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： 

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

碲　　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。

矿石的矿物组成及结构构造：    矿石中的矿物组成有30多种，主要金属矿物为磁铁矿。硫化物以黄铁矿、黄铜矿为主，矿石结构以半自形-他形晶粒状结构为主。矿石中有益组分有：铁、铜、钴、镍、金、银。有害组分主要有：硫、磷、砷等。 以某铁矿为例：选别作业采用的是先浮选后磁选工艺。浮选作业又包括混合浮选和分离浮选2个作业。磁选又分为单一弱磁选和弱磁-中磁-强磁选两种流程。    铜硫混合浮选作业共分4个系列，每个系列有20m3浮选机12槽、6A浮选机10槽（四系列6A浮选机12槽）。二次球磨分级溢流先由20m3浮选机进行粗选，粗选精矿再由6A浮选机进行两次精选，精选精矿即为铜硫混合精矿。铜硫混合精矿由砂浆泵送8#浓缩机浓缩脱药，粗选尾矿由砂浆泵送弱磁选选铁。     铜硫分离浮选有2个系列，一个系列生产，一个系列备用。有6A浮选机4排共48槽。铜硫混精经8#浓缩机脱药后，由砂浆泵送入一排14槽（或18槽）6A浮选机粗选、一次扫选，粗选精矿再由另一排8槽6A浮选机两次精选，精选精矿即为铜精矿，由砂浆送入6#浓缩机，扫选尾矿为硫钴精矿，由砂浆泵送入7#浓缩机。具体浮选流程如下：

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。

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。 

一、铜、铅、锌硫化矿的可浮性 1、铜矿藏的可浮性 (1)黄铜矿CuFeS2，含Cu 34.57%。斑岩铜矿。 捕收剂：初级黄药、黑药。机理：化学吸附，与铜离子作用生成黄原酸铜;物理吸附，以双黄药方式吸附与Fe3+离子表面。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]，均在碱性介质中运用。H2O2、NaClO经过过氧化作用而下降其可浮性，在酸性介质中运用。 活化剂：CuSO4。 (2)辉铜矿和铜兰的可浮性(归于次生铜矿) 辉铜矿Cu2S:含Cu 79.83%，天然可浮性最好。 铜兰 CuS:含Cu 64.4%，天然可浮性很好。捕收剂：初级黄药，黑药，PH值1~13。 机理同上。按捺剂：Na2OS3、Na2S2O3、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]、Na2S，均在碱性介质中运用。 按捺作用较差。特色：这两种矿藏均性质较脆，磨矿易泥化，溶解性也相对较大，收回率较低，矿浆中的[Cu2+]离子含量高，形成按捺困难，且简单活化其它矿藏，致使浮选选择性差。 (3)斑铜矿 Cu5FeS4，Cu含量 63.3%，可浮性介于上述(1)、(2)两种矿藏之间。 捕收剂同上，PH值5~10。按捺剂：CN-、石灰在碱性介质中运用。一般规则：1)凡不含铁矿藏，可浮性类似，CN-、石灰对它们的按捺弱。2)凡含铁矿藏，CN-、石灰在碱性介质中能够按捺其可浮性。 3)含铜量越高，可浮性越好。 2、铅矿藏的可浮性 代表性矿藏为方铅矿。PbS含Pb 86.6%，立方晶体结晶，天然可浮性较好。 捕收剂：1)PH值 10.5后方铅矿受必定的按捺。 捕收机理为化学吸附，产品为黄原酸铅。按捺剂：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)、Na2S、CaO。按捺后的活化：诺克斯试剂按捺用HCl或酸性介质顶用NaCl活化，后者在酸性介质顶用CuSO4活化。CN-无按捺作用。(含铁时在外)。 3、闪锌矿ZnS，含Zn量67.10%。 天然可浮性较1、2均弱。 捕收剂：用Cu2+活化后，用黄药捕收。未活化则黄药无效。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。特色：常有Fe及Cd呈类质同象混入。形成可浮性下降，使按捺更简单。其间Cd需收回，现在Cd均来自从闪锌矿中的收回。 4、铁硫化矿藏的可浮性 1)黄铁矿的可浮性 FeS2，含S 53.4%。 有必定的天然疏水性，但不充沛，其表面恰当氧化后有利于黄药捕收。过度氧化则可浮性下降。 捕收剂：在弱酸性介质中，用黄药捕收。机理：电化学吸附机理。黄药首要被氧化成双黄药，黄药中的孤对电子和Fe2+离子的空轨迹结合，经过孤对电子的给予黄药吸附在矿藏表面。 按捺剂：石灰，。活化剂：石灰按捺用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附; 按捺用硫酸铜活化。 2)磁黄铁矿 Fe1-xS，x：0.1~0.2，其可浮性弱于黄铁矿，用高档黄药捕收，按捺剂同黄铁矿。 二、铜、铅、锌、硫的别离(各种硫化矿的简称) 1、铜硫别离办法：取决于矿石性质。主要有下列两种办法。 1)优先浮选：适用于细密块状矿石，在比较粗的磨矿粒度条件下Cu与S能充沛单体解离。次序：按捺硫先浮铜。2)混合浮选：适用于矿石中Cu与S结合严密，Cu与S的集合体粒度较粗，而单体矿藏粒度较细时，用混合浮选先甩出合格尾矿，再把Cu与S混合精矿再磨脱药，再选别离。条件：Cu的捕收剂为黄药或黑药，石灰做pH值调整剂及铁矿藏的按捺剂，必要时参加辅佐按捺。活化剂：只要石灰按捺，用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附;合作按捺后用硫酸和硫酸铜活化。 2、铅、锌别离优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收方铅矿。 捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。 活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 3、铜、锌别离优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收铜矿藏。别离难度大于2的铅锌别离，应加强对锌的按捺。 捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。 活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 4、铜、铅别离 一般为铜铅的混合精矿别离，先脱药，再优先浮选。 脱药办法：机械法，再磨脱药，拌和洗刷脱药，Na2S脱药，活性炭吸附脱药，加温，焙烧等。1)按捺铅浮铜 适用于次生铜矿，Cu2+离子溶解较多不易按捺的状况。 按捺铅：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)和Na2S合作运用;或氧硫法：1)SO2(或)+淀粉;2)，;3)硫代硫酸钠+或硫酸亚铁;4)碳酸钠十硫酸亚铁。2)按捺铜浮铅适用于原生铜矿。捕收剂：黄药、黑药，PH值9~9.5，用CaO调整。 按捺剂：及其代替按捺剂。或加温脱药按捺铅40~70℃(PH值≤7)。 5、锌、硫别离 选用按捺硫，浮选锌的流程。 捕收剂：黄药，锌必须经硫酸铜活化。

