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%。

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（%）

矿区位于思茅专区澜沧县。矿床属于海相火山-沉积型铁矿床。    矿床产于新元古界澜沧群惠民组。惠民组以中-基性火山岩和铁矿层为主，其次有少量石英片岩、方解石片岩、大理岩等，地层厚600～800m。上覆西定组碎屑岩，下伏地层为勐满组。矿区总体为一北西—南东向长条状复式向斜构造。区内共有铁矿体34个，其中Ⅳ、Ⅱ2、Ⅱ1为主要矿体，占总储量73.3%。Ⅳ号矿体长7000m,宽1100m，厚30.3m;Ⅱ2矿体长4000m,宽1900m,厚31.5m;Ⅱ1矿体长6000m,宽2000m，厚36m。矿体呈似层状、层状。    矿石物质成分复杂，含铁矿物有菱铁矿、褐铁矿、磁铁矿、鳞绿泥石、黑硬绿泥石、铁蛇纹石和黄铁矿等。还有少量锰铝榴石、钛铁矿、赤铁矿和白铁矿，共生矿物有石英（玉髓）、胶磷矿、磷灰石、方解石和长石等。    矿石主要构造有条纹条带状、块状、角砾状、浸染状和流纹状等。    矿石自然类型可分为：褐铁矿矿石、菱铁矿矿石、菱铁矿磁铁矿混合矿矿石、绿泥菱铁矿矿石、硅质菱铁矿矿石和铁蛇纹菱铁矿矿石。    该矿床累计探明铁矿石储量（D级）112681万t，其中，褐铁矿石22671万t，菱铁矿石49297万t，混合矿石40713万t。    矿石品位：褐铁矿石TFe 40%，P 0.17%～1.43%,S 0.01%～0.61%。菱铁矿石TFe 25%～35%，P 2.8%～0.2%,S 0.4%～20%。磁铁矿石TFe 45%～50%,P 1.3%～0.4%,均属含硫磷较高的自溶性矿石。    该矿尚未开发利用。

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

一、导言 滇东南是我国微细粒浸染型金矿床的会集散布区之一。微细浸染型金矿矿石性质杂乱， 工艺类型特殊， 历年来先后有多家科研规划单位进行过选冶实验研讨工作， 取得了一些研讨成果， 但仍有一些技能问题需求研讨处理。 本次实验以云南省者桑金矿为研讨目标， 进行浸出实验研讨， 为公司出产供给参阅。 二、矿石特征 该矿石类型为氧化型矿石， 其赋存矿藏岩石为蚀变的粉砂泥岩或粉砂岩及少数的基性脉岩类。矿石结构为胶状结构和告知假象结构。首要金属矿藏为褐铁矿、黄铁矿、黄铜矿、毒砂、磁黄铁矿、磁赤铁矿、黝铜矿。矿石化学组成分析标明金是首要收回有用成分， 金档次为0.70g/t。矿石中砷含量0.28%， 绢云母等粘土矿藏约占47%。金首要包裹在褐铁矿等氧化矿藏中， 又因为该矿石中存在很多的铁染粘土矿藏（绢云母为主， 其晶体呈层状格架）， 其内也会吸附必定量的超显微金。 对破碎至小于40mm的矿样进行筛分分析， 首要调查了七个粒级的产率和金散布状况。较粗粒级的金档次较高， 可见金的嵌布粒度不细， 矿石浸出时无需细磨见表1。 表1  －40mm矿石筛分分析成果粒度/mm产率/%金档次/g·t－1金散布率/%单个累计单个累计＋10.033.2533.250.5628.1828.18－10.0＋5.016.2949.550.8420.5948.72－5.0＋1.014.0163.560.9419.9468.71－1.0＋0.2810.4574.010.8012.6881.38－0.28＋0.1542.5376.540.552.1083.48－0.154＋0.0762.8179.350.361.5285.00－0.07620.65100.000.4815.00100.00算计－－0.66－－ 三、化浸出实验研讨 （一）归纳样制备。将32袋单样烘干， 破碎至－40mm， 缩分出1/8制成化验样， 分析各袋样品金档次。根据金档次和实验要求， 配限制240kg归纳样。要求配矿核算档次与归纳试样屡次化验均匀档次0.70g/t相吻合。 （二）可浸性实验。为了解矿石中金的可浸性， 并为柱浸实验供给工艺参数， 对矿石进行了化浸出实验研讨。首要调查了NaCN和碱耗量及金浸出率等目标。 化浸出固定条件：给矿100g/次， 粒度－1mm， 矿浆浓度40%， NaCN初始浓度为0.4%。， 工业石灰调理pH值10～11， 摇瓶化18h。实验成果可知， 矿石中金渣计浸出率为87.14%，NaCN耗量261.2g/t， 工业石灰用量5kg/t。该矿石较简单浸出。（三）柱浸实验。将破碎至必定粒度的矿石装入柱中， 用NaOH制造的溶液调理矿石的pH， 待渗出液pH值调至10～11时， 制造pH值≥2、浓度约为0.4‰的NaCN溶液， 调理溶液喷淋速度， 实验操控喷淋强度约8～12L/m2·h1， 喷淋一段时刻对浸出液计量， 取样测NaCN浓度并分析金档次。浸出完毕后， 用必定量水洗刷各柱浸渣， 洗水计量， 取样测NaCN浓度并分析金档次。最终取出浸渣， 烘干、缩分、取样， 分析浸渣中金档次。柱浸实验条件和成果别离见表2。 表2  柱浸实验条件矿石粒度/mm矿石分量/kg制粒水泥用量/kg·－1柱高/cm－4081.7－～175堆比重/g·cm－3饱满含水率/L·t－1喷淋强度/L·m－2·h－1初始喷淋液NaCN浓度/‰1.65202.388.5～10.5～0.4 从实验成果可知，通过25天浸出，渣计浸出率达80.0%，尾渣金档次降至0.14g/t。 （四）其它浸出办法探究实验。为了能进一步进步浸出率，进行了加助浸剂浸出、酸性浸出和尾渣再次浸出实验。 1、增加助浸剂的氛化浸出实验。浸出固定条件：给矿100g/次， 粒度－1mm， 矿浆浓度40%， NaCN初始浓度为1.0‰， 石灰调理值pH值10～11， 摇瓶化18h。化浸出实验成果标明参加H2O2、CaO2、NH4Cl等助浸剂， 金的渣计浸出率没有显着进步。 2、浸出。浸出条件：给矿100g/次， 矿石粒度－1mm，矿浆浓度40%， 用量10kg/t，Fe2（SO4）39kg/t， 硫酸调理pH值1～2。实验成果标明选用酸性浸出， 金浸出率不如直接化浸出率高。 3、尾渣再浸。因为柱浸浸出液金浓度和尾渣金档次还比较高， 通过对柱浸的尾渣再次浸出， 以调查若延伸柱浸时刻，浸出率进步的可能性。 将柱浸尾渣缩分一部分破碎至－5mm， 取必定量的未破碎和破碎至－5mm的柱浸尾渣， 置于有机槽内， 用0.4‰的NaCN溶液静置浸出两天， 浸出实验成果标明柱浸尾渣通过两天的槽浸浸出， －40mm和－50mm尾渣相对原矿的液计浸出率别离达6.57%和5.03%。可见若延伸柱浸时刻， 对金浸出率的进步有必定的协助， 可是浸出周期延伸， 会加大浸出液量， 下降溶液金浓度。 四、定论 1、对破碎至－1mm归纳样进行可浸性实验， 矿浆浓度40%，NaCN初始浓度0.4‰， NaCN耗量261.2g/t， 石灰调理p   H值10～11， 工业石灰用量5kg/t， 摇瓶化18h， 渣计金浸出率为87.17%， 金档次降至0.09g/t。 2、破碎至－40mm归纳试样通过25天柱浸浸出， NaCN耗量171.7g/t， 金渣计浸出率为80.0%， 尾渣金档次降至0.14g/t。 3、其它助浸剂浸出、硫脉浸出以及延伸柱浸时刻等浸出办法， 对金浸出未有显着作用。 4、上述实验成果标明， 在惯例的化浸出条件下， 该归纳样较简单浸出。本次实验为者桑金矿的浸出供给技能根据。 参阅文献： 1、马晶,马继武,2001.煎茶岭金矿及其选冶实验研讨[J].黄金科学技能.10(2):35－39. 2、蔡世军,赵志新, 赵安龙.2003.老柞山金矿富砷、铜金矿石的氛化浸出研讨与实践[J].黄金.24(5):38－40. 3、周中定.2003.微细拉浸染型金矿石选金实验研讨[J].黄金.24(6):43－45. 4、谭海明.2005我国南边某金矿体矿石浸出实验研讨[J].中国矿业.14(2):38－42. （作者简介李桦， 紫金矿业集团股份有限公司， 高级工程师）

