碲　　碲有结晶形和无定形两种同素异形体。结晶碲具有银白色的金属外观，密度6.25，熔点452℃，沸点1390℃。无定形碲（褐色），密度6.0，熔点449.5℃，沸点989.8℃。碲在空气中焚烧带有蓝色火焰，生成二氧化碲；可与卤素反响，但不与硫、硒反响。溶于硫酸、硝酸、和溶液。易传热和导电。　　碲矿藏首要与黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿等共生，首要碲矿藏有碲铅矿、碲铋矿、辉碲铋矿以及碲金矿、碲铜矿等。铜电解精粹所得的阳极泥是碲的首要来历。处理阳极泥的首要办法是硫酸化焙烧法，其他办法如苏打烧结法等运用较少。依据阳极泥中碲含量的凹凸，选用不同的处理办法：对含碲高的阳极泥，枯燥后在250℃下进行硫酸化焙烧，然后在700℃使二氧化硒蒸发，碲则留在焙烧渣中。对含碲低的铜阳极泥和铅电解阳极泥混合处理时，可进行还原熔炼。高纯碲的制取首要选用电解法。　　碲在冶金工业中的用量约占碲总消费量的80%以上。参加少数碲，能够改进低碳钢、不锈钢和铜的切削加工功用。在白口铸铁中，碲用作碳化物稳定剂，使表面巩固耐磨。在铅中添加碲，可进步材料的抗蚀功用，可用来制造海底电缆的护套，也能添加铅的硬度，用来制造电池极板和印刷铅字。碲可用作石油裂解催化剂的添加剂以及制取乙二醇的催化剂。氧化碲用作玻璃的着色剂。高纯碲可用作温差电材料的合金组分，超纯碲单晶是一种新式的红外材料。　　镓、铟、、锗、硒、碲和铼一般称为稀散金属，这7个元素从1782年发现碲以来，直到1925年发现铼才被悉数发现。这一组元素之所以被称为稀散金属，一是因为它们之间的物理及化学性质等类似，划为一组；二是因为它们常以类质同象的方式存在于有关的矿藏傍边，难以构成独立的具有独自挖掘价值的稀散金属矿床；三是它们在地壳中的均匀含量较低，以稀疏涣散状况伴生在其他矿藏之中，只能随挖掘主金属矿床时在选冶中加以归纳收回和运用。　　稀散金属具有极为重要的用处，是今世高科技新材料的重要组成部分。由稀散金属与其他有色金属组成的一系列化合物半导体、电子光学材料、特殊合金、新式功用材料及有机金属化合物等，均需运用共同功用的稀散金属。用量尽管不大，但至关重要，缺它不行。因此广泛用于今世通讯技能、电子计算机、宇航、医药卫生、感光材料、光电材料、动力材料和催化剂等职业。　　稀散金属在自然界中首要以涣散状况赋存在有关的金属矿藏中，如闪锌矿一般都富含镉、锗、镓、铟等，单个还含有、硒与碲；黄铜矿、黝铜矿和硫砷铜矿常常富含、硒及碲，单个的还富含铟与锗；方铅矿也常富含铟、、硒及碲；辉钼矿和斑铜矿富含铼，单个的还富含硒；黄铁矿常富含、镓、硒、碲等。现在，尽管已发现有近200种稀散元素矿藏，但因为稀疏而未富集成具有工业挖掘的独立矿床，迄今只发现有很少见的独立锗矿、硒矿、碲矿，但矿床规划都不大。　　我国稀散金属矿产资源比较丰富，已探明有稀散金属矿产储量的矿区：锗矿散布在11个省区，其间广东、云南、吉林、山西、四川、广西和贵州等省区的储量占全国锗总储量的96%；镓矿散布在21个省区，首要会集在山西、吉林、河南、贵州、广西和江西等省区；铟矿散布在15个省区，首要会集在云南、广西、内蒙古、青海、广东；矿散布在云南、广东、甘肃、湖北、广西、辽宁、湖南等7个省区；硒矿散布在18个省区，首要会集在甘肃，其次为黑龙江、广东、青海、湖北和四川等省区；碲矿散布在15个省区，首要会集在江西、广东、甘肃；铼矿散布在陕西、黑龙江、河南和湖南、湖北、辽宁、广东、贵州、江苏9个省。

碲有结晶形和无定形两种同素异形体。结晶碲具有银白色的金属外观，密度6.25，熔点452℃，沸点1390℃。无定形碲(褐色)，密度6.0，熔点449.5℃，沸点989.8℃。碲在空气中焚烧带有蓝色火焰，生成二氧化碲;可与卤素反响，但不与硫、硒反响。溶于硫酸、硝酸、和溶液。易传热和导电。 碲矿藏首要与黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿等共生，首要碲矿藏有碲铅矿、碲铋矿、辉碲铋矿以及碲金矿、碲铜矿等。铜电解精粹所得的阳极泥是碲的首要来历。处理阳极泥的首要办法是硫酸化焙烧法，其他办法如苏打烧结法等运用较少。依据阳极泥中碲含量的凹凸，选用不同的处理办法：对含碲高的阳极泥，枯燥后在250℃下进行硫酸化焙烧，然后在700℃使二氧化硒蒸发，碲则留在焙烧渣中。对含碲低的铜阳极泥和铅电解阳极泥混合处理时，可进行还原熔炼。高纯碲的制取首要选用电解法。 碲在冶金工业中的用量约占碲总消费量的80%以上。参加少数碲，能够改进低碳钢、不锈钢和铜的切削加工功用。在白口铸铁中，碲用作碳化物稳定剂，使表面巩固耐磨。在铅中添加碲，可进步材料的抗蚀功用，可用来制造海底电缆的护套，也能添加铅的硬度，用来制造电池极板和印刷铅字。碲可用作石油裂解催化剂的添加剂以及制取乙二醇的催化剂。氧化碲用作玻璃的着色剂。高纯碲可用作温差电材料的合金组分，超纯碲单晶是一种新式的红外材料。 镓、铟、、锗、硒、碲和铼一般称为稀散金属，这7个元素从1782年发现碲以来，直到1925年发现铼才被悉数发现。这一组元素之所以被称为稀散金属，一是因为它们之间的物理及化学性质等类似，划为一组;二是因为它们常以类质同象的方式存在于有关的矿藏傍边，难以构成独立的具有独自挖掘价值的稀散金属矿床;三是它们在地壳中的均匀含量较低，以稀疏涣散状况伴生在其他矿藏之中，只能随挖掘主金属矿床时在选冶中加以归纳收回和运用。 稀散金属具有极为重要的用处，是今世高科技新材料的重要组成部分。由稀散金属与其他有色金属组成的一系列化合物半导体、电子光学材料、特殊合金、新式功用材料及有机金属化合物等，均需运用共同功用的稀散金属。用量尽管不大，但至关重要，缺它不行。因此广泛用于今世通讯技能、电子计算机、宇航、医药卫生、感光材料、光电材料、动力材料和催化剂等职业。 稀散金属在自然界中首要以涣散状况赋存在有关的金属矿藏中，如闪锌矿一般都富含镉、锗、镓、铟等，单个还含有、硒与碲;黄铜矿、黝铜矿和硫砷铜矿常常富含、硒及碲，单个的还富含铟与锗;方铅矿也常富含铟、、硒及碲;辉钼矿和斑铜矿富含铼，单个的还富含硒;黄铁矿常富含、镓、硒、碲等。现在，尽管已发现有近200种稀散元素矿藏，但因为稀疏而未富集成具有工业挖掘的独立矿床，迄今只发现有很少见的独立锗矿、硒矿、碲矿，但矿床规划都不大。 我国稀散金属矿产资源比较丰富，已探明有稀散金属矿产储量的矿区：锗矿散布在11个省区，其间广东、云南、吉林、山西、四川、广西和贵州等省区的储量占全国锗总储量的96%;镓矿散布在21个省区，首要会集在山西、吉林、河南、贵州、广西和江西等省区;铟矿散布在15个省区，首要会集在云南、广西、内蒙古、青海、广东;矿散布在云南、广东、甘肃、湖北、广西、辽宁、湖南等7个省区;硒矿散布在18个省区，首要会集在甘肃，其次为黑龙江、广东、青海、湖北和四川等省区;碲矿散布在15个省区，首要会集在江西、广东、甘肃;铼矿散布在陕西、黑龙江、河南和湖南、湖北、辽宁、广东、贵州、江苏9个省。

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。

碲铜，即碲和铜的合金。    碲铜常用的有两种：含1％碲的碲铜具有良好的切削加工性能；含50％碲和50％铜的碲铜用作中间合金。    碲铜常应用于：具有优良的导电、导热、耐腐蚀、抗高温性，广氾应用於电气插件、端子、电气元件、汽车零件、弹性元件、焊接电极、炉内组件等。    碲铜是一种高导、高强度、高灭弧的碲铜合金材料，涉及电器电子 行业 中使用的高导合金材料。高导、高强度、高灭弧的碲铜合金材料按以下组分构成(百分含量比)：铜98.6～99.3％，碲0.5～1％，稀有元素0.2～0.4％。除具备高导电性和高灭弧性外，还具有高强度，高塑性和高起晕电压和击穿电压等优良特性。碲铜合金材料可替代现有的银铜合金使用，还是大型发电机组导线、固体微波管底座热层和18GH2的PIN管的特选材料，同时也是电线、电缆的新型基本材料。    以下是碲铜的产品标准、化学成分以及机械性能的指标：  

碲铜是碲和铜的合金。根据两种 金属 的含量不同，碲铜的主要性能有两种：含1％碲的碲铜具有良好的切削加工性能；含50％碲和50％铜的碲铜用作中间合金。此外碲铜具有优良的导电、导热、耐腐蚀、抗高温性，广氾应用於电气插件、端子、电气元件、汽车零件、弹性元件、焊接电极、炉内组件等。碲铜的具体物理及化学特性如下： 

碲锭碲的产品形态物质。碲有结晶形和无定形两种同素异形体。结晶碲具有银白色的 金属 外观，密度6.25克/厘米3，熔点452℃，沸点1390℃，硬度是2.5（莫氏硬度）。不溶于同它不发生反应的所有溶剂，在室温时它的分子量至今还不清楚。无定形碲（褐色），密度6.00克/厘米3，熔点449.5±0.3℃，沸点989.8±3.8℃。碲在空气中燃烧带有蓝色火焰，生成二氧化碲；可与卤素反应，但不与硫、硒反应。溶于硫酸、硝酸、氢氧化钾和氰化钾溶液。易传热和导电。碲除了兼具金属和非金属的特性外，碲还有几点不平常的地方：它在周期表的位置形成“颠倒是非”的现象──碲引比碘的原子序数低，却具有较大的原子量。如果人吸入它的蒸气，从嘴里呼出的气会有一股蒜味。碲有结晶形和无定形两种同素异形体。电离能9.009电子伏特。结晶碲具有银白色的金属外观，密度6.25克/厘米3，熔点452℃，沸点1390℃，硬度是2.5（莫氏硬度）。不溶于同它不发生反应的所有溶剂，在室温时它的分子量至今还不清楚。无定形碲（褐色），密度6.00克/厘米3，熔点449.5±0.3℃，沸点989.8±3.8℃。碲在空气中燃烧带有蓝色火焰，生成二氧化碲；可与卤素反应，但不与硫、硒反应。溶于硫酸、硝酸、氢氧化钾和氰化钾溶液。易传热和导电。碲消费量的80％是在冶金工业中应用：钢和铜合金加入少量碲，能改善其切削加工性能并增加硬度；在白口铸铁中碲被用作碳化物稳定剂，使表面坚固耐磨；含少量碲的铅，可提高材料的耐蚀性、耐磨性和强度，用作海底电缆的护套；铅中加入碲能增加铅的硬度，用来制作 电池 极板和印刷铅字。碲可用作石油裂解催化剂的添加剂以及制取乙二醇的催化剂。氧化碲用作玻璃的着色剂。高纯碲可作温差电材料的合金组分。碲化铋为良好的制冷材料。碲和若干碲化物是半导体材料。超纯碲单晶是新型的红外材料。 　　碲有毒，属于危险品 ,碲是一种稀有的元素,在地壳中的含量和金、铑差不多,化学性质和硒差不多,而毒性较小。在空气中将碲加热熔融,会生成氧化碲的白烟。它使人恶心飞头痛飞眩晕飞口渴、皮肤搔痒、呼吸短促和心悸 人体吸入碲后，在呼气、汗、尿中产生一种令人不愉快的大蒜臭气。这种臭气很容易被别人感觉到而本人往往感觉不到。若口服适量的维生素C，即以消除气味。较大剂量的碲能抑制汗腺的分泌，损害皮肤，并能妨碍消化机能。碲锭目前的市场价格是每公斤1400元人民币左右。本文为转载稿，仅代表作者本人的观点，与本网立场无关。上海有色网信息科技有限公司不对其中包含或引用的信息的准确性、可靠性或完整性提供任何明示或暗示的保证。对于任何因直接或间接采用、转载本文提供的信息造成的损失，上海有色网信息科技有限公司均不承担责任。媒体合作事宜， 敬请联系info@smm.cn 或 021-6183 1988 转 5009。

