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

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。

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：  

磷青铜线，锡青铜线 　　应用范围绷簧用材、金属丝网用材和电子元器件用材　　包装卷（件）塑盘装、纸箱　　状况硬（y）、半硬（Y／2）、软（R亮光退火）　　　　精巧的选材　　使用先进的溶炼技能确保铜丝中锌含量的最佳化，添加电极丝的电导才能和清洗才能，然后进步制作速度和制作精度。　　精细的制作　　选用高精度；高强度的钻石导丝模，确保了产品的尺度及现状精度都小于0.001mm.　　光亮的表面　　一流的进口设备使产品具有光亮平坦的表面。　　牢靠的功能GB／T1495594标准或用户协议要求加工

一、高温氧化酸浸 高温氧化酸浸是指温度在200 — 230℃，压力在4～6 MPa条件下进行浸取。此刻硫化矿的硫都氧化为硫酸根，黄铜矿的总浸取反响能够写作： 2CuFeS2＋H2SO4＋8.5O2 ==== 2CuSO4＋Fe2（SO4）3＋H2O 共生的黄铁矿在这样的浸取条件下也被浸出，在酸度较低时，高铁离子水解生成赤铁矿，发生硫酸，如下式：   Fe2（SO4）3＋3H2O ==== Fe2O3＋3H2SO4 按此反响计量比核算，氧化每公斤硫需氧气2.12kg。如一种精矿含Cu 26%、Fe 31.3% 、S36%，则溶出每公斤铜需氧气2.93kg。在不同温度和pH值及氧化条件下，铁还能够沉积为针铁矿FeOOH，酸型黄铁矾（H3O）Fe3(SO4)2(OH)6以及碱式硫酸铁Fe (OH)SO4。可是因为这些沉积组成不一样，发生的硫酸量也不同。如生成（H3O）Fe3（SO4）2（OH）6的反响为： 3Fe2（SO4）3＋14H2O ==== 2（H3O）Fe3（SO4）2（OH）6＋5H2SO4 每摩尔Fe3＋水解发生的酸（H＋）仅为5/3mol，而生成赤铁矿时，每摩尔Fe3＋水解发生的酸（H＋）为3mol。 铁沉积的稳定性影响到浸取渣排放的安全间题，以赤铁矿的稳定性最好，不会进一步水解释出酸，遇石灰不反响。碱式硫酸铁等与石灰反响，铁离子进一步水解。因而不管生成碱式硫酸铁或许酸型的黄铁矾（H3O) Fe3（SO4）2（OH）6，当从渣中化提金时，石灰耗费量往往很大。 二、黄铜矿和混合矿的酸 加拿大谢尔特•高登（Sherritt Gordon）在1954年成功将加压浸应用于镍黄铁矿浸取的一同，也进行了许多酸浸研讨。他们研讨过一种混合的镍黄铁矿—黄铜矿—磁黄铁矿的浸取，成分为：Ni 10%、Cu5% 、Fe 30%、S 30%。当温度在210℃和氧分压700kPa时，镍和铜的浸取率可到达99%。 20世纪90年代，科明科（Cominco）工程服务公司、佩莱•瑟侗（Placer Dome）公司、通用黄金资源公司 （General Gold Resources） 等试验过高温浸取黄铜矿的工艺。如试验研讨了斑岩铜矿、黄铜矿、黄铜矿—斑铜矿混合矿（含Cu 41.4%、Fe 22.2%、S 28.0%）等的浸取，在200～210℃，2MPa氧分压下，60 min，铜浸取率都在99%左右。浸出液含铜36～78g/L、硫酸40～31 g/L、铁小于lg/L。 三、高杂质含黄铜精矿的酸浸 在高温氧化酸浸时，砷、锑、秘等金属与铁一同沉积。在高温酸浸一种黑黝铜矿为主的精矿时，样品成分为：Cu 26.5%、Sb 13.2%、 As 6.8%、Fe 2.0%、Zn 2.9%、S 19.4% 、Ag 0.27%，事前参加硫酸亚铁，使Fe/(As＋Sb)＝1.5/1（mol )。在220℃和600kPa的氧分压下，铜和锌的浸取率别离到达95.4%和95.0%。渣用氯化物溶液浸取银，浸出率到达95.4%。 除了生成铁  Fe2（SO4）3＋2H3AsO4 ==== 2FeAsO4＋3H2SO4 铁离子和根还生成碱式盐 2Fe2（SO4）3＋2H3AsO4＋（2＋n）H2O ==== 2Fe2（AsO4）（SO4）OH·nH2O＋4H2SO4 常见的含砷、锑铜矿除了黑黝铜矿（Cu12Sb4S13），还有硫砷铜矿（Cu3AsS4）、砷黝铜矿(Cu12As4S13)。高压浸取一种含（％）：Cu 22.6、Sb 0.5、As 8.6、Fe 18.0、S 35.4、Ag 61g/t、Au 844g/t的精矿。在200℃经3h浸取或220℃下浸取1h，硫的氧化率到达99%，简直悉数的锑及多于94%的砷沉积到渣中。铜的浸取率在95%～98%，是因为溶解的铜又生成了一种含有Fe－Cu－As－S－O的沉积。进步浸取温度，生成的不稳定硫酸盐沉积量增大，在化时耗费更多的石灰。220℃的渣化浸金时耗费石灰达130kg/t，而200℃的浸取渣仅耗费50kg/t。金的化回收率在87%～96％之间。银的回收率很低，是因为构成银的黄铁矾盐的原因。 四、孔科拉流程 孔科拉矿石的首要铜矿藏是辉铜矿、斑铜矿，其次才是黄铜矿。因而它的精矿的特色是：高铜，低硫，低铁和高硅，而且含有钴矿藏，所以在熔炼时有必要配人黄铁矿和石灰。可是，这些特色使它十分合适选用加压浸取。孔科拉深部矿样中斑铜矿占铜矿藏的22%、辉铜矿18%、黄铜矿11％、铜蓝5%，首要脉石是钾长石(19%)、石英石（8%）和云母。钴首要以硫铜钴矿与铜矿藏共存。 南非的盎格鲁·阿美利加研讨室（AAC)受托付就孔科拉矿的冶炼，并结合恩昌加的难冶矿的使用，提出了一个酸的供需坚持平衡的联合湿法流程，流程图见图1。图1  孔科拉工程的流程 AAC的试验总共取了6个不同的钦可拉难冶矿样，其间一种典型的成分和孔科拉精矿样品一同列于表1。在进行了充沛的小试验之后，依照上述流程图进行接连的中间工厂试验，规划为4kg/h精矿和2kg/h难冶矿。氧化剂为纯氧。硫化矿加压浸取和难冶矿的两段常压浸出条件均见表2。 表1  孔科拉精矿和钦可拉难冶矿典型成分成分%CuCoFeAlMgCaMnNiSiZnCO3S孔科拉精矿41.440.46.513.010.880.350.0210.222约15难冶矿1.030.060.945.263.480.580.1429.70.022.48表2  孔科拉流程中试浸取条件矿藏工序温度/℃停留时间/h总压/kPa氧分压/kPa硫化矿分化碳酸盐6532300700加压浸取2001难冶矿一段常压302二段常压656    图2是浸取进程到达稳态时，各个取样点的铜、铁、钻和游离酸的均匀浓度散布。取样点1、2为碳酸盐分化前后的成分，当参加酸后，铜和铁都有显着的溶出，游离酸升至49g/L.取样点3至8别离是高压釜6个室的样品，因为样品是从200℃的釜中放出的，取样时有很多蒸汽蒸发，釜中溶液的浓度约为图中浓度乘以0.8后的数值。9是取自减压槽的样品。图2  孔科拉流程浸取进程中各首要成分的浓度散布这些结果标明，在釜中浸出的铁很快氧化、水解，然后沉积。沉积包含赤铁矿和铁的碱式硫酸盐。酸首要耗费于铜和钴的浸出反响，固体样品的分析标明，铜约在40mim时已浸出结束，而钴浸取则需求60min才干完结。铜矿藏的浸出次序为：斑铜矿＞辉铜矿＞铜蓝＞黄铜矿。