一、前语 滇西北金矿原选用的是全泥化法及堆浸法提取金，因为该矿含有铁、铅、锌、砷和硫等元素，及其他纤细杂乱难浸金矿藏[1]，导致浸出作用较差。并且为剧毒化学品，浸出进程对当地环境形成恶劣的影响。为了处理该区域提金法形成的环境污染问题，针对该区域金矿石和特色，选用加拿大Falcon离心选矿机对金进行富集，原矿含金7.7g/t，金精矿含金高达514.03g/t，尾矿含金0.36g/t，金收回率为95.4%，获得了满足的实验目标，为下一步工业上使用无选别工艺处理该区域金矿供给了根据。 二、矿石性质 实验矿样取至矿山范围内多处挖掘点，然后混组成实验用矿样，归纳样金档次为7.7g/t。 （一）首要矿藏特征 矿石中金属矿藏有褐(赤)铁矿、磁铁矿、菱铁矿、铅铁矾、菱锌矿、水锌矿、硅锌矿、异极矿，少数白铅矿、方铅矿、黄铁矿、天然金、银金矿和天然银等。脉石矿藏首要为方解石、白云石、石英和黏土矿藏等。 （二）原矿多元素分析 原矿多元素分析成果见表1所示。 表1  原矿多元素分析成果（三）金的矿藏特征及赋存状况 1、金的形状及嵌布特征 矿石中的金物相分析成果见表2。矿石中的金首要以天然金方式存在。 表2  原矿金的物相分析成果天然金为金黄色或带白彩的黄色，反射色为亮黄色，表面有麻点(氧化铁表膜)，具均质性，有延展性，形状多样，以不规则粒状或核晶为主，次有丝状、棒状、树枝状等[2]。矿石中金的粒度分析成果表明，该矿天然金粒度较细，粒径最大0.15mm，一般0.01～0.06mm，首要为中细粒金，尚有＜0.01mm的微粒金。 2、天然金的嵌布特征 经重砂别离和显微镜下调查得到金的嵌布特征(见表3)。从该表能够看出，天然金首要为中细粒可见金，嵌布在褐铁矿、磁赤铁矿、铅铁矾、黄铁矿(假象)、石英等矿藏颗粒间及裂隙中，为粒间金和裂隙金，次为微粒金，首要呈微粒嵌布或包裹于褐铁矿及磁铁矿集合体中，粒径＜0.01mm。 表3  原矿金的嵌布特性3、金的赋存状况 金的赋存状况见表4。金首要产于褐铁矿、磁铁矿、黄铁矿中，占总量的79169%，这说明金与上述矿藏关系密切，这些矿藏是金的首要载体矿藏。在铅、锌矿藏中金含量占20.32%，是金的非必须载体，脉石矿藏中Au的含量较少。 表4  原矿中各种矿藏含金量和金的散布率三、选矿实验 （一）重选实验 该矿石中的金首要以天然金方式存在，天然金密度大，能够用重选办法收回。可是矿石判定成果表明，天然金以细粒状况存在，惯例重选作用欠好，凭借离心力场能够强化细粒矿藏的重选进程。咱们选用加拿大Falcon离心选矿机对矿石进行重选实验。Falcon离心选矿机规划简略，可发生重力加速度150～300倍的离心加速度，报价低，操作简略，修理和保养费用低，无环境污染，出产成本低，适用面广，能够处理Au、Ag、Sn、W、Ta、Pt、Pd、Nb等宝贵金属。该设备分选质料的细度由高至150～300G的重力所决议，它可有效地收回-011mm等级有用矿藏。矿样磨至80%－0.074mm后，用Falcon离心选矿机进行一次粗选和一次精选，其实验流程见图1，实验成果如表5所示。从表中数据能够看出，Falcon离心选矿机选别该金矿富集比大，金的收回率高。图1  重选实验流程 表5  重选实验成果第二个重选实验原矿磨矿细度仍为80%第二个重选实验原矿磨矿细度仍为80%－0.074mm，选矿流程为两次粗选，一次精选，精选尾矿回来粗选1。流程图见图2，实验成果见表6。图2  重选闭路实验流程图 表6  重选闭路实验成果（二）化拌和浸出实验 在实验室中，原矿磨矿至75%～90%－0.074mm，然后选用拌和浸出办法进行化浸出。浸出时刻为48h，浸出成果见表7。 表7  拌和化浸出实验成果从表7能够看出，化浸出作用较差，在磨矿细度为80%～90%－0.074mm时，金的浸出率根本相同，首要原因归属矿石本身要素，一方面是天然金难以化浸出，另一方面大部分金被其他矿藏所包裹[3]，不利于浸出。 四、结语 归纳比照Falcon离心选矿机重选实验及化拌和浸出实验成果，不管从金的收回率仍是出产对环境形成的影响，重选流程显示出较大的优势。其选别工艺流程较为简略，并且出产上操控便利，加拿大出产的离心选矿机报价较贵，出资大，但出产成本低。最重要的是为完成该区域无选别供给了出产条件，对减轻环境污染有利。 参考文献 [1] 张卯均.选矿手册第八卷第三分册[M].北京:冶金工业出版社,1990,204. [2] 张守范.矿藏学[M].北京:商务印书馆,1956年3月第一版,徐天允,徐正春.金的化与冶炼[M].沈阳:沈阳黄金专科学校,1985 年11月. 作者单位 中国地质大学 （张爱萍） 云南国土资源职业学院（方泽明）

云南云龙锡矿所处理的矿石为锡石-石英脉硫化矿，尾矿矿藏组分较简略，以石英为主。其次为褐铁矿、黄铁矿、电气石、少数的锡石、毒砂、黄铜矿等。尾矿含锡档次0.45%，全锡中氧化锡中锡占96.26%，硫化锡中锡占3.74%，铁3.71%，其他含量较低，锌0.051%、铜0.08%、锰0.068%，影响精矿质量的硫、砷含量较高，硫1.88%、砷0.1%。 1992年云龙锡矿在原生矿资源已目趋干涸的情况下，开端在100t/d老选厂处理老尾矿，为了在短期内取得更好的社会效益和经济效益，又提出在选厂基础上改扩建为200t/d，选用重选-浮选流程，于1994年4月正式出产，在出产过程中为断地改善工艺流程，终究断定的出产工艺见图1。图1 云龙锡矿尾矿选矿出产流程 为习惯出产，其间筛分所用筛面前半部分为0.8mm，后半部分为1mm。分泥斗为φ2500mm分泥斗，使用该工艺可取得含锡56.266%、含硫0.742%、含砷0.223%、锡收回率68.3%的锡精矿和含硫47.48%、含锡0.233%、含砷4.63%的硫精矿。 云锡公司有28个尾矿库、35座尾矿坝，现有累计尾矿1亿多吨，含锡达20多万吨，还有伴生的铅、锌、铟、铋、铜、铁、砷等。公司有一个50t/d实验车间和两个选矿工段专门处理老尾矿。1971年到1985年间再选处理尾矿112万t，收回了锡1286t，选出铜精矿含铜443t。 栗木锡矿用重-浮硫程从老尾矿中收回锡。该矿积存尾矿650多万t，尾矿中首要含锡、钨、铌、钽及硅质和长石等矿藏。再选流程包含重选、硫化矿浮选和锡石浮选。经重选后得到的精矿含SnO226.84%、WO39.6%、Ta2O52.7%、Nb2O52.04%，重选收回率SnO32.99%、WO324.05%、Ta2O542.47%、Nb2O524.77%。硫化矿藏浮选流程为一次粗选、二次扫选，精矿档次Cu10.8%、SnS26.57%，收回率Cu78%、硫化物52.66%。硫化矿藏经按捺砷浮铜产出含Cu>20%、Sn>18%、As 东坡矿野鸡尾选厂建有300t/d规划的重选车间，从尾矿中收回锡石。尾砂含Sn0。2%～0.25%，精矿档次Sn42.93、收回率18.66%，每年收回精矿锡量40～50t。 大义山矿1982年建成日处理70～100t选矿厂，从可使用的3.3万t老尾矿(含Sn0.297%)中1年收回锡精矿31t，档次为55%～61%，收回率34%～35%。 国外，英国、加拿大和玻利维亚展开从含锡老尾矿中再选锡的作业。英国巴特莱公司用摇床和横流皮带溜槽再选锡尾矿，从含锡0.75%的尾矿取得含锡分别为30.22%、5.53%和4.49%的精矿、中矿和尾矿。英国罗斯克选厂选别含锡0.3%～0.4%的老尾矿取得含锡30%的锡精矿。加拿大苏里望选厂从浮选锡的尾矿，用重-磁联合流程选出含锡60%、收回率38%～43%的锡精矿。玻利维亚一个选厂再选含锡0.3%的老尾矿和新尾矿，产出含锡20、收回率50%～55%的锡精矿。