碲铜 英文是?碲铜英文:tellurium copper碲和铜的合金。常用的有两种：含1％碲的碲铜具有良好的切削加工性能；含50％碲和50％铜的碲铜用作中间合金。合 金 美国 　　ASTM 中国 　　GB 日本 　　JIS 德国 　　DIN 英国 　　BS碲铜 C14500 QTe0.5 C1450 CuTeP C109化学成分 　　合 金 化学成分 %Cu Te P碲铜 C14500 99 % 0.4-0.7 % 0.01 %机械及物理性能 　　合 金 状态 抗拉强度 　　MPa 硬度 　　HV 延伸率 　　% 导电率 　　%IACS 车削性 　　%碲铜 C14500 H04 330 100 15 93 85应用：具有优良的导电、导热、耐腐蚀、抗高温性，广氾应用於电气插件、端子、电气元件、 　　汽车零件、弹性元件、焊接电极、炉内组件等。铜是一种化学元素，它的化学符号是Cu（拉丁语：Cuprum），它的原子序数是29，是一种过渡 金属 。 铜呈紫红色光泽的 金属 ，密度8.92克/立方厘米。熔点1083.4±0.2℃，沸点2567℃。常见化合价+1和+2。电离能7.726电子伏特。铜是人类发现最早的 金属 之一，也是最好的纯 金属 之一，稍硬、极坚韧、耐磨损。还有很好的延展性。导热和导电性能较好。铜和它的一些合金有较好的耐腐蚀能力，在干燥的空气里很稳定。但在潮湿的空气里在其表面可以生成一层绿色的碱式碳酸铜Cu2（OH）2CO3，这叫铜绿。可溶于硝酸和热浓硫酸，略溶于盐酸。容易被碱侵蚀。铜是古代就已经知道的 金属 之一。一般认为人类知道的第一种 金属 是金，其次就是铜。铜在自然界储量非常丰富，并且加工方便。铜是人类用于生产的第一种 金属 ，最初人们使用的只是存在于自然界中的天然单质铜，用石斧把它砍下来，便可以锤打成多种器物。随着生产的发展，只是使用天然铜制造的生产工具就不敷应用了，生产的发展促使人们找到了从铜矿中取得铜的方法。含铜的矿物比较多见，大多具有鲜艳而引人注目的颜色，例如：金黄色的黄铜矿CuFeS2，鲜绿色的孔雀石CuCO3·Cu(OH)2或者Cu2(OH)2CO3，深蓝色的石青2CuCO3Cu(OH)2等，把这些矿石在空气中焙烧后形成氧化铜CuO，再用碳还原，就得到 金属 铜。纯铜制成的器物太软，易弯曲。人们发现把锡掺到铜里去，可以制成铜锡合金──青铜。铜，COPPER，源自Cuprum，是以产铜闻名的塞浦路斯岛的古名，早为人类所熟知。它和金是仅有的两种带有除灰白黑以外颜色的 金属 。铜与金的合金，可制成各种饰物和器具。加入锌则为黄铜；加入锡即成青铜。更多有关碲铜请详见于上海 有色 网

金属 碲是地壳中的稀散元素，全球探明储量仅4-5 万吨，在冶金，半导体，航天航空，以及太阳能领域有巨大用途，是一种战略金属。碲化镉的性质　　棕黑色晶体粉末。不溶于水和酸。在硝酸中分解。 　　密度：6.20 　　熔点：1041℃ 　　碲化镉的用途 　　光谱分析。也用于制作太阳能 电池 ，红外调制器，HgxCdl-xTe衬底，红外窗场致发光器件，光电池，红外探测，X射线探测，核放射性探测器，接近可见光区的发光器件等。全球碲年产量约为300-400吨，随着碲在半导体行业的应用和CdTe 在太阳能薄膜电池中的大规模应用，碲的供应远不能满足快速增长的需求。碲化镉太阳能电池的优缺点碲化镉薄膜太阳能电池在工业规模上成本大大优于晶体硅和其他材料的太阳能电池技术，生产成本仅为0.87美元/W。其次它和太阳的光谱最一致，可吸收95%以上的阳光。工艺相对简单，标准工艺，低能耗，无污染，生命周期结束后，可回收，强弱光均可发电，温度越高表现越好。目前实验室转换效率16.5%，目前工业化转换效率10.7%。理论效率应为28%。发展空间大。然而碲化镉太阳能电池自身也有一些缺点。第一，碲原料稀缺，无法保证碲化镉太阳能电池的不断增产的需求。过去碲是以铜，铅，锌等矿山的伴生矿副产品形式，也就是矿渣，以及冶炼厂的阳极泥等废料的形式存在。碲化镉太阳能电池的不断成长的市场需求，无法得到原料的保证。第二，镉作为重金属是有毒的。碲化镉太阳能电池在生产和使用过程中的万一有排放和污染，会影响环境。碲化镉太阳能电池继续发展的可能性中国四川发现了世界上唯一的、独立存在的碲矿，目前已探明的储藏量为 2000多吨，已经可供全球可用50年。太阳能级高纯碲化镉是由高纯碲和镉在高温密闭的惰性气体，还原性气体和真空 环境中反应得到的。反应容器为石英管，在这一反应过程中，通过回收清洗液中的碲和镉，回收使用过的碲化镉太阳能电池，可实现零排放。美国国家实验室做过碲化镉高温燃烧试验，温度为760-1100度，试验发现，在火灾发生时每100万千瓦，释放的镉总量极限为0.01克。目前的火力发电厂排放的镉大大高于碲化镉电池。生产一节镍镉电池需用10克镉，而峰值功率100瓦的一平米太阳能电池，仅用7克镉。每产生一度电，镍镉电池需消耗3265毫克金属镉，而碲化镉太阳能电池仅需1.3毫克。二者相差2000倍。碲化镉不是镉元素。碲化镉是稳定的，同镉在其他方面的应用相比，镉在碲化镉太阳能电池中的应用是最安全和环保的，所以对环境危害性很小。此外，政府支持发展碲化镉电池。碲化镉太阳能电池技术以他特有的优势，得到了多国政府支持。美国政府开放市场，建多个发电厂。德国政府由欧盟资助，有多个建设项目。中国政府支持建设世界最大的电站。更多关于碲化镉的信息请登入上海 有色网www.smm.cn 。我们会为您提供最为详细的相关资讯。 本文为转载稿，仅代表作者本人的观点，与本网立场无关。上海有色网信息科技有限公司不对其中包含或引用的信息的准确性、可靠性或完整性提供任何明示或暗示的保证。对于任何因直接或间接采用、转载本文提供的信息造成的损失，上海有色网信息科技有限公司均不承担责任。媒体合作事宜， 敬请联系info@smm.cn 或 021-6183 1988 转 5009。

碲铜合金广泛应用于特种精密电机绕线、铜排、电缆、空调、冰箱散热管、晶体管底座、IT芯片、引线框架铜带、冷凝器、汽车水箱等 行业 。    目前，太阳能作为全球的清洁能源受到各国政府的大力支持和重点发展，这个 行业 的发展带动了连接器的大量 市场 需求。一般连接器为了成本等方面的考虑很多都采用无氧铜或者黄铜来加工生产，但是，由于太阳能的许多连接都是暴露在野外高温潮湿等复杂的气候环境条件下使用，环境的复杂性加快了对连接部件材料的腐蚀，从而缩短部件的使用寿命。另由于太阳能在转换为电能的过程中，对连接器的传导性能提高可以减少电能在传输过程中的损失和衰减，从而保持和提高了太阳能的转换率。连接器腐蚀产生的氧化物会造成连接件端子的电阻增大，增大了在传输过程中的能耗，使太阳能的光电转换大大降低。所在在太阳能 行业 的连接器生产就需要一种高传导和在复杂气候环境下耐腐蚀的材料。    碲铜合金材料由于有优良的切削性能可以精密加工成各种精密部件，材料的抗腐蚀性能可以应用于复杂气候环境下的连接器及端子而不被轻易腐蚀或氧化从而提高部件的使用寿命，碲铜保持了较高的传导性能，保证了在传输过程中的能耗和衰减对太阳能造成的影响。    在高端连接部件端子以及复杂气候环境条件要求的太阳能连接部件生产方面，以碲铜合金来生产加工，其优越性是很明显的。 

碲铜合金（DT）　　该合金广泛应用于特种精密电机绕线、铜排、电缆、空调、冰箱散热管、晶体管底座、IT芯片、引线框架铜带、冷凝器、汽车水箱等 行业 。    目前，太阳能作为全球的清洁能源受到各国政府的大力支持和重点发展，这个 行业 的发展带动了连接器的大量 市场 需求。一般连接器为了成本等方面的考虑很多都采用无氧铜或者黄铜来加工生产，但是，由于太阳能的许多连接都是暴露在野外高温潮湿等复杂的气候环境条件下使用，环境的复杂性加快了对连接部件材料的腐蚀，从而缩短部件的使用寿命。另由于太阳能在转换为电能的过程中，对连接器的传导性能提高可以减少电能在传输过程中的损失和衰减，从而保持和提高了太阳能的转换率。连接器腐蚀产生的氧化物会造成连接件端子的电阻增大，增大了在传输过程中的能耗，使太阳能的光电转换大大降低。所在在太阳能 行业 的连接器生产就需要一种高传导和在复杂气候环境下耐腐蚀的材料。     碲铜合金材料由于有优良的切削性能可以精密加工成各种精密部件，材料的抗腐蚀性能可以应用于复杂气候环境下的连接器及端子而不被轻易腐蚀或氧化从而提高部件的使用寿命，碲铜保持了较高的传导性能，保证了在传输过程中的能耗和衰减对太阳能造成的影响。     在高端连接部件端子以及复杂气候环境条件要求的太阳能连接部件生产方面，以碲铜材料来生产加工，其优越性是很明显的。 

金与银都或多或少地能与碲结合成化合物。金的碲化物用起泡剂就能浮选。但因为碲化物很脆，磨矿过程中易泥化，然后给碲化物的浮选形成困难。因而，处理金-碲矿石时，必须进行阶段浮选。       金-碲矿石的优先浮选准则流程如图1所示。首要，从矿石中收回金的碲化物和其他易浮矿藏。在苏打介质（pH＝7.5～8）中只用松根油或其他起泡剂进行浮选，使一部分游离金进入精矿中，而尾矿则用巯基捕收剂进行硫化物浮选。金-碲精矿进行长期化（4～5d）处理，而金-硫化物精矿则实施焙烧，然后对焙砂进行化。  图1  金-碲矿石优先浮选准则流程       另一个准则流程（如图2所示），是从混合浮选精矿及其化尾矿平分选出含碲产品。必要时，可对精矿进行再磨、洗刷和脱水，然后在苏打-介质中以碳氢油作为捕收剂进行碲化物浮选。  图2  金-碲-黄铁矿矿石的混合-优先浮选流程       当时，金-碲矿石可用下列两种计划进行处理。       （1）将难溶金用浮选法选入精矿中，对精矿实施氧化焙烧，焙砂和浮选尾矿进行化。       （2）将矿石直接进行化，化尾矿进行浮选。对浮选精矿进行焙烧，其焙砂进行化。       澳大利亚的莱克-维尤恩德-斯塔尔选金厂选用第一种计划处理难溶金-碲矿石的选冶工艺流程如图3所示。  图3  澳大利亚某选金厂处理难溶金-碲矿石的选冶工艺流程       所处理矿石含金7.5g/t，金主要为碲化物的细粒包裹体，粒度由微细到5mm。图3为重选-浮选和浮选精矿焙烧-化以及浮选尾矿化的联合流程。矿石进行三段破碎（至小于10mm）和四段磨矿，以防碲化物过破坏。在磨矿与分级循环中先用绒布溜槽收回粗金粒金，粗选溜槽给矿粒度为15%－1.65mm，扫选溜槽给矿粒度为20%＋0.074mm。磨碎后的矿石用浮选法收回难溶金。浮选精矿经脱水并焙烧（500～550℃），以便解离含金硫化物和碲化物，使之适合于化。因为浮选精矿含硫量很高，所以进行独自焙烧，其焙砂先用溜槽收回单体金，然后进行两段化。重选精矿进行混。       该厂金总收回率为94.2%。其间，原矿溜槽选别收回率为13.02%；焙砂溜槽选被收回率为20%；焙烧化收回率为57.60%；浮选尾矿化收回率为3.60%。

“”成为网络热词，也有微友对“提金”技能关心满满，本期，让咱们来看看它的“庐山真面目”： 剧毒，其实很重要 是一种剧毒危化品，化学式为NaCN，一起也是一种重要的根本化工原料，用于根本化学组成、电镀、冶金和有机组成医药、农药及金属处理方面。 想要?没那么简单 该品依据《风险化学品安全办理条例》受公安部门控制，首先去公安局处理剧毒品运用手续，然后还要建剧毒品库房，需要与公安局联网，运用时还需要双门、双锁、双人，进出实施挂号制。 “抵挡”它其实不难 剧毒，但只需重视其运送、运用及后续处理，简直对环境无留传副作用。 并且简单分化，漂、就可使很快分化为二氧化碳和氮气(空气主要成分之一)，一起，长期太阳光照耀(主要是使用紫外线)也可使分化。 提金术，看看谁在用? 提金是全球干流提金工艺，美国科学家曾对提金药剂做过很多研讨，结果表明，是现在工业中最好浸金的药剂。 现在世界上简直悉数的金矿都选用该法出产黄金。闻名的如：巴理克、加拿大黄金、纽蒙特、纽卡斯特、安格鲁黄金公司、极地黄金、金罗斯黄金、金田黄金公司等。现在不管是发达国家、仍是发展中国家工业上简直悉数选用作为浸金药剂。 出产20年，根未检出 紫金山提金工艺采纳万分之五的和水进行配比喷淋，喷淋后的废水悉数会集收回进行中和降解消除根后，从头进入出产工艺循环使用，完成了废水零排放，环保部门每个月对汀江水质进行检测，从未检测出根离子。 国内外很多出产和科技实践证明，剧毒化学品不可怕，关键在于办理，就像城市有煤气瞬间能让人窒息逝世，乡村有农药一滴就能致人性命相同。再好的科技成果都要有严厉的规范和办理来合作，咱们可不能因咽废食。

金与银都能或多或少地与碲结合成化合物。金的碲化物脆而易浮（单用起泡剂就能浮），在金-碲矿石中部分为细粒浸染的碲化物。因而处理此类矿石可有二种计划：    1.将难溶金用浮选法选入精矿中，对金-碲精矿实施氧化焙烧，焙砂和浮选尾矿进行化。但在焙烧时，应逐步升温以避免金的碲化物溶化吸收与其连生体的金，而延伸化时刻；一起焙烧时还要避免部分金随烟尘而丢失。    2.将矿石直接化，化尾矿进行浮选，对浮精进行焙烧，其焙砂再进行化。由于金的碲化物比游离金难溶于中，其溶解度随溶液中含氧和硷浓度的进步而添加，一起能分化碲化物，化能将物料细磨（到达-200目占99%），延伸浸出时刻（50～60小时），使用高硷度溶液（CaO浓度大于0.02%），往矿浆中激烈充气或参加氧化剂（Na2O2用量                                          1为200～500克/吨）和化（用量为的—）等                                          3办法。

