CN112499598A - 一种从铜阳极泥压浸后液中提碲的方法 - Google Patents
一种从铜阳极泥压浸后液中提碲的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN112499598A CN112499598A CN202011260564.0A CN202011260564A CN112499598A CN 112499598 A CN112499598 A CN 112499598A CN 202011260564 A CN202011260564 A CN 202011260564A CN 112499598 A CN112499598 A CN 112499598A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- copper
- tellurium
- solution
- copper powder
- telluride
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Pending
Links
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 290
- 239000010949 copper Substances 0.000 title claims abstract description 200
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 186
- 229910052714 tellurium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 83
- PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N tellurium atom Chemical compound [Te] PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 74
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 64
- 238000002386 leaching Methods 0.000 title claims abstract description 42
- XSOKHXFFCGXDJZ-UHFFFAOYSA-N telluride(2-) Chemical compound [Te-2] XSOKHXFFCGXDJZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 97
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 74
- 238000004070 electrodeposition Methods 0.000 claims abstract description 55
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims abstract description 44
- 230000008569 process Effects 0.000 claims abstract description 26
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 20
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 106
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 claims description 67
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 43
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 43
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 claims description 38
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 38
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 30
- 239000003463 adsorbent Substances 0.000 claims description 15
- 239000011669 selenium Substances 0.000 claims description 15
- 239000011259 mixed solution Substances 0.000 claims description 12
- BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N Selenium Chemical compound [Se] BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 11
- 229910052711 selenium Inorganic materials 0.000 claims description 11
- GHPGOEFPKIHBNM-UHFFFAOYSA-N antimony(3+);oxygen(2-) Chemical group [O-2].[O-2].[O-2].[Sb+3].[Sb+3] GHPGOEFPKIHBNM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 10
