CN112662880A - 碲铋锑物料的分离回收方法 - Google Patents
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Abstract
本公开提供一种碲铋锑物料的分离回收方法，其包括步骤：步骤一：将碲铋锑物料进行粉碎过筛，得到粉料；步骤二：将粉料与盐酸、硫酸、水的混合酸混合，加热，然后加入氧化剂并控制氧化浸出反应的温度为75～90℃，至电位升至300～400mv停止加氧化剂，进行搅拌反应，过滤得到浸出液与粗碲；步骤三：将氢氧化钠加入至上述浸出液中调pH＝6～8，加氢氧化钠过程中控制温度小于80℃，加入氢氧化钠后继续搅拌反应，过滤，得粗铋与沉铋后液。本公开的碲铋锑物料的分离回收方法中碲与铋、锑的分离效果好，可综合回收碲、铋、锑，回收率较高。
Description
技术领域
本发明涉及冶金、化学领域，更具体的涉及一种碲铋锑物料的分离回收方法。
背景技术
碲、铋、锑合金是室温下性能优异的热电材料，利用其制成的热电器件能够实现热能与电能的相互转换，并在日常生活中得到了广泛应用。加工过程中产生大量的含碲铋锑的边角料，此外多年来积累了大量已失效的热电制冷器件中的碲铋锑废料。因此分离回收碲、铋、锑对于资源综合利用、降低生产成本及防治环境污染具有十分重要的意义。
发明内容
鉴于现有技术中存在的问题，本公开的目的在于提供一种碲铋锑物料的分离回收方法，其碲与铋、锑的分离效果好，可综合回收碲、铋、锑，回收率较高。
为了实现上述目的，本公开提供了一种碲铋锑物料的分离回收方法，包括步骤：步骤一：将碲铋锑物料进行粉碎过筛，得到粉料；步骤二：将粉料与盐酸、硫酸、水的混合酸混合，加热，然后加入氧化剂并控制氧化浸出反应的温度为75～90℃，至电位升至300～400mv停止加氧化剂，进行搅拌反应，过滤得到浸出液与粗碲；步骤三：将氢氧化钠加入至上述浸出液中调pH＝6～8，加氢氧化钠过程中控制温度小于80℃，加入氢氧化钠后继续搅拌反应，过滤，得粗铋与沉铋后液。
在一些实施例中，在步骤一中，碲铋锑物料粉碎过筛得到-30目粉料。
在一些实施例中，在步骤二中，盐酸与硫酸体积比为(3.5:1)～(4:1)。
在一些实施例中，在步骤二中，混合酸H+浓度为3mol/L～6mol/L。
在一些实施例中，在步骤二中，搅拌反应的转速为300r/min～500r/min。
在一些实施例中，在步骤二中，粉料与盐酸、硫酸、水的混合酸按质量体积比为1g:(3～5)ml。
在一些实施例中，在步骤二中，粉料与盐酸、硫酸、水的混合酸混合后的加热温度为60℃～70℃。
在一些实施例中，在步骤二中，加入氧化剂后搅拌反应0.5h～1h。
在一些实施例中，在步骤二中，氧化剂为氯酸钠、双氧水、高锰酸钾、氯酸钾中的一种或多种。
在一些实施例中，在步骤三中，加入氢氧化钠后继续搅拌反应0.5h～1h。本公开的有益效果如下：
本公开的碲铋锑物料的分离回收方法中碲与铋、锑的分离效果好，可综合回收碲、铋、锑，回收率较高。
具体实施方式
下面详细说明根据本公开的碲铋锑物料的分离回收方法。
根据本公开的碲铋锑物料的分离回收方法，包括步骤：步骤一：将碲铋锑物料进行粉碎过筛，得到粉料；步骤二：将粉料与盐酸、硫酸、水的混合酸混合，加热，然后加入氧化剂并控制氧化浸出反应的温度为75～90℃，电位升至300～400mv时停止加氧化剂，进行搅拌反应，过滤得到浸出液与粗碲；步骤三：将氢氧化钠加入至上述浸出液中调pH＝6～8，加氢氧化钠过程中控制温度小于80℃，加入氢氧化钠后继续搅拌反应，过滤，得粗铋与沉铋后液。
在一些实施例中，在步骤一中，将碲铋锑物料进行粉碎，得到-30目粉料。粉碎后能过30目筛的物料在后面的反应中与酸的接触面积大，反应更充分；粉碎后的物料不能过30目筛时，后面的反应中粉料与酸接触面积小，反应不充分，降低碲的回收率。
在一些实施例中，在步骤一中，碲铋锑物料中，各元素的质量分数为，碲：40％～60％，铋：20％～50％，锑：1％～8％。