恩佩罗尔（Emperor）矿业公司处理斐济维图考兰（Vatukoula）邻近的由细粒天然金与碲化金及黄铁矿和毒砂紧密结合的矿石。矿石湿润而易碎。其间细粒矿泥占矿石总重量的22%，它含有占总量48%的金。为了战胜处理这种矿石进程中所存在的困难，改善后的流程如图1。图1  恩佩罗尔矿业公司简明流程 工厂处理矿石的才能为1200t∕d。矿石经破碎、磨矿和浓缩，溢流抛弃。浓浆加碳酸钠于阿格特（Agitair）浮选机中浮选产出精矿送二次磨矿。尾矿抛弃，选用这种处理办法是因为浓缩机溢流中的有害可溶盐和浮选尾矿中的矿泥难于除掉的原因。 二次磨矿在化液中进行，矿石虽磨到65% －0.074mm（200目），但金一般仍是不能与脉石别离。磨过的矿浆经粗选、精选和二次精选产出含金30kg∕t的高品位浮选碲精矿。所用的浮选药剂丁基黄药11g／t、Teric402 4g／t。为按捺黄铁矿和毒砂，浮选液中还含0.02%NaCN、0.015%CaO。 处理碲精矿运用图2的流程。行将精矿再磨矿后，于0.9m×1.2m的拌和机中将矿浆调整至含2%的NaOH和等量的Na2CO3，并按原猜中每公斤碲参加相当于2.2kg氯的漂（或次等），拌和2h使碲化物氧化后分批过滤。渣再经磨矿和压滤后，滤饼于0.9m×1.8m拌和机中化3～4h后过滤洗刷。图2  恩佩罗尔矿业公司收回金属碲生产流程 洗刷渣于0.9m×1.5m拌和机中加Na2S浸出一夜使碲溶解。此刻，铁、铜和铅等被硫化沉积。硫化渣送焙烧。矿浆过滤洗刷后，滤液和洗液兼并，于1.5m×1.8m拌和机中稀释到含碲5～10g∕L，按含碲量的3倍参加钠使碲复原沉积。沉积物过滤，于真空炉中枯燥后，在硼砂覆盖下熔铸成碲锭。 矿石含碲12.2g∕t，碲的收回率约为88%。 浮选碲矿后的尾矿，经浓缩于串联的5台拌和机中化。矿浆于穆尔过滤机中过滤，滤液用焙烧炉来的SO2充气使金复原沉积。滤渣调浆再于华莱士（Wallace）充气机中充气使硫化物活化后进浮选。经粗、扫、精选产出精矿。尾矿抛弃。所用的浮选药剂硫酸铜200g∕t、捕收剂（乙基黄药、丁基黄药和气体促进剂404）164g∕t、起泡剂86g∕t。 浮选精矿于3台60型长耙式爱德华焙烧炉焙烧后，水洗收回铜。洗刷后的焙砂先加石灰浆化，然后化60h。 药剂总消耗量为370g／t、石灰4.73kg∕t。矿石含金8g∕t，金总收回率为86.2%。

碲金精矿中的碲化金，在碱性化液中经长期化虽可分化，但经过预先焙烧 Au2Te＋O2 2Au＋TeO2 使金复原呈金属状况，更易分化。 此外，当碲化物与黄铁矿等硫化物共生时，经过焙烧可一起将它们除掉。

水+氯化钠提金工艺是一种无提金新办法。该办法将金精矿进行焙烧收回硫，然后选用氯化钠＋水浸取金，浸取的贵液操控酸度为10%，运用泡沫塑料吸附金，金的关于乡镇厂商开发黄金出产具有很好的经济效益和社会效益。    1)浸金机理    氯化钠的首要效果是为溶金系统供给满足的氯离子。选用氯化钠＋水系统溶金的反响机理如下：                                  Br2＋2e- ==== 2Br-                               Au＋4C1- ==== AuC14-＋3e-                           2Au＋3Br2＋8C1- ==== 2AuC14-＋6Br-        2）工艺流程    氯化钠＋水提金新工艺不适用于含硫金精矿中金的浸取。因金精矿粉中一般含硫量较高，故对金精矿有必要进行焙烧预处理以除硫，其工艺流程见图1. 图1[next]     3)金精矿粉焙烧    依照从硫精矿矿石中制备硫酸的办法进行焙烧,一般在特制的焙烧炉中进行。焙烧温度操控在600~650℃,焙烧时刻以含硫量多少而定，一般以1h为宜。    4)浸金办法    ①直接浸取法。关于含金在100g/t以上的矿粉，可直接在浸出槽中进行浸取。浸出槽为硬质塑料，也可选用水泥槽进行浸取，其形状如图2所示，其巨细可根据规划的规划断定。 图2     ②接连浸出法。关于含量小于100g/t的金精矿粉，可选用接连浸取法。该办法是将三个浸取槽串联起来，在每个槽中参加必定量的焙砂，由浸出液贮槽中供入浸出剂，使浸出剂靠压力的效果，自上而下进入焙砂层，操控必定渗滤速度，使浸出液接连渗过第二、第三浸出槽中的焙砂。工艺流程如图3所示。 图3[next]     5)泡塑吸附及摆脱    选用动态吸附的办法是将泡塑装入必定直径巨细的吸附柱，操控必定的流速，将酸化的贵液流经吸附柱，先用质量分数为2%洗刷，后用自来水冲刷至中性，选用70~80℃的质量分数为0.05%钠分数次进行洗脱。    6)复原和熔炼    将洗脱的贵液转移至5000 mL大烧瓶中，置于电炉上加热至沸、加人混合复原剂A进行复原制得海绵金。将制得的海绵金洗净后，置于石墨坩埚中参加该分量的1%的和2％的硼砂，于1250℃的高温炉中熔炼，制成金锭。    7）影响要素    ①矿石焙烧对浸出率的影响。挑选含量为32.50g/t的金精矿进行了焙烧时刻对浸取率影响的实验，成果见表1.表1    矿石焙烧时刻对浸出率的影响焙烧时刻/min3306090120金的浸取率/%0.150.498.499.899.9     从表1中可见，金精矿粉不经焙烧，金的浸出率简直为零，而经焙烧的矿样，浸取率随焙烧时刻的延伸而进步，这是由于矿样经焙烧后使矿样中的硫和有机碳、石墨等物质除掉，使金粒露出，有利于溶剂对金的浸取。焙烧除硫操作简略快速，且可收回在焙烧进程焙烧温度过高或焙烧时刻过长，简略使矿样烧结，使金的浸出率下降，这是由于氯化钠＋水为中性溶剂，不简略使烧结的氧化铁溶解，阻止了对金的浸取，对此可参加必定量的，进步对矿样的溶解能力。    ②氯化钠用量对浸出率的影响。氯化钠的用量与浸出率的联系见表2。表2        氯化钠用量对浸出率的影响氯化钠用量/g0.513510金的浸出率/%93.99999.199.399.2     从该表中可见，氯化钠用量为1 g,金的浸取率为99.0%，为此实验时选用1g氯化钠。    ③水用量对浸出率的影响。水是一种强氧化剂,在中性溶液介质中，可以将金(0)氧化成金(III)，生成的金（III）与氯离子构成氯金酸络阴离子而进入溶液。水的用量对浸出率的影响见表3。 表3             水用量对浸出率的影响水浓度/%5102030金的浸出率/%72.782.899.199.5      为泡沫塑料收回金时减小酸的用量，固定浸取液的体积为10 mL，从表3中可见，金的浸出率随水浓度的添加而添加，当到达20%的水浓度时，金的浸出率可达99%，故实验时选用20%水浓度的溶液为浸取液。[next]    ④浸取时刻对浸出率的影响。影响实验成果见表4。表4       浸取时刻对浸出率的影响浸取时刻/h248121824金的浸出率/%39.782.293.89999.299.3     从表4中看到，跟着浸取时刻的延伸，金的浸出率逐步增高，当浸取时刻为12 h,金的浸出率可达99%以上。    ⑤酸度对泡塑和活性炭收回的影响。在质量分数为1%～20％介质中，泡塑可定量吸附金。为此在浸取金的溶液中进行了用量实验，成果见表5。 表5             用量对泡塑吸附金的影响用量/mL0.512.55金的浸出率/%93.99999.399.4     从表中可见，在10 mL氯化钠＋水浸取金的溶液中，参加1 mL（浓度10%）泡塑对金的吸附率达99%以上，故在浸取液中参加1 ml质量分数为10%的为宜。    选用活性炭吸附也可将浸取液中的金收回，但用量对金的吸附率影响较大（见表6）。表6             用量对活性炭吸附金的影响用量/mL0.512.55金的吸附率/%53.478.59599     从表6中可见，在10 mL浸取液中，参加5 mL（浓度为33%），活性炭对金的吸附率为99%以上。    两种办法相比较，选用泡塑吸附收回金具有如下长处：a)水的存在有利于泡塑对金的吸附，吸附率可达99%以上；b)对活性炭吸附金有影响的铅、锑、铋,钨等搅扰离子，不影响泡塑对金的吸附。故挑选性好、对提金适应性强；c）操作简略快速、易于摆脱，选用灰化法、钠摆脱法可彻底收回；d)泡塑收回金所需酸量少、成本低。    ⑥载金泡塑处理办法。灰化法将载金泡塑置于650℃高温炉中进入灰化，灼烧；残渣中即含海绵金，将含金残渣用溶解，选用混合复原剂A进行复原，制备得制品金。    钠摆脱法将载金泡塑用自来水冲刷洁净后，用70~80℃的0.05%钠进行摆脱，含金摆脱液选用混合复原剂A进行复原，制备得制品金。摆脱后的泡塑可重复运用。    摆脱法载金泡塑可用在常温下进行摆脱，含金选用蒸馏法收回，残渣即为金粉。摆脱后的泡塑可重复运用。

一、碱性精炼机理 图1为Te－Bi系状态图。图1  Te－Bi系状态图 从图1可见，在585℃，碲与铋组成中含Bi 52.2%时，出现化合物Bi2Te3结晶：在266℃含Te 2.4%（原子），出现（Bi＋Bi2Te3）共晶；在413℃含Te 90%（原子），出现（Bi2Te3＋Te）共晶；在540℃时，出现BiTe包品反应；在420℃时，在较宽的区域内出现均质的Bi2Te包晶反应；在312℃时，在较窄的区域内出现均质的包晶反应。碲在铋中的溶解度，在272℃时为2.6%（原子），在300℃时为4%（原子）。 Sn－Bi系状态图如图2所示。图2  Sn－Bi系状态图 铋与锡组成的低熔点合金在液态完全互溶，共晶点温度139℃，组成为含铋43%（原子）或含铋57%（重量）。当温度139℃时，铋在锡中溶解度为13.1%（原子），而锡在铋中的溶解度为0.2%（原子）。 碱性精炼的目的是为了回收碲与锡。 碱性精炼除碲，可以看作是一种改良的哈里斯（Havris）法，即以鼓入之压缩空气为氧化剂，以NaOH为吸收剂。加入NaOH可减少过程中铋以Bi2O2形式损失，同时NaOH与碲的氧化物的反应比Ri2O3与碲的氧化物的反应更为强烈，使碲可以在低于Bi2O3的氧势下氧化。 已被压缩空气氧化之碲，反应为：              对尚未被压缩空气氧化之碲，其反应为：      由于NaOH熔点为318℃，碲熔点为452℃，TeO2熔点为733℃，将碱性精炼温度控制在500～520℃，可保持反应在液态进行，而反应产物呈浮渣分离。 在除碲的同时，少量锡也能与NaOH反应，生成亚锡酸钠：碱性精炼除锡，是在铋液中加入NaOH、NaCl与NaNO3，其中NaNO3是强氧化剂，而NaOH是有效的吸收剂，NaCl加入后，有助于提高NaOH对锡酸钠的吸收能力，降低碱性浮渣的熔点和粘度，减少NaNO3的消耗。其反应为：   分析反应的气相成分为N2 77%、NH3 23%，说明锡的氧化主要按第一反应进行。 某厂碱性精炼中碲、锡的去陈程度如图3所示。图3  碲、锡的去除程度 二、碱性精炼实践 为了防止碲与锡在碱性精炼中同时入渣，采用先除碲，后除锡的工艺，以利于分别回收碲与锡。 将氧化精炼除砷、锑后的铋液，降温至500～520℃，加入料重1.5%～2%的固体碱，熔化后，鼓入压缩空气除碲，固体碱分几次加入，除碲精炼时间一般控制在6～10小时，至加入之固体碱在压缩空气搅动下不再变干，则为除碲终点。除碲后的铋液，含碲降至0.05%以下，在以后的精炼工序中，还能进一步有效地除碲，所以无需过多地延长除碲操作时间，以免产出大量贫碲渣，降低铋的直收率。碲渣呈淡黄色，重量约为料重的3%～5%。 捞出碲渣后，降温至400～450℃，加入NaOH与NaCl，熔化后覆盖在铋液表面，用鼓入的压缩空气搅拌15～20分钟后加入NaNO3，再搅拌30分钟后捞出干渣。碱的加入量为Sn∶NaOH∶NaCl∶NaNO3＝1∶2∶0.6∶0.5。操作反复进行三次，第一次加入量占总加入量的3∕5，第二次为1／5，第三次为1／5。锡渣量约为料重的1%～3%。 某厂碱性精炼产出之碱渣成分如下表所示，从中分别回收碲与锡酸钠。 表  碱性精炼渣成分（%）

一、碲的理化性质 元素碲（音帝），源自tellus意为“土地”，1782年发现。除了兼具金属和非金属的特性外，碲还有几点不往常的当地：它在周期表的方位构成“颠倒是非”的现象——碲比碘的原子序数低，具有较大的原子量。假如人吸入它的蒸气，从嘴里呼出的气会有一股蒜味。 元素称号：碲 元素符号：Te 相对原子质量：127.6 原子序数：52 摩尔质量：128 所属周期：5 所属族数：VIA 碲有结晶形和无定形两种同素异形体。电离能9.009电子伏特。结晶碲具有银白色的金属外观，密度6.25克/厘米3，熔点452℃，沸点1390℃，硬度是2.5（莫氏硬度）。不溶于同它不发作反响的一切溶剂，在室温时它的分子量至今还不清楚。无定形碲（褐色），密度6.00克/厘米3，熔点449.5±0.3℃，沸点989.8±3.8℃。碲在空气中焚烧带有蓝色火焰，生成二氧化碲；可与卤素反响，但不与硫、硒反响。溶于硫酸、硝酸、和溶液。易传热和导电。磅首要从电解铜的阳极泥和炼锌的烟尘等中收回制取。        二、碲的用处： 首要用来添加到钢材中以添加延性，电镀液中的光亮剂、石油裂化的催化剂、玻璃上色材料，以及添加到铅中添加它的强度和耐蚀性。碲和它的化合物又是一种半导体材料。      三、碲的发现 碲在自然界有一种同金在一起的合金。1782年奥地利首都维也纳一家矿场监督牟勒从这种矿石中提