酸法出产氧化铝有各种不同的办法，但根本进程为：（1）矿石的预处理。意图在于改进矿石中氧化铝的溶出性，除掉杂质，将矿石磨细到必定粒度。（2）用酸容法，使矿石中氧化铝转变为可溶性的无机酸铝盐与不溶性杂质别离。（3）溶出液除铁。（4）铝盐的分化和氢氧化铝的煅烧。（5）酸的收回。     酸法出产氧化铝的长处是质料来历广泛，但存在下述首要缺陷：从铝盐中除铁困难；钢制设备遭到腐蚀；溶解氧化铝所需酸量大；酸的收回再生进程杂乱；铝盐具有高的生成热，煅烧分化时热耗大；大都酸具有挥发性，环境保护方面较杂乱；酸法得到的氧化铝与拜耳法得到的氧化铝的性质有所不同，电解作业需求调整。     酸法出产氧化铝中，法最受注重，因为它有许多长处：比较廉价，溶出条件不严苛；水和氯水铝的水含量比其他铝盐少，无段蒸腾便可结晶分出：HCl易于收回使用。     法的工艺流程如图1所示，用1:1的于50℃下拌和溶出600℃下焙烧过的黏土，因为反响放热，坚持溶出进程在欢腾下进行。通过2h的溶出，氧化铝的溶出率达95%。钛化合物少数溶出，硅矿藏悉数进入渣，易别离。溶出液中的FeCl3可通过基萃取完全脱除。除净铁的AlCl3溶液浓缩后或通入HCl气分出AlCl3·6H2O。煅烧AlCl3·6H2O，在185℃时分化为AlCl3和水，400℃以上进一步分化为氧化铝。为了得到冶金级的氧化铝需求在1000℃以上进行，得到的HCl气回来使用。图1  法出产氧化铝的工艺流程图     酸法出产氧化铝的办法还有法国Petzer公司的H+-process和酸碱联合法等。

