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　　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

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%。

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。

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

在钢铁行业需求增长带动下，近期国际市场钼价大幅上涨，一度触及1970年以来的高位，但预计2006年钼价将大幅下跌。 　　分析师表示，预计到2006年市场供需将回归平衡，从而将扭转价格走势。预计今年钼铁均价将为每千克26美元，明年将跌至15美元。 　　去年12月份，钼铁价格最高上涨至每千克94美元左右，钼氧化物价格最高上涨至每磅35美元。2003年，国际市场钼铁价格仅为17美元，钼氧化物价格仅为7美元。 　　随着一些铜生产商提高产量，预计未来4年，全球钼供给将增加1.1亿磅。2004年钼市供给缺口为1090万磅，预计今年将缩小至520万磅，2006年将过剩147万磅。 　　分析师还表示，全球经济复苏缓慢与地区局势不稳等原因都将是导致钼价下滑的主要因素。.

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。

铬是冶炼不锈钢、内热钢、合金工具钢、合金结构钢以及多种类型铸铁的重要合金元素。随着国民经济的发展，需要更多的不锈、内热、高强度的钢材，铬合金的消耗量也迅速增加。我国铬矿资源短缺，大型富矿少，小矿品位低、贫而杂，大量开采经济上不合理，得不到充分利用。国内有些厂家曾做过铬矿还原直接合金化的工业性试验，铬矿还原率平均为90%，但所采用的铬矿粉为进口铬矿、铬精矿等。因受资源的限制，难以满足大工业生产的需要。铬矿大部分依靠进口，致使铬合金供应紧张，价格高。 为充分利用有限的铬矿资源，降低钢材的生产成本，采用内蒙古乌拉特中旗所产的低品位铬矿，进行铬矿直接还原合金化的试验研究，实验室和半工业性试验证明，铬矿直接还原合金化是可行的。它可以代替高碳铬铁用于炼钢，反应速度快，经济合理，收得率高。在3t电弧炉上冶炼35CrMo钢的工业性试验中，铬矿中的铬的收得率在89.6%~96.7%，平均为92.92%。 1、铬矿中铬的回收率为89.6%～96.77%，平均为92.92%。 2、还原铬矿入炉后25min左右，已得到较好的还原，不延长炼钢冶炼时间。 3、用还原铬合金剂炼钢，钢中增碳量与使用高碳铬铁基本相符。因此，可以代替高碳铬铁使用。 4、还原铬合金剂生产工艺简单，技术容易掌握，生产率高，能改善劳动条件，避免了冶炼铬铁造成的环境污染。 5、采用本还原铬合金剂冶炼35CrMo钢，可使吨钢成本下降，经济效益显着。 6、可提高铬的总回收率约10%，解决了矿山日益增多的廉价铬矿粉的利用问题。

1991和1993年：美国参议院提出将电子焊猜中铅含量控制在0.1%以下的要求，遭到美国工业界激烈对立而夭亡； 1991年起NEMI, NCMS, NIST, DIT, NPL, PCIF, ITRI, JIEP等安排相继展开无铅焊料的专题研究，耗资超越 2000万美元，现在仍在持续； 1998年日本修订家用电子产品再生法，唆使厂商界开发无铅电子产品； 1998年10月日本松夏公司第一款批量出产的无铅电子产品面世； 2000年6月：美国IPC　Lead-Free Roadmap 第4版宣布，主张美国厂商界于2001年推出无铅化电子产品，2004年完成全面无铅化； 2000年8月：日本 JEITA　Lead-Free Roadmap 1.3 版宣布，主张日本厂商界于2003年完成标准化无铅电子拼装； 2002年1月欧盟 Lead-Free　Roadmap1.0 版宣布，依据问卷调查结果向业界供给关于无铅化的重要统计资料； 欧盟议会和欧盟理事会2003年1月23日发布了第2002/95/EC号《关于在电气电子设备中约束运用某些有害物质的指令》，在这个指令中，欧盟明确规定了六种有害物质为：“（Hg）、镉（Cd）、六价铬（Cr）、铅（Pb）、聚（PBB）、聚二醚（PBDE）”；并强制要求自2006年7月1日起，在欧洲市场上供应的电子产品有必要为无铅的电子产品；（单个类型电子产品暂时在外） 2003年3月，我国信息产业部拟定《电子信息产品出产污染防治管理办法》，提议自2006年7月1日起投放市场的国家重点监管目录内的电子信息产品不能含有Pb。

