CN105887118A

CN105887118A - 一种从含碲物料中选择性分离回收碲的方法

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Publication number: CN105887118A
Application number: CN201610300999.0A
Authority: CN
Inventors: 郭学益; 许志鹏; 田庆华; 李栋
Original assignee: Central South University
Current assignee: Central South University
Priority date: 2016-05-09
Filing date: 2016-05-09
Publication date: 2016-08-24
Anticipated expiration: 2036-05-09
Also published as: CN105887118B

Abstract

一种从含碲物料中选择性分离回收碲的方法，包括以下步骤：(1)将含碲物料加入硫化钠溶液中，搅拌浸出后过滤，得到浸出液和浸出渣；(2)加步骤(1)后的浸出液循环电解槽中进行旋流电解，旋流电解完成后取出阴极产物；(3)对步骤(2)后的阴极产物依次进行草酸溶液煮洗、水洗、干燥，即得到所述高纯碲，纯度达到99.9％以上。本发明采用硫化钠溶液处理含碲物料，可实现含碲物料中碲的一步选择性分离，且锑、铋和铅等金属富集在浸出渣中，分离效果好。

Description

一种从含碲物料中选择性分离回收碲的方法

技术领域

本发明涉及冶金领域，尤其涉及一种从含碲物料中选择性分离回收碲的方法。

背景技术

碲属于稀散元素，是一种冶金工业中广泛使用的合金添加剂，石油化学工业中的催化剂和硫化剂，电子和电器工业中重要的半导体和光学器件原料，是当代高技术新材料的支撑材料。碲以其在现代高科技工业、国防与尖端技术领域中所占的重要地位，越来越受到人们的重视，应用范围也越来越广，对国民经济的发展的影响越来越大。

目前，碲主要是从铜精矿和铅精矿中伴生回收的，铜精矿或铅精矿中经过火法熔炼电解精炼工艺处理后，使碲富集在电解精炼过程产出的阳极泥中。由于碲的化学性质比较特殊，具有较明显的两性特征，易分散，回收率较低。从含碲溶液中提取碲主要采用酸化中和→焙烧→溶解→电解等工序制备碲锭，电解精炼是从含碲溶液中回收提纯碲的关键步骤，但对电解液中的杂质元素如Pb、Se等含量要求很高，且电解液中的碲含量和氢氧化钠浓度对电解影响较大，电解周期长，电解效率低。

中国发明专利公开号CN104762471A，公开了中南大学刘伟锋等人提出的一种含碲物料强化浸出的方法。将硫化钠、亚硫酸钠和硫代硫酸钠中的二种或三种配制成溶液，把含碲物料按一定液固比加入溶液中，通入氮气作为保护气氛，在高温高压下，使MeTeO₃和MeTeO₄等难溶物转化为可溶的Na₂TeO₃，并使溶液的重金属离子生成MeS沉淀进入浸出渣，最后采用真空过滤实现固液分离，浸出液碲锭，浸出渣再回收其他有价金属。此发明专利在高温高压下浸出碲，存在能耗高、操作危险、对设备以及材质要求高的缺陷。

中国发明专利公开号CN103264997A，公开了河北工业大学李栋婵提出的一种从低浓度碲液中提取碲的方法。在碲液中加入HCl溶液，使碲液中HCl浓度为4.5mol/L，得到预处理碲液水相；按相比1:1加入磷酸三丁醋/煤油有机相，振荡萃取2～4min，萃取级数一级，静置分层后，得到负载有机相；按相比1:1加入NH₄Cl溶液水相进行反萃，振荡萃取0.5～2min，萃取级数三级，静置分离水相；将上述反萃后的含碲水相通过蒸发法或沉淀法，制得碲产品。该发明采用萃取→反萃→沉淀工艺流程从含碲溶液中提取碲，工艺流程长，操作复杂，试剂消耗大。

中国发明专利授权公开号CN101565174B，公开了永兴县鑫泰银业有限责任公司赵秦生等人提出的一种从含碲冶炼渣中提取精碲的方法。含碲冶炼渣利用无机酸氧化浸出、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、电积制备精碲，但是该发明含碲冶炼渣提取精碲工艺流程长，流程冗长复杂，且回收周期长。

发明内容

本发明要解决的技术问题是克服现有技术的不足，提供一种含碲物料中选择性分离回收碲的方法，该方法可一步选择性分离含碲物料中的碲，使碲全部进入浸出液中，而含碲物料中的锑、铋和铅等金属全部富集于浸出渣中，分离效果好。