1 前语 受云南黄金矿业有限责任公司托付，某黄金研讨院对云南镇沅分公司含金矿石进行选矿实验研讨。意图是经过对该金矿石的工艺矿藏学研讨和选矿流程实验，断定原矿选矿技能条件和工艺参数，为选矿工艺流程的挑选和规划供给科学牢靠的根据。 本研讨报告的内容首要是原矿工艺矿藏学研讨、原矿浮选流程实验研讨。 对镇沅含金矿石的工艺矿藏学研讨标明：该矿石工艺类型为贫硫化物碳质微细粒浸染型难处理金矿石。矿石中有价元素为金，档次为5.38g/t。该矿石中金矿藏粒度微细，镜下可见最大金粒为8.5微米，93.84%的金矿藏小于5微米，其间大都呈次显微金。该矿石中金矿藏与金属硫化物联系十分亲近，硫化物中金占86.26%，脉石中金占7.58%，游离金仅占6.16%，硫化物粒度也较细，有73.1%的硫化物粒度小于0.037mm，晦气于金的露出与解离，在原矿磨至-0.074mm占95%时，仍有10.5%的硫化物与脉石连生，5.1%的硫化物被脉石包裹。矿石中有机碳含量为0.70%，有机碳有很强的劫金才能，惯例化，磨矿粒度为-0.074mm占90%时，金浸出率仅为0.74%。 浮选实验研讨成果标明：原矿选用阶段磨浮流程，一段磨矿粒度为-0.074mm占60%，二段磨矿粒度为-0.074mm占90%，金浮选回收率为90.52%，精矿金档次为47.87g/t，浮选尾矿档次为0.57g/t，浮选闭路实验成果见表1。 表1  浮选闭路实验成果产品 称号产率 （%）档次（%）回收率（%）Au(g/t)AsSAuAsS金精矿10.2147.870.7518.7490.5289.5090.26尾  矿89.790.570.010.239.4810.509.74原  矿100.005.400.0862.12100.00100.00100.002 试样的采纳与制备 2.1 试样的采纳 本次实验样品的采纳及代表性由托付方担任。矿样于2005年3月7日抵达我院。 托付方供给的各点矿样状况如表2。 表2  托付方供给的各矿点档次及分量矿点取样档次（g/t）分析档次（g/t）矿样分量(kg)101E-113.053.04500102W-14.432.99512102NM-10.000.701200103E-117.1011.07290104E-14.505.091023104E-28.8011.083301753上盘-0.902431713-18线-2.34500老王寨-3.687002.2 试样的制备 将矿样分点按图1流程破碎后，将各点矿样充沛混匀、缩分，取样进行化学分析，按托付方要求，原矿档次要求在5.0—5.5g/t范围内，各点矿样分析档次及配矿成果见表3。 表3  各点矿样分析档次及配矿成果矿点配矿份额（%）分析档次（g/t）配矿分量(kg)102W-1202.99500103E-11011.07250104E-1405.091000104E-21011.082501753上盘100.90250老王寨103.68250算计100—2500核算档次（g/t）5.31化验档次(g/t)5.38图1  试样制备流程     3 矿石工艺矿藏学研讨      3.1  原矿多元素分析 表4  多元素分析成果元素Au(g/t)Ag(g/t)CuPbZnFeS含量（%）5.382.550.020.010.013.852.03元素CAsSbCaOMgOAl2O3SiO2含量（%）4.140.080.196.523.969.8568.05    3.2 原矿碳物相分析 表5  原矿碳物相分析成果相别C/碳酸盐C/有机碳C/石墨碳全碳含量（%）2.880.700.564.14相对含量（%）69.5616.9113.53100.00    3.3 原矿硫物相分析 表6  原矿硫物相分析成果硫物相S/硫酸盐S/硫化物S/元素硫全硫含量（%）0.191.780.062.03相对含量（%）9.3687.682.96100.00    3.4 原矿筛分分析表7  原矿（-0.074mm占94.11%）筛分分析成果产品粒级 （mm）产率（%）金档次（g/t）金散布率（%）+0.152.926.833.83-0.15+0.0742.973.672.09-0.074+0.04517.792.669.09-0.04576.325.8084.99算计100.005.21100.00    从原矿筛分分析成果看，大大都金矿藏散布在-0.045mm粒级以下，占金总含量的84.99%,阐明金载体矿藏及金矿藏颗粒比较细微。     3.5矿石矿藏组成及含量     镜下所见金属矿藏较少，占3.84%，首要为黄铁矿、白铁矿，少数的辉锑矿、毒砂、褐铁矿，偶见有黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、赤铁矿、磁铁矿等。非金属矿藏有石英、绢云母、方解石、白云石等，少数的长石、泥质、石墨碳质、粘土矿藏、绿泥石等，其相对含量检测成果见表8。 表8  矿石矿藏相对含量丈量成果金属矿藏相对含量 （%）非金属矿藏相对含量 （%）黄铁矿、白铁矿3.35石英、绢云母、长石等72.26辉锑矿0.19泥质、石墨碳质、粘土矿藏3.80毒  砂0.09方解石、白云石20.1黄铜矿、方铅矿、闪锌矿0.09褐铁矿0.12合  计3.84合  计96.16总  计100.00    3.6 首要金属矿藏嵌布粒度     该矿石中的金属矿藏首要为黄铁矿（含白铁矿），少数的辉锑矿、褐铁矿，很少的毒砂，金属硫化物与金联系亲近，因而对硫化物粒度进行检测，金属硫化物粒度丈量成果见表9。 表9  硫化物粒度检测成果粒径区间（mm）>0.0740.074—0.0530.053—0.0370.037—0.01算计相对含量（%）12.34.210.449.323.8100.0经过表9能够看到金属硫化物粒度细微，粒度小于0.037mm占73.1%，镜下所见到辉锑矿粒度相对较粗，多在0.037—0.074mm区间，而毒砂粒度细微，一般多在0.01mm左右，晦气于硫化物在磨矿过程中的单体解离。 3.7 首要矿藏的嵌布特征 黄铁矿（含白铁矿）：是该矿石中最首要的金属硫化物，占矿石含量的3.35%，首要呈它形粒状与胶状集合体，黄铁矿周边集合微粒毒砂，呈草莓状，黄铁矿粒度较细，多在0.01—0.053mm区间，呈浸染状，星散散布在脉石粒间，结晶程度低，多为胶状黄铁矿（因而光片磨光度欠好），还有的黄铁矿具有再生增大特征，与其它金属矿藏连晶不亲近，该矿石中的黄铁矿在镜下检测过程中没有发现金矿藏，对原矿选用挑选性溶金实验标明，硫化物含金占86.26%，阐明金矿藏与硫化物联系十分亲近，硫化物中金是镜下难以分辩的微粒金和次显微金。 辉锑矿：在该矿石中含量少，仅占矿石含量的0.19%，首要呈它形粒状、长条状、放射状集合体，嵌布在脉石粒间，与其它矿藏联系不亲近，粒度相对较粗，多在0.037—0.074mm区间，镜下没有发现金与辉锑矿有联系。 毒砂：在矿石中含量很少，仅占矿石含量的0.09%，所见毒砂多呈自形—半自形粒状、毒砂粒度微细，大大都在0.01mm左右，星散嵌布在脉石粒间或微裂隙中，少数在黄铁矿周边构成连晶呈草莓状。 褐铁矿：在矿石中含量很少，占矿石含量的0.12%，是在上盘样品中见到，有的光片中呈氧化铁染色，可见部分黄铁矿已被子褐铁矿告知，呈告知残留结构。褐铁矿粒度多在0.037mm左右。 石墨：在该矿石中含量很少，仅占矿石含量的0.56%，绝大大都是在上盘样品中见到，首要散布在结构发育部位，有的光片呈乌煤色，石墨为片状、长条状，嵌布在矿藏粒间，其粒度多在0.01—0.037mm区间。 3.8 矿石的结构结构 3.8.1 矿石结构 自形—半自形—它形粒状结构：毒砂呈自形—半自形，其它金属矿藏基本上为它形粒状结构。 胶状结构：有部分黄铁矿呈细的浑圆的胶状结构，有的集合成集合体。 告知结构：首要在上盘光片中见有褐铁矿告知黄铁矿。 包括结构：微细粒硫化物、金矿藏在脉石中呈包括结构。 3.8.2 矿石结构 浸染状结构：首要金属矿藏在矿石中呈此结构。 脉状结构：有的石英或方解石呈脉状产出。 角砾状结构：矿石呈碎裂或角砾而被硅质或碳质胶结。 3.9 金矿藏工艺特征 3.9.1 金矿藏品种 经过镜下对光片及团矿片的检测，该矿石中的金矿藏首要为天然金，少数为银金矿。 3.9.2 金矿藏形状 金矿藏因为其粒度细微，形状简略，多呈角粒状、浑圆状、麦粒状等。其成果见表10。表10  金矿藏形状特征丈量成果形状特征角粒状浑圆状麦粒状长角粒状算计相对含量（%）39.832.119.58.6100.0 3.9.3 金矿藏粒度特征 该矿石中金的粒度微细，在光片及团矿片中镜下所见最大金粒为8.5微米，其它多在2—5微米，在很多的镜检过程中没有发现硫化物中金，而挑选性溶金分析硫化物含金占金总量的86.26%，因而这部分金为惯例镜下难以分辩的金，为微粒金和次显微金。具体成果见表11。 表11  金矿藏粒度丈量分析成果粒径区间 （mm）>0.010.01—0.005算计相对含量 （%）微6.1693.84 （其间绝大大都为次显微金）100.0     从表11中能够看到金绝大大都都小于5微米，特别是硫化物中大都为次显微金，用机械磨矿很难使金矿藏单体解离。     3.9.4 金矿藏赋存状况     该矿石中在镜下所见金多赋存在脉石粒间，少数在脉石中，所见最大金粒为8.5微米，金矿藏粒度多在2—5微米，所见金粒数量少，因而难以供给金赋存状况数据。对-0.074mm占90%粒度原矿选用挑选性溶金办法，来检测该矿石中金的赋存状况，其成果见表12。 表12  金的赋存状况赋存状况单体露出金硫化物中金碳酸盐中金硅酸盐中金算计相对含量 （%）6.1686.261.366.22100.03.10 矿石工艺类型 该矿石硫化物含量为3.72%，含锑0.19%，含有机碳0.70%、石墨碳0.56%。金矿藏粒度多为微细粒与不行见金，矿石工艺类型属贫硫化物碳质微细粒浸染型难处理金矿石。3.11 矿石可磨度测定 将-2mm原矿筛去-0.15mm粒级后，每份500克，用标准球磨机进行磨矿，时刻别离为5′、10′、15′、20′，磨矿后筛分成果见表13。 表13  可磨度测定成果可磨度测定曲线见图2。 可磨度系数K=T0/T=354/330=1.07 式中：T0——标准矿石磨至-0.074mm占65%所需时刻（秒）；       T——镇沅金矿石磨至-0.074mm占65%所需时刻（秒）。       K=1.07，镇沅金矿石磨至-0.074mm占65%时，比标准矿石易磨。 可磨度系数K′=T0′/T′=810/762=1.06 式中：T0′——标准矿石磨至-0.074mm占90%所需时刻（秒）；       T′——镇沅金矿石磨至-0.074mm占90%所需时刻（秒）。       K′=1.06，镇沅金矿石磨至-0.074mm占90%时，比标准矿石易磨。图2  可磨度曲线      3.12 矿石工艺矿藏学研讨小结     （1）该矿石中金属硫化物含量为3.72%，金的粒度为微细粒及次显微金，含有0.70%的有机碳，矿石的工艺类型为贫硫化物碳质微细粒浸染型难处理金矿石。 （2）该矿石中金粒微细，镜下可见最大金粒为8.5微米，占93.84%的金小于5微米，其间大都呈次显微金。 （3）该矿石中金与金属硫化物联系十分亲近，硫化物中金占86.26%，脉石中金占7.58%，游离金仅占6.16%，硫化物粒度也比较细微，小于0.037mm的硫化物占73.1%，晦气于硫化物在磨矿过程中的单体解离。 （4）矿石中有机碳含量为0.70%，含量较高，具有极强的劫金才能，对湿法就地产金工艺会发生晦气影响。 4 浮选实验 4.1 流程探究实验 4.1.1 一段磨浮流程实验 4.1.1.1 –0.074mm占85%粒度的一段磨浮流程实验 实验流程及条件如图3，实验成果见表14。图3 一段磨浮实验流程（1） 表14  一段磨浮实验（1）成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）85金精矿17.2518.7763.87中  矿17.054.1914.10尾  矿65.701.722.03原  矿100.005.07100.00    4.1.1.2 –0.074mm占90%粒度的一段磨浮流程实验     实验流程及条件如图4，实验成果见表15。图4 一段磨浮实验流程（2） 表15  一段磨浮实验（2）成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）90金精矿10.7732.5769.58中  矿123.954.0619.29中  矿29.081.232.21尾  矿56.200.808.92原  矿100.005.04100.00    4.1.2 泥砂分选流程实验     实验流程及条件如图5，实验成果见表16。图5  泥砂分选流程 表16  泥砂分选实验成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）一段65% 二段95%精矿18.4243.9271.58精矿20.8852.138.88中矿10.483.166.42泥23.741.56.89尾矿56.480.576.23原矿100.005.17100.00    4.1.3 阶段磨浮流程Ⅰ实验     实验流程及条件如图6，实验成果见表17。图6  阶段磨浮流程Ⅰ 表17  阶段磨浮Ⅰ实验成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）一段65% 二段90%精矿17.7020.5173.11中矿118.812.7310.34中矿210.784.6910.18尾矿52.710.606.37原矿100.004.97100.00     4.1.4 阶段磨浮流程Ⅱ实验     实验流程及条件如图7，实验成果见表18。图7 阶段磨浮流程Ⅱ 表18  阶段磨浮Ⅱ实验成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）一段65% 二段95%精矿17.7446.4367.00精矿27.013.016.97精尾13.742.05.12中矿16.962.066.51尾矿54.860.434.40原矿100.005.36100.00由以上探究流程实验成果得知，阶段磨浮流程的回收率优于一段磨浮流程。一起探究了泥砂分选流程，因为矿泥含金档次为1.5g/t 且仍占有6.89%的回收率，不能直接抛尾，所以终究断定选用阶段磨矿浮选流程。 4.2 磨矿粒度实验 4.2.1 一段磨矿粒度实验 实验流程及条件如图8，实验成果见表19。图8  一段磨矿粒度实验流程 表19  一段磨矿粒度实验成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）60精矿17.0723.2975.81尾  矿82.931.5324.19原  矿100.005.24100.0065精矿16.1923.1772.47尾  矿83.811.7027.53原  矿100.005.18100.0070精矿17.0523.8976.24尾  矿82.951.5323.76原  矿100.005.34100.00    一段磨矿粒度为-0.074mm占60%时，目标比较抱负。    4.2.2 二段磨矿粒度实验     实验流程及条件如图9，实验成果见表20。 图9  二段磨矿粒度实验流程 表20  二段磨矿粒度实验成果-0.074mm含量（%）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）85精矿122.5518.5680.49精矿27.968.6413.22尾  矿69.490.476.29原  矿100.005.20100.0090精矿122.8918.4979.11精矿28.819.8216.17尾  矿68.300.374.72原  矿100.005.35100.0095精矿122.3418.7479.44精矿29.868.7216.31尾  矿67.800.334.25原  矿100.005.21100.00二段磨矿粒度为-0.074mm占90%时，目标比较抱负。 4.3 调整剂品种实验 实验流程及条件如图10，实验成果见表21。 图10  调整剂品种实验流程 表21  调整剂品种实验成果调整剂 品种调整剂 用量（g/t）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）Na2CO3800精矿1.95101.036.29精尾6.0717.6919.79中矿20.829.1635.14尾  矿71.160.678.78原  矿100.005.43100.00Na2SiO3800精矿2.2585.8035.82精尾3.4814.419.30中矿19.547.3826.76尾  矿74.732.0328.12原  矿100.005.39100.00CaO500精矿3.5151.634.04精尾7.2616.4622.46中矿19.179.5134.27尾  矿70.060.709.23原  矿100.005.32100.00CuSO4200精矿3.1872.3242.43精尾4.5415.0612.61中矿23.498.0334.80尾  矿68.790.8010.16原  矿100.005.42100.00 由实验成果可知，选用Na2CO3作为介质PH调整剂其目标较好。别的，选用CuSO4作为活化剂，浮选回收率未改进。 4.4 调整剂用量实验 实验流程及条件如图11，实验成果见表22。