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%。

我国铝土矿资源丰富，已探明的铝土矿储量达23亿t。其间含硫高的一水硬铝石型铝土矿储量达1.5亿t，占总储量的11.0%左右。这类矿石以中高铝、中低硅、高硫、中高铝硅比矿石为主，且此类矿石高档次所占份额大，需加工脱硫才干运用，因而研讨经济合理的脱硫办法，具有巨大的潜在工业含义。       在氧化铝出产流程中，铝土矿中的硫不只构成Na2O的丢失，并且溶液中S2－进步后会使钢材遭到腐蚀，蒸腾和分化工序的钢制设备因腐蚀而损坏，添加溶液中铁含量。在拜耳法出产氧化铝过程中假如铝土矿中硫的含量超越0.3%，就能导致氧化铝档次因铁的污染而超支，别的还能使氧化铝的溶出率下降。跟着氧化铝工业的不断发展，科学研讨者对脱硫办法进行了许多的研讨工作，但效果及运用均不尽人意。因而有必要对高硫铝土矿进行进一步脱硫研讨，到达拜耳法氧化铝厂对铝土矿含硫的要求。       铝土矿中硫首要以黄铁矿（FeS2）办法存在，因为黄铁矿简略用黄药等捕收剂浮选，而含铝矿藏以氧化物和氢氧化物办法存在，亲水，不易被黄药捕收，因而，浮选用黄药理论上简略完成黄铁矿和含铝矿藏的别离。用浮选的办法下降铝土矿中硫的含量，最早被原苏联人员选用。在我国，浮选脱除铝土矿中的含硫矿藏还未见文献报导。因而，针对我国铝土矿的特色，用选矿脱除铝土矿中含硫矿藏的研讨具有重要含义。       针对河南某地出产的铝土矿的特色，选用黄药等作捕收剂，对反浮选除掉铝土矿中的硫化物进行了实验研讨。       一、实验部分       （一）实验质料       河南高硫矿，碳酸钠（分析纯，上海虹光化工厂），六偏磷酸钠（分析纯，天津市科密欧科技有限公司），（分析纯，天津市科密欧化学试剂开发中心），硫酸铜（化学试剂，天津市博迪化工有限公司），丁基黄药（株洲选矿药剂厂），戊基黄药（长沙矿冶研讨院选矿所），松醇油（株洲选矿药剂厂），单质碘和碘化钾（分析纯，汕头市西陇化工厂）。对河南高硫矿进行了化学分析。首要化学成分列于表1。   表1  试样的首要化学组成（质量分数）/%Al2O3SiO2Fe2O3TiO2CaOK2ONa2OMgOST61.6212.654.603.003.001.810.080.420.96       （二）实验设备及仪器       实验一切设备及仪器包含浮选机，拌和机，pH计，过滤设备，电炉，烘箱，管状炉，石英管，滴定管等。       （三）实验办法       各添加剂预先装备成必定的浓度备用。药剂添加次序为：六偏磷酸钠→→硫酸铜→丁基黄药→戊基黄药→松醇油，实验中各药剂的用量及添加药剂后的拌和时刻见表2。实验所用脱硫浮选办法为简略的一段浮选。浮选产品别离过滤、洗刷、烘干后分析。   表2  药剂用量及拌和时刻药剂称号药剂用量/（g·L－1）拌和时刻/min碳酸钠 六偏磷酸钠硫酸铜 丁基黄药 戊基黄药 松醇油2.5 7.65×10－3 4.00×10－4 1.88×10－2 3.13×10－2 3.13×10－2 0.125  1 1 2 1 2 1       二、条件实验       选用六偏磷酸钠作为按捺剂，和硫酸铜作为活化剂，丁基黄药和戊基黄药作为捕收剂，对高硫铝土矿进行一段浮选脱硫条件实验，研讨各添加剂用量对浮选成果的影响。       （一）碳酸钠用量的影响       在pH＞11的高碱环境下，黄铁矿表面会有亲水的氢氧化物生成，进而浮选遭到按捺。碱性增强对黄铁矿的按捺不断增强。低pH值系统中难以浮选，乃至浮选没有泡沫，这与铝土矿结构以及实验条件有关。碳酸钠另一效果是对黄铁矿具有活化效果。在CO32－与HCO3－离子效果下，铁的氢氧化物又可转变成铁的碳酸盐，使黄铁矿表面掩盖的氢氧化物和硫酸盐脱落暴露出新鲜的表面。因而碳酸钠添加量对浮选的效果有较大的影响。按表2所示条件，进行了碳酸钠用量对脱硫效果的影响的研讨，成果见表3。   表3  碳酸钠用量条件实验成果碳酸钠用量/（g·L－1）pH值产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0.59.70低硫铝土矿 高硫尾矿82.44 17.560.41 3.5435.25 64.751.010.10低硫铝土矿 高硫尾矿89.91 10.090.420 5.7739.35 60.652.510.43低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 563.510.78低硫铝土矿 高硫尾矿93.4 26.580.48 7.7846.67 53.33       由表3可知，跟着碳酸钠用量的添加和矿浆pH值升高，高硫尾矿中硫的档次越来越高，硫的收回率在逐步下降，低硫铝土矿的产率较大起伏的升高，到碳酸钠用量为2.5g/L，pH值为10.43时，硫的档次达最大值，随后又开端下降，硫的收回率持续下降，低硫铝土矿的产率也到达最大值后又下降。由此可见碳酸钠对浮选具有较大影响。归纳考虑以上要素，高硫矿浮选碳酸钠用量应为2.5g/L，pH值为10.43左右。       （二）按捺剂用量的影响       六偏碳酸钠在含量高时对一水硬铝石具有按捺效果，但在pH＞10时，其按捺效果较弱，只要在较高用量的条件下才具有较强的按捺效果。六偏磷酸钠的按捺效果为在浮选过程中损坏和削弱一水硬铝石与捕收剂之间相互效果，增强一水硬铝石表面的亲水性。它的效果办法有3种：消除活化离子；在矿藏表面构成亲水薄膜；消除矿藏表面的活化薄膜。六偏磷酸钠一起可对矿浆起涣散效果。按表2所示条件，进行六偏磷酸钠用量对脱硫效果的影响，成果见表4。   表4  六偏碳酸钠用量条件实验成果六偏碳酸钠用量/（×10－3g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿93 70.54 6.5852.02 47.987.65低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 5615.30低硫铝土矿 高硫尾矿95.34 4.660.48 10.7947.68 52.32       由表4可知，跟着六偏碳酸钠用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先进步然后下降，硫的收回率也是先进步后下降，低硫铝土矿的产率在小起伏规模内改变。六偏碳酸钠用量以7.65×10－3g/L为宜。       （三）活化剂用量的影响       活化剂的效果是在矿藏表面生成促进捕收剂效果的薄膜。浮选电化学以为，某些硫化矿藏具有半导体性质和必定的电子传导才能，表面的静电位是HS－离子能否在其表面氧化生成元素S0的要害，当表面静电位Ems高于HS－氧化成S0的平衡电位时，则这种氧化在热力学上能够完成。黄铁矿表面静电位Ems高于HS－氧化成S0的平衡电位，因而HS－可能在黄铁矿表面氧化成元素（S0）。王淀佐等人测定了黄铁矿的表面静电位，在pH＞8今后一直高于EHS-/S0，所以HS－能够在其表面氧化。Na2S参加矿浆中后，矿浆中存在许多的HS－离子，黄铁矿因为表面静电位较高，对HS－离子有较强的电催化效果，HS－在其表面有如下反响：   HS（aq）－→HS（ad）－     HS（aq）－→H＋＋S（ad）0＋2e－       S0吸附于黄铁矿表面使其变得疏水，因而黄铁矿具有杰出的诱导可浮性。       当黄铁矿表面氧化较深时，可被Cu2＋活化。其机理为Cu2＋可替代黄铁矿品质中的Fe2＋使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附效果。铜离子比较简略进入黄铁矿的晶格，铜和硫的亲和性比铁和硫的亲和性更大，使黄铁矿表面构成铜膜，铜离子不影响矿藏晶格深处，在黄铁矿表面上掩盖铜相当于分散处理黄铁矿表面，即影响到黄铁矿表面的导电类型。