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 claims description 9
- 239000004332 silver Substances 0.000 claims description 9
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 claims description 8
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims description 5
- JEMGLEPMXOIVNS-UHFFFAOYSA-N arsenic copper Chemical group [Cu].[As] JEMGLEPMXOIVNS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- FXADMRZICBQPQY-UHFFFAOYSA-N orthotelluric acid Chemical compound O[Te](O)(O)(O)(O)O FXADMRZICBQPQY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 239000000047 product Substances 0.000 abstract description 69
- 230000009467 reduction Effects 0.000 abstract description 49
- 238000012545 processing Methods 0.000 abstract description 8
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 abstract description 5
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 abstract description 2
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 19
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 12
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 12
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 9
- 235000011121 sodium hydroxide Nutrition 0.000 description 9
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 238000003825 pressing Methods 0.000 description 7
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 6
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 6
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 5
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 5
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 4
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 4
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 4
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 4
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 4
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 3
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 3
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 3
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 2
- 238000007796 conventional method Methods 0.000 description 2
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 2
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 2
- 238000012946 outsourcing Methods 0.000 description 2
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 2
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 2
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 1
- 150000001879 copper Chemical class 0.000 description 1
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-ZSJDYOACSA-N heavy water Substances [2H]O[2H] XLYOFNOQVPJJNP-ZSJDYOACSA-N 0.000 description 1