图11  调整剂用量实验流程 表22  调整剂用量实验成果Na2CO3 用量（g/t）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）400精矿8.4636.1055.58中矿19.649.5040.27尾  矿71.900.8010.47原  矿100.005.49100.00600精矿10.6233.8065.54中矿17.648.2626.60尾  矿71.740.607.86原  矿100.005.48100.00800精矿8.0237.9556.06中矿20.829.1635.15尾  矿71.160.678.79原  矿100.005.43100.001000精矿9.5932.0759.46中矿17.948.8630.73尾  矿72.470.709.81原  矿100.005.17100.00 由以上成果断定Na2CO3用量为600 g/t。 4.5 捕收剂品种实验 实验流程及条件如图12，实验成果见表23。图12  捕收剂品种实验流程 表23  捕收剂品种实验成果捕收剂品种及 用量（g/t）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）丁铵黑药 100精  矿15.907.7523.18中  矿25.0214.4367.92尾  矿59.080.808.90原  矿100.005.32100.00丁铵黑药50 丁黄药 100精  矿10.6233.8065.54中  矿17.648.2626.60尾  矿71.740.607.86原  矿100.005.39100.00BK301 100精  矿11.136.6513.79中  矿25.6615.9176.08尾  矿63.210.8610.13原  矿100.005.37100.00烷-1 60 丁铵黑药 50 丁黄药 100 P-1 60精  矿9.2538.9468.60中  矿20.726.0323.80尾  矿70.030.577.60原  矿100.005.25100.00 选用新式药剂烷-1及P-1实验成果与选用丁铵黑药与丁黄药组合没有太大差异，因而仍选用丁铵黑药与丁黄药组合作为捕收剂。 4.6 捕收剂用量实验 实验流程及条件如图13，实验成果见表24。图13  捕收剂用量实验流程 表24  捕收剂用量实验成果粗选捕收剂 用量（g/t）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）丁铵黑药40 丁黄药80精矿5.9538.5043.45中矿21.1312.4048.25尾  矿72.920.608.30原  矿100.005.27100.00丁铵黑药50 丁黄药100精矿10.6233.8065.54中矿17.648.2626.60尾  矿71.740.607.86原  矿100.005.39100.00丁铵黑药70 丁黄药140精矿12.7230.6271.01中矿19.076.5522.77尾  矿68.210.506.22原  矿100.005.49100.00丁铵黑药80 丁黄药160精矿14.9226.3673.03中矿19.905.7621.28尾  矿65.180.475.69原  矿100.005.39100.00 丁铵黑药总量为180g/t，丁黄药总量为360g/t时浮选目标较好。粗选作业用量为丁铵黑药70g/t及丁黄药140g/t，各次扫选作业折半。 4.7 浮选时刻实验   实验流程及条件如图14，实验成果见表25。图14  浮选时刻实验流程 表25  浮选时刻实验成果时刻（分）产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）单个累计单个正累计负累计单个正累计负累计单个正累计44精矿16.156.15100.0036.3036.305.2542.5042.5026精矿21.747.8993.8526.5034.143.228.7851.2828精矿31.179.0692.1123.2032.732.785.1756.45210精矿40.9710.0390.9420.4031.532.523.7760.22212精矿50.9210.9589.9721.4030.682.323.7563.97214中矿13.5914.5489.0516.1027.082.1311.0074.97216中矿22.016.5485.4610.3025.051.543.9278.89218中矿31.4918.0383.468.1023.651.332.3081.19220中矿42.7520.7881.975.9221.311.213.1084.29222中矿52.0522.8379.224.9219.831.041.9286.21224中矿61.5424.3777.174.4918.860.941.3287.53226中矿71.6626.0375.634.2017.930.871.3388.86228中矿81.6627.6973.973.2417.050.791.0289.88230中矿91.3829.0772.312.8716.380.730.7590.63232中矿101.2330.3070.932.7915.820.690.6591.28234中矿111.1331.4369.702.5415.350.660.5591.83236中矿121.0332.4668.572.3414.930.650.4692.29尾矿67.54100.067.540.605.250.607.71100.0原矿100.05.25100.0从浮选时刻实验成果可知，该矿石浮游速度缓慢，前12分钟浮选回收率仅为63.97%，从负累计档次可看出，浮选尾矿下降速度较缓慢，浮选30分钟后回收率上升也很缓慢，故断定浮选时刻为30分钟即可。 4.8 归纳条件实验 归纳条件实验选用条件实验所断定的最佳参数，进行了一段磨浮与阶段磨浮流程的实验。 4.8.1 阶段磨浮流程归纳条件实验 实验流程及条件如图15，实验成果见表26。图15  阶段磨浮归纳条件实验流程 表26  阶段磨浮归纳条件实验成果产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）单个累计单个累计单个累计精矿10.78—114.57—17.05—1精尾40.651.4381.0399.3210.0527.101精尾30.922.3557.0382.7710.0137.111精尾21.563.9132.4362.689.6546.761精尾14.077.989.9035.767.6954.45精矿20.45—116.70—10.0264.472精尾40.300.7566.4996.623.8168.282精尾30.471.2230.1070.992.7070.982精尾31.502.727.0435.722.0273.002精尾14.387.102.2515.071.8874.88中矿17.08—12.10—16.3591.23中矿24.89—2.35—2.1993.42中矿34.80—1.50—1.3794.79尾矿68.15—0.40—5.21100.00原矿100.005.24100.00    从实验成果可知，一段浮选二次精选、二段浮选二次精选即可。     4.8.2 一段磨浮流程归纳条件实验     实验流程及条件如图16，实验成果见表27。图16  一段磨浮归纳条件实验流程表27  一段磨浮归纳条件实验成果产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）精矿2.9796.0854.35精尾Ⅰ7.283.334.62精尾Ⅱ1.954.171.55精尾Ⅲ1.2111.842.73精尾Ⅳ1.7937.0812.64中矿18.626.1910.16中矿24.723.993.59中矿33.692.631.85尾矿67.770.668.51原矿100.005.25100.00从实验成果能够看出阶段磨浮流程的目标略好于一段磨浮流程。为了进一步比照两种流程，又别离进行了阶段磨浮及一段磨浮的闭路实验。 4.9  一段磨浮流程闭路实验 4.9.1 两次精选作业的一段磨浮流程闭路实验 实验流程及条件如图17，数质量流程如图18，实验成果见表28。图17  两次精选的一段磨浮闭路流程图18  两次精选的一段磨浮数质量流程表28  闭路实验成果产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）精矿9.7847.5687.15尾矿90.220.7612.85原矿100.005.34100.00    4.9.2 四次精选作业的一段磨浮流程闭路实验     实验流程及条件如图19，数质量流程如图20，实验成果见表29。图19  四次精选的一段磨浮闭路流程图20  四次精选的一段磨浮数质量流程表29  闭路实验成果产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）精矿7.3362.4886.18尾矿92.670.7913.82原矿100.005.31100.00    4.10阶段磨浮流程闭路实验     4.10.1 两次精选作业的阶段磨浮流程闭路实验     实验流程及条件如图21，数质量流程如图22，实验成果见表30。图21  两次精选的阶段磨浮闭路流程图22  两次精选的阶段磨浮数质量流程表30  浮选闭路实验成果产品 称号产率 （%）档次（%）回收率（%）Au(g/t)AsSAuAsS金精矿10.2147.870.7518.7490.5289.5090.26尾  矿89.790.570.010.239.4810.509.74原  矿100.005.400.0862.12100.00100.00100.00     4.10.2 四次精选作业的阶段磨浮流程闭路实验     实验流程及条件如图23，数质量流程如图24，实验成果见表31。图23  四次精选的阶段磨浮闭路流程图24  四次精选的阶段磨浮数质量流程 表31  闭路实验成果产品称号产率（%）金档次（g/t）金回收率（%）精矿7.5263.5989.60尾矿92.480.6010.40原矿100.005.34100.00    5 浮选实验产品考察     5.1 原矿-0.074mm占85%、90%、95%硫化物单体解离度考察     对该产品首要是经过磨制团矿片，镜下进行金属硫化物单体解离度考察，在镜下检测过程中，因为富连体在浮选过程中简单进入精矿样品，在检测计算过程中视为单体硫化物，丈量成果见表32。 表32  原矿硫化物单体解离度考察成果连生联系单体 （富连体）硫化物与 脉石脉石包裹算计相对含量 （%）-0.074mm占85%79.614.06.4100.0-0.074mm占90%82.811.75.5100.0-0.074mm占95%84.410.55.1100.0    经过表32中硫化物单体解离度考察成果能够看到，大大都硫化物呈单体和富连体，而纯脉石包裹硫化物别离占6.4%、5.5%、5.1%，硫化物解离特征无显着差异。     5.2 –0.074mm占90%粒度原矿金的赋存状况考察     对该粒度的样品进行消除有机碳和挑选性溶金办法进行考察，其成果见表33。 表33  金的赋存状况分析成果赋存状况单体可浸金硫化物中金脉石中金算计相对含量 （%）6.1686.267.58100.0    5.3 浮选尾矿硫化物丢失状况及金矿藏丢失状况考察     对金档次为0.57g/t的闭路浮选尾矿进行考察，经过磨制团矿片经镜下检测，样品基本上见不到硫化物颗粒，偶然只见到小于3微米以下的硫化物包裹体，选别作用较好。丢失于尾矿中的硫化物绝大大都为脉石包裹硫化物，丢失于尾矿中的金矿藏绝大大都为脉石包裹金。其硫化物赋存状况检测成果见表34，金的赋存状况见表35。 表34  浮选尾矿硫化物丢失状况考察连生联系硫化物单体与脉石连生脉石包裹算计相对含量 （%）2.64.193.3100.0表35  浮选尾矿金的赋存状况考察赋存状况单体露出金硫化物中金脉石中金 ,算计相对含量 （%）1.121.4397.45100.0     5.4 金精矿多元素分析 表36  多元素分析成果元素Au(g/t)Ag(g/t)SFeCaOMgOAl2O3含量（%）47.8710.5018.7423.654.013.4210.49元素SiO2AsCCuPbZnSb含量（%）21.810.755.210.0510.0250.0741.40     注：金精矿为阶段磨浮二次精选作业闭路实验精矿。    5.5 精矿碳物相分析 表37  精矿碳物相分析相别C/碳酸盐C/有机碳C/石墨C总含量（%）1.291.762.165.21相对含量（%）24.7633.7841.46100.00    5.6 精矿硫物相分析 表38  精矿硫物相分析相别S/硫酸盐S/硫化物S/天然硫S总含量（%）0.2118.280.2518.74相对含量（%）1.1297.551.33100.00    5.7浮选精矿产品考察     对浮选精矿进行磨制团矿片，经镜下进行硫化物单体解离度考察，其成果见表39，金的赋存状况见表40。 表39  精矿硫化物单体解离度考察连生联系单体与脉石连生脉石包裹算计相对含量 （%）92.16.51.4100.0表40  精矿金的赋存状况考察赋存状况单体露出金硫化物中金脉石中金算计相对含量（%）12.1584.743.11100.0    5.8 沉降实验     （1）原矿-0.074mm占90%沉降速度测定。     对原矿进行浓度为15%、20%沉降实验，成果见表41，沉降曲线见图25。 表41  原矿-0.074mm占90%沉降速度实验成果沉降时刻弄清区高度（mm）小时分浓度：15%浓度：20%515810301520582830864140112545013667115679120190103140217125223914823026817832802093302832254286229430288232529023562942408297243930024624312266沉降总高度（mm）392362 图25  原矿沉降速度曲线    （2）原矿-0.074mm占60%沉降速度测定。     对原矿进行浓度为25%、30%沉降实验，成果见表42，沉降曲线见图26。 表42  原矿-0.074mm占60%沉降速度实验成果20沉降时刻弄清区高度（mm）小时分浓度：25%浓度：30%5141110251620462530653340844150102501119631 1557614017587219610423020212932061343302081384211142430213145521514862191528225159922616224231179沉降总高度（mm）392362图26  原矿沉降速度曲线     （3）浮选精矿沉降速度测定。     选用图十九浮选闭路实验精矿，矿浆浓度10%、15%，沉降实验成果见表43，沉降曲线见图27。 表43  浮选精矿沉降速度实验成果沉降时刻弄清区高度（mm）小时分浓度：10%浓度：15%512111110193159152882152029124530293265129427313029427422942753294276529427624294276沉降总高度（mm）325325图27 精矿沉降速度曲线     （4）浮选尾矿沉降速度测定。      选用图二十三浮选闭路实验尾矿，矿浆浓度15%、20%，沉降实验成果见表44，沉降曲线见图28。 表44  浮选尾矿沉降速度实验成果沉降时刻弄清区高度（mm）小时分浓度：15%浓度：20%5851015102029193041274053355065441765212098681401198421409923017112332031493302181724222177522818462321877235190823919492431981026122224262222沉降总高度（mm）341321图28  尾矿沉降速度曲线 6 引荐准则工艺流程及技能条件 工艺参数及流程结构： 一段磨矿：-0.074mm占60% 一段浮选：一次粗选、一次扫选、二次精选 二段磨矿：-0.074mm占90% 一段浮选：一次粗选、二次扫选、二次精选技能条件：药剂条件 作业Na2CO3 (g/t)丁铵黑药 （g/t）丁基黄药 （g/t）2#油 （g/t）浮选时刻 （min）一段磨矿粗选60050100405扫选3570205二段磨矿粗选3004080408扫选Ⅰ2040206扫选Ⅱ2040206算计90016533014030图29  引荐浮选工艺流程    7 结语     （1）云南镇沅矿石中金矿藏及其载体矿藏粒度微细，晦气于金矿藏的露出与解离，需要在较细的磨矿粒度条件下进行浮选。     （2）浮选实验研讨标明，该矿石选用阶段磨浮流程成果好于一段磨浮流程，在原矿粒度为90%-0.074mm时，一段磨浮尾矿档次为0.76g/t，浮选回收率为87.15%，阶段磨浮尾矿档次为0.57g/t，浮选回收率为90.52%。因而断定选用阶段磨浮流程进行浮选。     （3）因为矿石中含有一定量的含泥碳质矿藏，影响矿石矿化速度，因而矿石浮游速度缓慢，需要在较高药剂浓度下长时刻浮选。     （4）闭路实验浮选尾矿档次0.57g/t，经产品考察，丢失于尾矿中的硫化物93.3%为脉石包裹，丢失于尾矿中的金97.45%为脉石中金。