概述    是一种较强的浸出剂，在水溶液的作用下能很快地溶解金。早在1881年Shaffer就宣布了有关用提金工艺的专利（美国专利No. 267723）,但直到最近由于环保和处理矿石的性质改动等原因，才对这种简直被忘却或被忽视了100多年的提金工艺又从头进行仔细的研讨。某些含的浸出剂也开端在市场上占有一席之地。    与氯都是卤族元素，有着比较类似的化学性质。在水溶液中它们都能与大大都元素起反响，而且对金来说又都既是氧化剂又是络合剂，能到达很快的浸金速度，因而是一类比较抱负的金浸出剂。    最近几年，加拿大和澳大利亚等国相继宣布了许多文章，声称要以生物浸出的D-法和K-法等澳化浸出法与化浸出法相抗衡，着重这些新办法具有浸出速度快和不污染环境的长处。    在生物浸出D-法提金新工艺中，选用了一种称之为Bi0-D（Bi0-D-Leachent）的浸出剂，它乃是一种由澳化钠与氧化剂（卤素）制造而成的浸出剂，可用于浸出贵金属。该法是由美国亚利桑那州的Bahamian精粹公司于1987年研讨成功的，用于代替浸出金。据称它除了浸出速度较快以外，还能在较低的温度下进行浸出，因而有人以为这是提金工艺中的一项新的打破。    这种试剂属卤化物类，对密度较大的金属的亲和力大于对密度小的金属，可用于弱酸性至中性溶液中，其稀溶液无毒，试剂易再生，并具有生物递降分化作用，是传统浸出剂的杰出代替物。大都矿石用它浸出2.5 h就可达90%的浸出率。但因在反响进程中会有适当多的蒸气由溶液中逸出，这样不只添加了试剂耗费，而且还会构成严峻的腐蚀和健康问题，故现在仍处于实验室与半工业实验阶段，若能用于工业出产，将使金、银提取工艺发作严重革新。    K-浸出法（K-process）是由澳大利亚Kalias公司创造的，故又称为Kalias法（或K-进程），其实质是运用一种以化物作浸出剂的新工艺。工艺进程中所用的试剂是一项专利，据估量或许包含和盐，可在中性条件下从矿石中浸出金，但现在也处于开发实验阶段，工业上推行运用尚有必定困难。    1985年的一项西德专利中泄漏，由氯化钠（或等）组成的溶剂，溶解金的才能约为（一般以为是最强的黄金溶剂）的5倍。这些都阐明某些含的试剂具有很高的溶解金才能，能经济有用地从难浸矿石（或精矿）中浸出金。    化法提金工艺    1)基本原理    与氯化法类似，金在溶液中的溶解进程也是一个电化学进程，并可简略标明如下：                        Au＋4Br- ==== AuBr4-＋3e-    Eө ＝0.87V    化物浓度、金浓度、溶液pH,以及氧化复原电位（Eh）是影响金在溶液中溶解才能的主要因素。化钠浸金进程的溶解反响可写成：                            Au＋3Br0-＋6H+ ==== AuBr3＋3H20                              AuBr3＋NaBr ==== Na（AuBr4）    即首先是Au被氧化成AuBr3，然后再与NaBr作用构成AuBr4-络离子进入溶液中。[next]    K.Osseo - Asare制作了Au-Br-H20系电位-pH图，如图1所示。从中可见，跟着Br-浓度的添加，AuBr4-安稳区域增大。在室温下，最佳溶金区域在pH4-6之间，电位0.7-0.9 V（以甘电极为准）。 图1     在Brent与Hiskeg的文章中也制作了一幅Au-Br-H20系电位-pH图，如图2所示。这个图看来更为完好一些。在这个图上还标明晰AuBr2-的存在区域。25℃下含金组分的标准自由能见表1. 图2[next]表1   含金组分的标准自由能（J/mol）组分状况△GӨ298组分状况△GӨ298Aus0AuO32-aq-24.24Au2O3s163.02Au+aq163.02Au（OH）3s-289.67Au3+aq433.05AuO2s200.64AuBr3s-24.66H3AuO3aq-258.32AuBr2-aq-113.28H2AuO3-aq-191.44AuBr4-aq-159.26HAuO32-aq-115.37AuBrs-15.47     20℃、100 g水中能溶解3.5g。液是红棕色液体，相对密度3.14，沸点58.7℃。假如溶液pH高会发作下列反响耗费：                                 20H-＋Br2 —→ Br0-＋Br-＋H20                                    3Br0- —→ 2Br-＋Br03-    澳在嗅化物溶液中生成Br3-。因而在溟化物溶液中嗅有较大的溶解度，Br3-有较强的氧化才能，有利于金的溶解。    2)化法浸出金的动力学    Pesic和Sergent用旋转圆盘法研讨了GeobromTM3400溶液溶金的动力学。溶金速度。随转速的改动如图3所示。