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000011159 matrix material Substances 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011541 reaction mixture Substances 0.000 description 1
- 230000035484 reaction time Effects 0.000 description 1
- 238000011946 reduction process Methods 0.000 description 1
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 1
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 1
- KRRRBSZQCHDZMP-UHFFFAOYSA-N selanylidenesilver Chemical compound [Ag]=[Se] KRRRBSZQCHDZMP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01B—NON-METALLIC ELEMENTS; COMPOUNDS THEREOF; METALLOIDS OR COMPOUNDS THEREOF NOT COVERED BY SUBCLASS C01C
- C01B19/00—Selenium; Tellurium; Compounds thereof
- C01B19/007—Tellurides or selenides of metals
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C25—ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
- C25C—PROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
- C25C1/00—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
- C25C1/12—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions of copper
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01P—INDEXING SCHEME RELATING TO STRUCTURAL AND PHYSICAL ASPECTS OF SOLID INORGANIC COMPOUNDS
- C01P2006/00—Physical properties of inorganic compounds
- C01P2006/80—Compositional purity
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Abstract
本发明提供了一种从铜阳极泥压浸后液中提碲的方法,先利用二氧化硫气体进行一步还原,使铜阳极泥压浸后液中的部分碲转为碲化铜沉淀;再加入铜粉进行二步还原,将剩余碲全部沉淀出来得到碲化铜产品;同时,将分离碲化铜产品后的分离液脱砷后,进行电积处理,得到电积铜粉;然后重复上述步骤开启第二轮处理工艺,不同的是,将第一轮工艺得到电积铜粉替换掉二步还原中使用的铜粉,如此重复处理,不断得到碲化铜产品。本发明通过上述处理方式能够有效降低碲化铜产品中的含铜品位,获得高碲低铜型碲化铜产品,而且本发明的方法能够大幅降低外购铜粉的用量,节约了加工成本。
Description
技术领域
本发明涉及湿法冶金领域,特别涉及一种从铜阳极泥压浸后液中提碲的方法。
背景技术
铜阳极泥是铜电解精炼附着于阳极基体表面或沉淀于电解槽底/悬浮于电解液中的泥状物,其富集了矿石、精矿中的大部分贵金属和某些稀散元素,具有较高的综合回收价值。
铜阳极泥经过压浸作业后,得到脱铜泥和压浸后液,压浸后液中含有铜、银、硒、碲等有价元素,一般先通过使用还原剂回收银硒,得到回收银硒后的含铜砷碲酸液;对于该回收银硒后的含铜砷碲酸液,目前主要的处理方式是通过加入铜粉使其生成碲化铜,从而使碲得到回收。
然而,上述处理方式得到的碲化铜产品中,含铜品位较高、碲品位较低(即所得碲化铜CuxTe产品中,x值较大),为高铜低碲类碲化铜产品,不能有效回收提取碲、铜损失较高;而且,上述处理方法中全部采用外购铜粉作为还原剂,成本较高。
发明内容
有鉴于此,本发明的目的在于提供一种从铜阳极泥压浸后液中提碲的方法。本发明的方法能够有效降低碲化铜产品中的含铜品位,获得高碲低铜型碲化铜产品,而且本发明的方法能够大幅降低外购铜粉的用量,节约了加工成本。
本发明提供了一种从铜阳极泥压浸后液中提碲的方法,包括以下步骤:
a)向铜阳极泥压浸后液中通入二氧化硫气体进行还原反应,得到含碲化铜混合液;
b)将所述含碲化铜混合液与铜粉混合进行还原反应后,固液分离,得到碲化铜产品和含砷的硫酸铜溶液;
c)对所述含砷的硫酸铜溶液进行脱砷处理,得到净化硫酸铜溶液;
d)对所述净化硫酸铜溶液进行电积处理,形成电积铜粉;
e)重复步骤a)~d),并且将步骤d)得到的电积铜粉投入步骤b)中替换步骤b)中的铜粉,从而不断得到碲化铜产品。
优选的,所述步骤a)中,所述二氧化硫气体与铜阳极泥压浸后液中碲的质量比为(3~5)∶1。
优选的,所述步骤a)中,所述还原反应的温度为60~80℃。
优选的,所述步骤b)中,所述铜粉与含碲化铜混合液中碲的质量比为(3.7~4.2)∶1。
优选的,所述步骤e)中,所述电积铜粉与含碲化铜混合液中碲的质量比为(0.5~2)∶1。
优选的,所述步骤b)中,所述铜粉为雾化铜粉。
