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。 

一、有机溶剂萃取法转型 （一）基本原理 1、莘取剂。钨萃取工艺中，常用的萃取剂主要为有机胺和季铵盐，在有机胺中又分为伯胺、仲胺和叔胺萃取剂。 在胺类萃取系统中，有机相一般由胺、相调节剂和稀释剂组成。作为相调节剂的有醇类、酮类和磷酸三丁酯（TBP），但大都用醇类，作为稀释剂的多用火油。上述三种溶剂的份额视萃取条件而定。某些萃取系统萃钨的功能见表1。 表1  某些萃取剂萃钨的功能注：N235－三烷基胺；N263－季胺盐。 在用有机胺时，先用无机酸（常用H2SO4）与有机相效果，使胺生成胺盐，例如用2～3mol∕L H2SO4效果，则：用H2SO4≥5mol∕L效果时，则：2、萃钨进程。先用无机酸（如H2SO4）将Na2WO4溶液酸化至pH＝2.5～3.0，钨以（HW6O21）5－、（H2W12O40）6－、（W12O39）6－等存在。当这些溶液与酸化后的叔胺触摸时，发作阴离子交流萃取反响。 关于叔胺萃钨（Ⅵ）的反响，在不同文献报导中有所不同，即萃合物中萃取剂与钨的摩尔比动摇于1∶3～1∶2之间。因而，有的作者提出了叔胺萃钨的通式，即在Na2WO4溶液pH＝1～3条件下，用体积比为：% Alamine336∶癸醇∶火油为7∶7∶86的有机相萃钨（Ⅵ）的通式为：依据Kim等的数据，在此pH值范围内，通式中钨的阴离子为（W12O40H2）6－、(W6O21H)5-（低钨浓度下）和（W12O40）8－。 当Na2WO4溶液中存在着硅、磷、砷和钼时，在溶液pH＝2.5～3.0的条件下，它们均与钨生成杂多酸阴离子被叔胺萃取，这样，不只玷污终究钨产品，并且还给萃取作业带来困难。例如杂多酸根（SiW12O40）4－、（PW12O40）3－、（AsW12O40）3－与叔胺生成的萃合物是密度大于1g∕cm3的黏性物质，当沉降到萃取器底部时会阻塞溢流口。因而，当有这些杂质时，先向料液中参加F－离子（以氟盐参加），以生成不被萃取的H2SiF6、HPF6等。 3、反萃进程。为了直接获得（NH4）2WO4溶液，工业上用（或含部分钨酸铵）反萃钨。关于不同的有机相萃合物组成，其反萃的反响别离如下：可见，虽然有机相中萃合物的组成不同，但都是1mol钨耗费2mol氮。所用的浓度一般为3～4mol∕L NH4OH，反萃终了的平衡水相应保持在pH＝8.5左右。 （二）工业实践 用叔胺萃钨的准则流程参见图1。图1  从粗Na2WO4溶液制取钨化合物准则流程图 叔胺萃钨工艺中各阶段的条件及目标见表2。 表2  叔胺萃钨工艺中各阶段的技能条件及目标阶段称号技能条件目标各物料组成萃取比较（o∕a）＝1，混合2～3min，温度25～40℃，3～5级逆流钨萃取率大于99%，萃余液中低于0.1g∕L WO3①有机相φ∕%：10叔胺＋10仲辛醇＋80火油，酸度（H2SO4）0.1～0.2mol∕L； ②Na2WO4料液：（WO3）90～100g∕L，pH＝2.5～3 ③萃取洗剂和反洗剂为纯水； ④酸化剂为（H2SO4）0.1～0.2mol∕L ⑤反萃剂为（NH4OH）3～4mol∕L萃洗比较（o∕a）＝4～5，混合2～3min，温度25～40℃，3～5级逆流洗出液中WO3含量低于0.5g∕L反萃取比较（o∕a）＝3（未计水相回流），混合10min以上，温度25～40℃，1级箱式回流反萃取率大于99%，反萃液中250～300g∕L WO3反洗比较（o∕a）＝4～5，混合2～3min，温度25～40℃，3～5级逆流洗出液中低于0.5g∕L WO3酸化比较（o∕a）＝5，混合2～3min，温度25～40℃，2～3级逆流    纳尔契斯克湿法冶金厂用萃取法处理白钨精矿苏镇压煮液的工艺条件、设备及成果如下。 工艺条件： 有机相φ∕%；20叔胺，20异辛醇，60火油； 料液组成／（g·L－1）；（WO3）45～55；（Mo）0.03～0.05；（SiO2）0.03～0.06；（F－）0.1；（NaCl）50～60。 设备。萃取和有机相的洗刷在带有分配器的脉冲填料塔中进行，反萃取在混合弄清器中进行。钛材脉冲塔直径1.6m，填料区高10m，有两个弄清区，脉冲频率50次∕min，振幅20min，塔总体积30m3，生产才能按两相总计为50m3／h。脉冲塔中的比较约为1。在塔上部用水洗刷，其比较（o∕a）为（5～10）∶1，从塔出来的富钨有机相流入第二个填料塔（不必脉冲）顶用稳定剂处理，塔直径为1.3m。反萃用的混合弄清器的混合室和弄清室别离为5m3和16m3。反萃后的有机相送至第三个填料塔（不必脉冲）水洗，塔直径为1.6m。 钨和其他成分在流程中的分配见表3。 表3  钨和其他成分在流程中的分配    （g∕L）美国联合碳化物公司用苏镇压煮所得的Na2WO4溶液为55～110g∕L WO3，2.1～4.5g∕L Mo，pH＝10.5～11.0。首要除掉钼。除钼后溶液含51. 8g∕L WO3，0.0012g／L Mo，0.75g∕L SiO2。有机相为5（V）%三癸胺－10（V）%十二醇－火油。在混合弄清器中3级逆流萃取。萃取比较O∕A为1，洗刷比较（O∕A）为 1∶0.75。然后用3mol∕L NH4OH反萃钨，比较（O∕A）为1∶（1～1.1）。将反萃液循环至（NH4）2WO4溶液中WO3浓度为225g∕L停止。这时反萃液中含0.4g／L SiO2以上。将溶液在55℃和2.7mol∕L NH4OH条件下弄清约1.5h，使SiO2沉积分出。萃取和反萃取均在50℃下进行。 中科院赵由才等曾研讨用伯胺及磷酸三丁酯（TBP）为萃取剂别离钨酸钠或钼酸钠溶液中的砷、磷、硅杂质，获得较满足的成果，估量被萃取杂质以杂多酸方式进入有机相，有待展开更多的作业。 二、离子交流法转型 乌兹别克斯坦某厂使用活动床经过AH－80П树脂将经典法净化所得的Na2WO4溶液转型为（NH4）2WO4，其准则流程见图2。图2  用AH－80П将Na2WO4溶液转型的流程 —树脂运动道路；----各种溶液运动道路 1－吸附柱；2－洗刷柱；3－解吸柱；4－再生柱：5－交流后液贮槽； 6－中和槽；7－（NH4）2WO4液贮槽；8－中和槽；9－过滤器 Na2WO4溶液含125g∕L WO3；0.01～0.08g∕L Mo；≤0.05g∕L P、As；115～135g∕L NaCl＋Na2CO3；pH＝2.5～3.0。溶液中钨主要以偏钨酸根离子形状存在。溶液由吸附柱1底部进入，AH－80П树脂（Cl－型）由上部进入吸附柱悬浮在溶液中并缓慢下沉，两者相对运动并进行离子交流进程，树脂与溶液的流比为1∶（4.2～5.0），吸附柱处理才能为0.2～0.45m3／（m2·h）。从吸附柱底部卸出的树脂当密度到达1.36～1.40g／cm3，则阐明已饱满送往洗刷，当密度小于1.36g∕cm3，则回来吸附柱持续吸附。树脂在吸附柱内与溶液触摸时刻达8～12h，交流后液含WO3 0.02g∕L，WO3吸附率达99.95%。饱满WO3的树脂在洗刷柱2内用pH＝2的水洗去Na＋后。再进入解吸柱3用15%～25%的解吸。解吸液中高浓度部分送蒸腾结晶APT，低浓度部分回来解吸。解吸后的树脂经60～80g∕L HCl再生成Cl－型后，进行再吸附。 依据测定当溶液中WO3浓度为15～20g／L时，AH－80П的全改换容量达1g干树脂吸附1610mg WO3，比经典的人工白钨酸分化再溶的工艺WO3回收率可进步1.3%～1.5%，耗费下降65%～70%，CaCl2耗费下降100%；电能耗费下降30%～40%。 在生产条件下，当用HNO3系统，则树脂亦可用BП－14K型。 三、沉积人工白钨－酸分化法转型 其实质是将净化除杂后的Na2WO4溶液首要参加CaCl2使Na2WO4转化为CaWO4沉积，而Na＋留在溶液中，然后完成了Na＋与WO42－的别离，反响为：生成的CaWO4（又称人工白钨）再与HCl效果转化为H2WO4，H2WO4进而用NH4OH溶解得（NH4）2WO4溶液。