黄铁矿为电子型半导体，晶格表面层上富集电子的表面，因而不能安稳的吸附黄药。一些二价Cu2＋从其表面取得电子，Cu2＋浓度下降为Cu2＋，使黄铁矿表面层电子浓度下降。黄铁矿表面导电性的转化，这时能安稳地吸附黄药。       综上所述，首要对黄铁矿起到诱导浮选效果，但因为黄铁矿镶嵌于结构杂乱的铝土矿中，且黄铁矿的含量小，尤其是当黄铁矿表面氧化较深时，对黄铁矿就起不了诱导浮选效果，而Cu2＋能够进入黄铁矿晶格中替代Fe2＋使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附效果。因而和硫酸铜均可起到活化效果，其用量多少对硫档次影响很大。按表2所示条件，别离进行了和硫酸铜用量对脱硫效果的影响研讨，成果别离见表5和表6。   表5  用量条件实验成果用量/（×10－4g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿95.25 4.750.50 10.1649.73 50.272低硫铝土矿 高硫尾矿94.12 5.880.48 8.5747.51 52.494低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 5610低硫铝土矿 高硫尾矿96.62 3.380.61 1161.27 38.73   表6  硫酸铜用量条件实验成果硫酸铜用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿92.89 7.110.48 7.2348.59 51.411.88低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 563.75低硫铝土矿 高硫尾矿93.20 6.800.55 6.5553.6 46.4       由表5可知，跟着用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先下降后升高，随后又下降，硫的收回首先升高后下降，低硫铝土矿的产率改变不大。用量以4×10－4g/L为宜。       由表6可知，跟着硫酸铜用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先升高后下降，改变的起伏比较大，硫的收回首先逐步升高然后较大起伏的下降，低硫铝土矿的产率改变不大。硫酸铜用量以1.88×10－2g/L为宜。       （四）捕收剂用量及其品种的影响       在浮选中运用捕收剂，能够进步有用矿藏表面的疏水性。黄铁矿捕收剂首要是黄药类等捕收剂。在许多情况下，已成功地运用单一种捕收剂。但混合运用多种硫代捕收剂可大大进步硫化矿浮选目标。按表2所示条件，丁基黄药及戊基黄药用量对脱硫效果的影响成果别离见表7和表8。   表7  丁基黄药用量条件实验成果丁基黄药用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿94.29 5.710.55 7.8253.49 46.511.56低硫铝土矿 高硫尾矿95.10 4.900.57 8.5456.41 43.593.13低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 566.25低硫铝土矿 高硫尾矿97.06 3.740.50 12.9251.68 48.32   表8  戊基黄药用量条件实验成果戊基黄药用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿96.62 3.380.56 12.4556.17 43.831.56低硫铝土矿 高硫尾矿95.69 4.310.45 12.344.78 55.223.13低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 566.25低硫铝土矿 高硫尾矿96.5 3.50.57 11.5957.74 42.26       由表7可知，跟着丁基黄药用量的添加，高硫尾矿中硫的档次和收回率都随之添加，然后下降，低硫铝土矿的产率在小规模内增大。丁基黄药对浮选效果具有较大影响。丁基黄药用量以3.13×10－2g/L为宜。       由表8可知，跟着戊基黄药用量的添加，高硫尾矿中硫的档次在小起伏内先升高后下降，硫的收回率在较大起伏内先升高后下降，低硫铝土矿的产率改变不大。戊基黄药对硫的收回率影响较大。戊基黄药用量以3.13×10－2g/L为宜。       三、优化条件的浮选成果       通过以上各条件实验的影响，得出高硫铝土矿一段浮选除硫的最佳条件实验为：碳酸钠用量2.5g/L，六偏磷酸钠用量为7.65×10－3g/L，拌和1min，用量为4.0×10－4g/L，拌和1min，硫酸铜用量为1.88×10－2g/L，拌和2min，丁基黄药用量为3.13×10－2g/L，拌和1min，戊基黄药用量为3.13×10－2g/L，拌和2min，松醇油用量为0.125g/L，拌和1min，实验成果见表9。   表9  原矿一段浮选实验成果产品称号产率/%S档次/%S收回率/%低硫铝土矿 高硫尾矿 原矿96 4 1000.44 13.44 0.9644 56 100       由表9可知，在优化的浮选条件下，原矿通过一段浮选即可取得硫档次高达的13.44%，收回率56%，而产率仅为4%的高硫尾矿；一起取得产率为96%，硫档次为0.44%的低硫铝土矿。这一成果比前苏联研讨人员浮选高硫铝土矿一段浮选尾矿含硫达9%的工艺目标还好。       对浮选所得低硫铝土矿和高硫尾矿进行化学分析，分析成果见表10。为了便于对照，将原矿相应数据也列于表10中。   表10  浮选产品化学分析成果（质量分数）/%产品称号Al2O3SiO2Fe2O3TiO2CaOK2ONa2OMgOST1）低硫铝土矿 高硫尾矿 原矿62.10 51.96 61.6212.83 8.18 12.654.17 14.94 4.602.95 4.71 3.003.07 1.43 3.001.85 0.95 1.810.08 0.11 0.080.42 0.40 0.420.44 13.44 0.96        1) 此为化学分析成果，不是荧光分析成果       由表10可知，一段浮选高硫尾矿的A/S比为6.35，与A/S比为4.87的原矿比较，高硫尾矿的A/S比高，这是因为铝比硅更简略浮选，成果导致高硫尾矿中A/S比稍高。因为被浮选的高硫尾矿产率不大，因而对低硫铝土矿的A/S比的影响不大。高硫尾矿中硫和铁含量比原矿明显进步，铁略有进步，其它元素含量都偏低。而低硫铝土矿与原矿比较，除了铝，硅以及钾比原矿略低高外，其它元素都有所下降。       四、结语       （一）选用浮选的办法，以碳酸钠为pH调整剂，六偏磷酸钠为按捺剂，和硫酸铜为活化剂，丁基黄药和戊基黄药为捕收剂，松醇油为起泡剂，进行高硫铝土矿的一段反浮选，取得硫含量高达13.44%，收回率56%，氧化铝含量为51.96%，而产率仅为4%的高硫尾矿，一起取得产率为96%，氧化铝含量为62.10%，硫档次为0.44%的低硫铝土矿。因为铝比硅更简略浮选，高硫尾矿的A/S比升高，但因为高硫尾矿的产率低，仅为4%，因而对低硫铝土矿的A/S比影响不大。       （二）对原矿进行一段浮选的最佳条件是：碳酸钠用量为2.50g/L，六偏磷酸钠用量为7.65×10－3g/L，用量为4.00×10－4g/L，硫酸铜用量为1.88×10－2g/L，丁基黄药用量为3.13×10－2g/L，戊基黄药用量为3.13×10－2g/L，松醇油用量为1.25×10－1g/L。矿浆最佳浮选pH值规模是10.4～10.5左右。       （三）本研讨测验一起运用2种活化剂，即和硫酸铜，活化的效果大于单一活化剂的效果，进步硫的浮选收回率。丁基黄药与戊基黄药2种捕收剂按份额混合运用可进步硫的档次及收回率。