氧化金矿原矿和尾矿的堆淋生产试验使用中，性能稳定，效果好。 1.原矿堆淋： 原矿3200方矿(松方)，平均品位0.46克/吨。在堆矿中均匀加石灰45吨，在喷淋水池中加选金剂300公斤溶解。从挖矿、堆矿到安装喷淋设备用20天时间，喷淋30天，得黄金1342克，浸出率达91%。 投入产出：生产直接投入(除租地费外)92800元，其中12000元为喷淋设备费用。1342克黄金价值1342×295=395890元。 2.尾矿翻堆： 尾矿堆矿场：8100方矿，平均品位0.21克/吨。在翻矿中搅拌石灰80吨，喷淋35天，得黄金1045克，浸出率61%。 投入产出：生产直接投入(在、除租地费外)161100元，其中26000元为喷淋设备费用。1045克黄金价值1045×295=308275元。 喷淋中1 喷淋中2喷淋中3 贵液池1贵液池2 尾矿处理

大都工厂在火法熔炼前经预先焙烧除硒、碲，但有些工厂则于贵铅氧化熔炼中造渣收回。后者与铜阳极泥分银炉氧化熔炼造碲渣的操作类似。阳极泥预先除硒、碲的办法，一般经回转窑或马弗炉焙烧除硒，再从焙烧渣中浸出碲。 一、回转窑焙烧除硒碲。 该作业进程是将铅阳极泥与浓硫酸混合均匀，于回转窑中进行硫酸盐化焙烧。开端温度300℃，最终逐渐升至500～550℃，使硒呈二氧化硒蒸发遇水生成亚。焙烧除硒和亚的复原与处理铜阳极泥相同。 焙烧渣经破碎，用稀硫酸浸出，可使70%左右的碲进入溶液，然后加锌粉置换取得碲泥。碲泥再经硫酸盐化焙烧使碲氧化，然后用浸出。并用电解法从浸出液中出产电解碲，碲的总收回率约50%。 二、马弗炉焙烧除硒碲。 阳极泥与浓硫酸混合均匀，置于焙烧炉内涵150～230℃下进行预先焙烧。然后将焙烧物料转入马弗炉内，在420～480℃温度下进行焙烧除硒。硒的蒸发率可达87%～93%。焙烧渣破碎后用热水浸出，并用锌粉置换取得碲泥，然后再进行提纯。

近年，拓扑绝缘体成为了物理学领域最为热门的话题之一，这些拓扑绝缘体材料可同时作为绝缘体和导体，因其内部结构阻止了电流通过，而其边缘以及表面却能保证电流运动。而最为重要的可能是拓扑绝缘体的表面可保证旋转极化电子运动，另外也防止了能量消耗时出现的电子分散情况。因这些种特性，未来拓扑绝缘体材料在晶体管、存储设备以及磁性传感器等能耗效率高的产品领域均有很大的应用前景。在《自然纳米科技》杂志上，来自加州大学洛杉矶分校（UCLA）的工程及应用科学院和澳洲昆士兰大学的材料研究所的研究员发表论文，展示了碲化铋拓扑绝缘子的表面传导渠道，说明了这些绝缘体的表面可以根据费密能级的位置来调节表面态的传导性能。USLA工程及应用科学院的教授Kang L. Wang说道：“我们的发现为新一代低功耗的纳米电子和自旋电子器件的研发创造了更大的空间。”碲化铋以其热电性能而出名，并因其独特的表面状态被推断为三位拓扑绝缘体。最近针对碲化铋散装材料开展的一些实验也说明了其表面态具有二位传导渠道。但是 这种能带隙小的半导体的热激发性以及纯度不够等原因造成的重要体散射也使得调整表面导电功能成为一项很大的挑战。而拓扑绝缘纳米技术的发展在这方面做出了补充。这些纳米材料绝大程度的夯实了表面条件，使得靠外力完全能控制表面状态。Wang和他的团队使用碲化铋纳米材料作为场效应晶体结构的传导渠道。这依赖于外部电场来控制费密能级，从而调控渠道的传导状态，最高传导率可达到51%。研究员们首次做到了展示调节拓扑绝缘体表面的可能性。中国小金属资源信息网

碲作为一种稀散元素，其应用领域越来越广泛。在自然界中独立碲矿床较少，碲常伴生于铜、铅、铋等矿中，在这些金属的冶炼副产中得以富集，人们一直都很重视从这些副产中分离提取碲。我国某铜冶厂铜电解阳极泥中含碲4.9%~9.3%，在碲的提取过程中产生的碱浸渣、净化渣、碲电积阳极泥中碲的含量高低不一，成分复杂，碲回收困难。本研究采取氧化酸浸的方法，从这些渣、泥的混合料中富集提取碲，取得了较好的结果。       一、试验原料       本试验所用原料为某铜冶炼厂铜阳极泥分铜渣回收碲过程中产生的碱浸渣、净化渣、碲电积阳极泥的混合渣料，其主要化学成分如表1所示。 表1  原料主要化学成分（%）成分NaSiCaCrFeCuSnTePbBiAs含量4.4425.1570.1290.2480.6514.5301.7825.19045.3006.2091.407       二、试验方法       取一定量的硫酸到1L的反应烧瓶中，在水浴上加热到一定温度，加入50g混合渣和一定量的氧化剂，到达预定的反应时间后，取样用原子吸收分光光度计分析浸出液中碲的浓度，计算碲的浸出率。       三、试验结果与讨论       （一）常规酸浸       在浸出温度为80℃、硫酸浓度为0.5mol/L、液固质量比为5:1的条件下，对50g物料直接用H2SO4浸出，结果如图1所示。    由图1可知，随着浸出时间的延长，碲和铜的浸出率均增大，但铜的浸出率较高，最高可达85.85%，而碲的浸出率较低，最高只有43.91%，说明在不加氧化剂的条件下直接酸浸，混合渣中的碲无法彻底溶出。因此，以下试验采用氧化酸浸方法。      （二）氧化酸浸       1、氧化剂的选择       在浸出温度为80℃、硫酸浓度为3.6mol/L、液固质量比为5:1、浸出时间为5h的条件下，分别以Fe2（SO4）3、KMnO4、H2O2和空气为氧化剂对50g物料进行氧化酸浸，考察氧化剂种类对碲浸出率的影响。试验中Fe2（SO4）3、KMnO4加入量为10g，H2O2加入量为10mL，空气流量为10L/min。试验结果如图2所示。◆－空气；■－Fe2（SO4）3；▲－H2O2；□－KMnO4       由图2可知，采用不同的氧化剂，碲的浸出率差别较大。采用空气作为氧化剂时，碲的浸出率只能达到54.91%；采用Fe2（SO4）3和H2O2作为氧化剂时，碲的浸出率同样较低，最高不过65.59%。因此，碲混合渣的氧化浸出不宜采用以上3种物质作为氧化剂。而当采用氧化性更强的KMnO4时，碲的浸出率急剧上升，可高达90.75%，说明对碲混合渣进行酸浸时KMnO4是有效的氧化剂。根据这一试验结果，确定后续试验中的氧化剂采用KMnO4。       2、KMnO4用量对碲浸出率的影响       在浸出温度为80℃、硫酸浓度为3.6mol/L、液固质量比为5:1、浸出时间为5h的条件下，改变KMnO4用量对50g物料进行氧化酸浸，碲浸出率的变化如图3所示。      由图3可知，随着KMnO4用量的增加，碲的浸出率先快速上升，然后缓慢下降，在KMnO4加入量为0.4g时碲的浸出率达到最大值91.7%。因此确定，对于50g物料，氧化剂KMnO4的用量为0.4g。    3、硫酸浓度对碲浸出率的影响       在浸出温度为80℃、液固质量比为5:1、KMnO4用量为0.4g、浸出时间为5h的条件下，改变硫酸浓度对50g物料进行氧化酸浸，碲浸出率的变化如图4所示。    由图4可知，随着硫酸浓度的提高，碲的浸出率逐渐上升，当硫酸浓度从0.9mol/L提高到3.6mol/L时，碲的浸出率从83.71%上升到91.7%，但当硫酸浓度继续提高到4.5mol/L时，碲的浸出率仅上升了0.4百分点，为92.1%，而且硫酸浓度过高对后续工艺不利，因此选定硫酸浓度为3.6mol/L。       4、浸出时间对碲浸出率的影响       在浸出温度为80℃、硫酸浓度3.6mol/L、液固质量比为5:1、KMnO4用量为0.4g的条件下，改变浸出时间对50g物料进行氧化酸浸，碲浸出率的变化如图5所示。      由图5可知，随着浸出时间的延长，碲的浸出率提高，当浸出时间为5h时，碲的浸出率达到91.7%，此后再延长浸出时间对碲的浸出率没有大的影响。因此选定浸出时间为5h。       5、浸出温度对碲浸出率的影响       在硫酸浓度3.6mol/L、液固质量比为5:1、KMnO4用量为0.4g、浸出时间为5h的条件下，改变浸出温度对50g物料进行氧化酸浸，碲浸出率的变化如图5所示。      由图6可知，当浸出温度从40℃升高到80℃时，碲的浸出率从55.0%升高到91.7%，继续升高温度到90℃，碲的浸出率仅仅升高到92.1%。因此选定浸出温度为80℃。    （三）扩大试验       通过上述试验，确定了碲混合渣氧化酸浸的适宜条件为浸出温度80℃、液固质量比5:1、KMnO4用量0.008g/g（对原料）、硫酸浓度3.6mol/L、浸出时间5h。在此条件下对500g物料进行扩大氧化酸浸试验，结果如表2所示。   表2  氧化酸浸扩大试验结果浸出液含Te /（g/L）浸出液含Cu /（g/L）Te浸出率Cu浸出率9.358.8690.0997.81       由表2可知，在所确定的适宜浸出条件下，扩大试验碲的浸出率达到90.09%，证明氧化酸浸法能有效浸出碲混合渣中的碲，同时还可使97.81%铜被浸出。       四、结论       采用氧化酸浸法可以有效浸出某铜冶铁厂铜阳极泥综合渣中的碲。在浸出温度为80℃、液固质量比为5:1、KMnO4用量为0.008g/g（对原料）、硫酸浓度为3.6mol/L、浸出时间为5h的适宜条件下，碲的浸出率达到90.09%，同时铜的浸出率达到97.81%。浸出液可进一步提取碲和铜。

