合理的烤炉升温制度。 由于耐火材料的热膨胀性可用线膨胀的百分数α表示，故式中L2－耐火材料加热到规定温度后长度（米）；     L1－耐火材料加热开始前的长度（米）。 热膨胀性只取决于耐火材料的化学矿物成分。耐火材料的材质有镁石质、钢玉质、粘土质与氧化硅质等几种，其中镁石质（如镁砖、铬镁砖）、钢玉质（如高铝砖、刚玉砖）、粘土质（如熟料及不烧粘土砖、半酸性耐火砖）耐火材料制品，它们的线膨胀系数α与温度差不多成正比，只要均匀升温，就可以保证耐火材料均匀膨胀。独有氧化硅质（如硅砖）耐火材料制品，当温度升至600℃左右时，曲线的斜率突然变化，使曲线向水平方向发展，直至1100℃以后，曲线才又硅著上升。这是因为SiO2在573℃时产生晶形转变．由β－石英→α－石英，体积膨胀0.82%，而在1000℃开始由α－石英→α－大硅石，但过程进行很慢，在1300℃以上时才快些，体积膨胀15.4%，所以在烤炉升温时，为了稳定晶形，必须在晶形转变阶段有一个恒温过程。 一般铋反射炉大修后烤炉9～12天，小修后烤炉5～7天。 烤炉质量与炉寿命有很大关系，必须严格按升温表执行。特别是在恒温阶段，由于存在硅砖的晶形转变而引起的体积膨胀，如果温度波动，就将使耐火材料反复膨胀收缩，从而损环耐火材料，缩短炉体寿命。 三、反射炉熔炼实践 反射炉正常作业包括：配料、进料、升温、熔化、沉淀、放渣、放冰铜、放粗铋、封炉口、清炉等步骤，可划分为备料（配料、进料），司炉（升温、熔化、沉淀、清炉）、炉前（放渣、放冰铜、放粗铋、封炉口）等三个岗位，实行岗位责任制。 （一）备料岗位。包括如下工作： 进行配料计算，根据炉况及时调整配料比； 严格按配料比配料，铋精矿、氧化铋渣与熔剂（纯碱与萤石粉）、还原剂（煤粉）、置换剂（铁屑）应混合均匀，各种返炉渣料与烟尘应配足量。 处理渣料时应注意以下几点：①每炉处理量不宜太大，将铋精矿与返渣料混合处理，一般返渣量为炉料量的十分之一；②精炼渣含NaOH较高，处理时要适当减少配入的纯碱量。精炼渣每炉处理量不宜太大，以防跑炉；③对难熔的渣料，如炉底灰、烟道结等，每炉配入量最好不大于炉料量的百分之五，以防炉料的熔点升高过多：④当不得不单独处理返渣时，精炼渣中要配入较多的煤粉还原；浸出渣中要配入较多的纯碱和其中脉石成分造渣；铋烟灰中要适当配入铁屑与其中的硫反应，生成FeS入冰铜。 进料前要打开进料口盖，关闭反射炉与烟道间闸门，并检查箕斗式进料机的运转状况。 （二）司炉岗位。司炉工作的关键是控制各阶段的炉温，最大限度地节约燃料。 炉温的控制：进料时炉温为1000℃左右；熔化阶段逐渐升温至1250℃；保持高温熔炼六小时以上，直至炉料化平；保温沉淀阶段温度控制在1200～1250℃之间，沉淀时间不少于六小时，以使冰铜与炉渣中悬浮的铋珠能进入粗铋。 执行节煤司炉制：采用薄煤层、勤添煤、炉膛内保持零压或微负压、微正压操作，保持适当的过剩空气量，使在熔池前部形成高温区，碳在炉膛内完全燃烧成CO2。 （三）炉前岗位。炉前操作影响到渣含铋，冰铜含铋等技术指标。 由于冰铜熔点比炉渣低，流动性比炉渣好，所以在开炉口前，做好一切准备，开始放渣时，应根据“宽，浅、平”的要诀开炉口，使渣慢慢流出，不致影响炉内液体的分层状况，尽量使渣放干净后，再放冰铜。冰铜放出速度宜快，因为冰铜放出时，会从炉内带走大量热，使炉温急剧下降，如果操作缓慢，则冰铜尚未放净时，炉温已降低，炉内尚未放出的冰铜粘度增加，流动性变差，所以要在炉温尚未下降之前，把冰铜放出，炉内可存少量冰铜以降低冰铜含铋。 虹吸放粗铋时，要掌握炉内粗铋的存留量，以防止冰铜或渣进入虹吸的下端口，而将虹吸孔道堵塞。最好将虹吸放粗铋次序安排在进完炉料后，以免由于炉内存留液体金属量太少，使固态炉料掉入虹吸孔道而堵塞孔道。当虹吸口堵塞时，可用氧气通入虹吸口内烧通。 四、反射炉故障及排除 （一）火膛炉顶烧塌。这是反射炉容易发生的故障。由于火膛炉顶温度变化激烈，高温时要承受1400℃左右温度，低温耐冷却至500℃左右，而每熔炼一炉温度反复剧变一次，使火膛炉顶耐火材料容易损坏。