在一些实施例中，在步骤二中，盐酸与硫酸体积比为(3.5:1)～(4:1)。盐酸的量大于硫酸，所需溶液为强酸性溶液，由于选用的氧化剂有氯酸钾，若溶液中含有的硫酸浓度过高时，氯酸钾与硫酸会产生爆炸，另外氯化铋、氯化锑的溶解性好于硫酸铋与硫酸锑，因此，溶液中选取盐酸的量大于硫酸的量为(3.5:1)～(4:1)。
在一些实施例中，在步骤二中，粉料与盐酸、硫酸、水的混合酸混合后的加热温度为60℃～70℃，在该温度范围内有利于氧化剂的溶解并提供初始的动力。
在步骤二中，控制氧化浸出反应的温度为75～90℃。在此温度范围内，氧化浸出反应进行的比较完全。
在一些实施例中，在步骤二中，混合酸H+浓度为3mol/L～6mol/L，电位升至300～400mv。酸性条件下，铋、锑比碲更容易氧化成高价，可加入适量的氧化剂控制在适当的电位下，先把铋、锑氧化从而浸出至溶液中，碲以单质形式留在渣中，从而实现碲与铋、锑的有效分离。控制电位300～400mv，混合酸H+浓度为3mol/L～6mol/L时，才能保证碲以单质的形式存在，铋与锑以离子的形式存在于溶液中。
在步骤二中，涉及到的原理：
2Bi+6HCl+NaClO3→2BiCl3+NaCl+3H2O
2Sb+6HCl+NaClO3→2SbCl3+NaCl+3H2O
在步骤二中，电位升至300～400mv停止加氧化剂。随着氧化剂的继续加入会发生以下反应：
3Te+12HCl+2NaClO3→3TeCl4+2NaCl+6H2O
4HCl+2NaClO3→2ClO2+2NaCl+Cl2↑+2H2O
BiCl3+H2O→BiOCl↓+2HCl
SbCl3+H2O→SbOCl↓+2HCl
即氧化剂过量，电位过高时，会使碲被氧化进入溶液中，酸被消耗，溶液中的铋、锑随着酸度的下降水解形成沉淀，最终导致浸出液及浸出渣中都含有碲、铋、锑，导致碲与锑、铋的分离失败。
在一些实施例中，在步骤二中，搅拌反应的转速为300r/min～500r/min。转速在上述范围内物料与氧化剂可以充分反应，使碲、铋、锑分离较为完全。
在一些实施例中，在步骤二中，粉料与盐酸、硫酸、水的混合酸按质量体积比为1g:(3～5)ml。在该范围内，粉料与混合酸可以充分反应，使碲与铋、锑有效分离。
在步骤二中，粗碲用于配制电解液生产4N碲。
在一些实施例中，在步骤二中，加入氧化剂后搅拌反应0.5h～1h。搅拌时间过短，氧化浸出反应进行不完全，造成铋、锑不能完全浸出至溶液中，使得碲与铋、锑不能完全分离。
在一些实施例中，在步骤二中，氧化剂为氯酸钠、双氧水、高锰酸钾、氯酸钾中的一种或多种。氯酸钠在酸性溶液中有强氧化作用；双氧水为绿色氧化剂；高锰酸钾是一种强氧化剂；氯酸钾常温下稳定，为强氧化剂。
在步骤三中，加入氢氧化钠过程中控制温度小于80℃。氢氧化钠加入溶液中是一个剧烈放热的过程，为了安全考虑，在这个过程中控制温度小于80℃。
在步骤三中，将氢氧化钠加入浸出液中调pH＝6～8，步骤三是将溶液中的铋离子与锑离子转化为沉淀，因此，加入氢氧化钠调节溶液的pH可生成Bi(OH)3与Sb(OH)3。
在一些实施例中，在步骤三中，加入氢氧化钠后继续搅拌反应0.5h～1h。此步骤是将溶液中的铋离子与锑离子转化为沉淀，搅拌时间过短时反应不充分，造成铋离子与锑离子不能完全转化为沉淀；搅拌时间过长，增加了整个流程的反应时间，降低分离效率。
在一些实施例中，在步骤三中，粗铋中含有Sb(OH)3。溶液中加入氢氧化钠后可生成Bi(OH)3与Sb(OH)3，由于Sb(OH)3含量大于Sb(OH)3，所以称为粗铋。
步骤三中产生的沉铋后液转至废水处理。
下面给出测试过程。
实施例1
步骤一：将含碲：55.16％、铋：22.33％、锑：7.32％碲铋锑物料采用破碎球磨设备进行破碎球磨，并过30目筛，得到-30目粉料；
步骤二：反应器中加入31％盐酸103mL、98％硫酸27mL、水270mL，配成H+浓度为5mol/L混合酸，在300r/min的搅拌速率下加入步骤(1)得到的粉料100g，加热至60℃，然后缓慢加入NaClO3，控制温度为75～85℃，当电位达到360mv时停止加入，加完氯酸钠后反应0.5h。抽滤，得浸出液390ml，粗碲烘干58.05g。浸出液铋含量56.9g/l，锑含量18.6g/l，碲含量30ppm；粗碲铋含量795ppm，锑含量1115ppm，碲含量94.5％；碲回收率99.5％；