黄铜矿和方铅矿常常伴生，且可浮性类似，别离难度大，因而在铜铅等多金属硫化矿的浮选别离中，一般对硫化铜铅矿藏进行混浮，得铜铅混合精矿，再对其进行脱药、按捺、浮选别离。脱药的办法首要有机械脱药、化学及物理化学脱药以及特殊脱药法；铜铅别离的有用按捺剂首要有重铬酸盐（抑铅浮铜）、（抑铜浮铅）等；捕收剂一般用Z－200。在本实验中，对经过黄药浮选的铜铅混合精矿选用进行脱药，以低毒混合药剂DW为按捺剂，Z－200为捕收剂对矿藏进行浮选实验，终究完结铜铅别离。 现在，铜铅别离的理论研讨首要会集在开发高效、低毒（乃至无毒）按捺剂以及按捺剂与矿藏效果的机理上，对脱药进程理论研讨很少。本实验选用紫外吸光光度法和溶液化学的办法对的脱药机理进行研讨。 一、研讨办法 （一）矿样 实验所用的黄铜矿和方铅矿别离取自湖南辰州矿业和广东凡口铅锌矿，矿样破碎后经手选除杂、瓷球罐磨碎、振动筛筛分，取－200目粒级矿样做单矿藏实验和配矿实验。实验所用矿样纯度方铅矿为92.35%、黄铜矿为72.65%，首要杂质萤石和方解石对矿石性质影响很小。 （二）实验药剂及设备 实验用2#油、Z－200为工业级，丁黄药、Na2S为分析纯，实验中选用NaOH做pH调整剂。混合药剂DW是由一种分析纯的无机药剂和两种工业级有机物以必定份额混合而成。 （三）实验办法 1、单矿藏浮选实验 浮选实验在XFG型挂槽浮选机上进行，由捕收－脱药－按捺－捕收4个过程组成。每次称取2.0 g矿样，用超声波处理15 min后，弄清，倒掉上层液体，按图1流程进行单矿藏实验。泡沫产品和槽内产品别离经过过滤、烘干、称重并核算回收率。图1  单矿藏浮选实验流程 2、紫外测定吸附量实验 将1.0 g矿样参加18 mL蒸馏水中，调理至实验pH值，参加的丁黄药的初始浓度为18. 80mg/L，磁力拌和5 min，参加实验用量的Na2S，磁力拌和5min，然后放入200 r/min的离心机中离心别离20min，上层悬浮液用滤纸过滤，在波长300 nm处对滤液进行吸光度测定，记载其吸光度值，对照丁黄药的标准曲线核算出溶液中丁黄药的含量。 二、实验成果与评论 pH=8.80时，以丁黄药（用量1×10－4mol/L）为捕收剂，2#油（用量为10 mg/L）为起泡剂，对方铅矿、黄铜矿进行单矿藏浮选实验，回收率别离为93.12%和91.56%。 （一）用量对矿藏浮选回收率及矿浆电位的影响 用对经丁黄药浮选的方铅矿精矿进行脱药实验，实验仅参加5mg/L的2#油，不加DW和Z－200。成果见图2；用对经丁黄药浮选的黄铜矿精矿进行脱药实验，实验仅参加5mg/L的2#油，不加DW和Z－200。成果见图3。图2  Na2S用量对方铅矿浮选回收率及矿浆电位的影响 □－回收率；●－电位图3  Na2S用量对黄铜矿浮选回收率以及矿浆电位的影响 □－回收率；●－电位 由图2可知，跟着用量的添加，方铅矿的浮选回收率快速下降。用量为5×10－4moL／L时，方铅矿的浮选回收率为86.59%；当用量为2.5×10－3mol/L时，方铅矿的浮选回收率只要17.88%。阐明用量对方铅矿回收率影响很大，即当用量为2.5×10－3mol/L时，其对方铅矿精矿的脱药效果非常显着。从图2中还能够看出，方铅矿矿浆电位跟着用量的添加而下降。 由图3可知，跟着用量的添加，黄铜矿的浮选回收率逐步下降，但用量对方铅矿回收率的影响显着大于对黄铜矿回收率的影响。当用量为2.5×10－3mol/L时，黄铜矿的浮选回收率为45.20%，阐明对黄铜矿的脱药效果也很显着。从图3还能够看出，黄铜矿矿浆电位跟着用量的添加而下降。 综上所述，对经丁黄药浮选的方铅矿、黄铜矿精矿的脱药效果都比较显着，尤其是对方铅矿，实验断定的用量为2.5×10－3moL／L。 （二）脱药产品对DW的选择性按捺的敏感性实验 在完结对经丁黄药浮选的方铅矿、黄铜矿精矿的脱药效果的研讨后，持续进行了脱药后的精矿对选择性按捺剂DW的敏感性研讨。 1、DW对单矿藏按捺效果的影响 经2.5×10－3moL／L脱药后的方铅矿、黄铜矿精矿，pH值别离调至8.60～8.80，别离参加100mg/L的Z－200和5 mg/L的2#油，按捺剂DW用量对它们的回收率和矿浆电位的影响成果见图4和图5。图4  按捺剂DW用量对方铅矿浮选回收率及矿浆电位的影响 □－回收率：●－电位图5  按捺剂DW用量对黄铜矿浮选回收率及矿浆电位的影响 □－回收率；●－电位 从图4能够看出，在整个DW用量范围内，方铅矿回收率跟着DW用量的添加，先是快速下降，然后走平。DW用量从0添加到40mg/L时，方铅矿回收率从78.65%降至30%左右；然后进一步添加DW用量到达120mg/L时，方铅矿的回收率进一步下降至18.07%，阐明DW对方铅矿有很好的按捺效果。从图中还能够看出，随DW用量的添加，方铅矿矿浆电位呈整体上升趋势。 从图5能够看出，DW对经脱药后的黄铜矿简直没有按捺效果，黄铜矿的回收率一直维持在90%左右。跟着DW用量的添加，黄铜矿矿浆电位先降后升。 经过比较能够看出，矿浆电位与黄铜矿、方铅矿的回收率相关性弱。在DW用量达120mg/L后，黄铜矿和方铅矿的浮选回收率相差68.26个百分点，阐明对方铅矿和黄铜矿的混合精矿选用脱药、DW按捺、Z－200捕收能够完结黄铜矿和方铅矿的浮选别离。 2、人工混合矿浮选实验成果 用单矿藏浮选实验流程进行黄铜矿和方铅矿的人工混合矿浮选实验，实验中，取方铅矿、黄铜矿各1.5g，pH=8.80，丁黄药用量为1×10－4mol/L，一、二段选别2#油用量别离为10mg/L和5mg/L，Na2S用量为3.75×10－3mol/L，DW用量为180mg/L，Z－200用量为100mg/L。实验成果见表1。 表1  黄铜矿和方铅矿人工混合矿别离实验成果  %由表1能够看出：DW对黄铜矿和方铅矿的按捺效果差异很大，能有用完结黄铜矿和方铅矿的浮选别离，使得精矿中铜档次到达18.46%，回收率为82.71%，尾矿中铅档次为72.27%，回收率为78.34%。因而，DW对人工制造的铜、铅混合矿具有杰出的选择性按捺效果。 3、平江铜铅锌矿验证实验 实验矿样为平江铜铅锌矿，矿样中有用矿藏首要为方铅矿、闪锌矿和黄铜矿，非必须金属矿藏有黄铁矿、褐铁矿等，脉石矿藏首要为石英、方解石和绢云母、绿泥石等。其间有用金属矿藏黄铜矿、方铅矿均为可浮性较好的矿藏，因而，铜铅的别离比较困难。实验流程及药剂准则见图6，铜铅别离目标见表2。图6  铜、铅、锌多金属矿铜铅别离实验流程 表2  铜铅别离实验成果    %由表2能够看出，铅、锌的可浮性很挨近，混合精矿铜、铅的回收率别离达89.65%和87.97%；Na2S的脱药为DW的选择性按捺发明了很好条件，因而铜、铅别离很完全。 （三）Na2S对矿藏表面丁黄药吸附量影响 研讨标明，Na2S对丁黄药浮选的黄铜矿、方铅矿具有较好的脱药效果。Na2S用量对矿藏表面黄药吸附量的影响规则见图7(丁黄药用量为18.80 mg/L)。图7  用量与丁黄药在矿藏表面的吸附量的联系 ■－方铅矿；●－黄铜矿 从图7能够看出，Na2S用量为0时，丁黄药在方铅矿和黄铜矿表面的吸附量别离是18.60 mg/L和18.71 mg/L，添加的丁黄药简直悉数吸附在矿藏表面。跟着Na2S用量的添加，黄铜矿和方铅矿表面吸附的黄药逐步变少，当用量到达2.5×10－3mol/L时，丁黄药在方铅矿和黄铜矿表面的吸附量别离为0.05mg/L，0.04 mg/L，吸附在矿藏表面的丁黄药简直悉数解吸，到达了脱药的意图。实验体系地描绘了Na2S用量对丁黄药吸附量的影响。 （四）Na2S对矿藏表面丁黄药的解吸 Na2S使矿藏表面吸附的黄药解吸的首要原因是Na2S在溶液中水解构成很多的亲水性HS－，依据图8溶液中硫组分的φ－pH图可知：在实验pH条件下(pH=8.6～8.8)，Na2S在矿浆中首要以HS－方法存在。图8  溶液中硫组分的φ－pH暗示 HS－首要从以下两方面完结其对矿藏表面吸附黄药的脱药效果。一是Na2S水解发作的HS－吸附在矿藏表面，和黄原酸根离子（BX－）构成竞赛吸附。HS－、BX－在矿藏表面的竞赛吸附能够用Langmuir混合气体吸附公式表征。Smith，赵振国等研讨标明，Langmuir混合气体吸附公式可应用于混合溶质的吸附；由该公式可得两种溶质的吸附量之比为 ni/nj＝k(ci/cj) 式中，ni，nj为HS－，BX－的吸附量；K为Langmuir公式中的常数；ci，cj为HS－，BX－的浓度。将该式应用于HS－、BX－在矿藏表面的竞赛吸附可知：跟着用量的添加，HS－、BX－在溶液中的浓度比逐步变大，即HS－占矿藏表面吸附药剂总量的份额添加，与吸附量测定成果共同。 二是矿浆中的HS－可与矿浆中的反响。以下是HS－与Pb(BX)2反响的核算成果：因而，实验pH=8.8，即c(H+)=10－8.8mol/L，则在平衡状态下，置换Pb(BX)2所需Na2S的最低浓度为丁黄药与黄铜矿效果的产品为Cu(BX)2，HS－与其效果的方法与方铅矿的相同，核算得出，置换矿浆中的Cu(BX)2所需Na2S的最低浓度为10－12.8mol/L。因为核算没有考虑反响速度和矿浆中其他离子的影响，核算成果和实践实验所需用量有所误差，但经过吸附量实验成果（用量为2.5×10－3mol/L时，矿藏表面残留黄原酸根的量简直为0）可从旁边面反映，实验进程中HS－确与黄原酸铜及黄原酸铅发作反响，生成新鲜的硫化矿表面。 三、定论 （一）浮选实验成果标明，使用Na2S，DW，Z－200对铜、铅混合精矿进行脱药、按捺、捕收，能够完结方铅矿和黄铜矿的浮选别离。 （二）吸附量实验成果标明：pH=8.6～8.8时，水解生成的HS－与黄原酸根离子发作竞赛吸附，解吸了矿藏表面吸附的黄原酸根离子。 （三）经过核算，在实验pH值下，HS－可与矿浆中的发作反响，从头构成新鲜的硫化矿表面，为后续按硫化矿浮选发明了条件。

碲是1782年赖兴施泰因在含金的矿石中发现的L1J，也有说法是1798年M.H.克拉普罗兹在一种白色金属中首要发现了碲。碲及硒、铼等一般被称作“稀有元素”、“涣散元素”或“稀散金属”。 它在地壳中均匀丰度值很低(6×10-5)，碲与镉、锗、镓、硒、铟、、钪、铼等均属涣散元素。在天然界，碲矿藏除了天然碲外，首要是与Au、Ag和铂族元素以及Pb、Bi、Cu、Fe、Zn、Ni等金属元素构成碲化物、碲硫(硒)化物以及碲的氧化物和含氧盐等矿藏品种L2J。现在，稀有元素碲以其在现代高科技工业、国防与顶级技能范畴中所占有的重要位置，越来越遭到人们的注重。 1、碲的资源 因为在上个世纪90年代曾经，人们普遍以为国际大部分可收回的碲都伴生于铜矿床中，所以美国矿业局就以铜资源为根底，按每吨铜可收回0.065kg碲核算，计算出全球碲储量在22000t左右，储量根底38000t，首要散布在美国、加拿大、秘鲁、智利、赞比亚、扎伊尔、菲律宾、澳大利亚、日本、欧洲等国家和地区[3]3。可是，近年来国内外一系列重要的碲化物型金银矿床的发现和地质勘查研讨标明，涣散元素碲的地球化学性状远比传统知道的要活泼得多，它能够大规模富集、矿化构成具有经济价值的独立的矿床或工业矿体，如四川石棉大水沟碲铋金矿床HJ、山东归来庄碲金矿床 5、河南北岭碲化物型金矿[6]等。这使得人类不得不对碲资源的散布有了从头的知道。我国现已探明伴生碲储量在国际处于第三位。伴生碲矿资源较为丰厚，全国已发现伴生碲矿产地约30处，保有储量近14000t，碲矿区散布于全国16个省(区)，但储量首要会集于广东(占全国总量的42%)、江西(41%)和甘肃(11%)三省。我国的碲矿也首要伴生于铜、铅锌等金属矿产中，据主矿产储量计算，我国还有未计人储量的 碲矿资源约10000t[47|。一直以来我国碲矿资源会集在热液型多金属矿床、矽卡岩型铜矿床和岩浆铜镍硫化物型矿床中，它们别离占我国伴生碲储量的44.77%、43.89%和11.34%。广东曲江大宝山、江西九江城门由铜矿(占全国伴生碲储量的23.6%，碲矿石档次为0.0028%)、甘肃金JII自家嘴子为我国三个大型一特大型伴生碲矿床，三者储量之和为全国伴生碲储量的94%E7]。1991年8月，全球榜首例独立碲矿床在我国四川I省石棉县大水沟发现，然后彻底打破了涣散元素碲“能构成独立矿藏，但没有可挖掘的独立矿床[7]，’的传统知道，填补了矿床学理论上的一项空白，并将改动对稀有元素成矿才干的知道，一同也必将改动现有的只能从其它矿种中提取伴生碲的现状，改动碲资源的散布格式并有或许使我国成为一个碲矿资源大国。除了到达工业档次的已查明的铜矿床中所含的很多副产品碲储量根底以外，还有一些副产品碲之来历：铅矿床储量根底中所含的碲是工业铜矿床中碲的25%，但现在很少用电解法提炼铅，而只有用这种办法才干趁便收回碲;从金碲化物矿石中也能收回少数碲，未开发的、不行工业档次的或没有发现的铜及其它金属资源中所含碲的数量是已查明工业铜矿中碲的数倍，据估计，煤矿中均匀含碲0.015×10-4%，即煤矿中所含的碲是工业铜矿床中碲的4倍，但在近期内从煤中收回碲仍是不或许的。 2、碲的用处 稀散元素碲被誉为“现代工业、国防与顶级技能的维生素，发明人世奇观的桥梁”，“是今世高技能新材料的支撑材料”。这是因为跟着宇航、原子能、电子工业等范畴对包含碲在内的稀散金属的需求日积月累，使得碲已经成为电子核算机、通讯及宇航开发、动力、医药卫生所需新材料的支撑材料。 2.1碲在冶金职业中的运用 工业纯的碲(99%)广泛用作合金增加剂，以改进钢和钢的机械加工功能。只是增加少数的碲就能改进低碳钢、不锈钢的切削及加工功能;能够增加切削东西寿数并取得优秀的光洁度。在铸造进程中，增加小于0.1%分量的碲能够用来操控冷却结晶深度，向铅(锡或铝)合金中增加碲可进步其抗疲劳及抗腐蚀功能，并可进步其硬度与弹性。 2.2碲在化工职业中的运用 在化学工业中，碲首要用作石油裂解催化剂的增加剂、橡胶的二次催化剂及制取乙醇的催化剂，碲的化合物还能够制成各种触媒，用于医药(作为茵剂)、玻璃着色剂、陶瓷、塑料、印染、油漆、护肤药品及珐琅职业等。 2.3碲在电子职业中的运用 较高质量的碲(99.99%或更高)能够运用在各种电子学中。例如，化合物半导体碲化铋可同碲化锑一同用在温差电器材中。碲化铋在温差致冷中是重要的材料，因为它是具有高电子搬迁率的“多谷”半导体，具有高的导电率和能发生高温差功率的高有用质量。因而具有杰出致冷功能的碲化铋可替代氟里昂并成为削减大气污染与环境的抱负材料。碲及其化合物的其他电子运用是红外探测器和发射器、太阳能电池及静电印刷术。少数的碲可用作器材的电子施主掺杂剂。 3 、碲的别离提取技能 现在碲的首要来历仍是铜精粹厂的阳极泥，含碲高达9%。其它或许来历是硫酸厂的泥浆以及硫酸厂和冶炼厂的静电集尘器中的尘土。因而，获取碲的途径仍是首要从阳极泥中提取，本文将侧重介绍几种提取碲的办法： 3.1纯碱焙烧法 将碳酸钠和水与阳极泥充沛混合构成一种浓膏，在530～650℃的温度下进行焙烧，在不考虑碲蒸发的状况将其彻底转化为六价状况。焙烧过的球粒或团块经磨细后，用水浸出，因为阳极泥中的另一种元素硒在此进程已构成钠，一同因为碲酸钠极难溶解于此种强碱性溶液而残留在渣中。此刻脱硒的纯碱浸出渣用稀硫酸处理会使不溶解的碲酸钠转化为可溶解的碲酸： Na2Te04(不溶)+H2S04=HzTe04(可溶)+Na2S04碲酸复原为碲可用和二氧化硫处理来完结： H2Te04+2HCl=H2Te03+H20+C12H2Te03+HzO+2S02=2H2S04+Te在必定的酸性条件下，碲酸用钠复原成二氧化碲，可从热的溶液中收回得到细密的、浅黄色的固体。H2Te04+Na2S03=TeOz+Na2S04+H20转化为金属碲最好的办法使在中溶解，用电解碲酸钠的办法来完结：Na2Te03+H20+4e一=Te+2Na20H+02再生的碱可返回到溶解二氧化碲的进程中再使用。工业上常用氧化加压或氯化加压的办法完结碱性浸出，首要用的几种氧化浸出工艺是用氧或氯的压力浸出或许用氯载体浸出(例如)，也能够把几个进程组合，促进反响敏捷进行。因为和碲化物的反响速度比和硒的反响速度更快些，所以要当心操控，避免不溶性的六价碲化合物把四价硒别离为可溶性化合物[8]。加压浸出工艺的长处在于能够确保碲悉数转化为六价形状，完结其在碱性浸出液中的彻底不溶解。别的，还能够使介质无腐蚀性，硒无蒸发丢失，无洗刷或气体净化工序，而且基本上可定量完结碲的提取。可是，其不足之处也很明显，就是整个工艺耗费的氧气和的量较大。氧化进程不只要考虑碲的氧化，还要考虑硒的氧化以及精粹铜的进程中运用附加物作为成长调节剂而引人的有机物的氧化19J。 3.2硫酸化焙烧 硫酸化焙烧技能是依据硒和碲的四价氧化物在焙烧温度500～600℃度下其蒸发性不同。从阳性泥中选择性提取硒后，因为可溶解六价和四价碲，所以直接从剩下的焙渣顶用浸出的办法可收回碲。酸性焙烧是运用硫酸作为氧化剂使硒或硒化物和碲或碲化物转化成他们各自的四价氧化物。其间碲的氧化反响是：Cu2Te+6H2S04=2CuS04J+Te02 l+4S02 f+6H20t工业出产中并不引荐此工艺，这是因为，浸出会导致阳极泥中的银转化为极难溶的氯化银，使今后的银的收回愈加困难，一同如果有六价碲存在，它能够氧化而释放出，接着它又会溶解阳极泥中的金，这就会在后续碲和金的别离方面发生一些实质性的问题L9J。据工业出产的实践数据标明，包含碱性氧化物压力浸出和含铜、镍、贵金属、硒和碲阳极泥压力硫化效果在内的彻底湿法冶金的工艺进程能够使悉数组分杰出分出。别离出的硒和碲的纯度能够达90%以上哺J。 3.3液膜别离法 液膜别离物质是一种高效、快速、节能的新式高技能别离办法，2003年由王献科[10]提出用伯胺N192，制备乳状液膜，能敏捷地搬迁富集碲，在收回、处理提取及分析测定微量碲方面，具有很好的运用远景，也为进一步从杂乱组分的料液或低档次碲矿中富集碲的开发使用奠定了根底。液膜富集Te4+是经过活动载体N1923来完结的。依据别离进程和溶剂萃取的原理，N1923以RN表明，用离子缔合原理萃取元素。首要是在膜相外界外相中HCl生成RNH+C1，而外相中Te4+以TeBr62一方式与膜相中RNH+C1反响生成[RNH]22十[TeBr6]2-，溶于有机膜，并穿过液膜分散内相界面于NaOH水溶液效果、离解，Te.Br62一和H+迁入内相，这是因为Cl一和TeBr6卜与N1923相互竞赛缔和的成果。用乳状液膜别离富集碲的研讨，断定了膜相由7%N1923(伯胺)、4%Lll3B和89%火油(包含正辛醇)组成，内相为0.3mol/LNaOH水溶液，外相酸度为5mol/LHCl介质，R。l为1：1，R。。为20：50～20：100，室温(15～36℃)条件下，碲的收回率为99.5%～100%，内相富集了较高浓度的碲。一般常见的阳阴离子，都不被搬迁富集，选择性适当高。但此法在工业上还未能得到推行。 3.4微生物法 生物冶金以其成本低、无污染，对低档次、难选冶的矿产资源的开发使用有着宽广的工业运用远景。廖梦霞等人[11】在2004年提出在我国首例独立碲矿床资源的开发战略上走生物冶金的路途。其实在2003年Rajwade等[12]曾运用微生物的接连拌和，提出了含碲贵液的生物复原工艺，即对含碲lOmg/L的溶液中，pH操控在5.5～8.5，温度在25～45℃，用微生物吸附一复原沉积元素碲，可有用替代强复原剂，然后进步功率下降出产成本。这一理论创始了生物冶金在碲的提取工艺上运用的先河。廖梦霞等人L11J以为石棉大水沟独立碲铋矿床碲铋含量0.00X一0.0X%，金银含量0.X—Xg/t的硫化矿贫矿储量大，传统工艺很难有用到达经济开发使用的意图，因而提出微生物提取碲的办法，并总结了国内外针对硫化矿生物氧化的研讨，首要有浸矿细菌的别离和判定、细菌的培育条件和细菌氧化工艺条件研讨、细菌浸出硫化精矿粉进程中细菌浸出的物理要素和化学要素以及细菌浸出的浸出动力学和浸出机理研讨。在面临生物冶金的杰出问题生物(氧化周期长导致出产功率低)上，其课题组使用金属离子、表面活化剂催化、磁化强化等办法加速细菌氧化反响速率，使这一问题的处理有了一些新的思路。 4 、结 论 稀散金属碲以其在现代高科技工业、国防与顶级技能范畴中所占有的重要位置，越来越遭到人们的注重，运用规模也越来越广。可是因为碲从发现至今时刻较短，一同独立碲矿的开发也只是是近几年的工作，大多数工艺技能仍处于实验研讨阶段，这使得咱们很难断语何种工艺为最佳。但跟着人们对稀散元素知道的加深以及碲在各个范畴运用的广泛，咱们信任碲的开发将会得到进一步的开展，研讨和开发碲的别离提取的新工艺也愈加具有现实意义。