跟着易选冶硫化铜矿资源的日益干涸，氧化铜矿资源的运用日益受到重视。氧化铜矿所含矿藏较杂乱且难以经过选矿富集进步铜档次。本实验研讨了用硫酸浸出氧化铜矿石，调查了各要素对铜浸出率的影响。       一、实验质料       实验质料为云南某铜矿原矿经破碎后的粗颗粒矿石，铜档次0.95%，归于低档次氧化铜矿。矿石中所含铜矿藏以氧化铜矿藏为主，大部分为孔雀石和硅孔雀石，有少数的黑铜矿、蓝铜矿和赤铜矿；其次为硫化铜矿藏，如辉铜矿、铜蓝、斑铜矿等；其他金属物有褐铁矿、黄铁矿及磁铁矿等；脉石矿藏主要为石英、白云石等。       矿石化学分析成果见表1，化学物相分析成果见表2。   表1  氧化铜矿石元素分析成果化学成分ωB/%Cu Fe Zn Pb CaO MgO Al2O3 SiO20.95 10.35 0.32 0.03 7.66 13.53 10.23 414.63   表2  氧化铜矿石化学物相分析成果物相ωB/%占有率/%自在氧化铜 结合氧化铜 次生硫化铜 原生硫化铜价 全铜0.58 0.27 0.04 0.06 0.9560.87 28.51 4.01 6.61 100.00       二、验办法及试剂、仪器       浸出实验在1000mL烧杯中进行，机械拌和。浸出液过滤后分析酸度及其间各元素质量浓度，浸出渣经水洗（少数屡次）、烘干，分析铜质量分数并核算铜浸出率。       实验试剂：工业浓硫酸，17.93mol/L；，分析纯，12.14mol/L。       实验设备：JJ－1型大功率电动拌和器，全自动控温设备（最高温度300℃），电炉，电热恒温干燥器，SHB－ⅢA型循环水式多用真空泵，1000mL抽滤瓶，漏斗。       分析仪器：XRF－1800型X射线荧光光谱仪，GGX－6型原子吸收分光光度计，雷磁pHB－4型pH计。       三、实验成果及评论       （一）条件实验       单要素条件实验中，别离调查矿石粒度、液固体积质量比、浸出时刻、温度、硫酸质量浓度、活化剂用量对铜浸出率的影响。       1、矿石粒度对浸出的影响       原矿经振荡磨矿机磨细，运用100意图标准查验筛进行筛分，硫酸质量浓度为50g/L，液固体积质量比为4L/kg，室温拌和浸出1h。实验成果如图1所示。    图1  矿石粒度对铜浸出率的影响       矿石粒度对铜的浸出影响不大，细磨后铜的浸出率有所增大，当矿石粒度为－100目占80%时，铜浸出率为61%，再减小粒度铜的浸出率不再进步。       2、液固体积质量比对浸出的影响       矿石粒度为－100目占80%，硫酸质量浓度为50g/L，室温拌和浸出2h。不同液固体体积质量比对铜浸出率的影响实验成果如图2所示。    图2  液固体积质量比对铜浸出率的影响       液固体积质量比对铜浸出率影响较小，液固体积质量比增大至4L/kg，铜浸出率稳定在61%左右。       3、浸出时刻对铜和铁浸出率的影响       矿石粒度－100目占80%，硫酸质t浓度50g/L，液固体积质量比4L/kg，室温下拌和浸出3h。前2h每隔10min取液样一次，后1h每隔20min取液样一次。实验成果如图3所示。    图3  浸出时刻对铜和铁浸出率的影响       开端浸出的前20min，铜浸出较快，浸出率达57.27%，今后浸出速率添加缓慢，浸出50min后，铜浸出率稳定在61%左右，而铁的浸出率随浸出时刻延伸不断添加。       4、温度对浸出的影响       矿石粒度－100目占80%，硫酸质量浓度50g/L，液固体积质量比为4L/kg，用全自动控温设备操控浸出温度，拌和浸出1h。成果如图4所示。    图4  温度对铜和铁浸出率的影响       浸出温度升高有利于铜和铁的浸出，80℃时，铜浸出率为76.6%，铁浸出率为9.3%，铜的浸出率较室温时添加了15%，铁的浸出率较室温时添加了近3倍，由此也增大了硫酸用量。       5、溶液硫酸质量浓度对铜浸出率的影响       矿石粒度为－100目占80%，液固体积质量比为4L/kg，室温下拌和浸出2h，硫酸质量浓度对铜浸出率的影响实验成果如图5所示。室温下，硫酸质量浓度为10g/L时，铜浸出率仅为40%，浸出液pH＝4.9，硫酸缺乏是铜浸出率低的主要原因。当溶液中硫酸质t浓度高于30g/L后，铜的浸出率稳定在60%左右。    图5  硫酸质量浓度对铜浸出率的影响       6、活化剂用量对铜浸出率的影响       矿石粒度为－100目占80%，硫酸质量浓度50g/L，液固体积质量比4L/kg，室温下拌和浸出1h，活化剂用量对铜浸出率的影响见图6。    图6  活化剂用量对铜浸出率的影响       活化剂的参加能够改进浸出动力学条件，其质量浓度为5g/L时可进步铜浸出率5%。       7、硫酸质量浓度与硫酸耗费       在不同质量浓度的硫酸溶液中浸出，依据铜浸出率核算相应条件下浸出1t金属铜所耗费的硫酸的量，成果见图7。在相同硫酸质量浓度下，80℃时耗酸显着高于20℃时，溶液中硫酸质量浓度越高，浸出时耗费的硫酸就越多。从经济视点考虑，以30g/L的硫酸在常温下浸出即可，此条件下吨铜硫酸耗费量为11t。    图7  溶液配酸浓度（1t金属铜计）与耗酸联系图       （二）归纳条件实验       依据以上条件实验成果，操控液固体积质量比为4L/kg，硫酸质量浓度30g/L，室温，矿石粒度－100目占80%，活化剂质量浓度5g/L，拌和浸出50min。3组归纳实验成果见表3，浸出渣铜物相分析成果见表4。   表3  归纳条件实验成果编号矿石质量/g液计浸出率%渣计浸出率%E－1 E－2 E－350 100 20065.8 64.9 64.864.9 64.5 64.2     表4  浸出渣中铜的物相分析自在氧化铜结合氧化铜硫化铜ω/%占有率%浸出率%ω/%占有率%浸出率%ω/%占有率%浸出率%0.03911.8293.50.20160.9128.720.0927.2713.55       四、结语       （一）矿石氧化程度较高，结合氧化铜占28.5%，常温下用硫酸只能将自在氧化铜浸出，铜浸出率为61%。       （二）常温下，硫酸质量浓度高于30g/L后，再增大硫酸用量对铜的浸出没有效果，而杂质元素会被很多浸出，增大了硫酸耗费量。       （三）矿石粒度为－100目占80%即可，粒度再减小，对进步铜浸出率效果不大。       （四）升高温度能将矿石中的结合氧化铜损坏，当温度升高到80℃时，铜浸出率进步到76%，但矿石中的铁也很多进入溶液，耗费很多硫酸。       （五）活化剂的参加可进步5%的铜浸出率。

