CN102992280B

CN102992280B - 一种从含碲冶炼渣中提取二氧化碲的工艺

Info

Publication number: CN102992280B
Application number: CN201110269014.XA
Authority: CN
Inventors: 柴承平; 覃小龙; 杨跃新; 李栋; 曹永贵
Original assignee: Chengzhou City Jingui Silver Co Ltd
Current assignee: Chengzhou City Jingui Silver Co Ltd
Priority date: 2011-09-13
Filing date: 2011-09-13
Publication date: 2015-02-11
Anticipated expiration: 2031-09-13
Also published as: CN102992280A

Abstract

本发明涉及一种从含碲冶炼渣中提取二氧化碲的工艺；包含以下步骤：碲渣的球磨水浸、还原碱浸、硫化和脱硅净化、中和沉淀碲。本方法不但提高了碲的浸出率，而且减少了浸出工序中碱的用量，降低了生产成本。本方法还有一个亮点是在碱性体系中，采用亚硫酸钠作为转型剂，使难溶的高价碲转型为低价碲，从而增加碲的浸出率。在适宜的工艺条件下，碲的总浸出率可达90%以上；通过中和回收碲，其TeO₂的品位可达50%以上，中和后废液中含碲为0.1～0.3g/L。而且浸出渣中的铜、铅、铋、锑、贵金属进一步得到了富集，实现资源的再利用，降低了生产成本，节省了能源，无论从资源回收还是环境保护方面来说都具有十分重要的意义。

Description

一种从含碲冶炼渣中提取二氧化碲的工艺

技术领域

本发明涉及一种从含碲冶炼渣中提取二氧化碲的工艺，属于有色金属湿法冶金及二次资源回收领域。

背景技术

碲，位于第五周期，第Ⅵ族，是一种非金属元素。碲属于稀散元素，在自热界的含量极低。据相关文献报道，其在地壳中的含量为0.0006ppm，分散于地壳各处，很难形成矿床。碲的用途十分广泛，主要用来作合金添加剂、电镀液中的光亮剂、石油裂化的催化剂、海底电缆防护套等。随着科学技术的发展，碲的用途越来越广泛的应用于新能源、新材料。故被誉为“现在工业、国防与尖端技术的维生素”，“是当代高技术新材料的支撑材料”。

在现阶段，碲主要是在铜、铅、锌等冶金的过程所产生的含碲物料中富集回收。该含碲物料的成分为：含碲2～10%，含铋30～50%，含铜2～15%%，含铅1～10%，含砷0.01～1%，含锑0.5～2.5%，含硒0.01～1.5%，含银0.5～2%，含金1～2g/t，含二氧化硅1～2%的原料。

传统的碲提取方法主要是碱浸法。就是在一定温度下使用氢氧化钠对含碲物料浸出后经净化中和水解而得到二氧化碲的流程。传统的碱浸法存在技术缺陷，碲的挥发量较大，损失率高，且能耗高；在碱浸过程中，耗碱量大；碲的浸出率不高，未浸出的碲分散于各后续冶炼工序产物中，影响后续工序。

经检索，现有从含碲冶炼渣回收碲专利报道有:

2009年10月28日中国发明专利申请公开号CN101565174A公开了 “ 一种从含碲冶炼渣中提取精碲的方法”，该申请包含以下步骤：无机酸氧化浸出、铜板置换贵金属、硫化钠沉淀铜、中和沉淀碲、粗 TeO₂的碱性浸出、Na₂S除杂、浓缩、电积。本方法既具有碲回收率高的优点，又可综合有效地回收其它有价金属；适合处理湿法冶金过程中产生的含水分高、粒度小的含碲废渣。

2009年5月20日中国发明专利申请公开号CN101434385A公开了“一种从铜阳极泥中提取碲的工艺”，该申请包括以下步骤：(1) 将铜阳极泥置入硫酸溶液，并向硫酸溶液中通入氧气进行氧化硫酸浸出，进行固液分离得到含铜和碲的浸出液，浸出过程在密闭高压装置内完成；(2)向上述浸出液加入铜粉，置换除去浸出液中的银或硒，进行固液分离；(3)向步骤(2)固液分离后所得的浸出液中通入二氧化硫还原沉碲，进行固液分离得到粗碲；(4)将粗碲按常规方法处理提取纯碲。它采用一段氧化酸浸将铜、碲浸出，铜粉置换除银硒等杂质，二氧化硫还原沉碲(得到二氧化碲)，二氧化碲沉淀碱溶后电解碲。流程简单，且铜粉消耗显著减少；工艺的简化，有利于提高碲的回收率，碲回收率可达90％以上。