同时，筑炉质量对此影很大：如耐火材料受潮或机械损坏；筑炉时膨胀缝留得不足，使炉顶膨胀向上凸变形，砖体间互相挤压碎裂；或膨胀缝留得太宽，使炉顶下塌。还有些原因；如未能及时松、紧拉杆，造成砖体挤压或砖体下塌，使耐火材料受损；烤炉质量对此也有影响，不按升温制度烤炉，造成温度激烈波动，使耐火材料损坏；操作不慎的影响，如焦点区在火膛炉顶部，使炉顶承受过高的温度，或清炉前火膛过冷，易损坏炉顶耐火材料。 火膛炉顶烧塌可以进行抢修。抢修方法是在放冰铜后，降低炉温，拆除火膛炉顶烧坏部分，将湿润后的冷炉渣填充入火膛，使其平炉顶呈一定弧度，代替烘顶木模，再在熔池中进料三分之二以上，以降低炉顶温度，然后砌火膛炉顶，一般抢修时间为四小时。 （二）熔池侧墙烧垮。反射炉侧墙是内层与外层分别砌筑的，因为熔体腐蚀渣线，渣线附近的砖易损坏，从而造成熔池内墙部分烧垮，使高温火焰直接烧在拱脚大楼上。如不及时抢修，就会烧化大楔，使炉顶倒塌。 抢修方法是放完冰铜后，降低炉温，拆开烧垮的内侧墙部位的外侧墙，用钢板挡住熔池辐射热，进料三分之二，以降低炉温，再进行抢修，先砌内侧墙，再砌外侧墙。 （三）炉料难熔化。炉料难化的主要原因是配料不当，炉温不够、炉膛抽力不足，配料不当是指熔剂加入量不足，焦粉加入过量，高熔点返料加入过多，精矿中难熔组分含量高等：炉温的影响如火膛炉栅结死，避风面积小且分布不均匀，烟煤质量差，灰分多，发热值低，火焰短，或司炉工技术不熟练，工作责任心不强，如投煤不均匀，风量调节不当，造成炉温波动，保持不了炉料熔化温度等。抽力的影响如烟道堵塞、烟气受潮，布袋积尘厚，掉袋多，管道漏风等。必须针对炉况，分析矛盾，找出原因，及时处理。 （四）炉结。产生炉结是反射炉粗炼的主要故障，在生产实践中，由于炉内炉结恶性增长而被迫停炉的现象，在各炼铋厂均有发生，但对炉结产生的原因与排除措施，则研究不足。 某厂根据对炉结进行的多次分析研究，认为铁是炉结的主要组成部分，现将几种炉结化学成分列于表1。 表1  反射炉炉结的主要组成（%）从表1可见，炉结可分为两类： 第一类炉结－黄渣：上表中1～6号炉结，其中铁与砷含量之和为75%～85%，但铁与砷之间的波动范围较大，这实际上就是黄渣的成分，即Fe2As、Fe3As2、Fe5As等。 冶金炉内产生黄渣，必须具备三个条件；即炉内还原性气氛强；炉料中砷含量较高；有金属铁存在。而铋反射炉内由于煤粉加入过量或炉料混合不匀，个别区域内还原气氛可能较强；铋精矿中砷含量较高，加之烟尘返回配料，使氧化砷形成闭路循环，被还原为单体砷，而与金属铁组成黄渣。特别是当炉料中氧化铋渣搭配量大时，为了使此类氧化渣还原，常常额外增加煤粉的配入量，因而使炉内还原气氛增强，所以大量处理氧化铋渣时，黄渣在炉内出现的机会更多。 同时，铁屑质量对形成黄渣影响极大。若使用铸铁屑作置换剂，则黄渣不易产生，若使用钢屑，则黄渣易于产生。分析其原因，是因为在一定范围内，铁的熔点随铁中渗碳量升高而降低，如含碳4.3%的铁碳低共熔合金，当在1150℃就熔化了，而含碳在1.7%以下的钢，熔点高，结构致密。从Fe－C系状态图上可见。（见图3）图3  Fe－C系状态图 在铋反射炉的正常熔炼作业温度下，钢屑加入后与炉料进行置换反应的速度慢且不完全，一部分钢屑在赤热状态下与单体砷接触组成黄渣，密度约为7克／厘米3，界于冰铜与粗铋之间，熔点波动范围较大，甚至1300℃时仅能使其软化。黄渣产生后如不及时处理，则会迅速增厚，堵塞熔池，甚至死炉。 为了避免黄渣产生，应严格控制炉内弱还原性气氛，置换剂应尽量使用铸铁屑，对产出的烟尘应另行处理。 当炉内已出现黄渣时，可采用高温熔化法：放完冰铜后，露出黄渣固态表面，在1250～1350℃高温下熔化1～2小时，边化边放。对熔点高的黄渣，则在高温下由操作工人用粗大钢钎和木材插入炉内黄渣层下，依靠湿木材逸出气体的冲力和人力，强行将软化的黄渣破碎扒出。 