硫酸铁是一种重要的化工原料，是水净化和湿法冶金的重要药剂。目前，硫酸铁的工业制造方法，主要是直接氧化或催化氧化硫酸水溶液中的硫酸亚铁，有的是用细菌加臭氧或氧气氧化，如加拿大专利CA－1018774公开了一种用于制造硫酸铁的连续细菌氧化工艺和设备，可将硫酸亚铁在细菌作用下，与硫酸和氧气反应转变为硫酸铁。另外，还有用硫酸水溶液浸出铁矿石或其与金属铁的混合物，所用氧化剂有H2O2、KC1O3、KMnO4、O2等，如日本专利J61－286228、286229是用硫酸与铁的氧化物反应，将得到的浸出液中的Fe2＋用O2或空气、H2O2、MnO2、NaC1O3氧化剂氧化，或以硝基氧化物催化氧化成Fe3＋。上述己有技术，由于是将硫酸与亚铁反应，需要的设备要求耐腐蚀性好，因此设备投资、维修费用高，同时氧化剂、催化剂消耗很多，工艺也比较复杂，从而限制了硫酸铁的生产和应用。本实验采用铁矿石为原料制备硫酸铁，由于铁矿石中含有许多有机杂质，如果直接酸浸，将影响硫酸铁的质量。故将铁矿石先进行缎烧然后再酸浸，同时考察了锻烧温度、锻烧时间、硫酸浓度、酸浸时间和液固比（硫酸与铁矿石质量比）对铁浸出率的影响，并确定了合理的生产工艺和操作条件。该法具有工艺简单、投资少、成本低的特点，可有效地综合利用铁矿石，治理环境污染。     一、实验部分     铁矿石取自湘潭某钢铁厂，经分析，其化学组成为：TFe 63.3％，FeO 0.25％，Fe2O389.94％，Al2O3 2.08％，SiO2 4.16％，CaO0.4％，其它3.17％。     主要仪器。DBJ一621型六联定时变速搅拌器；CS－501SP型超级数量恒温器；马弗炉。     实验方法。将研磨为－200目的铁矿粉放入马弗炉中，分别在600℃、700℃、800℃和900℃温度下煅烧一定时间，冷却后，取出备用。在常温常压下，将一定比例的铁矿粉和被稀释过的浓硫酸置于一个带有搅拌装置的500ml烧瓶中，然后在100℃条件下反应一段时间，冷却，过滤，即得含有Fe2（SO4）3的溶液。以H3PO4作掩蔽剂，用KMnO4滴定，测定Fe2＋浓度；以磺基水杨酸为指示剂，EDTA络合滴定法测出Fe3＋浓度。     二、结果与讨论     （一）煅烧温度对铁浸出率的影响 控制锻烧时间为2h，硫酸浓度为5mol/L，液固比为6∶1，酸浸时间为3h，考察不同锻烧温度对铁浸出率的影响，结果见表1。由表1知，当锻烧温度低于800℃时，铁浸出率随温度升高而增大；但当锻烧温度超过800℃时，铁浸出率随温度升高变化不明显。故较佳煅烧温度为800℃。 表1  煅烧温度对铁浸出率的影响煅烧温度/℃600700800900铁浸出率/%53.169.279.580.3     （二）锻烧时间对铁浸出率的影响     控制煅烧温度为800℃，硫酸浓度为5mol/L，液固比为6∶1，酸浸时间为3h，考察不同煅烧时间对铁浸出率的影响，结果如表2所示。由表2可知，随着煅烧时间的延长，铁的浸出率提高；但煅烧时间超过2h后，铁浸出率增大不明显。所以煅烧时间以2h为宜。 表2  煅烧时间对铁浸出率的影响煅烧时间/h0.5123铁浸出率/%35.362.578.780.4     （三）硫酸浓度对铁浸出率的影响     控制煅烧温度为800℃，煅烧时间为2h，液固比为6∶1，酸浸时间为3h，考察不同硫酸浓度对铁浸出率的影响，结果见表3。由表3可知，随着硫酸浓度的升高，铁的浸出率提高，当硫酸浓度超过5mo1/L时，铁的浸出率反而下降。这是因为硫酸的浓度过高，则反应系统的水分越少，反应就会不充分，铁的浸出率反而下降。因此，硫酸浓度控制在5mol/L为宜。 表3  硫酸浓度对铁浸出率的影响硫酸浓度/（mol/L）3456铁浸出率/%44.870.679.578.2     （四）酸浸时间对铁浸出率的影响     控制煅烧温度为800℃，煅烧时间为2h，硫酸浓度为5mol/L，液固比为6∶1，考察不同酸浸时间对铁浸出率的影响，结果见表4。由表4可知，随着酸浸时间的延长，铁的浸出率提高；但酸浸时间超过3h后，铁浸出率增大不明显。所以酸浸时间以3h为宜。 表4  酸浸时间对铁浸出率的影响酸浸时间/h1234铁浸出率/%51.570.378.779.1     （五）液固比（硫酸与铁矿石质量比）对铁浸出率的影响     控制煅烧温度为800℃，煅烧时间为2h，硫酸浓度为5mo1/L，酸浸时间为3h，考察不同液固比（硫酸与铁矿石质量比）对铁浸出率的影响，结果见表5。由表5可知，铁浸出率随液固比的增大而提高，因为液固比增大，液固接触机会增多，反而速率提高，因而铁浸出率提高，但液固比超过6∶1后，铁浸出率增大不明显。因此，液固比（硫酸与铁矿石质量比）控制在6∶1为宜。 表5  液固比对铁浸出率的影响液固比（硫酸与铁矿石质量比）4567铁浸出率/%58.375.179.179.7     三、结论     （一）由于铁矿石中含有许多有机杂质，如果直接酸浸，将影响硫酸铁的质量。故将铁矿石先进行煅烧然后再酸浸，其铁浸出效果会更好。     （二）当煅烧温度为800℃，锻烧时间是2h，硫酸浓度为5mo1/L，酸浸时间3h以及液固比（硫酸与铁矿石质量比）为6∶1时，铁的浸出率最高。     （三）以铁矿石为原料，按上述方法制备硫酸铁，具有工艺简单、投资少、成本低的特点，可有效地综合利用铁矿石，治理环境污染。