为解决上述技术问题，本发明提出的技术方案为：

一种从含碲物料中选择性分离回收碲的方法，包括以下步骤：

(1)将含碲物料加入硫化钠溶液中，搅拌浸出后过滤，得到浸出液和浸出渣；

(2)加步骤(1)后的浸出液循环电解槽中进行旋流电解，旋流电解完成后取出阴极产物；

(3)对步骤(2)后的阴极产物依次进行草酸溶液煮洗、水洗、干燥，即得到所述高纯碲，纯度达到99.9％以上。

上述的从含碲物料中选择性分离回收碲的方法，优选的，所述步骤(2)的旋流电解过程中，浸出液的循环流量为100～400L/h，电流密度为40～80A/m²，电解时间为8～24h。申请人通过无数次的研究和实验发现，将电流密度密度控制在40～80A/m²的范围内，可避免电流密度过小将会导致电解周期长、阴极碲致密难以剥下，也可避免电流密度过大将会导致电解后期杂质元素放电严重、电流效率下降，且可能会电解出碲粉、难以收集的问题。

上述的从含碲物料中选择性分离回收碲的方法，优选的，所述步骤(1)中，硫化钠浓度为20～50g/L，硫化钠溶液与含碲物料的液固比为(3.5:1)～(8:1)，比值单位为L/Kg。

上述的从含碲物料中选择性分离回收碲的方法，优选的，所述步骤(1)中，浸出温度为30～70℃，浸出的时间为1～4h。

上述的从含碲物料中选择性分离回收碲的方法，优选的，所述步骤(3)中，草酸溶液的浓度为0.05～0.1mol/，煮洗时间为7～10h。

上述的从含碲物料中选择性分离回收碲的方法，优选的，所述步骤(1)中，浸出渣采用传统还原熔炼工艺回收锑、铋和铅。

上述的从含碲物料中选择性分离回收碲的方法，优选的，所述步骤(2)电解过程中产生的电解后液进行调整pH后返回循环电解槽中进行循环电解。

上述步骤(1)为选择性分离碲的过程，发生的主要化学反应如下：

Na₆TeO₆+Na₂S→Na₆TeS₆+NaOH；

PbO+Na₂S+H₂O→PbS+2NaOH。

上述步骤(2)为碲的回收过程，发生的主要化学反应如下：

阴极：TeO₃ ^2-+3H₂O+4e→6OH^-+Te↓；

阳极：4OH^-+4e→2H₂O+O₂↑。

本发明的基本原理：含碲物料中难溶解的碲与硫化钠生成可溶性的硫代碲酸钠，而含碲物料中的锑酸钠由于被包裹不能与溶液中的硫离子接触，而铋、铅等不溶于硫化钠溶液，因此可一步实现含碲物料中碲的选择性分离，而使锑、铋和铅等金属富集在浸出渣中；浸出渣利用传统还原熔炼实现锑、铋和铅的回收，含碲浸出液由于硫化钠的除杂净化作用，杂质含量低，将含碲浸出液加入循环电解槽中，在高电流密度和一定循环流量的条件下，直接从含碲浸出液中旋流电解制备出单质碲。

与现有技术相比，本发明的优点在于：

(1)本发明采用硫化钠溶液处理含碲物料，可实现含碲物料中碲的一步选择性分离，且锑、铋和铅等金属富集在浸出渣中，分离效果好。

(2)本发明采用硫化钠溶液处理含碲物料，由于硫化钠的除杂净化作用，浸出液中铜、铅等重金属杂质离子含量低，缩短了传统碲生产过程中的净化除杂工序，缩短了生产周期。

(3)本发明采用旋流电解法制备阴极碲，避免了传统碲电解过程中溶液缓慢流动而导致电流效率降低、浓差极化增大等对电积不利因素的影响，缩短了碲的电解周期，降低了电解液中杂质元素浓度要求，具有高选择性、高电流密度、高产品纯度等多种优势。

(4)本发明的电解过程中的电解后液进行调整pH后可返回循环电解槽中进行循环电解，减少废液的排放。

附图说明

图1为本发明实施例使用的含碲物料的XRD图谱。

图2为本发明的工艺流程图。

图3为本发明实施例1中得到的浸出渣的XRD图谱。

具体实施方式

为了便于理解本发明，下文将结合说明书附图和较佳的实施例对本发明作更全面、细致地描述，但本发明的保护范围并不限于以下具体的实施例。

除非另有定义，下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解的含义相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的，并不是旨在限制本发明的保护范围。

除有特别说明，本发明中用到的各种试剂、原料均为可以从市场上购买的商品或者可以通过公知的方法制得的产品。

下述实施例中所用含碲物料的化学组成见表1所示，其XRD图谱如图1所示。

表1含碲物料的化学组成表

元素	Sb	Te	Pb	Na	Bi	Fe
							含量(ωt％)	23.06	11.60	13.70	7.16	5.21	2.16

实施例1：

一种本发明的选择性分离回收碲的方法，其工艺流程图如图2所示，包括以下步骤：

(1)将如表1所示化学组成的含碲物料磨细至100％过孔径为75um～150um筛，然后将过筛后的含碲物料加入配制的50g/L的硫化钠溶液中(硫化钠溶液的体积和含碲物料的质量比值为8L/Kg)，搅拌浸出，浸出过程中的温度为30℃，浸出时间为4h，浸出完成后采用真空抽滤方液固分离，得到浸出液和浸出渣(其XRD图谱见图3)，浸出渣利用传统还原熔炼回收锑、铋和铅；