溶金速度与转速呈线性联系。但直线不经过原点。这标明溶金速度部分受化学反响速度操控。反响对浓度是一级联系。对离子浓度是0.5级联系。GeobromTM 3400既含有又含有化物，所以实验测定的GeobromTM3400的级数为1.4～1.6级。从溶金速度v随pH改动（图4)看，可分三个区域：pH为1～6，溶金速度v与pH无关，pH为6～10, pH增高溶金速度。敏捷下降。pH大于10,溶金速度。简直为零。溶金反响的活化能为24.85 kJ/mol。高价态的铜、铁、锰以及铅、锌、钠和钾对溶金速度υ没有影响。溶液中有[Mn2+]时溶解速度下降。 图3                                     图4 [next]     3)工艺特色    ①用GeobromTM 3400从难浸矿石中浸出金就实验过的很多的化物浸出剂来说，现在普遍以为比较有期望的是Geobrom系列的试剂，其间研讨得最具体、技能经济目标又比较好，而且从各方面分析也是最有发展前途的应该说是GeobromTM3114（氯二甲基乙内酞胺，即一种氧化剂，乃是次酸与次氯酸的混合物）、GeobromTm5500（二甲基乙内酞胺）和GeobromTm3400等一些有机络合剂，尤以GeobromTM3400的作用最好。国外近年来对这类试剂已作过很多的实验研讨，并已取得了一些令人满意的成果。    GeobromTM3400系美国印第安纳州Great Lakes化学公司出产的一种试剂的注册商标（该公司是国际最大的和化物产品出产供应商，他们还出产许多种其他代号的Geobrom系列的试剂），它乃是一种蒸气压较低的并已取得专利权的液体载体。很多的实验成果标明，将它用于从难浸金矿石中浸出金时能取得很好的技能经济目标。    在用GeobromTM3400作为金的浸出剂对两种难浸精矿进行实验时，因精矿含碳、硫较高(10%～13%C, 12%～15%S)、浸出前需先使精矿脱水并在110℃枯燥，后在650～750℃下焙烧。经冷却后再将焙砂磨至-150～200目。精矿I、II的含金量分别为242g/t与419g/t，经预处理后得到的焙砂I、II中的含金量分别为298g/t与541g/t。    浸出实验成果标明，Geobrom 3400的浓度为4g/L、NaBr浓度为6～8g/L时，金的浸出率到达最大值（94%左右）。在作浸出时刻(2～24 h )实验时也还发现，2h后可浸金的98%即已溶解。因而，一切今后的浸出实验的时刻均选为6h。对由探究实验断定的最佳条件（GeobromTM3400为4 g/L, pH5.0～6.0,浸出时刻为6 h)还作了验证实验。成果是，对焙砂I样品含金298～312g/t，浸出残渣含金18.5～20.3g/t，金提取率94.2%～94.5%；对焙砂II相应的目标为541～555g/t，22.3～24.0g/t，96%～96.3%。    另据报道，在对上述焙砂I进行化及化提金比照实验时，金浸出率分别为95.1%和94.2%，处理每吨矿石的试剂费用分别为11.7及11.6美元，故两者简直都很附近。    别的还对载体的循环与收回进行了实验。核算得出，用于从精矿中浸出金的GeobromTM3400（报价为1.34美元/kg）的均匀耗费量为8.5 kg/t焙砂。故化法的试剂费用为11.4美元/t焙砂。由实验室收回实验可核算出活性炭对金的负载容量为25 kg/t。用GeobromTM3400在室温下能使金从负载炭上敏捷解吸，接着再用锌粉或联沉积。因而，选用化法收回金时耗费的炭量比化法低得多。一起还省去了化法收回金时所需的热交流、电解槽和电极，估量这样就能使本钱大起伏下降。    最近，A.Dadgar等人又具体研讨了用GeobromTm3400从黑砂精矿中浸出金，以及的电化学再生问题。他们选用很富的(6.2 kg/t)黑砂精矿浸出金，再用离子交流和溶剂萃取法收回金。实验成果标明，用Geobrom Tm3400从黑砂精矿中浸金时，金的浸出速度特别快，大约90%的金是在开始2h内被浸出的，4h今后就到达最高（94%～96％）的浸出率。    然而对浸渣进行的分析标明，在第一次浸出后仍有适当一部分金留在残渣中。为到达最高的金浸出率，必须用新配的GeobromTM3400溶液再浸出两次。用离子交流和溶剂萃取法处理时，金的负载率和收回率简直都到达100%。    开始的经济核算标明，处理每吨精矿约需耗费130 kg的GeobromTM3400。所以，为从黑砂精矿中提取31.1 g金所需的浸出剂本钱仅为1.00美元左右。在对选用电化学办法再生时还可较大起伏地下降本钱。[next]    ② AuBr4-在Dower 21 K树脂上吸附。吸附动力学实验悉数在一台机械振荡器以连续办法完结。温度简直不影响化金离子在阴离子交流树脂上的吸附速度，因而定为25℃。AuBr4-在弱碱和强碱性离子交流树脂上吸附速度与溶液pH（1～6范围内）无关，所以pH都调到3.0～3.5。