(一)检测所需仪器与试剂 1、1000毫升棕色容量瓶1个，100ml锥形瓶 1个、100毫升棕色广口瓶一个，10ml移液管2支、红头滴管1支; 2、测试剂(制造办法：1.7000克 加蒸馏水定容到1000毫升的棕色容量瓶，放入暗处保存待用); 3、显色剂(制造办法：0.02～0.05克 试银灵[淘宝有卖]加到装有100毫升的广口瓶中，放入暗处保存待用)。 (二)检测办法 1、用10ml移液管抽取待检测液5ml放入锥形瓶中; 2、滴管取显色剂2滴(约0.1ml)参加锥形瓶中，液体色彩变浅黄色; 3、用10ml移液管抽取测试剂缓慢滴入锥形瓶(边滴定边摇摆锥形瓶，调查色彩改变); 4、当液体色彩由浅黄色变浅橙红色为滴定结尾，读出所耗测试剂在移液管上刻度。 5、所耗去测试剂毫升数即为检测液的万分数浓度(药水比值浓度)，如耗去测试剂0.05 ml，则浓度为万分之零点零五(即0.005‰);如耗去0.3ml，则浓度为万分之零点三(即0.03‰);如耗去1.0 ml，则浓度为万分之一(即0.1‰);如耗去5.0ml，则浓度为万分之五(即0.5‰)以此类推。

取5支圆柱状小铝棒（直径D=21mm，长度L=100mm），分量为92.3±0.1g，装备5份500mL质量浓度依次为210g/L、240g/L、270g/L、300g/L、330g/L的溶液，取5支铝棒别离置于溶液中，马上用记号笔在烧杯壁上的液面高度处作符号。每距离1小时，取出铝棒，用滤纸轻擦洁净后，称取铝棒分量。然后将铝棒从头置于溶液中，参加室温的自来水至符号处。 　　铝棒分量如表1所示：图1  浓度对铝棒削减分量的影响 　　由图1可知，浓度越高，铝棒分量的削减速度越快。由反响时间对溶解铝金属的影响可知，反响时间控制在3小时左右，溶解铝金属的功率较高。当反响时间为3小时的时分，上述浓度为210g/L、240g/L、270g/L、300g/L、330g/L的5支铝棒削减分量依次为26.84g、37.82g、42.19g、49.91g、53.63g。取相邻浓度的反响3小时的铝棒削减分量相减，取绝对值，依次为：10.98g、4.37g、7.72g、3.72g。当反响时间为3小时的时分，240g/L浓度的溶液的铝棒削减分量，比照210g/L浓度的溶液的铝棒削减分量提高较大（10.98g），因而，主张选用浓度≥240g/L的溶液进行溶解铝金属；当反响时间为3小时的时分，330g/L浓度的溶液的铝棒削减分量，比照300g/L浓度的溶液的铝棒削减分量提高较小（3.72g），因而，主张选用浓度≤300g/L的溶液进行溶解铝金属。实践生产中，衡量废铝的溶解速度与生产成本，主张选用质量浓度为240g/L～300g/L的溶液进行煲模。

大约100多年前，人们扔掉了金浸出用酸和氧化法，但现在酸处理工艺又引起人们的爱好。该工艺从硫化物矿石中收回金和银的单段体系反响快，不需求选用大的或贵重的设备或特殊加压设备，它取消了焙烧和随后的化浸出过程，是一种直接收回金的简略办法，已在某些国家取得若干专利。    1)工艺的开展概略    英国对稀硝酸和氯化钠氧化浸出金工艺进行了开端的实验研讨。因为英国没有许多难浸出金矿石可供处理，所以与澳大利亚的公司建立了联络。这个公司在西澳大利亚Kalgoorlir有一个炭浆厂和一个小型实验室。对各种不同类型的矿石、精矿和尾矿进行实验后，以为对易浸矿石，这种新的酸处理工艺并不比传统的化法优胜。可是，对许多硫化物矿石的实验成果标明，这种新工艺很有期望，因而会集研讨这种硫化物矿藏的处理。    开端曾研讨了稀硝酸和氯化钠对纯金试样的效果。在温度为95~100℃的10%氯化钠溶液和35%硝酸溶液中，15min内小金块彻底溶解，而25%硝酸溶液溶解金约需30min,研讨标明，试样表面的腐蚀速度为0.6kg/（m2·min)，这些成果可用来断定在硫化物腐蚀后为溶解露出的金所需求的剩余硝酸量。    一般与金共生的硫化物的实践硝酸氧化比化学反响式标明的更为杂乱，金属硫化物与硝酸的反响发作硫酸盐、NO和水。可是，在有氯化钠存在条件下发作副反响，例如构成硝基离子及易溶解金的。在这种高度氧化的介质中，其他矿石成分（如砷和锑）也被氧化而使问题更为杂乱。所有这些意味着每一种矿石破碎和磨矿后有必要当即进行分析，至少每天进行几回，以确保矿石性质不发作严峻改变。    因而，用于反响的实践硝酸量不或许精确地等于依据本来矿石或精矿中存在的硫化物的化学核算量。有必要参加过量的硝酸，可是，这并不意味着硝酸的糟蹋。    2)实验室实验    实验用的矿粉为0.050 mm粒度，每批150g,玻璃瓶内装有拌和器和冷凝器，附有温度计插口和细磨矿石参加口。用电阻丝加热玻璃瓶，冷凝器有一组吸附设备，第一个容器有一个把逸出的氧化亚氮氧化为NO2的空气进口。    首要加热氯化钠和硝酸，然后拌和器开端拌和，跟着温度的添加逐步参加细磨的矿石。    选用高硫化物矿石和精矿时，一般在35~40℃之间开端放热反响。当瓶内温度上升到95~100℃时中止加热。    在酸性溶液中提取金的氯化物，经过实验，用炭处理时，金从溶液中以金属元素的方式堆积。美国矿务局实验成果标明，从氯化物溶液中吸附的金量为每吨炭519 370 g,而在硝酸盐溶液中吸附的银量为每吨炭115 070 g,炭从溶液中吸附的金量为62 200 g/t,吸附银量为31 100g/t。英国伦敦帝国大学进行的研讨阐明在酸性溶液中金盐与其他金属别离的问题。    应该指出，细碎黄铁矿能从酸性溶液中迅速地提取金，所以彻底除掉硫化物是很重要的。    3)中间实验厂    中间实验厂是选用黑色聚乙烯的两组蛇形管，一组长100 m，另一组长250 m。管子决裂压力为2.8 MPa（工作压力在1.05~1.4 MPa之间）。管径为25 mm，管壁厚度为6.3mm。管子以0.9 m的半径环绕起来，刺进ф2 100mm的槽中。选用钛管衔接。热交换器是蒸气加热的钛蛇管。该体系有两台隔膜泵。    用磨至0.050 mm的1 kg精矿（矿浆浓度为30%~60%固体，泵送速度50~100 L/h)进行实验。硝酸质量分数在7%~15%之间改变，金从氧化物和硫化物的混合精矿中的收回率达95%。为比较起见，在45℃下，用碱性进行几个实验，金收回率约为80%。    在实验期间，矿浆是经过一个三通阀门放到一个大的Buchner陶瓷过滤机过滤，使过滤的工艺残渣与含金的酸溶液别离，然后洗刷过滤机。滤液泵到两个ф75mm×18 000mm的、装有活性炭玻璃管的吸附柱内，使金堆积在炭上。因为滤液含有硫酸铁，或许还有盐或锑酸盐，故不再循环运用。在这种规划上，不再用浸没焚烧法收回任何剩余的硝酸盐，但需在出产中检测滤液以断定硝酸盐的含量。回来工厂的一起，处理的矿浆经由冷凝器下面的三通回来到第一台容器，使NO逸到第一个洗刷塔，一起喷入空气使NO氧化为NO2，以便溶解。用焚烧炭的办法收回金，因为这种炭能够吸附很高的金量，所以这是一种经济的办法。假如存在银的话，就会沉积出剩余金锭（一种金、银合金）。也能够用电解或其他办法收回金，可是，焚烧炭是最简略的办法，一起还能够收回吸附在炭上的剩余硝酸盐。    英国剑桥矿业学院证明硝酸的收回率超越90%,金的收回率较高。剑桥矿业学院列出了一些矿藏实验的成果见表1。 表1    用硝酸和氯化钠法HMC工艺在剑桥矿业学院进行实验的某些成果编号类型浸出率/%AuAgT1   T2 T3 T4 T5 T6 T7   B1黄铁矿精矿   黄铁矿尾矿 浮选精矿 精矿 浮选精矿 重选精矿（锑） 砷黄铁矿   砷黄铁矿尾矿93.6 92 82 95.5 86.8 88.3 93.8 92.9 93.9 99.790 80 — 95.8 97.4 — 97.5 96.3 92.4 78.5[next]     在Redhill的HMC工艺中心研讨所处理的许多矿石来自威尔士（采金区已是Snowdonia国家公园的一部分，制止作业）。矿石的性质：在砂砾丘内赋存的矿体中，最遍及的矿藏是石英。绿泥石的包裹体内一般含有Fe203，也含有白云母。黄铜矿、磁黄铁矿含金量也很丰厚。砷黄铁矿与金和磁化物的调集体共生。Fe与As+S之比简直总是为1:2。典型的试样含钻3.3%，镍0.1%，砷31.43%。    除了碲化物—金调集体外，不存在其他金，调集体是最难处理的矿体。据以为，在HMC工艺中心金和银的收回率到达90%曾经，尚没有人进行过适合的化学浸出研讨。    矿藏调集体中有辉钻砷矿（CoAsS），方黄铜矿（CuSFe4S5），银黝铜矿（3Cu2SSb2S3），浓红银矿（3Ag2SSb2 S3），Attoite（PbTe），碲银矿（AgTe），叶碲金矿（Pb5AuTeSb3S5~8。）。    4)蛇形管工艺的可行性    以一个5t/h的工厂为例（1年出产340天，1年处理矿石3.4万吨），若以中间实验厂的标准设备为根底，假定有适宜的通道和平坦的场所，包含一个供应发电机、空压机和加热器的9t蒸汽锅炉车间，出资费为90万美元。硝酸收回体系和简略的浸没焚烧设备是按英国的报价核算的。假如核算一个户外新厂（从采矿开端、破碎、磨矿设备、厂房和处理量为5t/h的金银收回车间），出资不超越200万美元。    依据中间工厂的数据，规划5t/h大致费用见表2。假如包含采矿、磨矿、运送和柴油燃料的话，估量在澳大利亚这些费用为5~6美元。 表2     蛇形管体系的大致费用处理量（5t/h）每吨矿石费用/美元硝酸（20%的酸丢失10%） 盐（天然氯化钠） 活性冷漠（1500美元·t-1） 石灰 水（50m3） 燃料炭发作蒸气 细磨矿石或精矿购买报价 其他费用： 工人和管理人员（包含杂项开支） 假贷付出加扣头（5a）4~6 2.5 0.5 4~7 5 6 22~27   15 7     因而，关于5t/h的小厂，该厂处理黄铁矿含量高的矿石或精矿能够取总费用在48~53美元/t。假如矿石更为杂乱，即砷黄铁矿含量高，那么要添加材料本钱，能够用石灰处理法固定砷，这也涉及到发作过量硫酸和把硫酸铁转为氢氧化铁（或氧化铁）的问题。可是有必要阐明，实验室实验期间没有碰到发作硫的问题。    所以，假如含金10g/t的精矿中的金有90%被浸出，按现在金锭报价350美元/盎司计，可确保在这种小型蛇形管厂有较高的赢利。    最终，不该疏忽在塑料管内用碱性化法处理非硫化物或低硫化物矿石和槽矿的成功经验。