元素称号：硫俗称:元素符号：S元素原子量：32.066晶体结构：晶胞为正交晶胞。 莫氏硬度：2.0 元素类型：非金属发现进程：古代人类已认识了天然硫。硫散布较广。单质物理性质：一般为淡黄色晶体，它的元素名来历于拉丁文，本意是鲜黄色。单质硫有几种同素异形体，菱形硫（斜方硫）和单斜硫是现在已知最重要的晶状硫。它们都是由S8环状分子组成。 密度 熔点 沸点 存在条件 菱形硫(S8) 2.07克/厘米3 112.8℃444.674℃ 200℃以下 单斜硫(S8) 1.96克/厘米3 119.0℃444.6℃ 200℃以上 硫单质导热性和导电性都差。性松脆，不溶于水,易溶于(弹性硫只能部分溶解)。无定形硫主要有弹性硫，是由熔态硫敏捷倾倒在冰水中所得。不安稳，可转变为晶状硫(正交硫),正交硫是室温下仅有安稳的硫的存在方式。化学性质: 化合价为-2、+2、+4和+6。榜首电离能10.360电子伏特。化学性质比较生动，能与氧、金属、、卤素（除碘外）及已知的大多数元素化合。还可以与强氧化性的酸、盐、氧化物，浓的强碱溶液反响。它存在正氧化态，也存在负氧化态，可构成离子化合物、共价化合成物和配位共价化合物。元素来历：重要的硫化物是黄铁矿，其次是有色金属元素（Cu、Pb、Zn等）的硫化物矿。天然的硫酸盐中以石膏CaSO4·2H2O和芒硝Na2SO4·10H2O为最丰厚。可从它的天然矿石或化合物中制取。火山口处存在许多。元素用处：大部分用于制作硫酸。橡胶制品工业、火柴、焰火、硫酸盐、盐、硫化物等产品中也需求许多。部分用于制作药物、虫剂以及漂染剂等。元素辅佐材料：硫在自然界中存在有单质状况，每一次火山爆发都会把许多地下的硫带到地上。硫还和多种金属构成硫化物和各种硫酸盐，广泛存在于自然界中。单质硫具有明显的橙黄色，焚烧时构成激烈有刺激性的气味。金属硫化物在焚烧时发生的气味可以断语，硫在远古时代就被人们发现并使用了。在西方，古代人们以为硫焚烧时所构成的浓烟和激烈的气味能驱除魔鬼。在古罗马博物学家普林尼的作品中写到：硫用来打扫住屋，由于许多人以为，硫焚烧所构成的气味可以消除全部妖魔和全部凶恶的实力，大约4000年前，埃及人现已用硫焚烧所构成的二氧化硫漂白布疋。在古罗马闻名诗人荷马的作品里也讲到硫焚烧有消毒和漂白效果。中西方炼金术士都很注重硫，他们把硫看作是可燃性的化身，以为它是组成全部物体的要素之一。我国炼丹家们用硫、硝石的混合物制成黑色。不管在西方仍是我国，古医药学家都把硫用于医药中，我国闻名医师李时珍编著的《本草纲目》中，将到硫在医药中的运用：治腰久冷，除凉风顽痹寒热，生用治疥廯。的广泛应用促进了的提取和精粹，跟着工业的开展，硫在制取硫酸中起着关键效果，而硫酸就是工业之母，无处不需求它。1894年出生在德国的美国工业化学家弗拉施发明用过热水的办法，将硫从地下深处直接提取出来。世界上每年耗费许多的硫，其间一部分用于制作硫酸，另一部分用于橡胶制品、纸张、硫酸盐、硫化物等的出产，还有一部分硫用于农业和漂染、医药等。1789年法国化学家拉瓦锡宣布近代榜首张元素表，把硫列入表中，断定硫的不可分割性。18世纪后半页，德国化学家米切里希和法国化学家波美等人发现硫具有不同的晶形，提出硫的同素异形体。硫在地壳中的含量为0.048%

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

硫渣为黑灰色粉末，其中铜的形态主要呈硫化物，少部分呈金属铜；锡主要呈金属形态，部分呈硫化物。此外，还有一些其他的硫化物，如FeS, As2S3等。从硫渣中回收锡和铜，有直接焙烧-酸浸提铜与浮选分离出锡精矿后再氧化焙烧-酸浸提铜的两种方法。