(2)将步骤(1)后的浸出液加入循环电解槽中进行旋流电解，控制循环流量为300L/h，电流密度为80A/m²；电解过程中，保持电流密度稳定，电解15h后取出阴极，剥下阴极产物；电解过程中产生的电解后液调整pH后直接返回循环电解槽中，进行循环电解；

(3)用0.08mol/L的草酸溶液煮洗步骤(2)中得到的阴极产物，煮洗8h后，用去离子水冲洗、烘干，得到高纯碲，高纯碲经熔铸后得到碲锭。

本实施例步骤(1)中的碲选择性浸出过程碲浸出率达98.33％，锑的浸出率仅为0.02％，而铅和铋不浸出；电解过程中的电流效率达99.13％，高纯碲的纯度达99.96％。

实施例2：

(1)将如表1所示化学组成的含碲物料磨细至100％过孔径为75um～150um筛，然后将过筛后的含碲物料加入配制的30g/L的硫化钠溶液中(硫化钠溶液的体积和含碲物料的质量比值为5L/Kg)，搅拌浸出，浸出过程中的温度为60℃，浸出时间为3h，浸出完成后采用真空抽滤方液固分离，得到浸出液和浸出渣，浸出渣利用传统还原熔炼回收锑、铋和铅；

(2)将步骤(1)后的浸出液加入循环电解槽中进行旋流电解，控制循环流量为400L/h，电流密度为40A/m²；电解过程中，保持电流密度稳定，电解8h后取出阴极，剥下阴极产物；电解过程中产生的电解后液调整pH后直接返回循环电解槽中，进行循环电解；

(3)用0.1mol/L的草酸溶液煮洗步骤(2)中得到的阴极产物，煮洗7h后，用去离子水冲洗、烘干，得到高纯碲，高纯碲经熔铸后得到碲锭。

本实施例步骤(1)中的碲选择性浸出过程碲浸出率达97.68％，锑的浸出率仅为0.01％，而铅和铋不浸出；电解过程中的电流效率达98.96％，高纯碲的纯度达99.94％。

实施例3：

(1)将如表1所示化学组成的含碲物料磨细至100％过孔径为75um～150um筛，然后将过筛后的含碲物料加入配制的20g/L的硫化钠溶液中(硫化钠溶液的体积和含碲物料的质量比值为3.5L/Kg)，搅拌浸出，浸出过程中的温度为70℃，浸出时间为1h，浸出完成后采用真空抽滤方液固分离，得到浸出液和浸出渣，浸出渣利用传统还原熔炼回收锑、铋和铅；

(2)将步骤(1)后的浸出液加入循环电解槽中进行旋流电解，控制循环流量为100L/h，电流密度为60A/m²；电解过程中，保持电流密度稳定，电解8h后取出阴极，剥下阴极产物；电解过程中产生的电解后液调整pH后直接返回循环电解槽中，进行循环电解；

(3)用0.05mol/L的草酸溶液煮洗步骤(2)中得到的阴极产物，煮洗10h后，用去离子水冲洗、烘干，得到高纯碲，高纯碲经熔铸后得到碲锭。

本实施例步骤(1)中的碲选择性浸出过程碲浸出率达99.25％，锑的浸出率仅为0.03％，而铅和铋不浸出；电解过程中的电流效率达99.32％，高纯碲的纯度达99.97％。

Claims

1.一种从含碲物料中选择性分离回收碲的方法，其特征在于，包括以下步骤：

(2)将步骤(1)后的浸出液加入循环电解槽中进行旋流电解，旋流电解完成后取出阴极产物；

(3)对步骤(2)后的阴极产物依次进行草酸溶液煮洗、水洗、干燥，即得到所述高纯碲。

2.如权利要求1所述的从含碲物料中选择性分离回收碲的方法，其特征在于，所述步骤(2)的旋流电解过程中，浸出液的循环流量为100～400L/h，电流密度为40～80A/m²，电解时间为8～24h。

3.如权利要求1所述的从含碲物料中选择性分离回收碲的方法，其特征在于，所述步骤(1)中，硫化钠浓度为20～50g/L，硫化钠溶液与含碲物料的液固比为(3.5:1)～(8:1)，比值单位为L/Kg。

4.如权利要求1～3任一项所述的从含碲物料中选择性分离回收碲的方法，其特征在于，所述步骤(1)中，浸出温度为30～70℃，浸出的时间为1～4h。

5.如权利要求1～3任一项所述的从含碲物料中选择性分离回收碲的方法，其特征在于，所述步骤(3)中，草酸溶液的浓度为0.05～0.1mol/L，煮洗时间为7～10h。

6.如权利要求1～3任一项所述的从含碲物料中选择性分离回收碲的方法，其特征在于，所述步骤(1)中，浸出渣采用传统还原熔炼工艺回收锑、铋和铅。

7.如权利要求1～3任一项所述的从含碲物料中选择性分离回收碲的方法，其特征在于，所述步骤(2)电解过程中产生的电解后液进行调整pH后返回循环电解槽中进行循环电解。