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： 

中温浸取大致在150～170℃，往往在开端阶段浸取速度比较快。可是跟着构成的单质硫量的增加，反响速度逐步下降。硫的熔点因结晶状况不同而异，斜方硫熔点385.8K。386.4K时斜方硫转化为单斜硫，熔点变为392K。尽管进步反响温度有利于硫化矿的浸取，可是实践中的经历标明，发生单质硫的最好温度规划是155～160℃。高于这个温度规划，液态硫的黏度随温度升高而显着增加，并且开端氧化为硫酸根。 前期的研讨把浸取温度都局限于110－115℃，也即低于硫的熔点，为的是避免熔融硫包裹未浸取的颗粒。因为液态硫非常易于滋润硫化矿，特别是硫化铜矿的表面，导致包覆或聚会。多年来现已发现许多化合物能够作为表面活性剂或分散剂，用于削减液态硫对硫化矿的滋润，然后削减硫对硫化矿包覆或聚会。其间用得最多的是木质素磺酸钠,还有邻二胺(OPD)和加拿大魁北克省的一种树皮和碎木材的提取物(商品名Quebracho)。浸取液中参加少数氯化物也能够非常有用地到达上述意图，在这个发现的基础上，开发了好几个流程。近来加拿大的迪那泰克（Dynatec )公司的研讨人员发现，无论是在浸取黄铜矿或许闪锌矿时，运用少数煤粉也能够非常有用地削减硫和硫化矿的聚会。 在中温酸浸的开发研讨方面，早在20世纪70年代其时苏联的研讨人员就发现，浸取温度在硫的熔点之上，加人少数氯化物能够强化镍铁磁黄铁矿的浸取，发生的硫不会阻挠硫化矿的进一步浸取。诺兰达（Noranda）矿业公司开发了一个浸取黄铜矿的流程，浸取温度在130～145℃。 近十多年中温浸取黄铜矿很受重视，人们在战胜产品单质硫对浸取反响的影响的研讨中，更重视从工业使用和工程方面寻觅解决方法。 在黄铜矿浸取时，浸取大部分铜的速度都非常快，只要大约10%～20%的铜需求比较长的浸取时刻。为了缩短在高压釜中的停留时刻，采纳两段收回铜，榜首段在较短的时刻内浸取85%～90%的铜。然后从渣中浮选收回未反响的铜精矿，枯燥后，熔融过滤，别离硫。余下的铜精矿再经磨矿后，回来浸取。尽管这种铜精矿是归于难浸的部分，并且仍含有许多单质硫，可是它们的浸取速度并不比质料铜精矿慢。而回来的单质硫在浸取过程中并不被显着氧化。因此，经过两次浸取，铜的总浸取率彻底能够到达98%～99%。在浮选时，大部分金进入硫化矿精矿。近来研讨标明，留在浮选尾矿中的金能够经过直接化收回，并且耗并不大。 关于含黄铁矿很高的低档次精矿，将黄铁矿悉数氧化是不合理的。迪那泰克采纳的方法是细磨矿石，稍稍延伸浸取时刻，使铜尽量浸出，但黄铁矿并不彻底氧化。金的收回率则决定于它的赋存状况以及在浮选时的散布。银或许生成银的铁矾盐，在银的含量较高时，必须用石灰在90℃左右分化铁矾盐，使银从其间释放出来才有或许收回。 一、迪那泰克增加煤粉的新工艺 在加压浸取方面富有经历的迪那泰克（Dynatec）公司在浸取锌精矿时，参加表面活性剂阻挠硫和硫化矿的包覆、聚会，并不非常收效。主要是因为表面活性剂在具有氧化性的酸溶液中分化。在很多的实验中发现，煤粉是最安稳和廉价的增加剂。不但在锌精矿浸取时如此，在铜精矿浸取时也相同有用，能够到达工业使用所需的浸取速度和较高的单质硫的产率。以含碳较低的煤为好，因为含碳高的煤是由芳烃化合物组成，而低碳的是烷烃化合物。实验结果标明，宜挑选碳含量25%～55%，主要是烷烃的煤。磨细到60μm。能够预先磨，也能够与矿粉一同磨。加人量与煤粉的成分和性质有关，在3～50kg/t矿石之间，一般在10kg/t左右。在浸取过程中煤粉的分化率不超越50%。 二、中温酸浸的CESL流程 1990年代，科明科（Cominco）工程效劳有限公司提出一种称作CESL的流程（CESL是该公司全称号缩写)，选用二级浸取，处理目标包含低黄铁矿的黄铜矿和黄铜矿－斑铜矿混合矿。榜首级在150℃下用稀硫酸加少数加压氧化浸取，浸取液含有氯离子浓度约12g/L、15～20g/LCu2＋ ，Cu2＋是直接氧化剂。操控参加的酸量，使终究的pH值为2.3～3.5，铜转化为碱式硫酸铜。第二级常压浸取，浸取温度40℃，保持pH值为1.5～2，使碱式硫酸铜溶解，尽量削减铁进入溶液。因为反响是放热的，因此两段反响均不需加热。两段的浸取时刻均约1h。榜首段浸取时，铁转化为赤铁矿，90%的硫转化为单质硫，少数为硫酸根。一段浸出液萃取、蒸腾后，回来一段浸取，二段浸出液萃取别离铜，反萃后电积。流程如图1所示。全流程铜的收回率到达99%左右。萃取1和萃取2与萃取3有机相兼并，一同经洗刷反萃。图1  CESL酸浸萃取流程 （图中虚线为有机相走向） CESL流程还在不断改进，以习惯不同的质料，因此流程图也屡次改变。据估量，生产能力20万t的CESL流程的工厂的出资为2.25亿美元，为同规划火法厂的一半。生产成本估量在176～286美元/t电解铜。

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。

纯金为正黄色，当金中含有杂质时，色彩会随之改动。含银量添加色彩变淡，含铜量添加色彩变深。金粉碎成粉末或碾成超薄金箔时，色彩可呈青紫色、赤色、紫色乃至深褐色到黑色。 金的延展性在任何温度下都比其他金属好。它的延伸率为39%，抗拉强度为23kg∕mm2，可将金碾成千分之一毫米的金箔，拉成比头发丝还细的金丝。但当其间含有铅、铋、碲、镉、锑、砷、锡等杂质时会变脆。如金箔中含铋达0.05%时，乃至能够用手搓碎。 金的密度为19.29～19.37g／cm3。金锭中因为含有一些气体，其密度较小，但经压拖延密度会增大。 金在冶金炉中（温度1100～1300℃之间）熔炼时，它的蒸腾丢失很小，约为0.01%～0.025%。但当炉料中含有蒸腾性杂质，如含锑或5%的合金等时，金的丢失可达0.2%。金在熔炼时的“蒸腾”丢失，首要是因为金有很强的吸气性引起的。金在熔融状况时，可吸收相当于本身体积37～46倍的氢，或33～48倍的氧。当改动冶金炉气氛，如把复原气氛改为氧化气氛，或氧化气氛改为复原气氛，或许进行浇铸时，熔融金属所吸收的很多气体，如氧、氢或等就会跟着气氛的改动或金属的冷凝而放出，呈现相似欢腾的现象。跟着气体的喷出，就会有许多大大小小的金属珠喷起，其间较小的金属珠（特别是0.001mm以下的）被激烈的气流带走而构成飞溅丢失。 金是最安稳的金属元素，在自然界中仅与碲构成天然化合物碲化金。金可溶于，也可与氯或碱金属（、等）效果生成氯或的化合物。此外，一起含有硝酸和硫酸的溶液也可溶解金，碱金属硫化物也会与金效果生成可溶性硫化金。碱对金无明显的侵蚀效果，独自的硫酸、或硝酸对金都不起效果。 金在化合物中常以一价和三价的状况存在。与提取金有关的首要化合物为金的氯化物和。 金的氯化物有AuCl和AuCl3，它们可呈固态存在，但在水溶液中都不安稳,会分化生成络合物。 金粉与效果生成AuCl，AuCl3溶于水而生成含氧的H2AuCl3O。这是水溶化法（简称化法）提取金的根底。 2Au＋3Cl2＝2AuCl3 AuCl3＋H2O＝H2AuCl3O H2AuCl3O＋HCl＝HAuCl4＋H2O 金粉与FeCl3和CuCl2效果也能生成AuCl3。在湿法冶金中有时也运用这些反响。 金溶于，并加稀加热让其缓慢蒸腾，就很简单取得HAuCl4。故分化法亦是提取金的重要办法，其反响式为 Au＋HNO3＋4HCl＝HAuCl4＋2H2O＋NO↑ 氯氢金酸可呈黄色针状结晶（HAuCl4·3H2O）产出，当将它加热至120℃时即转化为AuCl3。金粉在140～150℃下通入也可取得吸水性强的黄棕色AuCl3，此化合物易溶于水和酒精。当加热至150～180℃时即分化出AuCl和Cl2，加热至220℃以上便分化出金和。 氯化亚金（AuCl）为一种柠檬黄色的非晶形粉末，不溶于水，而易溶于氯液或液中。将它置于常温下亦能缓慢分化（加热更易分化）出金： 3AuCl＝2Au↓＋AuCl3 溶于液中的AuCl，遇便生成AuNH3Cl沉积。AuCl与效果则生成亚氯氢金酸（HAuCl2）。 水溶液中的三价金可用二氧化硫、亚铁盐和草酸等多种复原剂复原成粉状金。 金的有AuCN和AuCN3，但AuCN3不安稳，没有实际意义。在氧存鄙人，碱金属能够溶解金： 4Au＋8NaCN＋2H2O＋O2＝4NaAu（CN）2＋4NaOH 这个反响是化法从矿石中提取金的根底。用相同的办法还可使金生成的钾盐〔KAu（CN）2〕和钙盐Ca〔Au（CN）2〕2。 当将这些络盐溶于并经加热后，便可分化生成AuCN沉积，如： NaAu（CN）2＋HCl＝HAu（CN）2＋NaCl HAu（CN）2 AuCN↓＋HCN↑ 〔Au（CN）2〕－的钠盐、钾盐和钙盐，都可用比金负电位的金属（通常用锌）置换复原。这是从化液中收回金的惯例办法，至今仍为一些提金厂所广为选用。化炭浆法和树脂浆法，则运用活性炭或阴离子交流树脂吸附收回金。 金在氧化剂（如Fe3＋和氧等）的参加下，可溶于酸性液中，这是法从矿石或精矿中浸出金的根底： Au＋2SCN2H4＋Fe3＋＝Au（SCN2H4）2＋＋Fe2＋ Au＋2SCN2H4＋O2＋H＋＝Au（SCN2H4）2＋＋ H2O 生成的金络合物，可用活性炭或阳离子交流树脂吸附收回金。 值得指出的是，以上进入溶液中的金化合物除〔Au（SCN2H4）2〕＋等为络阳离子外，大都以络阴离子的形状存在，如〔AuCl3O〕2－、〔AuCl2〕－、〔AuCl4〕－和〔Au（CN）2〕－等等。从化学观念看，被称为金属之王的金，好像比其它金属更像非金属。 金与银能够以任何份额构成合金，但合金中的含银量只要在挨近或大于70%时，硫酸或硝酸才能够溶解其间的悉数银，残留的是呈海绵状的金。当用溶解金银合金时，因为所生成的氯化银覆盖于合金的表面，而使金的溶解中止。 金与铜能够任何份额构成合金。此合金的弹性强，但延展性较差。往金铜合金中参加银还可炼制成金银铜合金。 金与在任何份额下都能构成合金。其间因金、份额不同，合金可呈固体或液体状况。这是混法提金的根底。