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

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。

氟锑酸为质子酸SbF5与HF的混合物，属于超强酸。SbF5能与氟离子形成正八面体形阴离子SbF6-。氢离子能自由运动，几乎不受束缚，因此该物质有强酸性，酸性达纯硫酸的二千亿亿倍。为已知物质中酸性最强的物质。氟锑酸或称六氟锑酸、六氟合锑酸,是氢氟酸和五氟化锑反应后的产物.以一比一的比例混合时成为现在已知最强的超强酸,实验证明能分解碳氢化合物,产生碳正离子以及氢气. 　　氢氟酸(HF)和五氟化锑(SbF5)反应强烈放热.HF会释放质子H+,然后氟离子F?会与SbF5形成八面体型的SbF6?阴离子.SbF6?是非配位阴离子,亲核性和碱性都很弱.于是质子实际上是"裸露"在水溶液中,使得混合物体系呈现极强的酸性,比纯硫酸要强2×10^19倍.氟锑酸结构　　用X射线晶体学研究两份HF-SbF5反应形成的结晶,发现化学式分别为[H2F][Sb2F11]和[H3F2][Sb2F11],都含有Sb2F11作阴离子.据估计,Sb2F11离子的碱性比SbF6还要弱,因此更加稳定.氟锑酸会与水起强烈甚至爆炸性的反应，而且它会与目前已知所有的溶剂反应。能溶解氟锑酸的溶剂有SO2ClF、液态二氧化硫及氟氯烃。盛HF-SbF5的容器可用特氟龙制造。 　　性状： 　　1、沸点：无（注意，混合物固定无沸点） 　　2、熔点：无（注意，混合物固定无熔点） 　　3、氟锑酸和发烟氟锑酸中均不含水，SbF5为溶剂，HSbF6及HF是溶质。故氟锑酸和发烟氟锑酸均为无色油状液体。 　　4、氧化性：因为其中含五价锑，故氧化性极强。

氟锑酸为质子酸SbF5与HF的混合物，属于超强酸。SbF5能与氟离子形成正八面体形阴离子SbF6-。氢离子能自由运动，几乎不受束缚，因此该物质有强酸性，酸性达纯硫酸的二千亿亿倍。为已知物质中酸性最强的物质。氟锑酸或称六氟锑酸、六氟合锑酸,是氢氟酸和五氟化锑反应后的产物.以一比一的比例混合时成为现在已知最强的超强酸,实验证明能分解碳氢化合物,产生碳正离子以及氢气. 　　氢氟酸(HF)和五氟化锑(SbF5)反应强烈放热.HF会释放质子H+,然后氟离子F?会与SbF5形成八面体型的SbF6?阴离子.SbF6?是非配位阴离子,亲核性和碱性都很弱.于是质子实际上是"裸露"在水溶液中,使得混合物体系呈现极强的酸性,比纯硫酸要强2×10^19倍.氟锑酸结构　　用X射线晶体学研究两份HF-SbF5反应形成的结晶,发现化学式分别为[H2F][Sb2F11]和[H3F2][Sb2F11],都含有Sb2F11作阴离子.据估计,Sb2F11离子的碱性比SbF6还要弱,因此更加稳定.氟锑酸会与水起强烈甚至爆炸性的反应，而且它会与目前已知所有的溶剂反应。能溶解氟锑酸的溶剂有SO2ClF、液态二氧化硫及氟氯烃。盛HF-SbF5的容器可用特氟龙制造。 　　性状： 　　1、沸点：无（注意，混合物固定无沸点） 　　2、熔点：无（注意，混合物固定无熔点） 　　3、氟锑酸和发烟氟锑酸中均不含水，SbF5为溶剂，HSbF6及HF是溶质。故氟锑酸和发烟氟锑酸均为无色油状液体。 　　4、氧化性：因为其中含五价锑，故氧化性极强。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。