重要的是在碱性pH内，转为酸盐，金以氢氧化金方式沉积，因而，在碱性范围内的速度研讨是无意义的。所以动力学研讨是在温度25℃，pH为3.0～3.5,0.25 g湿树脂与100cm3化金溶液触摸，在3h内，每15 min取一个样，用ICP分析金含量。    实验成果标明：AuBr4-在Dower 21 K上的吸附速度常数为0.029 mg/min,与Br2浓度无关，为一级速度，贱金属离子Fe3+、Zn2+、Cu2+和Ni2+在酸性溶液中。实验证明，树脂的吸附容量与吸附动力学都不受这些贱金属离子的影响，对AuBr4-吸附特别有用。    3）的电化学再生    为进一步改善与完善化法提金工艺，1990年发布了一项美国专利。提出了一种电解法浸金工艺，即在化法浸出槽中刺进电极，电解发作的活性能有用地进行金矿浸出。电解槽下部经渗滤流出的含金贵液，一部分泵送到置换槽内用锌粉置换金，一部分则回来（或弥补新液后）循环浸出。锌粉置换后的贫液亦回来浸出槽，使化物溶液到达有用循环运用，然后下降试剂用量及本钱。    最近，Great Lakes公司为进一步下降GeobromTM3400浸出工艺的本钱，已研制出两种电化学办法用以从浸出和离子交流收回金今后的Geobrom贫液中再生嗅，这些办法在半工业实验时都已取得成功。其间，他们对含质量分数为5%Br2的贫液进行了电解处理。    在半工业（250 kg/d)实验进程中，20%～35%浓度的矿浆在浸出槽中拌和6h以浸出矿石中的金。固液别离后使富液经过离子交流柱以收回金，离子交流树脂除能吸附AuBr4-以外，还能使剩余的嗅复原成嗅化物离子。所以，贫液中将不再含有金和澳。贫液中的澳化物离子被阳极氧化成嗅，可泵回浸出槽中循环运用，并因而而下降了嗅试剂的耗量。    ①电解槽设备。Lectranator体系Lectranator槽是作为游泳池消毒时电解用的次氯酸盐发作器出售的。研讨所用的样机由6个独立的槽组成，生成氯酸盐的电极面积预算为360cm2。Lectranator是一个偶极电解槽，仅在两个外电极连通时，中间极板被极化。    电解槽安装在一个可移动的设备中，该设备由一个带盖的0.2m2聚乙烯储仓和一个Aquatron II型离心泵组成。含有NaCl和NaBr的模仿金浸出液，强制经过此槽（102 dm3/min），并直接回来槽以便循环，回来液流的管道刺进电解液液面以下，以加快混合。    用SorensonDCR 60 -30B电源以发作电极反响，表盘显现运用的槽电压和电流，在6A（适当于100mA/cm2经过6个独立的槽）下进行电解。每30 min电极极性倒置一次，以铲除表面像钙那样的沉积物及外来的电镀金属。这些沉积物在阴极1/2循环时构成，在阳极1/2循环时溶解。    在电解进程中，溶液的pH或许天然上升（留意，逆反响是随阴极放出H2构成OH-），挨近反响结束时，参加必定浓度的H2 S04使pH为5～6,此刻释放出浸出剂Br2，溶液变为特有的橙黄色，用碘滴定以断定法拉第电流效率。[next]    ②混合卤化物电解。与浸出剂的电解再生有关的开始研讨标明，浸出法在电流运用率80%～90%时具有高效率。中间规划电解实验运用市场上能买到的次氯酸发作槽及含0.5%～5%Br-离子的模仿浸出液。考虑到削减Br-离子到十分低的浓度将使该法在经济上具有更强的吸引力，改动浸出剂成分以使Br-运用率最大。研讨的基本思想是运用高C1-离子和低Br-离子液流作业。在电解再生期间，电流负荷是阳极C1-离子氧化成次氯酸盐，当下降pH时，Br-离子被次氯酸盐均匀氧化而释放出Br2浸出剂。    本研讨就是运用游泳池消毒槽的设备Lectranator体系来加工金浸出剂。制造者以为此设备为一低电流效率（40%）设备，为了按捺能引起低电流效率的副反响，实践挑选5%Cl-离子浓度的操作条件。由于C1-离子浓度添加，呈现了别的两个长处：a)溶液导电率添加，因而槽电压较低，动力费用削减了；b)或许有一个实践电流密度，成为工业规划电解特征，例如单位出产才能添加了。    为有用地浸出，典型的氧化矿需求大约0.2%的Br2。由于意图是最大极限地运用Br-离子，所以用质量分数为0.5%的Br-离子（以NaBr引进）再生工艺液流。在100 mA/cm2下进行电解，以便在酸化之后出产活性浸出剂质量分数为挨近0.2% Br-的溶液。留意要安全氧化Br-离子是不或许的，由于：a)需求直销游离Br-离子，以便使AuBr4-阴离子络合为氧化的物质；b）游离Br-离子与Br2络合构成Br3-，所以要避免一个不期望有的高蒸气压力。    表2中数据归纳了典型电解条件和成果表2    混合卤化物的电解条件和成果溶液组成5%Cl-,0.5%Br-电流密度100m·Acm-2单个槽压均匀值2.25V电解时刻4h电流效率78%释出Br2的H2SO4量0.4g/L溶液中Br2浓度1.75g/L