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。 

1)催化氧化酸浸预处理砷黄铁矿    中国科学院化学冶金研究所开发的催化氧化酸浸预处理砷黄铁矿，引进的催化体系是由稀硝酸及结构多极性基团的表面活性剂—木质素磺酸钠（NaL）组成。此法在100℃及400 kPa条件下进行，对含砷金精矿进行催化氧化酸浸预处理，金浸出率高达95%~99%。研究工作侧重分析了FeAsS在这一体系中的反响。    ①FeAsS在H2S04-O2 和 HN03-H2S04-02水溶液体系中的比较。因为FeAsS氧化电位较低，即便在H2S04水溶液体系中，也有必定的反响速率。参加硝酸后，体系反响速率添加，如在100℃时，参加5g/L硝酸，反响达相同的转化率，时刻则缩短为1/2，在90℃时，则缩短两倍。    因为存在HNO3，FeAsS的行为与在2S04体系中不同。在后者中，速率与氧分压的一次幂成正比；而有HNO3时，速率与氧分压无关。这样，FeAsS在HNO3-H2S04-O2水溶液体系中的氧化反响能够在较低的操作压力下进行，而无需像硫酸体系中那样，要求较高压力。    在H2S04体系中，添加酸度时可进步速度。有HN03时，酸度下降反而极有利反响速率的添加。因而，FeAsS在HN03-HH2S04-02水溶液中的浸出反响就能够在较低的酸度下进行，这样就能够节省所用的H2S04量。    所以，FeAsS在HN03-H2S04-02水溶液体系中的氧化优于在其H2S04-02水溶液体系中的氧化；首要表现在进步反响速率，下降反响氧分压和削减反响耗酸量。    ② FeAsS与FeS2在HN03-H2S04-02水溶液体系中的比较。FeS2的活化能值为38.5 kJ/mol,而FeAsS仅为23.4kJ/mol，阐明FeS2比FeAsS难以氧化，FeS2的速率受酸度的影响很小，有别于FeAsS。    FeS2 和 FeAsS在100℃的HN03-H2S04-02水溶液体系中，其速率常数与硝酸浓度的联系类似（1/K与1/c（HN03）呈线性联系）。但FeS2浸出速率比FeAsS的浸出速率受HN03浓度改变的影响大。    尽管，当含有FeS2及FeAsS的金精矿进行催化氧化酸浸预处理时，可推论其操作条件首要受FeS2的限制。    2）用硝酸催化氧压浸出法从含银硫化精矿中收回银    20世纪80年代开展起来的Nitrox法、Arseno法和Redox法，已向工业化开展，这些办法处理金、银固执矿时，需求经过随后的化法收回金、银。吴彼锦等报导仅用硝酸催化氧压浸出含银硫化精矿中收回银，并使硝酸循环运用。    一般质料含硫大于7%时选用高温法，关于含硫20%以上，归于难分化黄铁矿型的银精矿，选用高温计划是抱负的，还可简化氧化氮再生HN03 。至于从浸出液收回Ag,因强酸介质，不宜选用Pb、Zn和Fe置换法，用NaCl沉积法，残氯对高压釜材料不锈钢有腐蚀效果，也不可行。因而选用硫酸根沉积银的办法。    实验矿样首要金属矿藏有黄铁矿25%、闪锌矿15%、方铅矿6%、硫盐6%~7%、含银硫盐2%~3%、锡石2%，还有脉石。实验的化学分析成果见表1。 表1       实验化学分析成果成分AgSnZnPbSbCuAsFeSSiO2Al2O3CaOMgO含量w/%1.7832.849.307.303.890.160.2815.8821.6325.597.85    经过浸出条件、脱硝条件和沉银条件的探究与选定，最终的浸出体系实验成果见表2。 表2        浸出体系实验成果沉银脱硝浸出银再生硝酸含银量/（mg·L-1）银收回率/%NO3-含量/（g·L-1）氧化氮收回率/%脱硝浸出最终浸出总银浸出率/%废气中氧化氮收回率/%浸出液沉银后液沉银后液脱硝后液脱硝渣含银/（g·L-1）浸出率/%浸渣含银/（g·L-1）浸出率15620.5599.98151.240.10399.931294947.1663850.5397.6976.3>99.99     沉银条件：KSCN用量为化学计量的1.02倍，浓度0.1994mol/L；     脱硝条件：外加H+（H2SO4）浓度2.5mol/L，液固比5：1，拌和速度600r/min,总压800kPa，110℃，停留时刻30min;     浸出条件：浓度为2.5mol/L的HNO3，液固比5：1，拌和速度600r/min,氧分压200kPa，130℃，停留时刻30min。    由表2可知，银浸出率97.69%，氧化氮循环利用率大于99.9%，废气含NOx小于100×10 -4%，契合排放标准。    为避免脱硝进程进入铅铁钒，有必要外加酸。外加酸所发生的高酸流出液，可用于氧化铜或湿法炼锌，这样，首要耗费的是氧气，办法经济合理。