现在，从硫化铜矿中提铜所选用的办法首要是火法冶炼，特别是以黄铜矿为首要矿藏成分的硫化矿选用传统的选冶工艺仍是最合理的挑选。可是，火法炼铜对铜精矿的档次和杂质含量都有严厉的要求，不能独自处理档次低或杂质不合格的铜精矿。一同，该法存在着出资大、本钱高和污染严峻等缺点，使其难以推广使用。因而，研讨出一种高效、环保，并且能够归纳收回金银铜硫等元素的湿法冶金工艺具有十分重要的现实意义。     针对原矿的特殊性质，本研讨选用低温低压浸出铜，浸出液萃取提取铜，从浸铜渣中收回及提取金银的归纳收回金、银、铜和元素硫的湿法冶金工艺。与传统炼铜工艺比较，该工艺无需对硫化矿进行焙烧，既克服了的污染，又免去了焙烧作业和制酸工程，一同金、银、铜和硫的归纳收回率较高，有着明显的经济效益。     一、矿样性质     原矿判定成果标明，金首要赋存在黄铜矿、磁黄铁矿、含铋硫酸盐中，部分金还以次显微金的方式赋存在各类金属矿藏中，归于难处理的多金属含金矿石。     表1的多元素化学分析成果标明该矿中金、银和铜含量较高，应该作为有价金属进行收回；该矿样含硫较高而钙镁含量较低，归于典型的酸性矿样。 表1  矿样的多元素化学分析成果(质量分数)/%Au1）Ag1）CuTFeFe(II)SSiO2Al2O3MgOCaO46.2585.6913.6828.1611.7426.3315.706.050.740.38Na2OK2OTiO2ZnAsSbNiMnPbLOSS0.380.770.300.130.100.060.020.020.0116.33     1)单位为g/t。     二、实验     （一）基本原理     操控必定的温度和压力，首要载金矿藏——黄铜矿(CuFeS2)、黄铁矿(FeS2)等金属硫化物矿能够被氧化，铜和铁等贱金属能够溶于硫酸溶液中。矿藏中首要元素在浸出液及浸铜渣中的详细散布方式如下：铜基本上悉数以硫酸铜存在于浸出液中，渣中铜操控得尽量少并且以黄铜矿存在，然后确保下一步金银化浸出的顺利进行；大部分硫被氧化为单质硫(S0)存在于渣中或以黄铁矿方式存在于渣中未被氧化，少数被氧化为硫酸；少数铁以二价或三价铁离子存在于浸出液中，大部分以Fe2O3或黄铁矿等方式存在于渣中。首要的化学反响如下： CuFeS2＋2H2SO4＋O2==CuSO4＋FeSO4＋2H2O＋2SO FeS2＋H2S04＋0.5O2==FeS04＋2SO＋H2O 4FeSO4＋2H2S04＋O2==2Fe2(SO4)3＋2H2O Fe2(SO4)3＋3H2O== Fe2O3＋3H2S04     （二）实验办法     热压浸出在FCH型2L拌和衬钛高压釜中进行。将矿样和浸出剂按必定的液固比首先在烧杯中浆化，然后将其倒入高压釜中加盖密封，通入部分氧气，边拌和边升温，当温度升至要求时将氧气补充到必定的氧分压并计时，反响完毕后通水冷却降温，矿浆固液别离后，渣样烘干后与液样一同送检测。     三、成果与评论     （一）热压浸出实验     吉林某矿山的浮选铜金精矿是一种含铜较高的铜金混合精矿，常温常压下，将矿样直接酸化浸铜，硫酸浓度为110g/L时，铜的浸出率大约只要12%。原矿直接化，即便用量高达20kg/t时，金和银的化浸出率仅分别为56.32%和8.65%。     热压预氧化进程首要是为了将金银的载体矿藏结构损坏，并将黄铜矿中铜以液相方式浸出，有利于后续萃取提铜、化提取金银及溶剂收回元素硫。热压浸出实验先后调查了矿样粒度、氧分压、开始酸度、开始NaC1浓度、浸出时刻和浸出温度对铜和铁浸出率的影响。     实验固定条件：矿样粒度－0.044mm90%，液固比5：1，开始 (H2SO4)=91.5g/L，开始 (NaC1)=20g/L，氧分压0.60MPa，浸出温度110℃，浸出时刻3h，拌和速度750r/min。     1、矿样粒度对铜铁浸出率的影响     图1示出了矿样粒度对铜铁浸出率的影响。从图l能够看出，矿样粒度对铜浸出率影响较大。粒度减小，铜浸出率明显进步。而粒度对铁浸出率影响比较小。因而矿样越细，关于铜的浸出越有利。归纳考虑本钱要素，矿样粒度－0.044mm(－325目)90%最佳。    2、氧分压对铜铁浸出率的影响     图2示出了氧分压对铜铁浸出率的影响。图2标明，氧分压较低时(＜0.45 MPa)，铜的浸出率跟着氧分压的添加明显进步。其原因是硫化矿在高压反响釜中的浸出涉及到固、液、气三相体系，假如要加速硫化矿的氧化，就要增大氧气在液相中的溶解度。当氧分压为0.45 MPa时，反响的供氧量已满足，这时氧化反响的动力学由扩散操控转变为化学反响操控，再持续添加氧分压对铜的浸出率影响不大；一同铁的浸出率在氧分压为0.45MPa邻近有一最低值，考虑到铁在溶液中的溶解度太高对后续铜的萃取晦气，因而选定最佳氧分压为0.45Mpa。    3、开始酸度对铜铁浸出率的影响     图3示出了开始酸度对铜铁浸出率的影响。从图3能够看出铁的浸出率随酸度添加而明显添加，但铜的浸出率添加缓慢。这是由于在低酸度时，三价铁简略水解并以Fe2O3等方式沉积于渣中；高酸度时，铁以FeSO4方式溶于溶液中。因而进步酸度，虽可添加铜的浸出率，但铁的浸出率进步得更快。别的，酸度过高，对设备原料的要求添加，一同滤液酸度也相应进步，对后续对铜的萃取也晦气。归纳考虑以上要素，挑选初始酸度为90g/L左右。    4、开始NaC1浓度对铜铁浸出率的影响     图4是开始NaC1浓度对铜铁浸出率影响的联系图。图4标明，氯离子浓度增大，铜的浸出率添加，而铁的浸出率下降。氯离子有利于三价铁的水解，然后使铁的浸出率下降。一同铁的水解，添加了溶液中硫酸的浓度，有助于黄铜矿的进一步溶解，然后使铜的浸出率添加。但进步盐浓度对设备的原料要求相应添加，因而挑选NaCl初始浓度为20g/L。    5、浸出时刻对浸出率的影响     浸出时刻对浸出率的影响见图5。图5标明，在浸出时刻为2.5 h时，铜的浸出率已到达较高值；再添加浸出时刻，对铜及金银的浸出率影响不大。但浸出时刻过长，会使出资费用和运转本钱添加。    6、浸出温度对铜铁浸出率的影响     图6为浸出温度对铜铁浸出率的影响曲线。从图6中能够看出，温度升高，铜的浸出率添加。当浸出温度较低时(90～100℃)，铜浸出率较低，当温度进步到l1O℃，铜浸出率可达90%以上。这是由于升高温度能够加速反响速度，缩短浸出时刻，在相同的反响时刻内进步浸出率。鉴于浸出进程的复杂性，浸出的最佳温度只能由实验来断定。在90～120℃温度升高，铁浸出率改变不大；超越120℃，铁浸出率添加较快。一同，单质硫易于熔融结块，然后阻止反响的进一步进行。坚持浸出温度为110～115℃左右，既可坚持较高的铜浸出率和较低的铁浸出率，又可进步反响速度，添加单位时刻设备的处理量。    （二）铜的萃取     为了使萃余液能很好的坚持H2SO4和NaCl浓度，削减闭路循环中热压浸出体系H2SO4和NaCl的耗量，选用浸出原液直接进行铜的萃取实验。通过条件实验，断定选用的萃取工艺为：三级萃取二级反萃一级洗刷，萃取剂为Lix984N，浓度为20%，比较O/A为2/1，混合时刻为3min，洗刷液用硫酸浓度为5g/L的水溶液。此刻的萃取率到达96.5%以上，萃余液中的H2SO4和NaCl浓度能得到很好的坚持，到达热压体系循环运用的要求。     （三）金银化浸出     浸铜渣中Ag、Cu的档次较高(63.2g/t、0.57%)，合适选用全泥化锌粉置换工艺。浸铜渣直接选用炭浆法化，即便参加量为20kg/t，金的浸出率只要80%左右。分析余液中的铜离子溶度，可到达0.8～1.5g/L。阐明反响进程中，生成了可溶性的铜络离子。为了进步金银的化浸出率及下降用量，选用法。法的特点是用NH3-CN-混合溶剂浸出，能够进步金的浸出率，下降的耗费。     通过条件实验，断定选用的化条件为：矿浆浓度为40%、NaCN用量为8.0 kg/t、NH4HCO3用量为75kg/t、化时刻为16 h。此刻，金、银、铜的浸出率分别为98.3%、82.7%、98.1%。此刻，金、银的浸出率分别为98.3%、82.7%。     （四）的收回     热压酸浸后浸铜渣含有很多的元素硫(18.O3%)，在收回金银铜的一同，研讨的收回技能，不只能够充分使用硫资源，并且能够下降的耗量。通过浮选法、化学法、热过滤法和溶剂溶解法等多种工艺的归纳比较，最终断定选用火油溶解来收回浸铜渣中的元素硫。通过两段火油溶解，单质硫的收回率可达99.2%，并且得到的纯度可达97%以上。脱硫渣通过洗刷晒干后，进行化，在确保金银收回率的前提下，的用量能够进一步下降到5kg/t。     四、定论     选用低温热压浸铜工艺，设备原料要求较低，出资较小，操作流程简略，结合传统的萃取－电积工艺和全泥化工艺，能够对其间金、银和铜进行有用收回。使用火油溶解来收回单质硫，收回率高，纯度高，火油能够重复运用，收回本钱低，并且能使后续的耗量下降，具有很高的经济价值。因而，含铜金精矿选用热压浸铜，火油收回，化浸出金银，工艺可行，金、银、铜和硫的归纳收回率高，出资省，见效快，为中小矿山直接出产铜和金银供给一项可行的新工艺，有着宽广的工业化使用远景。