含锡少于30％的硬头可与富渣一起作烟化处理。    硬头在富渣全部熔化后加入。硬头加入量占入炉的渣重3％～4％。如果富渣硅酸度高则可多加硬头，有时达到16％，同样可得到好的挥发指标；但一次加入硬头不能过多，以免沉积于炉底而形成炉缸结块。硬头入炉的粒度最好小于l00mm。高砷硬头须先熔化和水淬成粒后氧化焙烧脱砷，否则砷几乎全部挥发进入锡烟尘。

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。

据德国《汽车周刊》报道，在刚举办完的法兰克福车展上，大众公布了大规模电动车发展计划《RoadmapE》，到2030年大众全部车型都将有电动版，投资高达700亿欧元，其中500亿欧元将投向电动车电池。大众CEO穆伦(MatthiasMüller)强调：“我们已经计划下一代电动车电池：里程超过1000公里的固态电池”。他表示大众将与合作伙伴共同开发，将在中国、欧洲和北美寻找、发展长期战略性伙伴。业内人士指出，全球技术领先的特斯拉动力电池电芯全面升级后，电芯的比能量已经达到300wh/kg，再往上提升的难度已非常大。压榨动力电池能量密度的下一阶段，业界认为最好的出路是固态电池。 固态电池的能量密度至少是当下传统锂电池的三倍，充电时间缩短的同时，续航里程更远，充放电次数更高(更耐用)，真正进入市场应用后，将会给动力电池产业带来颠覆性变化。 国内在无机全固态锂电池领域的研究己经开展了很多年，主要集中在微型器件使用的薄膜固态锂电池方面。近年，中国科学院宁波材料技术与工程研究所在大容量无机全固态锂电池用正极材料、固体电解质材料以及电极/电解质界面改性研究等方面也取得了不错的结果。而要发展这种新型化学储能技术，同样面临着很多的科学问题有待解决，主要包括:高稳定性、高离子导电特点锂离子导电材料体系的构效关系与材料设计研究、电极/电解质固固两相界面调控与反应机制研究、全固态体系中锂离子嵌脱过程引起的材料应力分布变化和对电池性能的影响及调控研究，以上技术与科学问题的解决对推动全固态锂电池的实用化将具有重要的现实意义。 从当前的大形势来看，固态电池现在的制备技术成熟度不高，能形成规模产能的企业有限，技术规模化扩产需要克服的困难还有很多，仍处于推广发展期。总的来说，大容量全固态锂电池的发展前景是非常光明的，影响大容量全固态锂电池性能的科学与技术问题正在逐步解决，大容量全固态锂电池在未来储能甚至动力领域中必将得到广泛应用!