一、分化 分化独居石稀土精矿的进程在钢板卷制并带有蒸气加热夹层的圆形分化槽中进和地。在工业生产中，分化进程能够选用间歇方法或接连方法。间歇方法是指参加质料－分化－出料进程在一个分化槽中完结，而接连方法是在几个串联在一起的分化槽中完结这一进程。相比之下，接连方法具有生产能力大、稀土和钍的分化率高、操作便利等长处。 分化的工艺条件： 精矿粒度   －320目≥99%，其间－360目≥95%； 精矿含水   26%～30%； 矿碱比     1∶（0.95～1）； 碱浓度     45%～50%； 反响温度   135～140℃； 反响时刻   8～12h； 碱分化率   REO≥95%，ThO2≥98%，U3O8≥98%。 二、水洗 碱分化底浆（氢氧化物沉积）在装备有拌和体系钢制圆形的槽中完结，为了便于收回碱和节约水能够选用逆流洗刷的方法。 水洗的工艺条件及要求为： 底浆与水比  比1∶（4～5） 水洗温度＞90℃； 水洗完毕操控条件   洗水pH值7～8，P2O5＜1.2g/L。 三、优溶 优溶在玻璃钢制的具有拌和功用的容器中进行。其工艺条件及要求如下： 酸溶反响温度   80～95℃； 全溶反响pH值   2.0～2.5； 优溶反响pH值   4.0～4.5。 四、氯化稀土溶液除镭工艺条件及要求 反响温度   80～90℃； 加料次序  先加硫酸铵溶液，后加氯化溶液； 拌和时刻  加氯化后拌和10min，加聚酰胺后持续拌和2min； 氯化稀土溶液要求  REO≥160g/L，SO42－/REO≤0.03%，放射性强度≤3.7×104Bq/L。 五、蒸腾浓缩制备结晶氯化稀土 蒸腾浓缩进程在蒸汽夹套加热、内衬珐琅的蒸腾罐内进行。蒸腾进程的技术参数如下： 罐内真空度    6×104Pa； 蒸腾温度      108～115℃； 蒸汽压力      0.3～0.4MPa； 结晶氯化稀土中REO≥45%。

独居石稀土精矿中含有磷、钍、铀成分，为了收回这些有价成分及避免放射性元素染产品和环境，在分化独居石的流程中应包含分化，磷碱液收回，稀土与杂质别离和钍、铀收回四个部分。图1是工业上所用的工艺流程。图1  分化独居石稀土精矿的工艺流程 一、分化独居石稀土精矿的化学反响 独居石在的溶液中加热至140～160℃时将发作如下的分化反响： REPO4＋3NaOH=RE（OH）3↓＋Na3PO4                    （1） Th3(PO4)4＋12NaOH=3Th（OH）4↓＋4Na3PO4               （2）独居石中的U3O8在拌和的作用下与NaOH和空气中的O2发作反响： 2 U3O8＋O2＋6NaOH=3Na2U2O7↓＋3H2O                    （3） U3O8实际上是铀的四价和六价复合氧化物UO2·UO3，在NaOH溶液中未被O2氧化的四价铀与NaOH作用，生成氢氧化物： UO2＋4NaOH=U（OH）4↓＋2Na2O                         （4） 在NaOH过量许多的情况下U（OH）4以铀酰酸根的形状溶入碱液中： U（OH）4＋OH－=H3UO4－＋H2O                       （5） 一起，铁、钛、铝、锆、硅等矿藏也被NaOH所分化： Fe2O3＋2NaOH=2NaFeO2＋H2O                       （6） TiO2＋2NaOH=Na2TiO3＋H2O                        （7） Al2O3＋2NaOH=2NaAlO2＋H2O                     （8） SiO2＋2NaOH=Na2SiO3＋H2O                      （9） ZrSiO4＋4NaOH=Na2ZrO3↓＋Na2SiO3＋H2O          (10)ZrSiO4＋2NaOH=Na2ZrSiO5↓＋2H2O                (11) 铁、钛、铝矿藏及石英的分化产品均溶于碱溶液中，与难溶性氢氧化物存在的稀土和钍及重铀酸钠别离。 二、影响精矿分化的要素 分化独居石的反响归于固－液多相反响。分化反响首先在矿藏的表面上进行，生成固体的氢氧化物膜。由于此固体膜细密，独居石的分化反响速度将受NaON在固相膜中的分散速度际制，其分化率与温度、时刻、NaON浓度、精矿的粒度等工艺要素的联系能够用生成细密固体产品的动力学方程式表明： 1－2/3x－（1－x）2/3=（2MDc/αρr02）t              （12） 式中x－经过t时刻后，稀土矿藏的反响分数（表明稀土矿藏的分化率）； M－独居石矿藏的分子量； ρ－独居石矿藏的密度； c－NaOH溶液的浓度； r0－精矿颗粒原始半径； α－化学核算因子； D－反响物在溶液中的分散系数。 依据上碠的反响速度方程，能够对独居石稀土精矿分化的影响要素进行如下分析。 （一）精矿粒度的影响 在式（12）中分化率（x）与精矿粒度（ro）的平方成反比。可见，精矿的粒度是影响分化率的一处重要要素，由于粒度越大精矿与NaOH触摸的表面积越小，反响的速度越慢。实际上关于生成物在精矿表面上构成的细密膜而言，由于细密膜阻止着NaOH向精矿的深部分散，此条件下，精矿的粒度越大，随反响时刻的延伸，则在精矿表面的细密膜越厚，分化反响的速度越慢，由此而导致精矿的分化越不彻底。出产实践证明，精矿的粒度在0.043mm以下时，分化率能够到达98%以上。 在热球磨机内进行碱分化是一种处理粒度影响分化率的有用办法。例如，在密封的热球磨机顶用NaOH分化粒度为0.5～1.5mm的独居石精矿，NaOH浓度为50%，反响温度为175℃，分化进程中凭借钢球的碰击和冲突力使矿藏表面生成的氢氧化物掊落，不断露出新的表面，在4.5～6h，独居石简直悉数分化。可是热球磨机的损耗，以及动力耗费和出产能力小等问题约束了这种办法的使用。 （二）反响温度与NaOH浓度的影响 在生成细密膜的固－液反响中触及反响物在液相中和细密的固相膜中的分散。在分化反响初期，在精矿表面的细密膜掩盖不彻底或很蔳，此刻分散首要是在液相中进行，进步反响温度，能够使液相中的分散系数增大，然后进步反响速度。可是随反响时刻的加长，独居石稀土精矿分化进程中细密膜的厚度不断添加，分散速度由液相中的分散操控转变为首要遭到细密膜中的分散速度操控，此刻进步反响温度，对固相中的分散系数影响不大，假如反响温度过高还会引起反响器部分温度过热而使稀土和钍的氢氧化物脱水，下降它们在无机酸中的溶解功能，导致酸溶工序中稀土收率下降。 反响温度的断定与NaOH的浓度有关。由于NaOH的浓度与其溶液的沸点相关，如表1所示。 表1  溶液浓度与沸点的联系NaOH/%37.5848.3060.1369.9777.53沸点/℃125140160180200 为了取得高的分化率和坚持分化进程中物料的流动性，出产中选用NaOH的浓度为55%～60%，NaOH的用量要超越理论核算量的2～3倍。假如NaOH的浓度过高，将使得碱液的黏度添加，流动性变差，物料在运送管路中结晶，影响出产的顺利进行。别的，NaOH的浓度越高，铀进入磷酸钠中的也越多，使磷酸钠的提取工艺变得复杂。依据表1中的数据，与此相应的温度应为140～150℃，高于此温度，碱液处于欢腾状况，简单构成溢槽。有时出产中，为了进步反响速度，缩短反响时刻，在常压间歇反响槽中加固体的进步溶液中的NaOH浓度，分化操作结束时，须加水稀释浓碱液以便利物料的运送。 （三）反响时刻与拌和强度的影响 由式（12）可知，分化率与反响时刻成正比，延伸反响时刻会使分化添加，可是如前面所分析的，矿藏的粒度较大时，随反响时刻的延伸，则在精矿表面的细密膜越厚，分化反响的速度越慢。进步拌和强度，能添加固、液两相的触摸时机，对表面生成的氢氧化物膜的剥离，促进分角反响的进行有必定的作用。拌和在出产中别的的一个重要作用是坚持碱分化矿浆的均匀性和流动性，必定程度上能够避免物料在碱分化槽中结底和溢槽。 综上所述，分化独居石稀土精矿的进程是将一种难溶于碱液的稀土磷酸盐转化为别的一种难溶于碱液的稀土氢氧化物的进程。在精矿粒度为0.043mm，NaOH浓度为55%～60%及与其适当的温度和必定的拌和强度下，分化率能够到达97%以上。 三、从分化产品中提取稀土 经分化后得到的是由稀土、钍和大部分铀的氢氧化物沉积以及未分化的矿藏组成的碱溶饼和由磷及其他杂质的可溶性盐及过量的NaOH组成的碱溶浆。欲从碱溶饼中收回稀土，需求经过水洗别离碱溶性物质，溶解氢氧化物和氯化稀土溶液净化进程。 （一）水洗别离碱溶性物质 水洗进程归于液、固别离进程。为了便于液、固别离，在弄清之前，首先使用水稀释碱溶浆并且在70℃以上陈化6～7h，使固体颗粒凝集长大，添加沉降速度。溶液弄清后从水洗罐的中部放出上清液（也能够选用虹吸的办法）。由于碱溶浆中的NaOH和Na3PO4浓度很高，出产中一般用10倍于固体的水量，并将溶液加热至60～70℃，在拌和的作用下，重复水洗进程7～8次，才干到达水洗液中P2O5＜1%，pH=7～8的要求。前几次洗液中的NaOH和Na3PO4浓度很高，可用于收回NaOH和Na3PO4。 （二）溶解稀土氢氧化物 浆浓缓慢参加水洗后的氢氧化物的浓浆中，稀土、钍和铀将溶解于溶液中： RE（OH）3＋3HCl=RECl3＋2H2O               （13） Th（OH）4＋4HCl=ThCl4＋4H2O           (14) Fe（OH）3＋3HCl=FeCl3＋3H2O            (15) 在酸溶进程中，Na2U2O7也被分化，以U4＋和UO22＋存在溶液中。 在NaOH分化进程中，铈磷酸盐被分化成三价氢氧化物的一起一部分三价铈与空气中的氧触摸被进一步氧化成四价的氢氧化物。在酸性溶液中Ce4＋具有很强的氧化性，能够将Cl－氧化，而的办法从溶液中逸出。 Ce（OH）4＋4HCl=CeCl3＋4H2O＋1/2(Cl2)          （16） 四价铈的碱性较低，pH＞0.7的条件下就开端水解，构成Ce（OH）4沉积。出产中为了进步铈的收回率，现将反响酸度操控在pH=1.5～2.0范围内，并参加少数的H2O2复原四价铈为三价，以促进Ce（OH）4的充沛溶解。 （三）氯化稀土溶液的净化 溶解时氢氧化物浓浆中的杂质，铁、钍、铀以及微量的镭进入氯化稀土溶液中。根本溶度积原理，按照试（17）和表2中的数据，调整溶液的pH值，使铁、钍、铀水解成氢氧化物沉积，从溶液中除掉。 10－14/（Ksp[RE(OH)3]）/[RE3＋]1/3＜[H＋]＜10－14/（K′sp[Me（OH）n]/[Men＋]）1/n         （17） 式中Me－代表Fe、Th、U； K′sp－Me（OH）n的溶度积。 表2  RE（OH）3，Th（OH）4，Fe（OH）3，Fe（OH）2沉积pH值及溶度积氢氧化物Ce（OH）3Th（OH）4Fe（OH）3Fe（OH）2UO2（OH）2U（OH）4溶度积Ksp1.6×10－204.0×10－453.0×10－398.0×10－161.1×10－221.0×10－45沉积pH值6.83～8.034.153.689.616.179.25沉积程度开端沉积沉积彻底沉积彻底沉积彻底沉积彻底沉积彻底 由表2能够看出，若将pH值操控在4.5左右，Th4＋和Fe3＋能够较彻底的除掉，可是Fe2＋依然保留在溶液中。为此能够向溶液中参加适量的H2O2，使Fe2＋氧化成Fe3＋之后，再经过水解除掉。 在pH＞2的条件下，存在溶液中的U4＋和UO22＋开端一级水解，生成U（OH）3＋和UO2（OH）＋；随pH值升高，U（OH）3＋进一步水解成具有胶体性质的聚合氢氧化物［U（OH）4］n，而UO2（OH）＋则需在更高的pH值条件下，才干生成铀酸及多铀酸的氢氧化物沉积。胶体性质的铀氢氧化物吸附于氢氧化铁和氢氧化钍的颗粒表面而沉积。 在出产实践中，常用水洗后的氢氧化物的浓浆或碳酸稀土，将酸浸溶液的pH值由1～2调至4.5左右，并参加少数凝集剂，使呈悬浮状况的水解产品敏捷凝集沉积。经弄清、过滤得到的滤渣中含放射性元素钍较高，能够作为提取钍的质料或封存，滤液可供出产混合结晶氯化稀土或萃取别离的料液，这一出产进程，在工业中称为“优溶”、由此取得的渣称为“优溶渣”。 镭和硫酸盐的溶度积分别是4.2×10－11和1.10－10，归于难溶性物质。并且镭离子半径（1.42Å）和的离子半径（1.38 Å）不同小，在两种离子共存的条件下，能构成类质同晶共沉积。依据这一原理，向热的稀土氯化物溶液（70～80℃）中参加硫酸铵和氯化则能够凭借BaSO2晶体的载带作用，将溶液中微量的镭除掉。 （四）由氯化稀土溶液制备混合稀土产品 净化后的氯化稀土溶液能够作为稀土别离的质料进入萃取车间逐个别离单一稀土。依据需求也能够制成结晶混合氯化稀土和混合碳酸稀土。 1、制备结晶氯化稀土 氯化稀土溶液一般含有REO为200～280g/L，经蒸腾后REO浓缩至450g/L左右，冷却可得到结晶RECl3·nH2O产品。出产上为了进步蒸腾的速度，一般选用减压浓缩的办法。使用水流喷射器将蒸腾罐内的真空度坚持在6×104Pa时，稀土氯化物溶液的沸点可下降14℃左右。 2、制备碳酸稀土 向含REO为40～60g/L的氯化稀土溶液中参加碳酸氢铵（固体或液体均可）将按反响式（18）发生碳酸稀土沉积。沉积出的碳酸稀土用水洗除掉吸附的硫酸盐，过滤后制备得的RECl3·nH2O产品。 2RECl3＋3NH4HCO3=RE2（CO3）3＋3NH4Cl3＋HCl          （18） 四、从优溶渣中收回钍、铀和稀土 优溶渣中的首要化学成分是稀土、钍、铀的氢氧化物和少数的硅酸盐以及未分化的矿藏。优溶渣用水洗去除氯离子（Cl－＜0.6g/L）后，一般选用硝酸溶解的办法溶出稀土、钍、铀。溶解反响是放热反响，溶解的进程中向溶液开释很多的热，使其温度升高。如选用浓硝酸直接溶解优溶渣，能够使溶液的温度急剧升至120℃以上。这样做有利于硅溶解后而发生的硅胶凝集，在此一起参加聚丙酷胺能够使硅胶凝集的速度加速，添加溶液的弄清作用。不溶的残渣中的首要化学成分是金红石（TiO2）、钛铁矿（FeO·TiO2）、锆英石（ZrSiO4）、石英（SiO2）以及其他未分化的矿藏经过滤或别离除掉。酸溶进程中的首要化学反响为： RE（OH）3＋3HNO3=RE（NO3）3＋3H2O              （19） Th（OH）4＋4HNO3=Th（NO3）4＋4H2O              （20） Na2U2O7＋6HNO3=2UO2（NO3）2＋2NaNO3＋3H2O       (21) 溶液中微量的镭，需参加少数的（NH4）2SO4和Ba（NO3）2除掉。 除镭后的硝酸溶液，一般选用TBP（磷酸三丁酯萃取剂）－火油（稀释剂）组成的有机溶剂萃取别离稀土、钍、铀。图2是出产顶用的萃取别离工艺流程。图2  TBP－火油萃取别离RE/Th/U工艺流程