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。

焦锑酸钾 中文别名: 焦锑酸钾四水; 四水合焦锑酸钾; 酸性焦锑酸钾    英文名:Potassium pyroantimonate     英文别名: Potassium acid pyroantimonate(V); Potassium antimonate; Patassium pyroantimonate acid   分子式: K2H2Sb2O7.4H2O 分子量: 507.77第一种是白色颗粒或结晶粉未，包装为内层塑料袋，外层编织袋，净重25KG。此种产品易溶于热水，难溶于冷水。主含量：K2H2Sb2O7.4H2O%;Sb2O563% 。第二种为凝胶状产品，此状态的产品为我厂研制出的新产品，焦锑酸钾被约10-20%的水基保护起来，极易溶于水，又便于运输。当产品在水中稍为加热即可溶解，且冷确后不易重新析出。包装为铁箍园纸桶双层塑料袋包装，净重30KG25KG。主含K2H2Sb2O7.4H2O%:80-90%；Sb2O5%：50-58%；水份：10-20%。焦锑酸钾的生产方法，它是将含三氧化二锑[有色商机 : 三氧化二锑价格]物质置入氢氧化钾溶液中，再置入双氧水进行氧化还原反应；再在反应液中加入醇类物质作为分离剂，将反应液中的液、物分离，得到的沉淀物烘干、粉碎后得成品。本发明解决了焦锑酸钾溶液中物、液难以分离的问题，使得焦锑酸钾成为独立产品得以实现。本发明具有工艺简单，易于实现，产品纯度高、易使用，生产成本低，生产过程无污染的特点。 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。