西南地区某广在处理氧化铋渣时，选用酸浸法，其工艺流程如图1。图1  氧化铋渣的酸浸法工艺流程图 整个流程包含硫酸二段逆流浸铜、浸铋、水解置换、海绵铋熔铸等首要工序。 一、硫酸浸铜。 氧化铋渣经球磨机破碎呈粉状，用硫酸溶液浸出，其反响为：      为了进步浸出作用，选用二段逆流浸出：即一次硫酸浸出后之渣，再进行二次硫酸浸出，二次硫酸浸出后之渣，进入下道工序，而二次硫酸浸出后之溶液，回来一次硫酸浸出，一次硫酸浸出后之溶液，用来收回铜。 技能条件及目标： 一次浸出液固比（3～3.5）∶1；一次浸出拌和时刻40～60分钟；一次浸出液终酸pH约2；一次浸出液弄清时刻10小时以上；二次浸出液固比（3～3.5）∶1；二次浸出拌和时刻2小时；二次浸出加酸量：工业60升，在80～l00分钟内加完。 铜浸出率43%：硫酸耗费2530千克／吨精铋。 二、浸铋。 硫酸浸出后的浸出渣，含有铋、铅与未彻底浸出的铜和铁以及银、碲、砷．锑等。浸出时，发作如下反响：  浸出后的浸出渣，再用稀溶液洗刷后，送往下道工序，用硫酸洗铜与收回银，洗铜液与硫酸浸出之硫酸铜溶液一道，加石灰乳碱性沉铜，产出Cu（OH）2渣，从中收回铜。而稀洗刷液与浸出液一道送去提铋。 技能条件及目标： 提出液固比（3～3.5）∶1；加酸量每批加工业400～430升；拌和时刻2小时；弄清时刻10小时以上；稀洗渣溶液酸度HCl 15～20克／升；洗渣时液固比2∶1；洗渣拌和时刻30分钟；洗渣弄清时刻10小时以上。 铋浸出率92%：耗费8380千克／吨精铋。 三、水解与置换。 将浸出液进行水解，使铋水解沉积而与部分杂质别离，其反响为：水解程序是将自来水注入三氯化铋谘液中，能够进步产出的氯氧化铋的档次（含铋70%以上），为了削减液量而用稀碱液水解，或将三氯化铋溶液参加自来水中，即便终究酸度相同，都会使氯氧化铋含铋档次下降为65%左右，而且沉积物的沉降速度和过滤速度都明显下降。 图2表明BiOCl溶解率、水解水量与pH值的联系。 因为BiOCl中还含有Cu、Fe、CaSO4等杂质，需用工业重溶，而且鼓风拌和，然后别离出不溶性的CaSO4与PbSO4。为了削减铋的丢失，残渣用pH≤1的溶液洗刷，以进步铋的收回率。图2  BiOCl溶解率。水解水量与pH联系 用重溶后的三氯化铋溶液，送往置换槽，用铁板置换海绵铋。因为天然置换速度太慢，为了加快速度，选用直流电电积法：置换后液回来浸出，而置换出的海绵铋放入熔融的苛性钠中熔化。 技能条件及目标： 水解稀释比为溶液∶水＝1∶10；水解后弄清6小时；置换后液含铋低于1克／升。 水解后液排放标准为加石灰中和至pH为5～6。 四、酸浸法设备。 破碎用球磨机一台；浸出并带机械拌和的2米3浸出槽四个，设备的原料为硬塑料；过滤用硬塑料制的0.5米3真空吸滤槽5个；置换用3600×900×1100毫米水泥烙沥青槽4个，阴、阳极均为950×800×10毫米钢板；水解槽共6个，巨细与原料同置换槽。 五、海绵铋熔铸。 置换出的海绵铋在铸钢锅内加固体碱熔融，然后进行精粹。 技能条件及目标： 加料温度350～400℃；熔化温度450～550℃。固体碱耗费200千克／吨海绵铋。