发明内容

本发明目的在于提供一种从含碲冶炼渣中提取二氧化碲的工艺，具有碲回收率高，降低碱的用量的优点，亮点是在碱性体系中，采用亚硫酸钠作为转型剂，使难溶的高价碲转型为低价碲，从而增加碲的浸出率；也可综合有效地回收其它有价金属。该工艺流程简单，原料适应性强，成本低，更加提高生产效率。

本发明解决上述技术问题所采用的手段是：

一种从含碲冶炼渣中提取二氧化碲的工艺，其特征在于包含以下步骤:

①碲渣的球磨水浸出

通过湿法球磨将碲渣磨至0.075mm以下，将碲渣按液固质量比3～6:1加入水进行调浆，浆化后进行水浸；碲被浸出的同时，铅和硒分别以Na₂PbO₂和Na₂SeO₃的形式进入溶液；铜、铋、银和金，以及它们的氧化物留在渣里，由于渣中还有少量碲未浸出则需二次浸出；控制浸出温度为70～90℃，水浸时间1～4h，粒度200目以下；该步骤结果，碲的浸出率65～75%，脱铋率90%以上，脱铜率92%以上；浸出反应如下：

TeO₂+NaOH → Na₂TeO₃+H₂O

SeO₂+NaOH →Na₂SeO₃+H₂O

②碲渣的还原碱浸

向浸出渣中加入氢氧化钠和亚硫酸钠进行搅拌浸出，反应完全后，悬浊液进行液固分离；滤饼含铜、铋、银和金，以及它们的氧化物进入贵铅回收工序，含碲浸液转下一工序；控制氢氧化钠为15～50g/L，亚硫酸钠为10～20g/L，液固比为3～6:1，浸出温度75～95℃，浸出时间1～3h；该步骤结果，碲的浸出率50%以上，浸出反应如下:

TeO₂+NaOH → Na₂TeO₃+H₂O

TeO₃+Na₂SO₃+2NaOH →Na₂TeO₃+Na₂SO₄+H₂O

③硫化、脱硅净化

向含碲浸出液中加入饱和的Na₂S溶液沉淀铜、铅等重金属，在加入Na₂S的同时，加入CaCl₂溶液除硅；控制温度在40～80℃；过滤后得净化渣和净化液，净化渣转重金属回收工序，净化液转下一工序；该步骤结果，脱铅率92%以上，脱硅率达到90%以上，终点Cu²⁺=0.05～0.15g/L，反应如下：

Na₂PbO₂+Na₂S+2H₂O → PbS ↓+ 4NaOH

Na₂SiO₃+CaCl₂→CaSiO₃↓+2NaCl

④中和沉碲

净化液中加入H₂SO₄，中和至pH=5.5～6.5，其中有90%以上的硒留在中和后液中被除去；控制温度为75～95℃，水解、过滤得到TeO₂。该步骤结果，TeO₂的品位达50%以上，脱硒率90%以上，中和后废液中含碲为0.1～0.3g/L。其中发生的反应如下:

Na₂TeO₃+H₂SO₄→ TeO₂↓+Na₂SO₄+H₂O

Na₂SeO₃+H₂SO₄→H₂SeO₃↓+Na₂SO₄

上述湿法球磨的磨矿时间越长，产物粒度越细，与溶剂的接触面积就越大，从而可以增加碲的浸出率。

上述步骤②中的还原碱浸，通过添加新碱，可以使溶液保持一定碱度，避免已溶解的亚碲酸钠水解；在碱性的条件下，采用亚硫酸钠作为转型剂，使难浸出的高价碲转型为低价碲。

与传统的碱浸法相比，本方法的第一次水浸和二次碱浸不但提高了碲的浸出率，而且减少了浸出工序中碱的用量，降低了生产成本。本方法还有一个亮点是在碱性体系中，采用亚硫酸钠作为转型剂，使难溶的高价碲转型为低价碲，从而增加碲的浸出率。在适宜的工艺条件下，碲的总浸出率可达90%以上；通过中和回收碲，其TeO₂的品位可达50%以上，中和后废液中含碲为0.1～0.3g/L。而且浸出渣中的铜、铅、铋、锑、贵金属进一步得到了富集，实现资源的再利用，降低了生产成本，节省了能源，无论从资源回收还是环境保护方面来说都具有十分重要的意义。

附图说明

附图是结合具体的工艺实施方式，详细的说明了工艺走向,

图1是本发明的工艺流程图。

具体实施方案

实例1:

含碲冶炼渣的成分: 碲：6.35%，铋：43.38%，铜：11.43%，铅：8.54%，砷：0.06%，锑：1.27%，硒：0.05%，银：1.4253%，金：1.5g/t，二氧化硅：1～2%。