管道化法就是选用管道溶出器，使矿浆在加热和加压供氧的有利条件下进行带金的化浸出，然后大大提高金的溶解速度和浸出率，并可处理惯例化法难于处理的矿石。    金浸出的根本反应为：             4Au＋8NaCN＋O2＋2H20 ←→4 NaAu（CN）2＋4Na0H    上述反应在高温、高压（氧分压）下，反应将加快向右进行，然后提高了浸出功率。基于此，管道化溶出被用于金的浸出。这就是管道化化法的根本作业原理。    西德鲁奇化学冶金公司在实验室对金精矿进行了管道化化实验。    他们以含金17.6 g/t的杂乱矿石作为实验质料。取300g试样在1L的水中浆化，加3.5g Ca（OH)2使pH＝11.5，拌和开端加进0.15g NaCN,在常温、常压下浸出24 h，浸出率才达96％。    他们以相同的质料，进行管道化化实验，取氧分压约为2MPa，温度为50℃时，只浸出30 min，浸出率即达96%。    该实验成果表明，管道化化法的长处是：浸出快，浸出率高，可处理杂乱金矿石。能够估计，此办法很有发展前途。    鲁奇公司规划的工业用管道溶出器，是一种接连作业的高压釜。于1978年进行半工业实验，用l0 t含金10.2g/t的矿石，加水浆化至含固体960 g/t，加石灰调pH至11.5，矿浆温度30℃，管道中压力为2 500 kPa（25.5 kg/cm2），供氧量为6 kg/t矿，按1 kg/t矿用活塞隔膜泵送入供水管道溶出器中，矿浆在管道中的流速为2.5 m/s，停留时间8 min,每小时处理量为2.5m3。消耗量为0.89 kg/t矿石，浸出成果浸渣中含金0.2g/t，金的溶解率达98%。    管道化化法现在仍处于研讨阶段，从发展前景看，有或许成为战胜惯例化法多种缺陷的最有用手法。

1、化法提金工艺 化法提金工艺是现代从矿石或精矿中提取金的首要办法。化法提金工艺包含：化浸出、浸出矿浆的洗刷过滤、化液或化矿浆中金的提取和制品的冶炼等几个根本工序。我国黄金矿山现有化厂根本选用两类提金工艺流程，一类是以稠密机进行接连逆流洗刷，用锌粉置换沉积收回金的所谓惯例化法提金工艺流程(CCD法和CCF法)，另一类则是无须过滤洗刷，选用活性炭直接从化矿浆中吸附收回金的无过滤化炭浆工艺流程(CIP法和CIL法)。 惯例化法提金工艺按处理物料的不同又分两种：一种是处理浮选金精矿或处理混、重选尾矿的化厂。另一种是处理泥质氧化矿石，选用全泥拌和化的提金厂。 2、混法提金 混法提金工艺是一种陈旧的提金工艺，既简洁，又经济，适于粗粒单体金的收回。我国不少黄金矿山还沿袭这一办法。跟着黄金出产的开展和科学技术进步，混法提金工艺也不断得到了改善和完善。因为环境保护要求日益严厉，有的矿山取消了混作业，为重选、浮选和化法提金工艺所替代。 在黄金出产中，混法提金工艺仍有其重要的效果，在国内外均有使用实例。混法提金工艺关键在于怎么采纳防护办法，消除毒污染。