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。

一、前语纯度为 99.9％～99.99％的钴 现已广泛运用于磁性材料、超级合金的制作，99.999％乃至更高纯度的钴则用来做为先进电子元件的靶材。钴靶材中的杂质会影响电子器件的运用功用：碱金属（如 Na，K）、非金属（S，C，P）等杂质能够在半导体之间搬迁，然后影响其功用；Fe会导致电子器件磁功用的不一致；Ti，Cr，Cu元素会影响半导体元件的导电功用；气体杂质（如 O）能够添加半导体元件中的Co和 CoSi2的电阻；Ni会影响半导体的界面功用；放射性元素如U，Th能够辐射出α射线，使半导体失效。因而，研讨高纯钴的制备办法对进步钴靶材的质量有着重要的含义。 在国际上，1956年美国矿业局（Bureau of Mines）初次制备出纯度为 99.99％高纯钴。K.K.Kershner等人通过阳离子交流法和沉淀法除掉四合钴（Ⅲ）盐溶液中的铁、铜、镍等杂质，终究选用阴极电解法制备出高纯钴。跟着离子交流法的开展和高效萃取剂 P507，Cynex272，Cynex301等的呈现，钴溶液提纯技能得到长足开展。美国、加拿大、日本、韩国等国在钴提纯技能上进行了很多研讨工作 ，其间以日本最为杰出。日本 JMc公司于 1997年开端出产高纯钴 ，现有 99.998％高纯钴产品。日矿（Nikko）公司和 日本株式会社化学研讨现已出产出99.999％的高纯钴 ；日本 Furuchi公司出产的高纯钴能够到达 99.999 5％（分析 70种杂质元素），是现在报导中纯度最高的。 在国内，1961年上海有色金属的研讨所以粗钴为质料 ，用次溶液除镍，以离子交流除铝和锌 ，中和水解法除铁，制备高度纯洁的氯化钴溶液进行电解精粹，获得 99.99％高纯钴。金川镍钻研讨设计院的申勇峰等以l#电解钴为质料选用电溶 、离子交流法除掉溶液中的杂质离子电解提纯后的溶液，得到 99.994％的高纯钴。此外北京有色金属研讨总院和北京矿冶研讨总院也正在进行高纯金属的研讨工作。金川有色金属公司是我国镍钴首要出产基地，钴产值居全国之首，并且出产技能也代表了我国最高水平。其选用粗钴阳极隔板膜电解法出产出纯度大于 99.98％的电解钴 ，到达 1#电解钴的标准。 国外首要选用离子交流法除掉溶液中大部分杂质离子，然后通过电解得到金属钴，再选用区域熔炼、电子束熔炼等手法进一步提纯得到高纯钴。国内研讨工作首要会集在离子交流和电解精粹上，现在还没有扩大化出产的报导。 二、高纯钴的制备制备高纯钴的质料是工业电解钴、钴盐等，运用的冶金办法首要有湿法冶金、火法冶金、电化学冶金等。制备进程分为钴盐溶液净化和钴金属精粹 2个阶段：第 1阶段首要选用湿法冶金办法，如溶剂萃取、离子交流、膜别离、电解等，用以除掉粗钴溶液中的大多数金属杂质，首要是镍、铜、锌、铁等杂质，并经电解得到金属钴；第 2阶段首要选用火法冶金办法，如区域熔炼、真空脱气等，用以进一步脱除金属钴中的碱金属、碱土金属、非金属气体杂质，终究得到高纯金属钴。 （一）钴盐溶液的净化 1、溶剂萃取法溶剂萃取法是运用杂质离子在有机相和水相之间的分配比不同到达别离杂质的意图。Ritcey等在20世纪 70年代研讨了运用 D2EHPA进行钴、镍别离的工艺。N.B Devi研讨了硫酸盐系统中选用D2EHPA，PC88A，Cyanex272萃取 Co的行为，并评论了比较、皂化率对萃取因子的影响。M.V.Rane选用 LIX84从废旧的催化剂中萃取钴，然后用沉淀法除铁和铝 ，得到了纯度大于 99.9％的钴 。N.V.Thakur等选用 P204和 P507完成了钴与镍、铜等杂质的别离。 Wang Guangxin等选用溶剂萃取法和离子交流法净化钴溶液，然后经电解得到金属钴，其成果见表 1。能够看出，溶剂萃取法对大多数金属离子有很好的除杂作用，但对铜、锌、钛、铅等金属离子反而起了富集作用。溶剂萃取法适用于大规模提纯钴溶液，但在制备高纯钴方面作用却不显着。 表1  离子交流和溶剂萃取后的杂质含量（×10－4％）注：①溶剂萃取－电积工艺；② 离子交流－电积工艺；③ 溶剂萃取－4次离子交流－电积工艺。 2、离子交流法离子交流法是运用离子交流树脂的功用基团和溶液中杂质离子的交流、解析才能的差异到达别离的意图。K.Mimura等选用阴离子交流法净化钴溶液，再经电解、电弧熔炼、电子束熔炼得到纯度为99.999 7％的高纯钴。Nagao等选用阴离子交流法除掉 Fe，Zn，Sn，Ni，Ca，Mg，Na等，然后选用有机胺萃取别离其它杂质，得到的高纯钴盐溶液经结晶、枯燥后复原得到高纯钴粉，其间的Fe，Zn，Sn，Ni，Ca，Na，Mg含量都低于 0.000 l％。 钴盐溶液中的铜在酸性条件下始终能弱吸附在树脂上，难以与钴别离。为处理铜的共吸附问题，Masahito等将钴溶液 中的 Cu2＋复原为 Cu＋，再选用阴离子交流树脂除掉Cu＋（Co2＋不被吸附），净化后的高纯 CoCl2溶液结晶、枯燥后经复原得到纯度为 99.999 7％的金属钴（RRR=207），成果见表2。由表 2可见，铜杂质含量低于 0.000 005％。 表2  阴离子交流法制备的高纯钴中的杂质含量（×10－4％ ）离子交流法对 Zn，Mo，W，Cu的别离作用并不显着，对铅有显着的富集作用。 3、萃取色层法萃取色层法是运用吸附在大孔树脂上的萃取剂对溶液中离子的挑选性萃取到达别离意图。