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

从云铜集团了解到，到2010年，云铜将在云南省迪庆藏族自治州形成年产20万吨精矿含铜的规模，建成全国规模最大的铜矿山。     2006年下半年，云铜集团将在迪庆首期建成一座2万吨采选厂，此为云南建国以来一次建成的产量规模最大，速度最快，投资最省的铜采选厂。     据了解，云铜集团把迪庆矿业开发作为实施资源战略重中之重的项目，在短短一年多时间一举突破迪庆矿业几十年徘徊不前的局面，新建矿山迪庆矿业公司从洽谈到风险勘探，研究论证，确定采选厂开工建设仅用了14个月，云铜集团先期投入勘探资金5000万元，探获近300万吨铜金属储量。迪庆州投资8000万元建设的矿区公路，11万伏输电线路进展顺利，将于10月份建成。

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。

氧化锌矿的浮选 氧化锌矿藏有：菱锌矿(ZnCO3)、红锌矿(ZnO)、异极矿(Zn2SiO4·H2O)、硅锌矿(Zn2SiO4)等。其间最有利用价值的是菱锌矿。 最常用的浮选办法有两种：加温硫化浮选法;常温下阳离子捕收剂法。 加温硫化法：首要脱去-10μ细泥，浓缩今后，升温至50℃，用硫化氧化锌矿藏，用硫酸铜活化，再用高档黄药作首要捕收剂，用柴油、焦油等作辅佐捕收剂，2#油作起泡剂，水玻离作脉石按捺剂，一般浮选作用杰出。但当含有很多氢氧化铁时作用欠好。 阳离子捕收剂法，也就是伯胺法，适用于含高铁物料的浮选。 阳离子捕收剂法是在常温下进行的浮选，用阳离子捕收剂。在伯胺中只要C12～C18浮选作用最好。伯胺中饱满胺比不饱满胺好，直链的比支链的好，C16以上的胺不易于溶解矿浆要加温，C10～C20的混合胺比单一的十八碳榜首胺好。矿浆pH值为10.5～11.5，调整pH用，按捺剂采用水玻离按捺铁质脉石以及绢云母化和绿泥石化脉石、用六偏磷酸钠按捺石英和白云石，以上两种按捺剂合用几呼能按捺一切脉石矿藏。用栲胶能够更有用的按捺白云石等碳酸盐类脉石矿藏。 若原矿氧化锌是以异极矿和硅锌矿为主而脉石以绿泥石和绢云母为主，用磷酸盐类按捺剂按捺脉石，作用比较好。 在阳离子捕收剂浮选中，矿泥的影响比较突出，-10μ细泥含量在15%以内时加苏打、水玻璃、羧甲基纤维素、腐植酸钠等能够消除矿泥影响，不用脱泥。大于15%时要进行脱泥加0.3～0.5公斤/吨·原矿的、硅酸钠等分散剂脱泥作用好。 广西泗顶选矿厂氧化铅锌矿的浮选 矿石类型有硫化矿、氧化矿、混合矿，原生金属矿藏首要为方铅矿、闪锌矿，此外还有黄铁矿、褐铁矿和赤铁矿。氧化金属矿藏首要有白铅矿、铅矾、菱锌矿、红锌矿和水锌矿等。锌的氧化矿藏中菱锌矿和氧化锌约占80%，硅锌矿和异极矿占18%，硫酸锌矿藏占2%，脉石矿藏首要为方解石、白云石、重晶石、石英和粘土。闪锌矿粒度0.01～12mm。锌档次6%～7%，氧化率40%，有时达50%。铅档次1%～2%，氧化率20%～30%。浮选目标：锌原矿档次7.24%，锌精矿档次49.5%，锌回收率74%，铅原矿档次1.2%，铅精矿档次54%，铅回收率65%。选锌浮选前脱除细泥，用混合胺作捕收剂，用作调整剂，混合胺与多段增加比一段增加为好，浮选氧化锌时pH值在11左右。代号 ZNY 有用物质含量 90(%)，外观为淡黄色膏状 首要用途：氧化锌矿浮选(菱锌矿、硅锌矿、异极矿等氧化锌矿) 浮选功能：具有杰出的浮锌挑选功能，耐低温功能(最低温度5℃)。 运用办法：将药剂用水兑成2%水溶液运用，用40℃温水溶解即可。 适用范围：菱锌矿等，锌1%左右的氧化矿能够选到含锌30%以上的锌精粉，锌回收率70%以上。 环保功能：药剂无毒无害，易生物降解，对环境友好，契合环保要求。 产品特色： 1.不脱泥优先浮选办法; 2.可常温浮选，节能降耗; 3.泡沫适中，浮选安稳，易于出产操作; 4.对各类氧化锌矿有特效，可完成氧化锌矿资源加工工业化。 产品质量标准：Q/HS-2017 项目 质量标准 实验办法 外观(250C) 粘稠物 目测 活性物含量，% ≥ 90 PH值(5%水溶液) 8-9 PH试纸法 包装规格：200公斤/铁桶或塑料桶。 运送与储存： 不燃不爆，按一般化工产品运送。