随着国民经济的发展，矿产资源越来越受到重视，开采力度也不断加大，矿物加工面临着原料贫、细、杂的局面，复杂难选的铜硫矿石就是其中一种。由于黄铁矿含量高，难以抑制，且铜矿石主要以次生铜为主，易氧化，氧化后有较多的铜离子进入矿浆，会活化黄铁矿，使铜硫分离更加困难。针对该矿石特点，进行了选矿工艺研究，采取铜部分优先、混选精矿再磨分选工艺流程，采用合理的药剂制度，实现了铜硫分离，获得了较好的分选指标。 一、矿石性质 试样取自钻孔铜矿矿芯组合样，采自我国南方某一铜矿山。该矿体属中细粒花岗岩、细粒花岗岩或隐爆角砾岩型矿石。脉石矿物为石英、云母等；金属矿物主要为黄铁矿，其次为辉铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝和少量斑铜矿，伴生的有用组分为金。主要金属矿物与非金属矿物呈粒状、脉状、浸染状、网脉状、块状、碎屑状、胶状等结构产出。矿石化学成分、物相组成和粒度分布如表1～3所示。表1  原矿多元素分析结果／%成分AuCuPbZnAgAsSSiO2Al2O3CaOMgOFe2O3含量0.17g／t1.160.020.014.76g／t0.058.3663.0511.170.03＜0.015.02表2  原矿铜物相分析结果／%名称原生硫化铜次生硫化铜氧化铜总钢含量0.120.700.321.15占有率10.4360.8728.70100.0 表3  原矿筛析结果／%粒级／μm产率粒级铜品位铜金属分布粒级累计粒级累计＋45014.2414.240.9511.6611.66－450＋28018.5132.750.9715.4827.14－280＋15020.4553.201.3223.2750.41－150＋7413.8467.041.5518.4968.90－74＋4513.3481.381.3016.0784.97－4518.62100.00.9315.03100.0合计100.01.16100.0二、选矿工艺流程的确定 该试验主要目的是选铜，综合回收硫，伴生金随铜精矿回收，该矿石难选原因是铜的氧化率较高；次生铜为主，矿物可溶性变化大；铜矿物呈粗细不均匀嵌布；铜离子活化硫铁矿物，分离困难。基于以上原因，提出了铜部分优先、混选精矿再磨分选工艺流程，即优先浮选部分易浮单体铜矿物，将较难浮的铜矿物与黄铁矿混合浮选，其精矿经再磨使铜硫充分解离后再分选。 三、试验结果与讨论 试样经实验室两段破碎，通过筛分粒度被控制至－0.6mm后混匀装袋，单元试样重500g，试验使用XMB－70三辊四筒球磨机磨矿，XFD型系列挂槽浮选机浮选，浮选药剂全部采用工业级试剂。 （一）铜部分优先浮选试验 为了在铜部分优先浮选获得较高质量的铜精矿，进行了粗选磨矿细度试验和粗选捕收剂种类及用量试验。磨矿细度试验结果见图1，捕收剂种类及用量试验结果见表4，试验流程见图2。综合考虑铜的品位和回收率，选择磨矿细度为－74μm占60%。由表4试验结果可知，Zj－02对铜及贵金属的选择性较强，对硫的捕集性较弱；而PAC／丁基黄药、乙硫氮／丁基铵黑药组合药剂对铜的捕收能力较强，但同时也使一部分硫在该阶段上浮，不利于铜精矿品位的提高和硫的综合回收。综合考虑后选用Zj－02为捕收剂，其用量为10g／t。图1  磨矿细度试验结果图2  捕收剂种类与用量试验流程表4  捕收剂种类与用量试验条件和结果／%捕收剂种类与用量／（g·t－1）产品名称产率铜品位铜回收率Zj－02／10 丁基黄药／10 松醇油10铜粗精矿7.5712.2474.72尾矿92.430.3425.28原矿100.01.24100.0PAC／10 丁基黄药／10 松醇油10铜粗精矿6.7611.7064.30尾矿93.240.4835.70原矿100.01.23100.0乙硫氮／40 丁基黄药／10 松醇油20铜粗精矿8.0411.1672.95尾矿91.960.3627.05原矿100.01.23100.0Zj－02 10 松醇油10铜粗精矿7.9411.2274.24尾矿92.060.3425.76原矿100.01.20100.0 （二）铜硫混选再磨分选试验 铜硫混浮采用丁基黄药作捕收剂，试验确定，当丁基黄药用量为60g／t时，铜硫混合精矿含铜7.71%，铜回收率达53.84%，作业回收率达59.51%。铜硫分离进行了再磨细度试验及铜硫分离CaO用量试验。铜硫混合粗精矿再磨的目的是提高矿物的单体解离度以及使粗精矿表面出现新的解离面，以利于硫与铜矿物的分离及CaO对黄铁矿的充分抑制，提高铜硫分离效果。铜硫分离粗选再磨细度对铜硫混合粗精矿的分离效果见图3，当铜硫混合粗精矿再磨细度为－74μm占95%时，铜硫分离效果较好，且铜的回收率降低不明显。石灰价廉，来源广泛，是当前铜硫分离方法中应用最广泛的。铜硫分离粗选CaO用量对铜硫分离指标的影响见图4。由图4结果可见，铜硫分离粗选CaO用量以2000g／t为佳。图3  磨矿细度对铜硫分离指标的影响图4  石灰用量对铜矿分离指标的影响 （三）小型闭路流程试验结果 在综合条件开路试验的基础上进行了实验室小型闭路试验，试验流程及药剂制度如图5所示。闭路试验结果见表5，结果表明，在原矿含铜1.16%、含金0.17g／t的情况下，得到铜精矿含铜19.30%、金2.52g／t，铜、金回收率分别为88.51%、78.71%；硫精矿含硫32.16%，硫回收率39.40%，选别效果较好。铜精矿含铜品位及含杂情况都达到开发商要求。闭路尾矿中铜矿物主要以微细粒和包体形式存在，浮选难以回收，是造成尾矿铜损失的重要原因。 表5  浮选闭路试验结果／%产品名称产率品位回收率CuAu／（g·t－1）SCuAuS铜精矿5.3219.302.5240.4088.5178.7127.66硫精矿9.520.800.1432.166.567.8439.40尾矿85.160.070.0273.004.9313.4532.94原矿100.01.160.177.77100.0100.0100.0图5  闭路试验流程 四、结论 （一）该矿石铜氧化率较高，且以次生铜为主，矿物可浮性变化大，铜矿物呈粗细不均匀嵌布，铜离子对黄铁矿的活化，这些因素是造成铜硫分离困难的主要原因。 （二）在铜部分优先流程不加石灰的条件下，采用选择性强的Zj－02捕收剂，使部分可浮性好的单体铜矿物得到及时回收，提高了铜精矿品位，且有利于伴生金的回收。 （三）小型闭路试验结果获得铜精矿含铜19.30%、含金2.52g／t，铜、金回收率分别达到88.5l%和78.71%，以及硫精矿含硫32.16%、回收率39.40%，选别效果较好。