优选的,所述步骤b)中,所述还原反应的温度为90~100℃;所述固液分离的温度为50~70℃。
优选的,所述步骤d)中,所述电积处理的条件为:电流密度为1600~1800A/m2,电积温度为20~40℃;
所述电积处理的终点为:使所得电积终液中的铜含量为Cu≤12g/L。
优选的,所述步骤a)中,所述铜阳极泥压浸后液为回收银硒后的含铜砷碲酸液;
所述回收银硒后的含铜砷碲酸液中铜的浓度为20~50g/L,碲浓度为1~10g/L。
优选的,所述步骤c)中,利用吸附剂对所述含砷的硫酸铜溶液进行吸附脱砷处理;所述吸附剂为氢氧化钠溶液处理的锑白吸附剂。
本发明提供了一种从铜阳极泥压浸后液中提碲的方法,先利用二氧化硫气体进行一步还原,使铜阳极泥压浸后液中的部分碲转为碲化铜沉淀;再加入铜粉进行二步还原,将剩余碲全部沉淀出来得到碲化铜产品;同时,将分离碲化铜产品后的分离液(即所述含砷的硫酸铜溶液)脱砷后,进行电积处理,得到电积铜粉;然后重复上述步骤开启第二轮处理工艺,不同的是,将第一轮工艺得到电积铜粉替换掉二步还原中使用的铜粉,如此重复处理,不断得到碲化铜产品。即本发明提供的连续式处理方法中,首轮工艺为二氧化硫一步还原+铜粉二步还原,二轮及其以后的工艺为二氧化硫一步还原+电积铜粉二步还原。本发明通过上述处理方式能够有效降低碲化铜产品中的含铜品位,获得高碲低铜型碲化铜产品(即降低碲化铜产品CuxTe中x的值),而且本发明的方法能够大幅降低外购铜粉的用量,节约了加工成本。
实验结果表明,本发明的方法制得的碲化铜产品中,铜含量能够降至30%以下。
附图说明
为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案,下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍,显而易见地,下面描述中的附图仅仅是本发明的实施例,对于本领域普通技术人员来讲,在不付出创造性劳动的前提下,还可以根据提供的附图获得其他的附图。
图1为实施例1提供的从铜阳极泥压浸后液中提碲的工艺流程图。
具体实施方式
本发明提供了一种从铜阳极泥压浸后液中提碲的方法,包括以下步骤:
a)向铜阳极泥压浸后液中通入二氧化硫气体进行还原反应,得到含碲化铜混合液;
b)将所述含碲化铜混合液与铜粉混合进行还原反应后,固液分离,得到碲化铜产品和含砷的硫酸铜溶液;
c)对所述含砷的硫酸铜溶液进行脱砷处理,得到净化硫酸铜溶液;
d)对所述净化硫酸铜溶液进行电积处理,形成电积铜粉;
e)重复步骤a)~d),并且将步骤d)得到的电积铜粉投入步骤b)中替换步骤b)中的铜粉,从而不断得到碲化铜产品。
本发明提供的提碲方法中,先利用二氧化硫气体进行一步还原,使铜阳极泥压浸后液中的部分碲转为碲化铜沉淀;再加入铜粉进行二步还原,将剩余碲全部沉淀出来得到碲化铜产品;同时,将分离碲化铜产品后的分离液(即所述含砷的硫酸铜溶液)脱砷后,进行电积处理,得到电积铜粉;然后重复上述步骤开启第二轮处理工艺,不同的是,将第一轮工艺得到电积铜粉替换掉二步还原中使用的铜粉,如此重复处理,不断得到碲化铜产品。即本发明提供的连续式处理方法中,首轮工艺为二氧化硫一步还原+铜粉二步还原,二轮及其以后的工艺为二氧化硫一步还原+电积铜粉二步还原。本发明通过上述处理方式能够有效降低碲化铜产品中的含铜品位,获得高碲低铜型碲化铜产品(即降低碲化铜产品CuxTe中x的值),而且本发明的方法能够大幅降低外购铜粉的用量,节约了加工成本。
关于步骤a):向铜阳极泥压浸后液中通入二氧化硫气体进行还原反应,得到含碲化铜混合液。
所述铜阳极泥压浸后液是指铜阳极泥经过压浸作业后得到的压浸后液。对于铜阳极泥压浸后液,一般先通过使用还原剂回收银硒,得到回收银硒后的含铜砷碲的酸液,本发明中,所述铜阳极泥压浸后液即优选为上述回收银硒后的含铜砷碲的酸液。本发明对上述回收银硒的方式没有特殊限制,为本领域技术人员熟知的常规处理方式即可。本发明中,所述回收银硒后的含铜砷碲酸液中铜的浓度优选为20~50g/L,碲浓度优选为1~10g/L。
本发明中,所述二氧化硫气体的通入量优选为:二氧化硫气体与铜阳极泥压浸后液中碲的质量比为(3~5)∶1;在本发明的一些实施例中,所述质量比为3∶1、4∶1或5∶1。本发明的整个还原沉碲中,分为二氧化硫还原和铜粉还原两个还原步骤,本发明控制上述特定的二氧化硫通入量,使第一步还原达到特定的程度、还原出一定部分的碲化铜,与第二步还原之间达到最佳配合,提高提碲率。
本发明中,所述还原反应的温度优选为60~80℃;在本发明的一些实施例中,所述温度为60℃、70℃或80℃。本发明中,可通过以下方式控制还原温度:预先将铜阳极泥压浸后液加热至目标温度,然后通入二氧化硫气体进行反应。本发明中,所述加热的方式优选为蒸汽加热。本发明中,自通入二氧化硫开始至停止通入的整个第一步还原反应的时间优选为2~3h。经上述还原反应后,铜阳极泥压浸后液中的一部分碲转化为碲化铜沉淀,得到含碲化铜混合液。
关于步骤b):将所述含碲化铜混合液与铜粉混合进行还原反应后,固液分离,得到碲化铜产品和含砷的硫酸铜溶液。
本发明中,所述铜粉优选为雾化铜粉。本发明对所述雾化铜粉的来源没有特殊限制,为一般市售品即可。本发明中,所述铜粉的用量优选为:铜粉与含碲化铜混合液中碲的质量比为(3.7~4.2)∶1,更优选为3.8∶1。本发明中,所述还原反应的温度优选为90~100℃;在本发明的一些实施例中,所述温度为90℃、95℃或100℃。本发明中,所述还原反应的时间优选为3~5h;在本发明的一些实施例中,所述时间为4h。经上述还原反应后,将含碲化铜混合液中剩余的碲转化为了碲化铜沉淀。
本发明中,经上述还原反应后,进行固液分离。本发明对所述固液分离的方式没有特殊限制,为本领域技术人员熟知的常规分离方式即可,如过滤等。经固液分离后,得到首次碲化铜产品和含砷的硫酸铜溶液。
本发明中,上述固液分离的温度优选为50~70℃;在本发明的一些实施例中,所述温度为50℃、60℃或70℃。具体的,在上述第二步还原反应后,先将反应混合液降低至上述目标温度,再进行固液分离。若上述温度过低,则会造成硫酸铜结晶掺杂在碲化铜产品CuxTe中,导致生成的CuxTe中含铜升高,造成铜损失。