钴是一种银白色金属，归于铁族元素。钴的矿藏或钴的化合物一向用作陶瓷、玻璃、搪瓷的釉料。直到20世纪，钴及其合金才在电机、机械、化工、航空和航天等工业部门得到广泛的使用，且消费量逐年添加。当今，钴已经成为一种全球的战略物资。我国钴资源十分稀缺，2007年对外依存度到达90%，是对外依存度最高的有色金属元素。因而，加大对钴矿石的选别使用具有重要的含义。 1 矿石性质          矿样来自云南某选厂的铜钴矿石，矿样首要化学成分分析见表1                            表1矿样首要化学组成分析成果(质量分数)/%CuCoSFeAsSiO2CaOAl2O3MgO0.230.247.499.270.04155.12.698.720.99矿石中首要有用金属矿藏为黄铁矿、黄铜矿、含钴黄铁矿、铁硫砷钴矿以及少数的铁硫砷钴矿等;麦石矿藏首要为石英、长石、白云母等。由于该矿石中有用矿藏品种繁复，所以该矿藏归于杂乱难选的硫化矿。 2实验研讨         钴多伴生在铁、铜和镍矿中。工艺矿藏学研讨发现，该矿石中的钴首要是以类质同象的办法代替黄铁矿中的铁离子赋存在黄铁矿中。现在国内外对处理硫化铜钴矿石的浮选工艺流程计划首要有两种:第一是混合浮选;第二是优先浮选。本文选用石灰抑硫、优先浮选取得铜，然后再对硫钴精矿选用焙烧-湿法浸出取得钴和铁。 2.1选矿实验       2.1.1磨矿粒度对现场原矿在不同磨矿粒度下进行了选矿探究实验。矿样磨细，粗精矿中铜钴档次改变不大，收回率逐步升高，适宜的磨矿粒度为-0.074mm粒级占80%。 2.1.2浮选实验工艺矿藏学研讨标明，硫钴精矿中首要钴矿藏为铁硫砷钴矿(Co，Fe)AsS，矿藏含钴量12%～30%，钴与铁类质同象代替。由于钴矿藏首要以含钴黄铁矿办法存在，一般用石灰按捺钴、铁硫化矿藏。其原理是，石灰在水中生成氢氧化钙，它进一步解离得到ca2+和OH一，这两种离子对硫化铁矿藏均有按捺作用，OH一使硫化铁矿藏表面生成氢氧化铁的亲水薄膜，阻碍了捕收剂的吸附，而Ca2+在硫化铁矿藏表面生成CaSO4等难溶化合物，从而使硫化铁矿藏遭到按捺。依据矿样的矿石性质，实验决议选用抑硫浮铜的计划，进行铜硫别离实验。别离取得铜精矿、硫钴精矿。原矿浮选准则流程见图3，浮选探究实验成果见表2。表2成果标明，选用优先浮铜，铜、钴别离经一次粗选、二次精选的工艺，可取得含铜16.95%、含钴0.37%的铜精矿和含钴1.17%、含铜0.23%的钴精矿，铜钴取得较好别离。 　　                                         表2原矿浮选实验成果产品名称产率/%档次/%收回率/%铜钴铜钴铜精矿0.816.950.3760.281.28铜中矿5.530.520.6712.7816.01硫钴精矿12.710.231.1712.9964.26硫钴中矿6.220.120.353.329.41尾矿74.740.0320.02810.639.04给矿100.000.2250.231100.00100.00选用电子显微镜能谱分析和MLA矿藏自动检测技能对浮选所获硫钴精矿进行了矿藏查定和定量测定，硫钴精矿的首要成分见表3。表3硫钴精矿首要成分分析成果(质量分数)/%CuCoSCaOAl2O3FeMgOSiO20.231.1747.10.210.8740.070.0812.53检测标明，浮选所获硫钴精矿含钴1.17%，含硫47.1%，含铁40.07%。工艺矿藏学研讨标明硫钴精矿中的钴首要会集在黄铁矿中，且以类质同象的办法与黄铁矿共生，这也是通过屡次精选，硫钴精矿含钴仅为1%左右的原因。 2.2硫钴精矿冶金实验 钴含量为1.17%的精矿在市场上较难供应，因而对浮选所获硫钴精矿进行了冶金提钻探究实验研讨。对浮选所获硫钴精矿，选用高压氧浸出，在技能上可行，但由于钴的档次太低，设备的投入将很大，一起生产中要耗费很多的氧，经济上不划算，所以选用火法焙烧-湿法浸出的办法。在火法焙烧过程中硫能够得到充沛的使用，通过收回焙烧过程中的烟气制取硫酸，经济效益较好，焙砂浸出后的浸出渣中铁的档次能够到达65%，可直接作为铁精矿供应，浸出液通过一次除铁后用沉钴得到的钴渣中钴的档次能够提高到13%左右，直接作为钴精矿进行供应。实验成果见表4。 　　                             表4硫钴精矿冶金实验成果产品名称档次/%收回率/%钴铁钴铁钴渣13.0215.886.5-铁精矿0.2362.25-90.33结语 1)对原矿样选用石灰抑硫、优先浮铜工艺流程，在磨矿粒度为-0.074mm粒级占80%的条件下，可取得铜精矿含铜16.95%、铜收回率60.28%，硫钴精矿含钴1.17%、钴收回率64.26%的技能指标，钴能得到有用富集。2)浮选所获硫钴精矿的首要成分为黄铁矿，钴类质同象代替黄铁矿中的铁。这也是通过屡次精选，硫钴精矿含钴仅为1%左右的原因。3)对含钴1.17%、硫47.1%、铁40.07%的硫钴精矿选用焙烧-湿法浸出的办法进行富集，得到钴渣中钴的档次可达13.02%，浸出渣铁精矿中铁的档次可到达62.25%，钴得到很好的富集，而且硫能够制取硫酸，铁能够归纳收回。