粗铋中的铜以金属铜及铜的砷化物、锑化物、碲化物形状存在。 依据Cu－Bi系状况图可知（见图1），铜与铋在固态时不互溶，铜与铋的共晶点温度为270℃，此刻铋中含Cu 0.5%（原子），或含Cu 0.15%（分量），这是冷却凝析除铜的理论极限。出产实践中，熔析除铜后铋液含铜小于0.5%，这是因为铜与铋液中砷或锑互溶，生成化合物和固熔体，如Cu3As（熔点830℃）、Cu3As2（710℃分化）、Cu3Sb（580℃以上分化）等化合物；含砷4%的Cu－As固熔体（熔点684℃）、含铜0～10%，锑0～23%的Cu－Sb固熔体，含铜78.5%、砷21.5%的Cu－As共品（熔点684℃）和熔点为528℃及645℃的Cu－Sb共晶。这些化合物共晶与固溶体不溶于铋液，呈浮渣形状别离。图1 Cu－Bi系状况图 熔析除铜分加热熔析与冷却凝析两种办法。出产中常选用凝析法。粗铋装锅后，升温至600℃，捞去熔化渣后，降温至500℃捞去第一次除铜浮渣，捞渣后铋液温度下降至450℃左右，为了加速降温，可向铋液鼓入冷空气。当温度下降至350℃时，捞去第2次除铜浮渣，将其回来下批一次除铜，以收回其间的铋，并有利于降温。熔析除铜浮渣化学成分列于表1。 表1  熔折除铜浮渣成分（%）焙析脱铜后的铋液，含铜低于0.5%，在今后的除银工序中能够有用地除掉，所以不必将熔析温度操控太低，也不要捞熔析渣太多，避免下降铋的直收率。 关于含铜高于5%的粗铋，也不选用屡次熔析除铜的办法，而选用加硫除铜的办法。加硫除铜是在熔融铋液中参加粉，首要生成Bi2S3，其反响为：因为铜的硫化物的自由焓比铋的硫化物的自由焓更负，如图2所示，Cu2S的直线方位在Bi2S3下方，因而硫化铋又能与铋液中的铜反响：图2  金属硫化物的自由焓图 生成的Cu2S不溶于铋液而上浮，呈固态浮渣产出。跟着反响的进行，铋液中Bi2S3的离解压逐步削减，而Cu2S的离解压逐步增大，最终到达平衡状况，即pS2（Bi2S3）＝pS2（Cu2S）。经过平衡状况下的热力学核算可求出铋液中残存的铜的最小浓度为：从上式可知，铋液中溶解的Bi2S3愈多，则铋液中残存铜的浓度愈低。 为了有用除铜，一般选用先熔析后加硫的联合法，因为考虑到铋液为Bi2S3饱满后才干有用除铜，并考虑到硫的烧损，所以加硫量操控在Cu∶S＝1∶1，即含1千克铜可加1千克硫。 现将熔析除铜与加硫除铜实践介绍如下： 熔析与加硫除铜的操作程序如图3所示。从图3可见，粗铋装锅熔化，升温至600℃，捞去熔化渣，渣重约为料重的5%～10%，捞渣后降温，为了加速降温速度，能够在中止升温的一起，向铋液参加上批产出的二次铜渣，既可使渣中铋熔入铋液，进步铋的收回率，又可下降铋液温度。当液温降至500℃时，捞第一次除铜浮渣，一般一次铜渣量为料重的2%～5%，捞完渣后，铋液已降温至450℃左右，为了加速降温，可向铋波鼓入冷空气，当液温下降至约350℃时，抓取第2次除铜浮渣，二次铜渣量应先依据铋液残铜量概算断定，不宜捞出过多，避免添加回来渣量。图4-6  除铜作业操作程序 加硫除铜的温度操控在280℃～330℃之间，边拌和边加硫。当运用拌和机时，则将粉缓慢地加到旋涡中心；当不运用拌和机时，则用特制的铁瓢将包成小包的粉压入铋液中，此刻之液温可操控在350℃以下。加完后5～10分钟中止拌和，在不升温的情况下捞去硫化锕浮渣，避免升温后渣中铜复溶到铋液中。 捞渣后铋液中残硫选用升温氧化的办法脱除：将铋液升温至650℃左右，鼓入压缩空气，使硫氧化呈SO2逸出蒸发，此刻，标志着除铜作业的完毕，进入氧化精粹工序。