步骤三：上述浸出液中加入NaOH调pH＝6，控制温度30℃，加完氢氧化钠后搅拌反应0.5h，抽滤，得粗铋和沉铋后液，粗铋烘干38.5g。粗铋中铋含量57.6％，锑含量12.4％，碲含量152ppm；铋回收率99.3％。
实施例2
步骤一：将含碲：55.16％、铋：22.33％、锑：7.32％碲铋锑物料采用破碎球磨设备进行破碎球磨，并过30目筛，得到-30目粉料；
步骤二：反应器中加入31％盐酸82mL、98％硫酸22mL、水296mL，配成H+浓度为4mol/L混合酸，在400r/min的搅拌速率下加入步骤(1)得到的粉料100g，加热至60℃，然后缓慢加入双氧水，控制温度为75～85℃，当电位达到370mv时停止加入，加完双氧水后反应1h。抽滤，得浸出液380ml，粗碲烘干57.6g。浸出液铋含量58.2g/l，锑含量19.2g/L，碲含量0.98g/L；粗碲中铋含量1484ppm，锑含量1225ppm，碲含量94.7％；碲回收率98.9％；
步骤三：取上述浸出液，加入NaOH调pH＝7，控制温度50℃，加完氢氧化钠后搅拌反应1h，抽滤，得粗铋和沉铋后液，粗铋烘干38.2g。粗铋中铋含量58.1％，锑含量12.6％，碲含量1016ppm；铋回收率99.4％。
实施例3
步骤一：将含碲：45.52％、铋：27.75％、锑：1.03％碲铋锑物料采用破碎球磨设备进行破碎球磨，并过30目筛，得到-30目粉料；
步骤二：反应器中加入31％盐酸72mL、98％硫酸19mL、水309mL，配成H+浓度为3.5mol/L混合酸，在500r/min的搅拌速率下加入步骤(1)得到的粉料100g，加热至60℃，然后缓慢加入氯酸钾，控制温度为75～85℃，当电位达到340mv时停止加入，加完氯酸钾后反应1h。抽滤，得浸出液380ml，粗碲烘干52.5g。浸出液中铋含量72.3g/L，锑含量2.5g/L，碲含量153ppm；粗碲中铋含量3470ppm，锑含量1520ppm，碲含量85.5％；碲回收率98.6％；
步骤三：取上述浸出液，加入NaOH调pH＝8，控制温度75℃，加完氢氧化钠后搅拌反应1h，抽滤，得粗铋和沉铋后液，粗铋烘干42.8g。粗铋中铋含量64.2％，锑含量2.38％，碲含量1350ppm；铋回收率99.0％。
对比例1
步骤一：将含碲：55.16％、铋：22.33％、锑：7.32％碲铋锑物料采用破碎球磨设备进行破碎球磨，并过30目筛，得到-30目粉料；
步骤二：反应器中加入31％盐酸103mL、98％硫酸27mL，水270mL，配成H+浓度为5mol/L混合酸，在300r/min的搅拌速率下加入步骤(1)得到的粉料100g，加热至60℃，然后缓慢加入NaClO3，控制温度为75～85℃，当电位达到410mv时停止加入，加完氯酸钠后反应0.5h。抽滤，得浸出液395ml，粗碲烘干60.2g。浸出液中铋含量38.6g/l，锑含量3.1g/l，碲含量32.5g/l；粗碲中铋含量11.82％，锑含量10.15％，碲含量70.32％；铋浸出率68.1％，锑浸出率16.5％。
步骤三：不操作。
铋浸出率＝1-粗碲中铋含量/粉料中铋含量
锑浸出率＝1-粗碲中锑含量/粉料中锑含量
从实施例1-3和对比例1结果分析：当电位过高时，碲与铋、锑分离效果不好。
上述公开特征并非用来限制本公开的实施范围，因此，以本公开权利要求所述内容所做的等效变化，均应包括在本公开的权利要求范围之内。
Claims (10)
1.一种碲铋锑物料的分离回收方法，其特征在于，包括步骤：
步骤一：将碲铋锑物料进行粉碎过筛，得到粉料；
步骤二：将粉料与盐酸、硫酸、水的混合酸混合，加热，然后加入氧化剂并控制氧化浸出反应的温度为75～90℃，至电位升至300～400mv停止加氧化剂，进行搅拌反应，过滤得到浸出液与粗碲；
步骤三：将氢氧化钠加入至上述浸出液中调pH＝6～8，加氢氧化钠过程中控制温度小于80℃，加入氢氧化钠后继续搅拌反应，过滤，得粗铋与沉铋后液。