是强碱弱酸盐。作为浮选调整剂，它对方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、辉铋矿等均有按捺作用。如在铜钼混合精矿别离和钼铋混合精矿别离中选用Na2S抑铜浮钼和抑铋浮钼。但运用Na2S按捺Ni3S2完成Ni3S2与Cu2S浮选别离还未见报导。本文运用纯矿藏、人工混合矿藏和高冰镍进行实验，对NaOH调理矿浆pH，Na2S及Na2S+ZnS04作按捺剂按捺Ni3S2的浮选行为进行了研讨，在必定的用量范围内Na2S对Ni3S2有较强的按捺作用，可完成Ni3S2与Cu2S的有用分选。     一、试样、药剂和实验办法     （一）试样     六方硫镍矿和辉铜矿均取自金川有色金属公司第二冶炼厂。Ni3S2是镍精矿经反射炉冶炼后的阳极产品，经破碎、瓷球磨、磁选脱除合金后制成粒度为－74μm的试样，Cu2S是高冰镍浮选的铜精矿经机械擦拭，萃取，清洗后制成粒度为-74μm的试样，存放于干燥器中备用。其多元素分析成果为（％）：六方硫镍矿：Ni 67.33，Cu 3.72，Fe 1.66，S 20.75；辉铜矿：Ni 1.37，Cu 70.17，Fe 4.53，S 22.59。     （二）药剂     产自湖南南县八一化工厂，硫酸锌产自广州化学试剂厂均为分析纯。实验中所用捕收剂丁基钠黄药和乙基钠黄药产自山东栖霞选矿药剂厂，亦为分析纯。pH调整剂为分析纯试剂。实验用水为一次蒸馏水。     （三）实验办法     单矿藏实验及人工混合矿藏浮选别离实验在容积为40m1的挂槽式浮选机中进行。浮选之前矿样先经超声波处理5min。每次实验矿样量2g，浮选4min。高冰镍的浮选实验在1升和0.5升的单槽式浮选机中进行。每次实验试样量350g，按拌和→pH调整剂→按捺剂→捕收剂→起泡剂的程序调浆浮选。     二、实验成果和评论     （一）Na2S用量对矿藏浮选功能的影响     是强碱弱酸盐，易溶于水并水解，在水中构成S2-、HS-, OH- 等。它对许多硫化矿藏有按捺作用，如黄铜矿、辉铋矿。但未见Na2S对高冰镍中Ni3S2浮选的按捺行为的报导。本文首要进行了Na2S用量对高冰镍中Ni3S2浮选的按捺功能研讨。     图1为Na2S的用量与矿藏可浮性的联系曲线（丁基黄药和乙基黄药用量共10-4mol/l,份额为1︰1）。由图可见，Na2S对Ni3S2浮选功能的影响与用量有关。当Na2S用量为1.0～2.O×10-4mol/l时，对Ni3S2浮选有必定的活化作用，用量大于2.O×10-4mol/l时，Ni3S2浮选开端遭到按捺，当用量达5.0×10-4mol/l, Ni3S2的可浮性根本遭到按捺．而在该用量范围内，Cu2S浮选的可浮性根本不受影响。    （二）Na2S存在时，pH值对矿藏可浮性的影响     由图2（Na2S浓度4×10-4mol/l，丁基黄药和乙基黄药用量共10-4mol/l）可见，有Na2S存在时，矿藏的可浮性与pH存在亲近联系。Ni3S2浮选在介质pH为7～10范围内较难被按捺，当介质pH＞10时，Ni3S2浮选易被Na2S按捺，当介质pH达11.5左右时，Ni3S2根本失掉可浮性；而Cu2S浮选在图示的NNa2S用量下，在整个介质pH范围内均有较好的可浮性。即便介质pH值达12.5仍有较高的上浮率。    （三）Na2S与ZnSO4混合运用时，对矿藏可浮性的影响     由图3 (Na2S用量4×10-4mol/l，丁基黄药和乙基黄药用量共10-4mol/l）可见，当Na2S存在时，随ZnSO4用量的添加，Ni3S2的可浮性下降很快，当ZnSO4用量为4×10-4mol/l，Na2S用量亦为4×10-4mol/l时，Ni3S2浮选根本上失掉可浮性，比较图1及图3可知，Na2S与ZnSO4混合运用具有更强的按捺作用，而Cu2S的可浮性只稍有下降。       （四）人工混合矿藏浮选别离实验     在单矿藏浮选实验的基础上进行了人工混合矿藏浮选别离实验。人工混合矿藏为辉铜矿：六方硫镍矿=1:2。其间含Cu 25.87%，含Ni 45.34%。分选实验流程和选用的药剂准则如图4所示，其成果见表1。表1  人工混合矿藏浮选别离实验成果条件pH=10pH=11pH=12CuNiCuNiCuNi产品名称及含量（%）铜精矿68.524.4069.553.4469.713.38镍精矿3.2067.362.6367.332.6667.54互含之和7.606.076.04     由表1可见，矿浆pH值11.0,选用Na2S和ZnS04作按捺剂，丁基黄药和乙基黄药作捕收剂，当ZnSO4和Na2S的用量分别为4×10-4mol/l时，可使人工混合矿藏得到较彻底别离，可获得铜精矿含Cu 69.55%，含Ni 3.44%；镍精矿含Ni 67.33%，含Cu 2.63%；互含之和为6.07%的较佳目标。     （五）高冰镍浮选别离实验     试样取自某有色金属公司冶炼厂，其间含铜29.8%，含镍41.5%，含硫20.46%，含铁3.41％，首要金属矿藏是六方硫镍矿、辉铜矿及铜铁镍合金等。为了进一步断定各要素的最佳用量，依据人工混合矿藏分选实验条件及按捺剂Na2S和ZnS04用量及介质pH值三个首要要素对选别目标的影响，并在各要素条件实验的基础上进行了精选条件实验。在由此断定的各要素最佳条件下经一次粗选，一次扫选，三次精选的流程选别后，获得了镍精矿含铜2.6%，铜精矿含镍3.8%，铜镍精矿中互含之和6.4%的较佳目标，分选作用是显着的。     （六）Na2S对Ni3S2浮选的按捺作用机理讨论     Na2S对硫化矿藏的按捺作用一般以为首要是两个方面〔1〕。一是Na2S水解发生HS-，HS-扫除硫化矿藏表面吸附的黄药，一起自身又吸附在矿藏表面添加矿藏表面的亲水性；另一方面是以为Na2S起按捺作用不仅仅是HS-吸附在矿藏表面而引起，还应与Na2S电离发生的S2-有关，如在方铅矿中参加Na2S和黄药时，存在下列平衡     PbS]PbS↔Pb2++S2-               ↕2X-               PbS]PbX2     因PbX2的溶度积大，而PbS的溶度积小，当参加Na2S时，S2- 浓度添加，平衡向左移动，使得附着在矿藏表面的黄药脱附，生成新鲜的表面，而矿藏表面的S2- 又阻止X- 离子吸附，然后使Na2S在矿藏表面发生按捺作用。为了澄清Na2S对Ni3S2浮选的按捺行为，测定了有、无Na2S存在时，Ni3S2浮选表面的黄药吸附量。成果如表2所示。成果阐明：Na2S的存在阻止了黄药在Ni3S2浮选表面的吸附，首要原因可能是S2-、HS－在矿藏表面发生了竞赛吸附。从Na2S溶液含硫组分的散布图中[2] (图5),也能够看出，当介质pH =11.0左右时，其优势组分是HS－和S2-。而在必定的用量时对Ni3S2起活化作用的原因可能是Na2S为还原剂。可调理矿浆电位，此刻的矿浆电位条件正好有利于Ni3S2的浮游。据研讨〔3〕Ni3S2的可浮性不光与介质pH值有关，与电位也有亲近有关。 表2  矿藏表面的吸附量测定成果Na2S用量（mol/l）参加黄药量（mol/l）矿藏表面黄药吸附量mol矿浆pH值0 4×10－45×10-6 5×10-63.06×10-6 4.05×10-711.0 11.0    三、结语     从单矿藏实验成果及人工混合矿藏浮选别离实验研讨标明，在恰当的介质pH值条件下，Na2S对Ni3S2具有较强的按捺作用，与ZnSO4混合运用作用更佳，可完成高冰镍中Cu2S与Ni3S3有用分选。     Na2S按捺Ni3S2的首要原因可能是Na2S的水解和电离发生的HS-、S2- 在其表面发生了竞赛吸附，然后阻止了黄药的吸附，起了按捺作用。     参考文献     1.朱玉霜朱建光浮选药剂的化学原理 长沙 中南工大出版社 1987,P.231     2.王淀佐胡岳华浮选溶液化学 长沙 湖南科技出版社 1988,P.20     3.邱廷省中南工业大学硕士论文 1996,P.53    本文原载《有色金属》1997,11,第49卷.第4期            ☺