作为固体润滑剂，不仅要求纯度，而且对产品细度要求也很严格（见表1及表2）。                             表1  国际二硫化钼粒度标准  标  准等级粒径（μm）筛析（目）+30-20 +20-20 +10-10 +5-5 +2-2+100-100 +200-200 +325-325国际贸易标准非微粉50201783.81.2052075微粉   204733    克莱麦克斯 1971年标准非微粉   2  051085微粉平均粒度0.55~0.85μm（产品为0.70μm）   表2a  国产MoS2粒度标准  粒径 含量（%） 产品标准粒 径（μm）＜2＜4＜7.5＜10＞325目沪Q/HG0050#≥955  ≤0.51# ≥955 ≤0.52#   ≥95≤0.5西北有色金属研究院微粉≥80    平均＜0.5μm超＜1μm平均＜0.3μm微粉≥97μm   表2b  国产MoS2粒度标准  粒径 含量（%） 产品标准粒 径（μm）＜1＜23~56~7＞7沪Q240/80080107.0301 907.220.82 5525155       要达到平均粒度为1μm左右，常规胶体磨已难完成此重任。通常要采用超音速气流式粉碎机。它的工作过程是：由空压机产生的0.8~1.2MPa气流由喷嘴送入破碎腔，由高速气流按射流原理将二硫化钼粉由给料口吸入，送进破碎腔。在Laval喷嘴口，气流流速已达2~3马赫（约2.625~780m/s），二硫化钼颗粒在喷嘴口、破碎腔里受到撞击、剪切、摩擦、压缩等作用而粉碎。粉碎后产品在分级腔分级。不合格粗颗粒自动返回喷嘴及破碎腔。磨成胶体的合格产品随气流排出粉碎机，经多级旋风收尘器和布袋收尘器分离，几乎不含固体粉末的废气排空，收集到的固体已分级成不同细度的二硫化钼胶体。气流粉碎是一种新兴技术，除了二硫化钼的胶体化，在石墨等要求加工成极细粒径产品时也不失为一种最佳选择。只是系统的密封、收尘要千万注意。