钠硫蓄电池钠硫电池的优点：一个是比能量高。其理论比能量为760W•h/kg，实际已大于100W•h/kg，是铅酸电池的3～4倍；另一个是可大电流、高功率放电。其放电电流密度一般可达200～300mA/mm2,并瞬时间可放出其3倍的固有能量；再一个是充放电效率高。由于采用固体电解质，所以没有通常采用液体电解质二次电池的那种自放电及副反应，充放电电流效率几乎100％。钠硫电池缺点，主要其工作温度在300～350℃，所以，电池工作时需要一定的加热保温。而高温腐蚀严重，电池寿命较短。现在已有采用高性能的真空绝热保温技术，可有效地解决这一问题。也有性能稳定性及使用安全性不太理想等问题。在80～90年代，国外重点发展钠硫电池作为固定场合下（如电站储能）应用，并越来越显示其优越性。这方面日本企业进展最为显著。作为近期普遍看好的电动汽车蓄电池，已被美国先进电池联合体(USMABC)列为中期发展的电动汽车蓄电池，德国ABB公司生产的B240K型钠硫蓄电池，其质量为17.5kg，蓄电量19.2Kw•h；比能量达109W•h/kg，循环使用寿命1200次，装车试验时最好的一辆无故障地行驶了2300km。

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

树脂的连多硫酸盐和硫酸盐中毒，树脂的单质硫中毒实际上是前者的第二阶段，与前者比较，后者归于物理中毒，树脂吸附的连多硫酸盐或硫酸盐分解出单质硫阻塞树脂上的自在通道以及活性基团。使树脂中毒的单质硫可以用NaOH溶液有效地去除。溶液处理中毒树脂时，单质硫变成硫化物或多硫化物，而硫化物或多硫化物很容易用盐溶液除掉。用上述办法，树脂上的硫能彻底除掉。

硫糖铝作为一种药物，硫糖铝 价格 在广大消费者之间受到比较大的关注。一般在 市场 上比较稳定，在2元-7元不等。接下来简单介绍一下硫糖铝。硫糖铝本品为蔗糖硫酸酯的碱式铝盐。白色或类白色粉末；无臭，几乎无味；有引湿性。在水中、乙醇或氯仿中几乎不溶，在稀盐酸或稀硫酸中易溶，在稀硝酸中略溶。能与胃蛋白酶络合，抑制该酶分解蛋白质；并能与胃粘膜的蛋白质（主要为白蛋白及纤维蛋白）络合形成保护膜，覆盖溃疡面，阻止胃酸、胃蛋白酶和胆汁酸的渗透、侵蚀，从而利于粘膜再生和溃疡愈合。 适应症 常用于胃及十二指肠溃疡。注意事项：1.不良反应发生率约为4.7%，其中主要有便秘（2.2%）。个别病人可出现口干、恶心、胃痛等，可与适当抗胆碱药合用。 2.治疗收效后，应继续服药数月，以免复发。 3.不宜与多酶片合用，否则二者疗效均降低。此由于多酶片中含有胃蛋白酶、胰酶和淀粉酶，其药理作用正与本品相拮抗，所含消化酶特别是胃蛋白酶影响溃疡愈合。与西咪替丁合用时，可能使本品疗效降低。更多关于硫糖铝和硫糖铝 价格 的信息可以登陆上海 有色 网查询！

石硫合剂（Lime－Sulfur－Synthetic－Solution），缩写为LSSS，是运用廉价易得的石灰和合制而成，原是一种农药，无毒有利于环保。我国张箭、兰新哲等将石硫合剂用于提金，进行了系统的研讨与开发作业。石硫合剂的首要有效成分是多硫离子（Sx2－）和硫代硫酸盐离子（S2O32－），可以以为石硫合剂法浸金进程实质上是多硫化物与硫代硫酸盐两者的联合作用。在强碱性介质中，石硫合剂对一些含砷、锑、碳、铜、铅的硫化物难处理金矿能有较好的浸金作用。在经济性和对环境友好方面，石硫合剂法具有必定的优越性。 石硫合剂中含有S2O32－、SO32－、S2－等离子，在氧化剂存鄙人，它们与Au（I）均能构成安稳的合作物，其安稳性高于与Au（I）的合作物，并挨近与Au（I）的合作物，其次序为：配体Thio＜S2O32－＜SO32－＜S2－＜CNlgβ25.329.330.039.841.0 这就是石硫合剂可以浸金的首要依据。 制成的石硫合剂为橙红色液体，具有气味，是一种成分适当杂乱的溶液，除含有硫代硫酸盐离子、各种价态的多硫离子外，还含有单质硫等，它们之间会发作各种反响。其性质不安稳，空气中的氧可使其缓慢氧化，而空气中的二氧化碳也会将其分化；遇酸会分化分出元素硫并放出H2S和SO2，所以必须在碱性介质中运用。这些性质使其在制备、保存、运用等方面带来必定的杂乱性和困难。 兰新哲等进一步用、、和少数石灰为质料，开发与制备出改性石硫合剂（ML），其首要溶金成分是HS－、S2O32－和SO32－。并运用该系统对金山含砷的金精矿进行了浸金新工艺研讨，该金精矿含Au95.8g/t、Au2.15%，选用两段浸出、浸液用铜粉复原收回金的流程。通过小型条件实验和循环浸出扩展实验，取得了金浸出率达93%～95%，比强化化法的金浸出率高10%～15%的杰出作用。 鉴于石硫合剂法是一种相对较新的办法，该溶液系统成分杂乱，运用的添加剂品种及影响要素较多，操控条件较严，尚有待进一步改善，简化工艺和加强对不同类型金矿的适应性，以便于其在工业上运用。