刘扬中等研讨了添加配位剂基乙酸 ，以替代传统的树脂转型办法进行萃取色层法净化钴溶液。他们调查了淋洗液 pH值、进样量及料液中Co、Ni比等要素对别离的影响，在 pH值为 3.40的条件下用5 g萃淋树脂完成将钴、镍质量比在 1～100范围内溶液中的钴、镍（总量为 1.6 mg）彻底别离，并研讨了基乙酸的配位、缓冲作用对别离进程的影响。 周移等将 P507萃淋树脂转型为 Mg型 ，进步了对 Co2＋的萃取才能 ，完成了钴与镍的彻底别离 ，并进步了柱子运用寿数。周春山等选用转型后的 P204萃淋树脂以 pH值为 2.5的一钠为淋洗液，完成了钴与铜、锌、锰、铬等金属离子的彻底别离。刘展良等具体研讨了 HCl系统中 Zn、Ca、Mg、Fe、Co、Ni和稀土离子在 P507萃淋树脂上的淋洗行为，并探讨了 Fe3＋在柱床上或许存在的反响 机理。萃取色层法既具有液一液萃取中萃取剂的高度挑选性 ，又具有离子交流色层别离的多级性，在别离性质附近的元素上有着优 良的功用，因而在湿法冶金中遭到越来越多的注重。一起萃取色层也存在一些 本身的缺陷 ，如柱子萃取容量比较低 ，萃取剂简单丢失 ，寿数相对较短等。进步柱子的萃取容量，战胜萃取剂丢失，开发挑选性更好的萃取剂是往后萃取色层法获得重大突破的要害。4、膜别离法膜别离法是运用液膜能够挑选性地透过离子并在水相富集而到达别离的意图。Jerzy等选用支撑液膜和大块液膜做载体 ，D2EHPA做萃取剂别离钴和镍 ，探讨了溶液酸度 、膜离子载体浓度、金属离子浓度对别离成果的影响。 Li Longquan等研讨了乳化液在硫酸系统中别离钴、镍的进程。他们选用 EDTA作为掩蔽剂掩蔽料液中的镍离子，以P204的乳化液膜作为载体从硫酸盐系统中收回钴。通过调查 pH值、别离时刻等要素，断定了最佳的别离条件。 虽然膜别离法具有高的挑选性和传质快等长处，但因膜的稳定性差、本钱较高级原因，现在还处于实验室中试阶段。5、电解法钴电解是在酸性钴盐溶液中进行的。电解液的组成、浓度、酸度、温度、电流密度等条件应该严格控制。因为溶液中的Cu2＋，Cu＋，Sn2＋，Ni2＋，Pb2＋，As3＋等杂质离子的电势比钴高（正）或许和钴挨近，在电解时会与Co2＋一起分出；电势比钴更低（负）的金属离子如 Fe，Mn，Zn，Na等杂质离子的存在对钴的质量影响不大，但含量较高也会带来必定的损害。因而要严格控制溶液中的杂质离子含量。 净化后的钴溶液中溶解的少数萃取剂会添加金属钴的杂质含量经活性炭处理得到的电积钴中的 C，O，N，H含量大大下降，见表3所示。 表3  活性炭处理后电积钴的杂质含量（×10－4％）注：① 溶解的有机相用经6 mol／L的HCl处理过的活性炭除掉，经电解、EBM后得到的数据；② 进程相似Example 2经电积得到数据，运用的活性炭未经酸处理；③ 进程相似 Example 2，经电积得到数据，溶液未经活性炭处理。 Isshiki等选用聚乙烯电解槽，用直径为1 mm的高纯钴丝（99.998％）做 阴极，用铂板做阳极，电解高纯 COC12溶液得到直径 5 rain的钴棒。 Shindo等选用离子交流法除掉溶液中的杂质，然后经屡次电解和电子束熔炼得到金属钴 。屡次电解和电子束熔炼后的杂质含量见表4。 由表4能够看出，电解能够别离 Ni，Fe，K，U，Th等杂质，屡次电解精粹能够进一步下降杂质含量；电解精粹后的电子束熔炼能够有用去除Na杂质。 表4  钴电解精粹和电子束熔炼后的杂质含量（二）钻金属精粹为脱除金属钴中剩余的碱金属杂质和部分气 体杂质 ，电解得到的金属钴还需要通过火法精粹。常用的办法有电子束熔炼 、区域熔炼等。区域熔 炼是依据杂质元素在液态和固态平分配系数的差 别，使金属得到提纯。可是 ，对分配系数挨近 1 的元素，如 Fe，Ni，Co，Cr，Mn，A1，Cu，Si很难用区域熔炼法相互提纯。电子束悬浮区熔是制 备高纯金属常用的办法，它能够成长完好的单晶，显着进步金属的 RRR值，如表 5所示。通过区域 熔炼后 ，金属钴的 RRR值分别由236和 116进步到 334和 245。 表5  不同工艺下杂质含量及RRR值的改变（×10－4％）注：A，CoCl2质料；B，氢复原钻；C，电解＋6次电子束悬浮区域熔炼；D，氢复原＋4次电子束悬浮区域熔炼；E，氢复原＋8次电子束悬浮区域熔炼 ；F，氢复原－处理＋4次电子束悬浮区域熔炼。 Miller等运用真空脱气烧结法使金属钴中的Zn，Cd，S，O，C等杂质元素含量显着下降，成果如表6所示。 由表6能够看出，真空脱气烧结法能够有用地脱除金属中的 C，O，N等非金属杂质 ，但关于金属杂质作用并不显着。 表6  真空烧结脱气作用（×10－4％）三、结语 单一的提纯办法无法满意制备 5N以上高纯钴的要求。溶剂萃取法对大多数金属离子有很好的作用的，但对 Ni，Cu，Zn等金属离子的别离作用相对较差；膜别离法存在稳定性差 、本钱高的缺陷。离子交流和萃取色层法对别离性质附近的元素上作用杰出 ，但存在容量低一级问题。火法精粹进程中，区域熔炼可去除金属钴中的碱金属、碱土金属和气体杂质，并有利于生成纯度高、值大的完好钴单晶。因而，制备 5N以上的高纯钴合理的工艺流程为：首要选用离子交流或萃取色层法除掉钴盐溶液中的镍、铜、铁、锌等杂质，然后选用电解进一步除掉 Ni，Fe，K，U，Th等杂质得到高纯金属钴，终究选用区域熔炼除掉其间的碱金属和蒸气压较大的杂质，得到晶型完好的高纯钴产品。