随着我国钢铁工业的高速发展，国内铁矿石资源日益紧张，可利用的铁矿资源日益趋向于贫、细、杂。为提高我国铁矿石资源的自给率，缓解进口铁矿石的压力，需要研究开发利用大量的难选铁矿石。我国铁矿资源中硫、磷、二氧化硅等有害杂质含量高，杂质与有用铁矿物紧密共生，给铁精矿除杂造成了一定的难度。磷是钢铁冶炼过程中主要的有害元素之一，严重影响炼钢工艺和钢材产品质量。随着冶金工业的发展和新工艺的实施，对铁精矿的质量要求越来越高，对磷的含量也有严格的限定，因此铁精矿高效降磷迫在眉睫[1－3]。 目前国内外对难选低品位高杂质褐铁矿的选矿多采用强磁选－正浮选、弱磁选－强磁选－正浮选、分级－重选－细粒级浮选、絮凝－强磁选、反浮选－焙烧－弱磁选、焙烧－弱磁选－反浮选等联合流程[4]。 云南某褐铁矿石资源量好，铁矿物粒度嵌布复杂，含磷高，且泥化现象严重，属难选呆矿石，长期以来一直没得到开发。为了开发利用矿产资源，提高企业矿产资源自给率，企业方委托昆明理工大学对该矿石进行选冶试验研究。经一系列探索性试验研究，发现采用常规单一的强磁选，重选，浮选方法选别后得到的精矿铁品位很难达到48％以上，含磷却在0.8％以上。针对这种情况，研究了反浮选－磁化还原焙烧－超细磨磁絮凝的选冶联合工艺，最终获得了铁品位为69.57％，回收率为71.62％的铁精矿，其中含磷0.29％、含硫0.17％、含硅5.75％、获得了令人满意的技术指标。 一、矿石工艺矿物学研究 云南某铁矿是一个多期、多因、多类型叠加的具有复合特征的大型铁矿床，地质储量达19．94亿t，主要分为原生矿和氧化矿两大类别。氧化矿石分布于矿体露天，占总储量的16％，氧化矿石矿物组分以褐铁矿为主，分子式为2Fe2O3•3H2O，含量约占70％。矿石中的褐铁矿通常是多矿物的集合体，由针铁矿、纤铁矿、水针铁矿、水纤铁矿、以及含水的氧化硅、泥质等机械混人物组成。褐铁矿常呈不规则粒状、网状、胶状嵌布在石英中，由于矿物单体大部分粒度细小，彼此大多互相呈浸染状分布而不易区分；脉石矿物主要为石英和绿泥石，其次为胶磷矿和蒙脱石。褐铁矿粒度一般为0.004～0.15mm，最小为0.002mm。该矿石中的褐铁矿有两种成因类型，一种为沉积型褐铁矿，是在沉积岩形成的过程中形成，常以胶结物的形式分布于石英碎屑之间，中间常混入细小的蒙脱石、绿泥石。沉积型褐铁矿呈隐晶状集合体；褐铁矿的第二种成因类型为外生作用下经氧化水解形成褐铁矿集合体。这种类型褐铁矿的成分差异比较大，其中磷的含量也有较大的变化。石英嵌布粗细不均，产出粒度为0．015～1mm。矿石中有3种成因形成的石英，第一种为沉积形成的硅质岩后重结晶形成显微粒状的石英；第二种为石英碎屑；第三种为后生石英，粒度相对较大，常成脉状条带状分布。矿石中有害元素磷是以胶磷矿的形式存在，胶磷矿是由极细的磷灰石集合体构成，胶磷矿产出粒度为0.003～0.2mm。矿石中含磷较高，而磷并不是以独立矿物的形式存在，而是有90％以上呈类质同象和极细的机械混入物的形式存在于载体矿物褐铁矿中。 原矿主要化学元素分析结果如表1所示。从表1可见，原矿全铁含量为43.75％，杂质硅和磷含量较高，而硫含量较低。原矿铁物相分析结果如表2所示。从表2可见：原矿中主要含铁矿物为褐铁矿，褐铁矿之中的铁占69.10％，其它矿物中的铁很少。鉴于对原矿工艺矿学的研究以及在对类似铁矿石研究的基础上，曾得出单一的选矿或冶金都不是最佳的方法，只有通过选矿与冶金的有机联合，才能获得比较好的经济效益，以下研究工作主要思路：通过选矿的方法尽量降低原矿中磷的含量，同时要确保铁的回收率，再将所得脱磷粗精矿进行磁化还原焙烧－弱磁选或磁絮凝试验，最终得到合格铁精矿。 二、选矿工艺技术的研究 （一）强磁选流程试验 褐铁矿与脉石矿物的磁性差异较大，具备强磁选的分选条件，因此进行强磁选流程试验。将原矿磨至－0．074mm占90％，调解好冲洗水，给矿浓度及分选时间等条件后，在磁场强度为880kA／m下进行强磁选，试验结果见表3。从表3可见，强磁选作业得到的铁精矿品位和回收率分别为45.35％，69.03％，磷在精矿中有所富集。其原因是双重的。一方面，铁物相分析结果表明硅酸铁占有率为17.67％，这部分铁在强磁选中不能很好地回收。另一方面，由于原矿中磷灰石嵌布粒度非常细，无法使其与铁矿很好地解离，因而不能降低精矿中磷的含量，最终磷随铁精矿的富集而富集。原矿经磨矿后，铁矿物的粒度两极分化严重，使得部分细粒铁矿物又损失在尾矿中，因此强磁选作业并没有达到预先抛尾保铁降磷的效果。 （二）直接反浮选脱磷流程试验 在一定的浮选条件下，利用弱磁性铁矿物与磷灰石矿物表面性质的差异，采用阴离子捕收剂进行直接反浮选脱磷试验[5]，来达到“保铁降杂”的目的，下面对这一工艺的浮选条件及合理的药剂制度进行了探索性试验。 1、磨矿细度试验 磨矿细度对选矿的标影响非常大，对于细粒嵌布铁矿而言，磨矿不仅要使矿物达到单体解离的目的，同时不能使矿石泥化而影响分选指标。在矿浆自然pH为6.5的条件下，进行了磨矿细度试验。试验流程为一段反浮选脱磷粗选，试验结果见表4。从表4可见，随着磨矿细度的增加，铁精矿铁品位变化不大，但铁的回收率有所下降。磷品位有所上升，脱磷率不高。当磨矿细度增大后含磷矿物解离度会增加，同时褐铁矿也容易泥化，使得捕收剂选择性变差，此外由于含磷矿物基本上是以类质同象及极细的机械混入物的形式存在于褐铁矿中，通过细磨也无法使含磷矿物单体解理出来。综合考虑，反浮选磨矿细度－0．074mm占90％较为适宜。 2、Na2CO3用量试验 在磨矿细度为－0．074mm占90％下，为消除矿浆中Ca2+，Mg2+等有害离子的影响，同时反浮选脱磷宜在碱性矿浆中进行，试验采用Na2CO3调节矿浆pH值，进行Na2CO3用量试验，试验结果见表5。从表5可见，随着Na2CO3用量的增大，铁精矿中铁品位呈上升趋势，磷品位变化不大，铁回收率有所上升，尾矿中磷品位增大。综合考虑，Na2CO3用量6．5～7．4kg／t比较适宜，此时矿浆pH=9～10之间，铁精矿含磷0．75％，铁回收率为93．61％。 3、捕收剂种类试验 在磨矿细度为－0.074mm占90％，pH=9～10，新调整剂(1)240g／t，水玻璃4 000g／t，淀粉800g／t下，进行捕收剂种类试验，试验结果见表6。从表6可见，捕收剂M反浮选脱磷效果相对较好，M为脂肪酸类捕收剂按一定比例配制而成，当用量为600g／t时，得到精矿铁品位为44.86％，含磷0.74％，铁的回收率为93.23％。 4、二段反浮选脱磷试验 粗选条件探索性试验表明：一段反浮选脱磷后，槽内铁精矿含磷为0.74％，为进一步降低槽内铁精矿中磷的含量，进行了二段浮选脱磷试验，试验流程及条件如图1所示。试验结果见表7。   从表7可见，粗选2并没有使槽内精矿磷进一步降低，其尾矿含磷仍有0.84％，磷的脱除率低，同时损失近4个百分点的铁矿物回收率。因此通过多段反浮选来降低槽内铁精矿中磷含量的效果并不明显。此外，抑制剂及捕收剂用量探索性试验结果表明该矿石采用反浮选深度降磷的难度非常大，槽内精矿含磷在0．75％左右，铁矿物回收率在90％左右。 三、磁化还原焙烧工艺技术的研究 （一）焙烧温度试验 上述选矿工艺技术研究结果表明，整个作业磷的脱除率不高，铁精矿品位不到45％，含磷0．75％左右。为提高铁精矿品位，同时降低铁精矿中磷的含量，将脱磷铁精矿进行了磁化还原焙烧试验。磁化还原焙烧－弱磁选是在矿石中加入还原剂碳粉及助剂Na2CO3进行焙烧，使褐铁矿等弱磁性铁还原成强磁性铁矿物。助剂Na2CO3改变有害杂质的物相组成，然后采用弱磁选方法分选出铁精矿。影响焙烧的因素较多，主要有矿石性质、焙烧温度、焙烧时间、入烧粒度、焙烧气氛以及助剂种类和用量等。经一系列条件探索性试验后，确定了煤粉用量为15％，助剂Na2CO3用量为10％，焙烧时间为120min的条件。在最佳条件组合下，考察了焙烧温度的影响。脱磷精矿还原焙烧试验流程见图2，焙烧温度试验结果见表8。     从表8可见，在不同的温度下，脱磷精矿经磁化还原焙烧后，有5％～8％的烧失率，焙烧后铁品位能提高1％～3％。同时磷含量由0．75％上升到0．8％左右。还原焙烧温度对分选指标也有很大的影响，温度从800℃增大到1 070℃，精矿铁品位从51．52％升到63．80％，铁回收率从34．76％上升到74．31％。但铁精矿中磷品位含量超标。焙烧温度为1 070℃时，铁精矿含磷量也高达0．63％，试验中发现温度超过1 100℃后，矿石发生软熔，弱磁选作业铁回收率很低，因此取焙烧温度为1 070℃。 （二）磁絮凝试验 为降低最终铁精矿中磷的含量，对焙烧矿样进行超细磨以增大铁矿物与磷矿物的解离度，考虑到常规的弱磁选设备不能很好地回收细粒级铁矿物，试验中采用磁絮凝的方法来分选磁性矿物，同时进行了磁絮凝与磁选管对比试验。磨矿细度对磁絮凝的影响试验结果见表9。从表9可见，磨矿细度对磁絮凝指标影响比较大，随着磨矿细度的增加，最终精矿铁品位有所提高，磷含量明显降低。磨矿细度为38μm占90％时，磁絮凝精矿铁品位为68.06％，含磷0.3％，铁回收率为82.74％。同时通过表8数据对比可以看出，磁絮凝比磁选管能获得更高的铁回收率，精矿磷含量由0.63％降至0.30％；同时对38μm占90％的焙烧矿样进行了磁选管试验，在磁场强度为96kA／m下经1次粗选，最终铁精矿铁品位为70.12％、含磷0.28％、铁回收率为60.59％。这表明焙烧矿样经过超细磨后，增大了铁矿物与磷矿物的解离度，采用磁絮凝能很好地降低精矿中磷的含量。此外磁絮凝过程中微细粒铁矿物被外加磁场所磁化形成絮凝，进而增大了分选粒度，克服了弱磁选设备对微细粒铁矿物回收差的弊端，从而获得更高的铁回收率。 四、全流程试验 在以上试验的基础上，进行了反浮选－磁化还原焙烧－磁絮凝的全流程试验，试验全流程如图3，精矿主要化学元素分析结果见表10。试验结果表明，在反浮选－磁化还原焙烧－磁絮凝全流程试验中，可以获得品位为69.57％、回收率为71.62％的铁精矿。铁精矿含磷0.29％，含硫0.17％，含硅5.75％。 五、结论 (1)工艺矿物学研究表明：云南某褐铁矿铁石性质复杂、矿物粒度嵌布微细、泥化现象严重、含磷高、且大部分磷以类质同象和极细的机械混入物的形式存在褐铁矿中，属难选呆矿石。 (2)常规单一的强磁选、重选、浮选工艺对该矿石几乎没有分选效果。为此采用反浮选－磁化还原焙烧－超细磨磁絮凝的工艺流程处理该矿石，获得了铁品位为69.57％、回收率为71.62％、铁精矿含磷为0.29％、含硫为0.17％，含硅为5.75％，技术指标令人满意。 (3)超细磨－磁絮凝能很好降低精矿中磷的含量，提高精矿品位，同时解决常规弱磁选设备不能有效回收微细粒级铁矿物的问题。这一工艺为难选高磷铁矿石的提铁降杂提供了一种新的方法。试验中最佳参数的确定需要作进一步研究。 (4)随着矿石资源的日益紧张和对冶炼原料的要求越来越高，用简单的物理选矿工艺处理难选矿石变得越来越困难，寻求新的选矿工艺显得尤为重要。本研究为类似难选褐铁矿石的分选提供了一种新的思路。 参考文献 [1] 袁致涛，高太，印万忠，等．我国难选铁矿石资源利用的现状及发展方向[J]．金属矿山，2007(1)：1－6． [2] 褚  永，李玉平．国际铁矿石资源市场均衡价格探讨[J]．金属矿山，2008(2)：13－15． [3] 孙克己，卢寿慈，等．弱磁性铁矿石脱磷选矿试验研究[J]．中国矿业，1999(6)：61－64 [4] 孙炳泉．近年我国复杂难选铁矿石选矿技术进展[J]．金属矿山，2006(3)：11－14 [5] 胡为柏．浮选[M]．北京：冶金工业出版社．1997． [6] 罗立群，张泾生，高远扬，等．菱铁矿干式冷却磁化焙烧技术研究[J]．金属矿山，2004(10)：28－31．