关于步骤c):对所述含砷的硫酸铜溶液进行脱砷处理,得到净化硫酸铜溶液。
本发明中,所述脱砷处理优选为利用吸附剂对所述含砷的硫酸铜溶液进行吸附脱砷处理。本发明中,所述吸附剂优选为氢氧化钠溶液处理的锑白吸附剂。所述氢氧化钠溶液处理的锑白吸附剂优选为通过以下方法获得:将锑白与片碱、水混合反应,形成浆液;再利用硫酸调节所述浆液的pH至2~3,然后固液分离,得到吸附剂。其中,所述锑白与片碱的质量比优选为(1.5~3)∶1,更优选为2∶1;所述水的用量优选为使液固质量比优选为(3~6)∶1,更优选为4∶1。所述反应的温度优选为20~30℃,反应的时间优选为0.5~1h。
本发明对所述脱砷处理的方式没有特殊限制,为本领域常规吸附脱除处理的操作方式即可。本发明中,所述脱砷处理的终点优选为:使溶液中含砷量降至2g/L以下。经上述脱砷处理,得到净化硫酸铜溶液。
关于步骤d):对所述净化硫酸铜溶液进行电积处理,形成电积铜粉。
本发明通过电积还原处理,将净化硫酸铜溶液还原出铜粉。本发明中,所述电积处理的条件优选为:电流密度为1600~1800A/m2;电积温度为20~40℃。在本发明的一些实施例中,所述电流密度为1600A/m2、1700A/m2或1800A/m2。在本发明的一些实施例中,所述电积温度为20℃、30℃或40℃。本发明中,所述电积处理的终点优选为:使电积终液中铜含量降至12g/L以下。
本发明中,在上述电积处理后优选还进行固液分离,使碲化铜沉淀物与电积液分离开。本发明对所述固液分离的方式没有特殊限制,为本领域技术人员熟知的常规分离方式即可,如过滤等。经固液分离后,分别得到电积铜粉和电积液;其中,电积液可返回铜电解净化系统处理,而电积铜粉则返回步骤b),作为下一轮工艺中第二步还原中的铜粉。
前述步骤中涉及两次还原,二氧化硫还原和铜粉还原,具体涉及的反应如下:
SO2+2H2O+Cu2+→SO4 2-+4H++Cu
Cu2++2e→Cu
XCu+Te4+→CuxTe
本发明采用电积铜粉作为第二步还原反应的还原剂,不仅能够节约铜粉成本,还能够更好的与第一步还原配合,降低碲化铜产品的含铜品位、获得高碲低铜型碲化铜。
关于步骤e):重复步骤a)~d),并且将步骤d)得到的电积铜粉投入步骤b)中替换步骤b)中的铜粉,从而不断得到碲化铜产品。
本发明提供的方法为连续式处理方法,除首轮工艺用到的铜粉为外购铜粉,从第二轮开始用到的铜粉均为本发明工艺自身产生的电积铜粉,即在首轮工艺步骤d)得到电积铜粉开始,持续不断的向步骤b)输送,步骤b)不再采用外购铜粉。其中,电积铜粉用量与所述含碲化铜混合液中碲的质量比优选为(0.5~2)∶1;在本发明的一些实施例中,所述质量比为0.5∶1、1∶1、1.8∶1或2∶1。如此不断重复处理,从而不断的产生碲化铜产品。
本发明中,所得碲化铜产品为CuxTe,x≤2,相比现有技术,铜品位显著降低。现有技术中,所得碲化铜通常含铜品位较高,而本发明改进后能够有效降低含铜品位,使碲化铜产品呈高碲低铜,具体含铜降至20%~30%,含碲达35%以上,而由于外卖碲化铜产品中铜、碲存在计价系数,因此本发明改进后减少了铜的损失,具有可观的经济效益。本发明首次提出对获得碲化铜产品后剩余的含砷硫酸铜溶液处理来获得电积铜粉,并将电积铜粉用于铜阳极泥压浸后液的第二步还原中。通过上述处理,既能够使废弃资源重新利用,提高其附加价值,还能节约铜粉加工成本;同时能够更好的与第一步二氧化硫还原配合,获得高碲低铜产品。
本发明提供的方法中,先通过使用二氧化硫沉淀出部分碲,再使用电积铜粉沉淀出剩余碲,并以高碲低铜品位的碲化铜外卖;沉碲后的含砷硫酸铜溶液经脱砷处理后去电积制备沉碲所需的还原铜粉,而电积后液最终返到铜电解净化系统进行处理。对比全部使用外购铜粉沉碲工艺,改造后对系统中的砷进行开路处理,并利用二氧化硫和电积铜粉来代替外购铜粉,节约了铜粉加工成本;另外由于外卖碲化铜产品中铜、碲存在计价系数,而改造后碲化铜品位呈现高碲低铜,其中含碲35%以上、含铜20%-30%,所以减少了外卖产品中铜的损失,具有明显可观的经济效益。
为了进一步理解本发明,下面结合实施例对本发明优选实施方案进行描述,但是应当理解,这些描述只是为进一步说明本发明的特征和优点,而不是对本发明权利要求的限制。以下实施例中,所用铜阳极泥压浸后液为回收银硒后的含铜砷碲的酸液。
实施例1
1.1制备
按照图1进行处理,图1为实施例1提供的从铜阳极泥压浸后液中提碲的工艺流程图。
S1、向容器槽中通入铜阳极泥压浸后液23400Kg,使用蒸汽加热至70℃,在该温度下通入二氧化硫气体(与上述压浸后液中碲的质量比为3∶1)进行第一步还原沉碲,2h后,通入完毕。
S2、利用蒸汽将步骤S1的浆液体系升温至100℃,加入外购雾化铜粉(与浆液中碲的质量比为3.8∶1)进行第二步沉碲,加完铜粉后继续反应4h。
S3、将步骤S2反应结束后的浆液冷却至60℃后,进行压滤,得到碲化铜产品和含砷硫酸铜溶液。
S4、利用氢氧化钠溶液改性的锑白作为吸附剂,对步骤S3得到的含砷硫酸铜溶液进行吸附脱砷处理,将溶液的含砷量降至1.6g/L,得到净化硫酸铜溶液。
S5、对净化硫酸铜溶液进行电积处理,条件为:电流密度1800A/m2,温度30℃;电积终点为电积液中含铜11.5g/L。经电积处理后,过滤,分别得到电积铜粉和电积液。其中,电积液返回铜电解净液系统处理。
S6、重复步骤S1~S5,继续向容器槽中通入铜阳极泥压浸后液,利用二氧化硫进行第一步还原;同时,将步骤S5得到的电积铜粉送入步骤S2中替换其原来的雾化铜粉来进行第二步还原,且控制电积铜粉与浆液中碲的质量比为2∶1,再次得到碲化铜产品。如此重复处理,不断的产生电积铜粉并不断送入步骤S2中,从而不断获得碲化铜产品。
经三轮处理后,对所得碲化铜产品进行测试。
1.2测试
对所得碲化铜产品的品位进行测试,结果参见表1:
表1实施例1所得碲化铜产品的成分
Cu,% | Au,g/t | Ag,g/t | Sb,% | Bi,% | As,% | Pb,% | Se,% | Hg,% | Te,% |