氧化铜是初中化学课本中一种普遍的化学药品，氧化铜的性质稳定，用途广泛，在化学试验中利用率高。那当我们在使用氧化铜药品时，除了购买后直接使用之外，有什么办法可以直接制备氧化铜呢？制备氧化铜需要的实验用品： 金属 铜粉、氧气、酒精灯灼热的 金属 铜和氧气反应，就会生成氧化铜。2Cu+O2 =灼热= 2CuO  这个就是实验室制备氧化铜的方法。

焦锑酸钾 中文别名: 焦锑酸钾四水; 四水合焦锑酸钾; 酸性焦锑酸钾    英文名:Potassium pyroantimonate     英文别名: Potassium acid pyroantimonate(V); Potassium antimonate; Patassium pyroantimonate acid   分子式: K2H2Sb2O7.4H2O 分子量: 507.77第一种是白色颗粒或结晶粉未，包装为内层塑料袋，外层编织袋，净重25KG。此种产品易溶于热水，难溶于冷水。主含量：K2H2Sb2O7.4H2O%;Sb2O563% 。第二种为凝胶状产品，此状态的产品为我厂研制出的新产品，焦锑酸钾被约10-20%的水基保护起来，极易溶于水，又便于运输。当产品在水中稍为加热即可溶解，且冷确后不易重新析出。包装为铁箍园纸桶双层塑料袋包装，净重30KG25KG。主含K2H2Sb2O7.4H2O%:80-90%；Sb2O5%：50-58%；水份：10-20%。焦锑酸钾的生产方法，它是将含三氧化二锑物质置入氢氧化钾溶液中，再置入双氧水进行氧化还原反应；再在反应液中加入醇类物质作为分离剂，将反应液中的液、物分离，得到的沉淀物烘干、粉碎后得成品。本发明解决了焦锑酸钾溶液中物、液难以分离的问题，使得焦锑酸钾成为独立产品得以实现。本发明具有工艺简单，易于实现，产品纯度高、易使用，生产成本低，生产过程无污染的特点。 