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。 

铁矿石(烧结矿及球团矿)在低温还原过程中发生碎裂粉化的特性。在高炉炼铁过程中，当铁矿石进入高炉后，炉料下降到400～600℃的区间，在这里受到来自高炉下部的煤气的还原作用，会发生不同程度的碎裂粉化。严重时则影响高炉上部料柱的透气性，破坏炉况顺行。铁矿石这种性能的强弱以低温还原粉化指数(RDI)来表示，或称LTB(LowTempera-ture Break-down)。 低温还原粉化的根本原因是矿石中的Fe2O3在低温(400～600℃)还原时，由赤铁矿变成磁铁矿发生了晶格的变化，前者为三方晶系六方晶格，而后者为等轴晶系立方晶格，还原造成了晶格的扭曲，产生极大的内应力，导致铁矿石在机械力作用下碎裂粉化。影响铁矿石(烧结矿及球团矿)低温还原粉化性能的因素有矿石的种类、Fe2O3的结晶形态、人造富矿的碱度、还原温度及铁矿石中的其他元素的含量。 检验方法　　铁矿石低温还原粉化性的强弱已有国际标准化组织(ISO)制订的“铁矿石—低温粉化试验—静态还原后使用冷转鼓的方法”以及各国制订的方法进行检验，这些方法大同小异，可分为静态检验和动态检验法。 静态检验法主要有以下3种： (1)ISO检验方法。(ISO4696—1984)检验设备与测定铁矿石还原性的设备相同。试样粒度为10～12.5mm、质量为500g。在还原煤气成分为CO20%，CO220%，H22%及N258%，允许杂质含量O2 (2)日本钢铁厂的检验方法。先将试样在还原性检验装置(见铁矿石还原性)中进行还原试验。试样粒度：矿石、烧结矿为19～22.4mm，球团矿为10～12.5mm，质量500g，在还原煤气成分为CO30%、N270%，流量为15L/min，温度为500℃的条件下还原30min。然后把还原后的试样装入标准转鼓(φ130mm×200mm)，以30r/min速度转动30min后对试样进行筛分，以小于3mm粒级的质量与还原后入转鼓前试样总质量之比的百分数作为低温还原粉化率，以RDI( (3)中国国家标准(GB/T13242—91)检验方法所使用的装置及工艺参数，与铁矿石还原性检测方法基本相同。但还原温度为500℃±10℃，还原时间为60min，还原气体成分为CO20%，CO220%，N260%;H2的浓度 动态检验法主要有以下3种： (1)国际标准化组织检验方法(ISO/DP4697)，使用标准转鼓(φ130mm×200mm)，内设4个挡板(高20mm，厚2mm);(图2)试样粒度10～12.5mm，质量500g，在还原气体成分为CO20%、CO220%、H22%及N258%，允许杂质含量为O2 (2)德国奥特弗莱森(Othfresen)研究协会检验方法。使用非标准转鼓(φ150mm×500mm)，内有4个挡板(高20mm)，转鼓速度10r/min。试样粒度：烧结矿12.5～16mm，矿石和球团矿10～12.5mm;还原气体成分为CO24%、CO216%、N260%，流量15L/min，其他作业参数和粉化指数表示法，与ISO/DP4697相同。 (3)前苏联国家标准检验方法(ГОСТ19575—84)。使用非标准转鼓(φ145mm×500mm)，内有4个挡板(高20mm)，置于长1100mm，内径240mm的电炉内，转鼓转速10r/min。试样粒度10～15mm，质量500g，还原气体成分为CO35%及N265%，允许杂质含量为H20.5%、O20.1%和H2O0.2%，流量15L/min。采用升温加热制度：开始以15℃/min升温至600℃，共40min，以后以1.43℃/min升温至800℃，共2h20min。以小于10mm、5～0.5mm和小于0.5mm粒级的质量分别与试样总质量之百分比作为还原强度指数、还原粉化指数及还原磨损指数。 静态法在设备上可与还原性检验方法使用同一装置，转鼓检验在常温条件下进行，工作条件好，容易密封;在操作上还原反应管温度分布均匀，温度测量点更接近实际，试验结果稳定误差较小。动态法的优点是还原与转鼓在同一装置内完成，操作简单。两种方法的检验结果具有密切相关关系，然而不论静态或动态法的检验结果只具有相对意义，与高炉内实际取样的结果有定性的相关关系，但绝对值相差甚大。1980年中国包头钢铁公司55m3高炉炉身取样表明：太原钢铁公司烧结矿的低温还原粉化率(<3mm)为9.89%，包头钢铁公司烧结矿为8.41%，而按日本钢铁厂检验方法检验所得RDI值分别为27.1%及21.9%。升温法所得的还原粉化率比通行的恒温法更接近于生产实际。

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。

一、工艺流程     矿石破碎→球磨→酸浸→固液别离→预处理→萃取反萃取沉钒→红钒热解→五氧化二钒。     石煤钒矿石破碎后湿式球磨至粒度－60目占80％以上，然后用占矿石质量15%的硫酸接连拌和，温度85℃，液固体积质量比（0.85～1）：1，钒以四价方式转入溶液。固液别离后，矿渣堆积，溶液预处理后，以P 204＋TBP ＋磺化火油为萃取剂，经7级箱式半逆流萃取，然后用1～1. 5mol/L的硫酸5级反萃取，得到质量浓度80～120 g/L的含钒溶液，加热氧化沉积得红钒（），红钒于550℃下加热分化得五氧化二钒。     二、工艺原理及运用     陕西山阳县境内的石煤钒矿石中的钒一部分在云母中以类质同象方式置换六次配位的三价铝而存在于云母晶格中｛云母分子式为K （Al，V）2[AlSi3O10]（OH）2｝，若从云母中浸出钒有必要损坏云母结构，故这部分钒难于浸出。直接用酸损坏云母结构，即在必定温度和酸度下，让氢离子进入云母晶格中置换A13+，使离子半径发生变化，将钒释放出来。钒被氧化成四价后用酸溶解，反应式为： （V2O3）·x＋2H2SO4＋1/2O2→ V2O2（SO4）2＋4H2O＋x， V2O2（OH）4＋2H2SO4→ V2O2（SO4）2＋4H2O，     得到的是蓝色的溶液，经过后续处理得五氧化二钒产品。     该工艺在陕西山阳县10余家钒加工厂得到广泛运用，总收率达65%～71%，出产成本控制在5.5～6.8万元/t。出产废水中的Fe2+，Fe3+、A13+等金属离子经过氧化、沉积、过滤、弄清去除，态氮经过调pH、加热、吹脱可除掉90%，废水可循环运用；出产过程中不发生有害气体，对大气无污染。

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%。

银白色，有光泽，质地坚韧而轻，有延展性。做日用皿器的铝通常叫&ldquo;钢精&rdquo;或&ldquo;钢种&rdquo;。元素名称：铝原子体积(立方厘米/摩尔)：10.0元素中文名称：铝元素在太阳中的含量(ppm) ：60元素在海水中的含量太平洋表面(ppm)：0.00013元素英文名称：Aluminum相对原子质量：26.98地壳中含量（ppm）：82000核内质子数：13核外电子数：13核电荷数：13氧化态：Main Al+3Other Al0, Al+2质子质量：2.1749E-26质子相对质量：13.091所属周期：3所属族数：IIIA摩尔质量：27g/mol氢化物：AlH氧化物：Al传茀最高价氧化物化学式：Al传茀密度：2.702g/cm3熔点：660.37℃沸点：2467.0℃燃点：550℃热导率W/(m&middot;K)：237化学键能：(kJ /mol)Al-H 285Al-C 225Al-O 585Al-F 665Al-Cl 498Al-Al 200声音在其中的传播速率：(m/s)5000电离能 (kJ/ mol)M - M+ 577.4M+ - M2+ 1816.6M2+ - M3+ 2744.6M3+ - M4+ 11575M4+ - M5+ 14839M5+ - M6+ 18376M6+ - M7+ 23293M7+ - M8+ 27457莫氏硬度：2.75外围电子排布：3s2 3p1核外电子排布：2,8,3晶体结构：晶胞为面心立方晶胞，每个晶胞含有4个金属原子晶胞参数：a = 404.95 pmb = 404.95 pmc = 404.95 pm&alpha; = 90&deg;&beta; = 90&deg;&gamma; = 90&deg;颜色和状态：银白色金属原子半径：1.82常见化合价：+3发现人：厄斯泰德、韦勒发现时间和地点：1825 丹麦元素来源：地壳中含量最丰富的金属元素，含量高于7%元素用途：可做日用器皿，因其具有氧化膜，不会锈蚀。铝的合金可作飞机、船舶、火箭的结构材料。纯铝可做超高压电缆。工业制法：电解熔融的Al2O3和冰晶石的混合物其他化合物：AlCl，NaAlO传铝酸钠，Al(OH)&ang;Al2O3扩展介绍：带蓝色的银白色三价金属元素,延展性好,有韧性并能发出[响亮]声音，以其轻、良好的导电和导热性能、高反射性和耐氧化而著称。