26.87 | <2.0 | <50 | 0.0028 | 0.008 | 0.74 | 0.07 | 2.35 | <0.0010 | 37.13 |
实施例2
1.1制备
S1、向容器槽中通入铜阳极泥压浸后液23600Kg,使用蒸汽加热至70℃,在该温度下通入二氧化硫气体(与上述压浸后液中碲的质量比为4∶1)进行第一步还原沉碲,2h后,通入完毕。
S2、利用蒸汽将步骤S1的浆液体系升温至100℃,加入外购雾化铜粉(与浆液中碲的质量比为3.8∶1)进行第二步沉碲,加完铜粉后继续反应4h。
S3、将步骤S2反应结束后的浆液冷却至60℃后,进行压滤,得到碲化铜产品和含砷硫酸铜溶液。
S4、利用氢氧化钠溶液改性的锑白作为吸附剂,对步骤S3得到的含砷硫酸铜溶液进行吸附脱砷处理,将溶液的含砷量降至1.4g/L,得到净化硫酸铜溶液。
S5、对净化硫酸铜溶液进行电积处理,条件为:电流密度1800A/m2,温度30℃;电积终点为电积液中含铜10.4g/L。经电积处理后,过滤,分别得到电积铜粉和电积液。其中,电积液返回铜电解净液系统处理。
S6、重复步骤S1~S5,继续向容器槽中通入铜阳极泥压浸后液,利用二氧化硫进行第一步还原;同时,将步骤S5得到的电积铜粉送入步骤S2中替换其原来的雾化铜粉来进行第二步还原,且控制电积铜粉与浆液中碲的质量比为1.8∶1,再次得到碲化铜产品。如此重复处理,不断的产生电积铜粉并不断送入步骤S2中,从而不断获得碲化铜产品。
经三轮处理后,对所得碲化铜产品进行测试。
1.2测试
对所得碲化铜产品的品位进行测试,结果参见表2:
表2实施例2所得碲化铜产品的成分
Cu,% | Au,g/t | Ag,g/t | Sb,% | Bi,% | As,% | Pb,% | Se,% | Hg,% | Te,% |
23.56 | <2.0 | <50 | 0.0031 | 0.009 | 0.96 | 0.09 | 4.81 | <0.0010 | 35.49 |
实施例3
1.1制备
S1、向容器槽中通入铜阳极泥压浸后液23500Kg,使用蒸汽加热至60℃,在该温度下通入二氧化硫气体(与上述压浸后液中碲的质量比为3∶1)进行第一步还原沉碲,2h后,通入完毕。
S2、利用蒸汽将步骤S1的浆液体系升温至90℃,加入外购雾化铜粉(与浆液中碲的质量比为3.8∶1)进行第二步沉碲,加完铜粉后继续反应4h。
S3、将步骤S2反应结束后的浆液冷却至50℃后,进行压滤,得到碲化铜产品和含砷硫酸铜溶液。
S4、利用氢氧化钠溶液改性的锑白作为吸附剂,对步骤S3得到的含砷硫酸铜溶液进行吸附脱砷处理,将溶液的含砷量降至1.4g/L,得到净化硫酸铜溶液。
S5、对净化硫酸铜溶液进行电积处理,条件为:电流密度1600A/m2,温度20℃;电积终点为电积液中含铜12g/L以下。经电积处理后,过滤,分别得到电积铜粉和电积液。其中,电积液返回铜电解净液系统处理。
S6、重复步骤S1~S5,继续向容器槽中通入铜阳极泥压浸后液,利用二氧化硫进行第一步还原;同时,将步骤S5得到的电积铜粉送入步骤S2中替换其原来的雾化铜粉来进行第二步还原,且控制电积铜粉与浆液中碲的质量比为0.5∶1,再次得到碲化铜产品。如此重复处理,不断的产生电积铜粉并不断送入步骤S2中,从而不断获得碲化铜产品。
经三轮处理后,对所得碲化铜产品进行测试。
1.2测试
对所得碲化铜产品的品位进行测试,结果参见表3:
表3实施例3所得碲化铜产品的成分
Cu,% | Au,g/t | Ag,g/t | Sb,% | Bi,% | As,% | Pb,% | Se,% | Hg,% | Te,% |
25.47 | <2.0 | <50 | 0.0029 | 0.008 | 0.94 | 0.07 | 3.74 | <0.0010 | 36.53 |
实施例4
1.1制备
S1、向容器槽中通入铜阳极泥压浸后液23700Kg,使用蒸汽加热至80℃,在该温度下通入二氧化硫气体(与上述压浸后液中碲的质量比为5∶1)进行第一步还原沉碲,2h后,通入完毕。
S2、利用蒸汽将步骤S1的浆液体系升温至95℃,加入外购雾化铜粉(与浆液中碲的质量比为3.8∶1)进行第二步沉碲,加完铜粉后继续反应4h。
S3、将步骤S2反应结束后的浆液冷却至70℃后,进行压滤,得到碲化铜产品和含砷硫酸铜溶液。
S4、利用氢氧化钠溶液改性的锑白作为吸附剂,对步骤S3得到的含砷硫酸铜溶液进行吸附脱砷处理,将溶液的含砷量降至1.4g/L,得到净化硫酸铜溶液。
S5、对净化硫酸铜溶液进行电积处理,条件为:电流密度1700A/m2,温度40℃;电积终点为电积液中含铜12g/L以下。经电积处理后,过滤,分别得到电积铜粉和电积液。其中,电积液返回铜电解净液系统处理。
S6、重复步骤S1~S5,继续向容器槽中通入铜阳极泥压浸后液,利用二氧化硫进行第一步还原;同时,将步骤S5得到的电积铜粉送入步骤S2中替换其原来的雾化铜粉来进行第二步还原,且控制电积铜粉与浆液中碲的质量比为1∶1,再次得到碲化铜产品。如此重复处理,不断的产生电积铜粉并不断送入步骤S2中,从而不断获得碲化铜产品。
经三轮处理后,对所得碲化铜产品进行测试。
1.2测试
对所得碲化铜产品的品位进行测试,结果参见表4:
表4实施例4所得碲化铜产品的成分
Cu,% | Au,g/t | Ag,g/t | Sb,% | Bi,% | As,% | Pb,% | Se,% | Hg,% | Te,% |
26.59 | <2.0 | <50 | 0.0024 | 0.007 | 1.05 | 0.05 | 3.26 | <0.0010 | 35.65 |
对比例1
按照现有技术的常规方式进行提碲,具体在实施例2基础进行,与实施例2不同的是,不采用二氧化硫气体进行第一步还原以及电积铜粉进行第二步还原,整个还原过程都是采用外购铜粉还原,具体如下:
S1、向容器槽中通入铜阳极泥压浸后液23600Kg,使用蒸汽加热至100℃,加入外购雾化铜粉(与压浸后液中碲的质量比为3.8∶1)进行沉碲反应,加完铜粉后继续反应6h。