从图4Bi－Fe系状态图可见，铋与铁在固态或液态均不互济而分层，所以黄渣中的铋主要是机械裹夹，可用熔析法分离。图4  Bi－Fe系状态图 第二类炉结－积铁：表1中所列第7号炉结，含砷不高，含铁达53.16%，经过物相分析，发现铁主要以Fe3O4状态存在（其中含Fe3O4 50%～70%）。根据对图5的分析，Fe3O4熔点1597℃，在铋反射炉熔炼温度下，不可能熔化，在炉内形成固态炉结，在炉尾部或侧墙附近及炉底部凝积，使熔池逐渐堵塞。 磁性氧化铁的分解程度，与温度及与SiO2的接触有关：   反应的平衡压力pSO2随温度升高而增大，当炉内有过量的SiO2存在时，温度高于1000℃，反应能迅速进行，70%～85%的Fe3O4在炉内分解。 金属铁可使Fe3O4还原为FeO造渣：处理此类炉结必须具备的条件：高温、过量的SiO2存在、FeS的存在，必要时加入铁屑搅动，增加接触的机会。图5  Fe－O系状态图

铜精矿中含的铋，在炼铜进程中富集在转炉烟尘中。这种烟尘假如回来铜体系进行还原熔炼，必然会进步粗铜中铋的含量，当阳极板含铋量大于0.05%时，会给铜的电铜精粹带来困难。所以，从确保电铜质量和归纳收回铋考虑，都有必要从铜转炉烟尘中收回铋。 一、在铜熔炼进程中铋的行为 铋在铜熔炼中的分配如图1所示。图1  铋在铜熔炼中的散布 在铜转炉操作中，铋先以Bi2S3形状存在于冰铜中，在高温下分化，一部分铋以金属形状存在，在转炉吹炼进程中，铋以金属形状蒸发。因为金属铋在高温时易蒸发，铋的蒸气压在1250℃时为9.066×103帕，1300℃时为20.532×103帕，所以，只需坚持转炉处于高温状况，就能使粗铜中的铋坚持在0.05%以下。 二、从转炉烟尘中收回铋 （一）硫酸浸出转炉烟尘。转炉烟尘经过文氏塔净化，因为洗刷水含有稀硫酸，实际上是转炉烟尘的稀硫酸浸出进程。 转炉烟尘的成分列于表1。 表1  铜转炉烟尘成分其间铜、锌和铅首要呈硫酸盐状况存在，铜和锌的硫酸盐溶解进入溶液，铅的硫酸盐不溶解，而铋与锡以氧化物形状存在，锡的氧化物不溶解，而铋的氧化物约有10%可进入溶液，而90%的铋留在浸出渣中，作为收回铋的质料。 其工艺流程如图2所示。图2  从转炉烟尘中收回铋工艺流程 （二）浸出渣的湿法浸出。浸出渣成分列于表2。 表2  浸出渣成分（%）选用H2SO4－NaCl混酸浸出，浸出机理如前所述，食盐与浓度对铋的溶解度的影响如图3所示。图3  食盐浓度和硫酸浓度对铋溶解度影响 实践中选用二段逆流浸出，铁屑置换，产出海绵铋，熔化后铸成粗铋。 技能条件及目标： 浸出液组成：H2SO4 100克／升，NaCl 100克／升；液固出（4～5）∶1；室温浸出，机械拌和2小时。 铋浸出率高于95%；从浸出渣至海绵铋的收回率达90%左右；铁屑耗量为理论量1.3倍；海绵铋档次高于65%。 三、浸出渣的其它处理办法 华东地区某厂处理浸出渣时，首要对浸出渣进行还原熔炼，产出铅、铋合金，铸成阳极进行铅、铋电解，铅在阴极分出，铋进入阳极泥，再将阳极混熔铸成粗铋，其工艺流程如图4。图4  浸出渣的火法－电解工艺流程 技能条件及目标 还原熔炼配料比：干料100，纯碱20～30、铁屑5～15、煤粉5～10；熔炼温度1100～1250℃；炉时：16小时。 铅铋电解液成分：总酸230克／升、游离酸为H2SiF6 120克／升左右、铅离子100克／升左右；电流密度50～150安／米2；槽压0.3～0.7伏；室温电解。 铅与铋熔炼直收率均在90%以上；铅铋合金成分含Pb 65%～75%、Bi 20%～30%；铅铋电解阳极含Pb 78%～80%、Bi 18%～20%、Sb 0.7%～1.5%；分出铅含Pb 99.9%、Bi 0.003%。阳极泥含Bi 75%～85%、Pb 5～10%、Sb 5%～10%。 设备：还原熔炼反射炉一台，焚烧重油，熔池面积8米2；铅铋电解设备一套。 华中地区某厂，对浸出渣进行还原熔炼，产出铅铋合金，由华东地区某厂直接进行火法精粹，产出一号精铋。