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（%）

人们为了合理、经济地利用氧化锰资源而开发了各种提锰技术,如火冶法、还原焙烧酸浸法、水冶法等川,其中采用还原浸出法是诸多方法中较为经济的一种。目前大规模生产中普遍采用的是“两矿一步法”,即氧化锰矿和硫铁矿在90℃以上酸浸4~5h的方法。以上各浸取工艺的特点是含H2O2的稀硫酸溶液于室温快速浸取氧化锰矿30min后可到达终点,锰的浸取率大于90％。

一、硒的理化性质 元素符号：Se 相对原子质量：78.84 原子序数：34 摩尔质量：79 原子半径：1.22 所属周期：4 所属族数：VIA 颜色和状态： 有灰色金属光泽的固体 密度： 4.81克/厘米³ 熔点： 217℃ 沸点： 684.9℃ 发现人：贝齐里乌斯（J.J.Bergelius） 发现年代：1817年 稀散元素之一。在已知的六种固体同素异形体中，三种晶体（α单斜体、β单斜体，和灰色三角晶）是最重要的。也以三种非晶态固体形式存在；红色和黑色的两种无定形玻璃状的硒。前者性脆，密度4.26克/厘米3；后者密度4.28克/厘米3。第一电离能为9.752电子伏特。硒在空气中燃烧发出蓝色火焰，生成二氧化硒（SeO2）。也能直接与各种金属和非金属反应，包括氢和卤素。不能与非氧化性的酸作用，但它溶于浓硫酸、硝酸和强碱中。溶于水的硒化氢能使许多重金属离子沉淀成为微粒的硒化物。硒与氧化态为+1的金属可生成两种硒化物，即正硒化物（M2Se）和酸式硒化物（MHSe）。正的碱金属和碱土金属硒化物的水溶液会使元素硒溶解，生成多硒化合物（M2Sen），与硫能形成多硫化物相似，硒可从电解铜的阳极泥和硫酸厂的烟道灰、酸泥等废料中回收而得。         二、硒的用途： 硒的主要用途为干印术的光复制，这是利用无定形硒的薄漠对于光的敏感性，能使含有铁化合物的有色玻璃退色。也用作油漆、搪瓷、玻璃和墨水中的颜色、塑料。还用于制作光电池、整流器、光学仪器、光度计等。 硒在电子工业中可用作光电管、太阳能电池，在电视和无线电传真等方面也使用硒。另外，硒可在玻璃、颜料及冶金工业中应用。硒能使玻璃着色或脱色，高质量的信号用透镜玻璃中含2％硒，含硒的平板玻璃用作太阳能的热传输板和激光器窗口红外过滤器。冶金方面，含硒的碳素钢、不锈钢和铜合金具有良好的加工性能，可高速切削，加工的零件表面光洁；硒与其他元素组成的合金用以制造低压整流器、光电池、热电材料。硒以化合物形式用作有机合成氧化剂、催化剂，可在石油工业上应用。硒可作动物饲料微量添加剂。硒加入橡胶中可增强其耐磨性。硒与硒化合物加入润滑脂。

用酸溶性钛渣作质料比钛铁矿作质料有以下长处。     a.因为钛渣中的TiO2含量高，产品总收率可进步2%~3%，并可节省相应的储运、枯燥、原矿破坏的费用；     b.因为钛渣中钛含量高、铁含量低，因而酸耗也明显下降，每吨钛的酸(H2SO4)耗可节省25%~30%，但反响时硫酸浓度较高；     c.无副产品硫酸亚铁，也不需求用铁屑来复原，防止废铁屑带进的杂质对成品质量的影响；     d.能耗低，可节省0.6t蒸汽/钛，节电8%、节油或燃气4%、节水5%、节省制作本钱12%；     e.工艺流程短，可省去复原、亚铁结晶与别离和浓缩3个工艺操作进程；     f.反响生成的钛液稳定性好，晶种增加量也较少；     g.废酸，废水、废渣排放量以每吨钛计比普通钛铁矿酸解工艺要少得多，三废管理的费用相对少。      因为酸溶性钛渣在高温冶炼时要参加复原剂(无烟煤)，因而产品中不含Fe2O3而含有二价的FeO和金属铁，所以在酸解进程中不只不需求参加铁屑来复原高价铁，有时因为三价钛含量过高还要参加少数的氧化剂。别的因为酸溶性钛渣中二氧化钛含量高、总铁含量低、不含有Fe2O3,因而反响时放热低，需求蒸汽加热的时刻较长，反响时的硫酸浓度要求较高(91%)老练和浸取的时刻较长。       图1为运用加拿大QIT索利尔酸溶性钛渣的酸解反响进程，从图中能够看出：反响前的80min为加酸、投矿和拌和的进程，此刻的压缩空气流量为600m3/h，随后加稀释水7min，因为硫酸稀释放热温度从50℃升至80℃，然后通蒸汽加热25min温度上升至120℃，主反响当即开端，在5min内温度从120℃猛增至200℃左右。主反响期间保持约15min，从加稀释水前20min到主反响期间压缩空气的流量增大至800~1000m3/h,保温吹气0.5h，此刻压缩空气量可降至500m3/h，中止吹气老练约4h，在此期间温度从190℃缓慢降至85℃，接着在不超越90℃的情况下浸取约7h，浸取期间拌和用的压缩空气流量约800m3/h,所得钛液的相对密度为1.550g/cm3。[next]     图2是一个运用加拿大QIT索利尔酸溶性钛渣的工艺流程和物料平衡示意图。