S2、将步骤S2反应结束后的浆液冷却至60℃后,进行压滤,得到碲化铜产品。
将对比例1所得碲化铜产品与实施例2的碲化铜产品的品位进行对比,结果参见表5:
表5对比例1与实施例的2的碲化铜品位对照
样品 | Cu,% | Te,% |
对比例1 | 40 | 29 |
实施例2 | 24 | 36 |
通过表5效果对比可以看出,与现有技术相比,本发明的提碲方法能够有效降低碲化铜产品中的含铜品位,使碲化铜呈高碲低铜。通过上述改进,每年可减少外卖铜损失30t,节约铜粉加工费30万元。
以上实施例的说明只是用于帮助理解本发明的方法及其核心思想。对这些实施例的多种修改对本领域的专业技术人员来说将是显而易见的,本文中所定义的一般原理可以在不脱离本发明的精神或范围的情况下,在其它实施例中实现。因此,本发明将不会被限制于本文所示的这些实施例,而是要符合与本文所公开的原理和新颖特点相一致的最宽的范围。
Claims (10)
1.一种从铜阳极泥压浸后液中提碲的方法,其特征在于,包括以下步骤:
a)向铜阳极泥压浸后液中通入二氧化硫气体进行还原反应,得到含碲化铜混合液;
b)将所述含碲化铜混合液与铜粉混合进行还原反应后,固液分离,得到碲化铜产品和含砷的硫酸铜溶液;
c)对所述含砷的硫酸铜溶液进行脱砷处理,得到净化硫酸铜溶液;
d)对所述净化硫酸铜溶液进行电积处理,形成电积铜粉;
e)重复步骤a)~d),并且将步骤d)得到的电积铜粉投入步骤b)中替换步骤b)中的铜粉,从而不断得到碲化铜产品。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤a)中,所述二氧化硫气体与铜阳极泥压浸后液中碲的质量比为(3~5)∶1。
3.根据权利要求1或2所述的方法,其特征在于,所述步骤a)中,所述还原反应的温度为60~80℃。
4.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤b)中,所述铜粉与含碲化铜混合液中碲的质量比为(3.7~4.2)∶1。
5.根据权利要求1或4所述的方法,其特征在于,所述步骤e)中,所述电积铜粉与含碲化铜混合液中碲的质量比为(0.5~2)∶1。
6.根据权利要求1或4所述的方法,其特征在于,所述步骤b)中,所述铜粉为雾化铜粉。
7.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤b)中,所述还原反应的温度为90~100℃;
所述固液分离的温度为50~70℃。
8.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤d)中,所述电积处理的条件为:电流密度为1600~1800A/m2,电积温度为20~40℃;
所述电积处理的终点为:使所得电积终液中的铜含量为Cu≤12g/L。
9.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤a)中,所述铜阳极泥压浸后液为回收银硒后的含铜砷碲酸液;
所述回收银硒后的含铜砷碲酸液中铜的浓度为20~50g/L,碲浓度为1~10g/L。
10.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤c)中,利用吸附剂对所述含砷的硫酸铜溶液进行吸附脱砷处理;
所述吸附剂为氢氧化钠溶液处理的锑白吸附剂。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202011260564.0A CN112499598A (zh) | 2020-11-12 | 2020-11-12 | 一种从铜阳极泥压浸后液中提碲的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202011260564.0A CN112499598A (zh) | 2020-11-12 | 2020-11-12 | 一种从铜阳极泥压浸后液中提碲的方法 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN112499598A true CN112499598A (zh) | 2021-03-16 |
Family
ID=74957252
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN202011260564.0A Pending CN112499598A (zh) | 2020-11-12 | 2020-11-12 | 一种从铜阳极泥压浸后液中提碲的方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN112499598A (zh) |
Citations (8)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4293332A (en) * | 1977-06-08 | 1981-10-06 | Institute Of Nuclear Energy Research | Hydrometallurgical process for recovering precious metals from anode slime |
CN1670258A (zh) * | 2005-02-06 | 2005-09-21 | 金川集团有限公司 | 一种电积生产铜粉的方法 |
CN102219193A (zh) * | 2010-04-16 | 2011-10-19 | 北京矿冶研究总院 | 一种铜碲溶液中分离回收碲的方法 |
CN102220489A (zh) * | 2010-04-16 | 2011-10-19 | 北京矿冶研究总院 | 一种从铜阳极泥中提取碲的方法 |
CN104495761A (zh) * | 2014-12-07 | 2015-04-08 | 金川集团股份有限公司 | 一种从高镍铜阳极泥中制备碲化铜的方法 |