云南硫化铅锌矿资源丰富、类型多。云南某铅锌矿系一黄铁矿型含银多金属硫化矿。首要金属矿藏为方铅矿、铁闪锌矿、黄铁矿。矿石具有原矿含银高(首要在方铅矿中)、锌矿藏为铁闪锌矿、矿石黄铁矿含量高的特色。研讨、开发、运用该铅锌资源对进步云南铅锌资源的运用率、对当地经济发展具有重要意义。 一、矿石性质 （一）矿藏组成 试样系一黄铁矿型含银多金属硫化矿，以黄铁矿、铁闪锌矿、方铅矿为主，其次为毒砂、黄铜矿、白铁矿及微量磁黄铁矿、褐铁矿等；脉石矿藏以石英、方解石为，其次为长石、白云母、绢云母等粘土矿藏及微量磷灰石等。矿藏相对量成果见表1，原矿多元素分析及各物相分析成果别离见表2和表3。 表1  矿藏相对量测定成果(质量分数)/%表2  原矿多元素分析成果(质量分数)/%表3　原矿藏相分析成果（二）首要矿藏的嵌布特征 方铅矿(PbS)首要呈粒状、块状产出。部分受应力作用，呈压碎结构。与铁闪锌矿、黄铁矿、方黄铜矿等亲近共生。一般粒度在0.20～0.02mm。方铅矿中包体矿藏首要有硫锑铅矿、铁闪锌矿、方黄铜矿及微量锌黄锡矿。也有呈细粒、细粒星散状不均匀嵌布在脉石中，粒度为0.02～0.001mm。 铁闪锌矿(Zn，Fe)S首要呈粒状、碎屑状、细密块状。首要与方铅矿、方黄铜矿、黄铁矿等亲近共生。孔隙较多。部分铁闪锌矿中有方铅矿、毒砂等包体。为粗细不均匀嵌布，一般产出粒度为10～0.04mm。适当部分的铁闪锌矿中有乳滴状方黄铜矿(包含少量黄铜矿)，呈固熔体别离结构。方黄铜矿粒度在0.01～0.0004mm。也有呈微细粒状。团絮状不均匀散布在脉石中，粒度在0.006～0.001mm。 黄铁矿(FeS2)多呈自形晶、半自形晶、碎屑状及他形不规则粒状。与方铅矿、铁闪锌矿、毒砂、黄铜矿等亲近共生。部分黄铁矿显碎斑结构及骸晶结构。少量黄铁矿与毒砂相互告知成连晶。在黄铁矿中有被告知的方铅矿包体，黄铁矿堆积体孔隙中嵌布有黄铜矿、铁闪锌矿、方铅矿及脉石矿藏等。脉石矿藏也有呈网脉状穿插在黄铁矿中。呈粗细粒不均匀粒状产出，一般粒度40～0.03mm。也有呈他形微细粒、斑驳状、叶片状、浸染状不均匀嵌布在脉石中，粒度在0.001～0.0005mm左右。 石英(SiO2)呈他形粒状，少量呈自形晶、半自形晶嵌布在其他脉石及金属矿藏。大都石英为细粒、微细粒集聚，其间有呈浸染状微细粒金属矿藏。产出粒度在3.8～0.02mm左右。 方解石(CaCO3)多为细粒、微细粒集聚成粒状、脉状产于石英等脉石及金属矿藏中。有的呈细粒星散嵌布在石英中。粒度在1.1～0.2mm左右，脉宽1.4～0.3mm。 银首要以天然银及硫化银等呈超显微包体(1μm以下)涣散在方铅矿、黄铁矿、铁闪锌矿、及脉石矿藏中，部分银呈固熔体状况存在。砷首要以毒砂方式存在，大都与黄铁矿共生、连生。 二、实验计划挑选 原矿性质考察成果标明，试料首要收回目标为方铅矿、铁闪锌矿及黄铁矿。方铅矿、铁闪锌矿及黄铁矿多呈细密状、浸染状，呈自形晶、半自形晶产出，适合浮选收回，故选定浮选对其进行研讨。 对试料进行了优先浮选、铅锌分混合浮选、等可浮探究实验。实验成果标明，优先浮选的成果显着优于铅锌部分混选和等可浮的成果。铅锌部分混浮流程反映出的首要问题是：铅锌混合精矿的别离，虽然选用了混合精矿再磨、混合精矿脱药，包含运用作为按捺剂等多种办法，其别离作用均难到达令人满意的程度；等可浮流程其目标虽优于铅锌部分混浮流程，但仍比优先浮选差。且操作较难操控，目标不易重现。故选用优先浮选计划。实验流程见图1。图1  实验流程 三、优先浮选实验 （一）磨矿细度实验 依照图1所示流程，磨矿细度对精矿档次和收回率的影响成果见图2。图2标明，跟着磨矿细度的添加，铅、银收回率略有进步，但档次呈下降趋势。当－0.074mm粒级含量不小于85%时，磨矿细度添加，锌档次、收回率添加；当－0.074mm粒级含量大于85%时，锌档次添加，锌收回率下降。归纳考虑，本实验磨矿细度挑选－0.074mm粒级占80%。别的，图2联系曲线还标明铅银之间呈正相关性。  图2　磨矿细度对铅锌精矿目标的影响 1－铅精矿铅收回率；2－锌精矿锌收回率；3－铅精矿银收回率； 4－铅精矿银档次；5－铅精矿铅档次；6－锌精矿锌档次 （二）铅循环粗选药剂条件实验 依据经历，挑选对黄铁矿有杰出按捺作用的石灰作为黄铁矿的按捺剂，挑选硫酸锌、钠组合作为铁闪锌矿的按捺剂，因为高碱环境，挑选捕收才能相对较强的丁黄药为捕收剂[1～4]，起泡剂为2#油。鉴于铅粗选药剂品种多，为考察药剂全体运用情况，确保药剂运用的归纳作用，且为节约实验本钱，进步实验功率，本铅循环药剂用量实验选用正交法(4要素3水平)。在磨矿细度为－0.074mm粒级占80%，2#油用量为36g/t时，挑选CaO、ZnSO4、NaSO3、丁黄药作为本正交实验的4个要素，每个要素的用量设置为3个水平(在探究实验的基础上进行)。实验流程如图1，实验组织见表4，实验成果见表5。 表4　铅粗选药剂实验组织(单位：g/t)表5　铅粗选药剂用量正交实验成果实验成果标明，多相目标较好计划为A2B2C1D3，即CaO，5kg/t；ZnSO4，1kg/t；Na2SO3，50g/t；丁黄药150g/t。按要求对此计划进行验证实验。验证实验成果标明，A2B2C1D3确为一较好计划。据此断定了终究铅粗选药剂用量。 （三）锌循环粗选药剂条件实验 与铅循环相同，锌循环粗选黄铁矿按捺剂、捕收剂、起泡剂仍选石灰、丁黄药和2#油，活化剂用硫酸铜。本实验选用正交法(3要素3水平)。2#油用量为48g/t时，挑选CaO、CuSO4和丁黄药作为本正交实验的3个要素，每个要素的用量设置为3个水平(在探究实验的基础上进行)。实验流程见图1，实验组织见表6，实验成果见表7。 表6　锌粗选药剂实验组织(单位：g/t)表7　锌粗选药剂用量正交实验成果归纳较好计划为A2B3C2，即CaO1.0kg/t；Cu2SO41.5kg/t；丁黄药50g/t。按此计划进行验证实验。验证实验成果标明，此计划确为一较好计划。据此断定了终究锌粗选药剂用量。 锌精选探究实验标明，锌精选作业无须加捕收剂、起泡剂。只须在锌精选Ⅰ加适量石灰即可。 （四）硫循环系统条件实验 锌尾矿中的硫选用浮选收回，浮选收回活化剂选用硫酸，捕收剂用丁黄药，起泡剂用2#油。依据实验成果，断定药剂用量为硫粗选：H2SO4，7kg/t；丁黄药，200g/t；2#油，48g/t；硫扫选：H2SO4，1kg/t；丁黄药，100g/t；2#油，36g/t。 （四）小型闭路实验 小型实验流程及药剂准则见图3，实验成果见表8。小型闭路实验进程安稳、成果牢靠，实验成果标明该工艺流程和药剂条件对该试料有着很好的适用性。图3  小型实验流程及药剂准则 表8  小型闭路实验成果四、结语 1、实验研讨成果标明，对云南某黄铁矿型含银铅锌多金属硫化矿选用优先浮选工艺处理可获得铅档次57.33%、铅收回率94.08%、银档次2201.72g/t、银收回率83.14%的铅精矿；锌档次48.28%、锌收回率88.38%的锌精矿和硫档次45.09%、硫收回率77.39%的硫精矿。 2、因为所选工艺没有精矿别离问题，药剂条件又人为地加大了矿藏间的浮选性质差异，为矿藏更好地分选发明了条件。实验研讨标明，本优先浮选工艺具有实验进程安稳、实验目标重现性好的特色，阐明该工艺对该矿石是适合的。 3、用正交法断定铅、锌粗选药剂的用量，不但可确保药剂运用的全体作用最佳，还可节约时间、节约实验经费、节约实验本钱，进步实验功率。 4、因为原矿含As高(1.09%)，在分选进程中，砷多在硫精矿中富集(首要以毒砂方式存在，大都与黄铁矿共生、连生)，黄铁矿的运用将取决于黄铁矿与砷矿藏的别离作用。 参考文献: [1] 胡熙庚.有色金属硫化矿选矿[M].北京:冶金工业出版社,1987.[2] 程德明.我国硫化铅锌矿选矿技能的现状与远景[J] .广东有色金属学报,1994(1):6 - 12. [3] 谢雪飞.高碱条件下归纳收回伴生银的研讨与实践[J].矿冶工程,2002(1):58 - 60. [4] 赵纯禄.铁闪锌矿浮选工艺进程的特性[J].有色金属(选矿部分) ,1995(5):4 - 7.44

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。