环烷酸稀土 　　英文名称：Rare earth naphthenates 　　英文别名：Naphthenic acids rare earth salts 　　组 成：本品是镧系元素中以全铈为主的轻稀土生成的羧酸盐。 　　技术指标： 　　牌 号 ZHR-4 ZHR-8 　　外观 棕黄色均匀液体 棕色粘稠液体 　　金属 含量， % 4±0.2 8±0.2 　　溶剂中溶解性 全溶 　　溶液稳定性 透明无析出物 　　特 特 性： 本品是一种新型无毒催干剂，不仅具有普通催干剂变价性能，而且有配位性，能有效地促使醇酸树脂的实干。在涂膜干燥速率、硬度、耐溶剂方面均优于传统催干剂，可替代钴以外的全部催干剂，其用量一般是配方中除钴催干剂以外，其它催干剂总和的50~80%；稀土催干剂在醇酸漆中使用效果要比在脂胶、酚醛漆中好。 　　用 途： 主要用于醇酸清漆、磁漆等气干型油漆制造。 　　建议用量： 0.2-0.5%（ 金属 对树脂固体份），与钴配合，用量是钴（ 金属 ）的5-10倍。 　　包 装：200升铁桶装，4 %每桶净重170㎏，8%每桶净重180㎏。 　　贮 存 期：自生产之日起，有效贮存期为一年。更多有关环烷酸稀土的内容请查阅上海 有色 网

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。

在硫酸法钛出产中，第一步就是先把固体的钛铁矿经过酸分化制备成可溶性钛的硫酸盐溶液，一起钛铁矿中的铁和大部分金属杂质也变成可溶性的硫酸盐，以便今后将各种杂质别离。因为偏铁酸亚铁(钛铁矿)是一种弱酸弱碱盐，用强酸(H2SO4)与它反响基本上是不可逆的，反响能够进行得比较彻底。     钛铁矿的酸分化(简称酸解)有干法和湿法。干法是把磨细后的钛铁矿与硫酸混合进行加热、焙炒，待分化完结后加水稀释浸取，取得钛的硫酸盐溶液。该法不能进行大规模的工业化出产，现在在实验室中制备钛的硫酸盐溶液有时还用这种办法。     湿法就是现在遍及选用的硫酸法。湿法从开展的前史来看，曾有过5种不同办法:即液相法、固相法、两相法、加压法和接连法。     液相法:反响一直在液相状态下进行。在这里，硫酸(有用酸)浓度与钛总含量之比值非常重要叫做酸比值，一般以F来表明。选用55%~65%的硫酸酸比值较高(F值3~3.2)，所以得到的钛液绝大部分以正硫酸钛—Ti(SO4)2的方式存在。该办法因为反响时间太长，耗酸、耗蒸汽多，加上F值太高形成今后水解困难，水解率低，工业出产一般不选用此法。实验证明液相法的硫酸浓度即便只要10%，也能取得硫酸钛溶液，但反响时间更长，因为10%硫酸的沸点只要10℃，在98℃下反响8h，酸解率只要30%。     两相法:两相法选用的硫酸浓度为65%~80%，F值操控在1.8~2.2之间，操作时先把硫酸加热至120℃左右，然后参加矿粉持续拌和加热到150~200℃，主反响3h，反响物为糊状物，接着冷却、加水浸取坚持必定的悬浮液浓度，至酸解率到达85%~90%时停止。两相法虽比液相法耗用硫酸少，但反响时间长，酸解率低仍不经济。     固相法:该法是现在硫酸法钛工厂遍及选用的办法，因为它与前两种办法比较具有反响温度高、反响进程短、耗用硫酸少的长处。用这种办法出产的硫酸浓度一般在85%~95%，反响剧烈、敏捷，因为浓硫酸的沸点高，最高反响温度可高达200~250℃，反响一般在5~15min内即可完结，反响放出很多的热，因而动力较省，耗酸也较少，F值一般操控1.7~2.1，所得产品为多孔的固相物，简单加水浸取，酸解率一般能够到达95%以上。     加压法:选用20%~50%浓度的稀硫酸，在一耐腐蚀的受压设备中进行，一般出产人工金红石或电焊条用的金红石有时选用此种办法。     接连法:该法运用和20%硫酸的混合酸，先制得半流体状的反响物，然后再高温固化。加压法、接连法对反响设备的原料要求很高，操作杂乱，在工业化钛出产中没有采用。