到2003年，我国已堆存铬渣450多万吨，且每年仍以超越40万吨的速度在添加，已成为我国化学工业的严峻污染之首。半个世纪以来，对铬渣的无害化、资源化已提出了许多办法，这些办法大体可分2大类：解毒处理（即无害化）和归纳使用（即资源化）。其间解毒处理又分为干法解毒和湿法解毒，但都因解毒不完全、本钱高、处理量小、功率低一级许多问题而没有得到广泛应用。而归纳使用一般要与其他相关厂商（如水泥、炼铁、钙镁磷肥、玻璃及釉面砖、耐火材料等）联接，不然就会由于运送及防护等问题而使其不具有经济性。     中国科学院进程工程研讨地点绿色清洁出产领域已研讨、探究多年，并提出了以铬盐“亚熔盐”清洁出产新工艺为代表的多项基础性新技能。其“酸碱联产”课题组通过10多年的研讨，提出了“酸碱联产与酸碱盐再生循环”新系统，并一向致力于将该基础性技能应用于资源归纳使用、废弃物资源化及生态化进程中山；通过研讨，对铬渣的资源化也提出了新的工艺，为铬渣处理及资源的二次使用供给了可供挑选的新办法。     一、实验部分     （一）反响原理     铬渣呈强碱性，其间的首要元素可用氧化物表明，铬渣与氯化铵反响可使铵游离出来，而氯根则与金属离子结组成氯化物。化学反响式如下：           用氯化铵浸出铬渣，系统pH约为4，此刻Fe、Al氯化物大部分以氢氧化物方式留在渣中，此渣经进一步处理可用作水泥质料。向浸出液中参加和二氧化碳可得到Ca、Mg、Cr氢氧化物沉积，回来出产进程中循环使用；氯化铵溶液增浓后循环使用。     （二）实验办法     所用铬渣由河南义马铬盐厂供给，首要成分见表1。氯化铵浸出铬渣实验装置如图1所示。 表1  铬渣的组成%NaCaMgFeAlSiCr6+*1.5420. 1310.019.195.339.611.48∑Cr*Na20CaOMgOFe203Al203Si024.352.0828.1816.6813.1310.0720.59     *：以Cr203计。    铬渣研磨后过筛，取必定质量按必定配比与氯化铵溶液混合，并参加到反响器中，密闭，拌和，程序升温。抵达设定温度后，开端排放惰气、CO2、气等。的蒸出夹藏必定水量，故要守时定量补水，以保持系统的液固体积质量比稳定。反响完成后，趁热过滤，洗刷滤饼。滤液与洗水兼并，丈量体积和pH并取样送分析；滤饼于干燥箱中恒温烘干2h以上，称量并取样送分析。     样品元素分析选用电感耦合等离子体发作光谱（ICP-AES），首要调查Ca、Mg、Na、Cr的浸出率，以渣相分析成果为核算依据。核算公式如下：     式中：Me为金属元素（Ca、Mg、Na、Cr等）；mi为铬渣中的金属元素质量，g；mo为铬渣浸出尾渣中的金属元素质量，g。     二、成果与评论     （一）温度对金属浸出率的影响     铬渣质量100g（粒度100目一下），氯化铵质量192g（配成300g/L水溶液），FeCl2·4H20质量18g，拌和转速300r/m，反响时刻4h（到达设定温度时开端计时）。反响温度对金属元素浸出率的影响实验成果如图2所示。     由图2可知：Na、Cr6+的浸出率随反响温度升高改变不大；Ca浸出率随温度升高而升高；Mg浸出率则随温度升高先升高后下降；Fe、Al浸出率均较低。归纳考虑，浸出温度以120～140℃较为适合。     （二）浸出时刻对金属浸出率的影响     铬渣质量100g（粒度100目以下），氯化铵质量192g（配成300g/L水溶液），FeC12·4H2O质量18g，拌和转速300r/m，浸出温度120℃。反响时刻对铬渣中金属元素浸出率的影响实验成果如图3所示。    由图3可知：浸出进程中Na、Fe浸出率比较稳定Ca、Mg、Cr6+浸出率均随温度升高而先升高后下降；Al浸出率则动摇较大。这首要是与苛化蒸速度有关，反响前期，系统碱性较强，反响速度较快；反响后期则反响动力显着削弱，直至到达动态平衡。归纳考虑，反响时刻以3～4h较为适合。     （三）物料配比对金属浸出率的影响     铬渣质量100g（粒度100目以下FeCl2·4H20质量18g，拌和转速 300r/m，反响温度120℃，反响时刻4h（到达设定温度时开端计时），氯化铵用量对铬渣中金属元素浸出率的影响实验成果如图4所示。     由图4可知：氯化铵与铬渣的配比对Mg及Cr6+浸出率的影响较为显着，二者均随配比的升高而升高；对Na、Ca浸出率的影响则不显着。这是由于Na与Ca的氧化物因其碱性较强而更容，易与NH4Cl发作反响，Mg氧化物碱性弱，Cr6+还有复原进程。依据实验成果，断定适合的氯化铵用量为理论量的1.1～1.3倍。     （四）铬渣粒度对金属浸出率的影响     铬渣质量100g，氯化铵质量192g（配成300g/L水溶液），FeC12·4H20质量18g，拌和转速300r/m，反响温度120℃，反响时刻4h（以到达设定温度时开端计时），铬渣粒度对金属浸出率的影响实验成果如图5所示。能够看出：随铬渣粒度减小，一切元素的浸出率升高Ca、Mg浸出率升高的特别显着。这是由于粒度减小，比表面积添加，传质得到较大程度进步，有利于反响的进行。但粒度过小意味着操作负荷添加，因而粒度也不能过小。依据实验成果，铬渣粒度以100～150μm较为适合。    （五）拌和速度对金属浸出率的影响     铬渣质量100g（粒度100目以下），氯化铵质量192g（配成300g/L水溶液），FeC12·4H20质量18g，反响温度120℃，反响时刻4h（以到达设定温度时开端计时），拌和转速对金属元素浸出率的影响实验成果如图6所示。    由图6可知：各金属元素浸出率基本上随拌和速度进步而进步，但进步起伏不大，可见反响不受扩散控制。拌和速度对反响的影响与拌和桨方式，反响器方式有关，因而只要对特定的反响器及拌和方式才可断定适合的拌和速度。实验成果表明，实验条件下，拌和速度以200～300r/min较为适合。     三、结语     依据实验成果，用氯化铵浸出铬渣可完成铬渣中钙、镁、钠、铬等金属元素的高效浸出。实验条件下，氯化铵浸出的较适合工艺参数为：反响温度120～140℃，反响时刻3～4h，氯化按用量为理论用量的1.1～1.3倍，铬渣粒度为100～150μm，拌和速度200～300r/m。处理后，铬渣质量大大削减，含铬钙镁沉积及氯化铵均可循环使用，浸出残渣进一步处理后可用作水泥质料，完成了无渣排放。