(1)取含碲冶炼渣100g，按液固质量比3:1加入水进行调浆，温度控制在75℃，反应2h，粒度为200目；立即过滤分离一次水浸液和富铋、铜、银、金的浸出渣；得到浸出渣88.2g，浸出渣中含碲量为2.46%，含铋量为40.27%，含铜量为11.02%，含银量为1.367%；

(2)将以上所得的一次水浸渣加入包含氢氧化钠30g/L、亚硫酸钠10g/L的混合溶液，控制液固比为3:1条件下，温度为90℃，反应3h，过滤分离还原碱浸液和二次浸出渣；得到二次浸出渣85.62g,浸出渣中含碲量0.992%，得到还原碱浸液490ml，还原碱浸液中碲的浓度为2.759g/L；

(3)将以上得到的含碲浸出液先后加入适量饱和的Na₂S、CaCl₂除去浸出液中的铅、铜、硅。过滤后得到净化渣11.7g,渣中含铅为66.27%，渣中含硅量为12.05%。

(4)将上诉的净化液用硫酸中和，控制终点的pH=5，温度为85℃，还原得到中和后废液和TeO₂；中和后废液中碲的浓度降至0.15g/L。

(5)按已有的技术进行TeO₂的干燥处理，从第1步可得碲的浸出率为65.83%，铋的一次入渣率为81.87%，铜的一次入渣率为84.96%，银的一次入渣率为84.6%；从第2步可知碲的浸出率为60.86%，碲的总的浸出率86.63%。

实例2：

(1)取含碲冶炼渣100g，按液固质量比4:1加入水进行调浆，温度控制在90℃，反应3h，粒度为260目；立即过滤分离一次水浸液和富铋、铜、银、金的浸出渣；得到浸出渣84.5g，浸出渣中含碲量为1.96%，含铋量为46.48%，含铜量为12.67%，含银量为1.514%；

(2)将以上所得的一次水浸渣加入包含氢氧化钠50g/L、亚硫酸钠20g/L的混合溶液，控制液固比为4:1条件下，温度为90℃，反应3h，过滤分离还原碱浸液和二次浸出渣；得到二次浸出渣82.76g，浸出渣中含碲量为0.67%；得到还原碱浸液475ml，还原碱浸液中碲的浓度为2.398g/L；

(3)将以上得到的含碲浸出液先后加入适量饱和的Na₂S、CaCl₂除去浸出液中的铅、铜、硅。过滤后得到净化渣11.2g，渣中含铅为69.38%，渣中含硅量为12.19%。

(4)将上诉的净化液用硫酸中和，控制终点的pH=6，温度为85℃，还原得到中和后废液和TeO₂；中和后废液中碲的浓度降至0.21g/L；

(5)按已有的技术进行TeO₂的干燥处理，从第1步可得碲的浸出率为73.92%，铋的一次入渣率为90.54%，铜的一次入渣率为93.67%，银的一次入渣率为89.76%从第2步可知碲的浸出率为66.52%，碲的总浸出率为91.27%。

Claims

1.一种从含碲冶炼渣中提取二氧化碲的工艺，其特征在于包含以下步骤:

①碲渣的球磨水浸出

通过湿法球磨将碲渣磨至0.075mm以下，将碲渣按液固质量比3～6:1加入水进行调浆，浆化后进行水浸；碲被浸出的同时，铅和硒分别以Na₂PbO₂和Na₂SeO₃的形式进入溶液；铜、铋、银和金，以及它们的氧化物留在渣里；渣中还有少量碲未浸出则需二次浸出；控制浸出温度为70～90℃，水浸时间1～4h，粒度200目以下；该步骤结果，碲的浸出率65～75%，脱铋率90%以上，脱铜率92%以上；

②碲渣的还原碱浸

向浸出渣中加入氢氧化钠和亚硫酸钠进行搅拌浸出，反应完全后，悬浊液进行液固分离；滤饼含铜、铋、银和金，以及它们的氧化物进入贵铅回收工序，含碲浸液转下一工序；控制氢氧化钠为15～50g/L，亚硫酸钠为10～20g/L，液固比为3～6:1，浸出温度75～95℃，浸出时间1～3h；

③硫化、脱硅净化

向含碲浸出液中加入饱和的Na₂S溶液沉淀铜、铅，在加入Na₂S的同时，加入CaCl₂溶液除硅；控制温度在40～80℃；过滤后得净化渣和净化液，净化渣转重金属回收工序，净化液转下一工序；

④中和沉碲

净化液中加入H₂SO₄，中和至pH=5.5～6.5，其中有90%以上的硒留在中和后液中被除去；控制温度为75～95℃，水解，过滤得到TeO₂。