CN109485023A (zh) * | 2018-12-18 | 2019-03-19 | 阳谷祥光铜业有限公司 | 一种从含铜碲废液中回收碲的方法 |
CN110015646A (zh) * | 2019-04-23 | 2019-07-16 | 阳谷祥光铜业有限公司 | 一种含砷、碲酸性溶液中富集碲的方法 |
JP2019147718A (ja) * | 2018-02-27 | 2019-09-05 | Jx金属株式会社 | テルルの回収方法 |
-
2020
- 2020-11-12 CN CN202011260564.0A patent/CN112499598A/zh active Pending
Patent Citations (8)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4293332A (en) * | 1977-06-08 | 1981-10-06 | Institute Of Nuclear Energy Research | Hydrometallurgical process for recovering precious metals from anode slime |
CN1670258A (zh) * | 2005-02-06 | 2005-09-21 | 金川集团有限公司 | 一种电积生产铜粉的方法 |
CN102219193A (zh) * | 2010-04-16 | 2011-10-19 | 北京矿冶研究总院 | 一种铜碲溶液中分离回收碲的方法 |
CN102220489A (zh) * | 2010-04-16 | 2011-10-19 | 北京矿冶研究总院 | 一种从铜阳极泥中提取碲的方法 |
CN104495761A (zh) * | 2014-12-07 | 2015-04-08 | 金川集团股份有限公司 | 一种从高镍铜阳极泥中制备碲化铜的方法 |
JP2019147718A (ja) * | 2018-02-27 | 2019-09-05 | Jx金属株式会社 | テルルの回収方法 |
CN109485023A (zh) * | 2018-12-18 | 2019-03-19 | 阳谷祥光铜业有限公司 | 一种从含铜碲废液中回收碲的方法 |
CN110015646A (zh) * | 2019-04-23 | 2019-07-16 | 阳谷祥光铜业有限公司 | 一种含砷、碲酸性溶液中富集碲的方法 |
Non-Patent Citations (2)
Title |
---|
朱卫平: "从铜阳极泥高压釜浸出液中回收碲和硒的新工艺", 《中国有色冶金》 * |
郭学益等: "《废弃电路板多金属粉末低温碱性熔炼 理论及工艺研究》", 30 September 2016, 冶金工业出版社 * |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN101717868B (zh) | 从含铟镓蒸馏废酸中综合回收铟镓方法 | |
CN109706319A (zh) | 从电镀污泥中低成本回收金属并生产精制硫酸镍的方法 | |
CN101434385A (zh) | 一种从铜阳极泥中提取碲的工艺 | |
EA005464B1 (ru) | Способ извлечения меди | |
CN102260795A (zh) | 一种用铜镍再生资源直接生产电解镍的方法 | |
CN101743332B (zh) | 从含有铟的氧化锌和/或溶液制备纯金属铟的方法 | |
KR101021180B1 (ko) | 고순도 황산 코발트 제조방법 | |
CN105274352B (zh) | 一种从碳酸铜锰钴钙锌混合物中分离铜钴锰的方法 | |
CN113088710A (zh) | 一种铜锗置换渣中铜锗分离的方法 | |
CN104651618B (zh) | 一种从含锡碲铋溶液中分离元素的方法 | |
CN112195344A (zh) | 一种从高浸渣浮选尾矿水中萃取回收锌的方法 | |
CN101134566B (zh) | 硫化镍精矿制备氨基磺酸镍工艺 | |
CN109913647B (zh) | 一种回收铋中矿中铜、锌的湿法处理方法 | |
CN109536992B (zh) | 一种两脱两积净化铜电解液的方法 | |
CN105838886A (zh) | 从湿法炼锌的铅银渣选矿尾矿水中萃取回收锌的方法 | |
CN113122718A (zh) | 一种黑铜泥的两段浸出工艺 | |
CN112499598A (zh) | 一种从铜阳极泥压浸后液中提碲的方法 | |
CN113026056B (zh) | 一种采用钴中间品二次电解生产电解钴的方法 | |
CN112481505B (zh) | 一种利用高氯冶炼烟灰制备碱式氯化锌的方法 | |
JP4071041B2 (ja) | 銅合金酸洗廃液の再生方法 | |
CN110541074B (zh) | 白合金中提取锗和钴的提取方法 | |
CN102888624A (zh) | 一种含锌碱液旋流电解生产超细锌粉的方法 | |
CN114959278B (zh) | 一种从铜碲渣中高效分离回收铜、碲的方法 | |
CN113637855B (zh) | 一种湿法炼锌系统净化除砷的方法 | |
CN111118298B (zh) | 一种除杂沉铜渣与铜钴矿酸浸渣混合洗涤除杂并提高铜钴回收率的方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
RJ01 | Rejection of invention patent application after publication | ||
RJ01 | Rejection of invention patent application after publication |
Application publication date: 20210316 |