2.根据权利要求1所述的碲铋锑物料的分离回收方法，其特征在于，在步骤一中，碲铋锑物料粉碎过筛得到-30目粉料。
3.根据权利要求1所述的碲铋锑物料的分离回收方法，其特征在于，在步骤二中，盐酸与硫酸体积比为(3.5:1)～(4:1)。
4.根据权利要求1所述的碲铋锑物料的分离回收方法，其特征在于，在步骤二中，混合酸H+浓度为3mol/L～6mol/L。
5.根据权利要求1所述的碲铋锑物料的分离回收方法，其特征在于，在步骤二中，搅拌反应的转速为300r/min～500r/min。
6.根据权利要求1所述的碲铋锑物料的分离回收方法，其特征在于，在步骤二中，粉料与盐酸、硫酸、水的混合酸按质量体积比为1g:(3～5)ml。
7.根据权利要求1所述的碲铋锑物料的分离回收方法，其特征在于，在步骤二中，粉料与盐酸、硫酸、水的混合酸混合后的加热温度为60℃～70℃。
8.根据权利要求1所述的碲铋锑物料的分离回收方法，其特征在于，在步骤二中，加入氧化剂后搅拌反应0.5h～1h。
9.根据权利要求1所述的碲铋锑物料的分离回收方法，其特征在于，在步骤二中，氧化剂为氯酸钠、双氧水、高锰酸钾、氯酸钾中的一种或多种。
10.根据权利要求1所述的碲铋锑物料的分离回收方法，其特征在于，在步骤三中，加入氢氧化钠后继续搅拌反应0.5h～1h。
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| CN202011458661.0A CN112662880A (zh) | 2020-12-11 | 2020-12-11 | 碲铋锑物料的分离回收方法 |
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|---|---|---|---|---|
| CN113277483A (zh) * | 2021-05-26 | 2021-08-20 | 广东先导稀贵金属材料有限公司 | 一种碲硒物料的分离回收方法 |
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN110255509A (zh) * | 2019-07-22 | 2019-09-20 | 阳谷祥光铜业有限公司 | 一种制取二氧化碲的工艺 |
| CN110578059A (zh) * | 2019-10-18 | 2019-12-17 | 江西铜业股份有限公司 | 一种控制电位浸出分离铜阳极泥中锑碲的方法 |
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-
2020
- 2020-12-11 CN CN202011458661.0A patent/CN112662880A/zh active Pending
Patent Citations (3)
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|---|---|---|---|---|
| CN110255509A (zh) * | 2019-07-22 | 2019-09-20 | 阳谷祥光铜业有限公司 | 一种制取二氧化碲的工艺 |
| CN110578059A (zh) * | 2019-10-18 | 2019-12-17 | 江西铜业股份有限公司 | 一种控制电位浸出分离铜阳极泥中锑碲的方法 |
| CN111204716A (zh) * | 2020-03-06 | 2020-05-29 | 大冶有色金属有限责任公司 | 一种粗碲精炼的工艺方法 |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN113277483A (zh) * | 2021-05-26 | 2021-08-20 | 广东先导稀贵金属材料有限公司 | 一种碲硒物料的分离回收方法 |
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