CN117049482A - 一种用粗硒制备3n硒的方法 - Google Patents

一种用粗硒制备3n硒的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN117049482A
CN117049482A CN202311109392.0A CN202311109392A CN117049482A CN 117049482 A CN117049482 A CN 117049482A CN 202311109392 A CN202311109392 A CN 202311109392A CN 117049482 A CN117049482 A CN 117049482A
Authority
CN
China
Prior art keywords
selenium
crude
preparing
vacuum distillation
filter residue
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
Application number
CN202311109392.0A
Other languages
English (en)
Inventor
商仕杰
禹建敏
毕永锋
张辉
田释龙
崔纪义
朱睿锋
曹盎然
李国策
李海
李俊
王丁
朱思毅
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Yunnan Copper Science & Technology Developecopportion Ltd
Original Assignee
Yunnan Copper Science & Technology Developecopportion Ltd
Priority date (The priority date 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 date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Yunnan Copper Science & Technology Developecopportion Ltd filed Critical Yunnan Copper Science & Technology Developecopportion Ltd
Priority to CN202311109392.0A priority Critical patent/CN117049482A/zh
Publication of CN117049482A publication Critical patent/CN117049482A/zh
Pending legal-status Critical Current

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C01INORGANIC CHEMISTRY
    • C01BNON-METALLIC ELEMENTS; COMPOUNDS THEREOF; METALLOIDS OR COMPOUNDS THEREOF NOT COVERED BY SUBCLASS C01C
    • C01B19/00Selenium; Tellurium; Compounds thereof
    • C01B19/02Elemental selenium or tellurium

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明涉及一种用粗硒制备3N硒的方法,包括如下步骤,在粗硒原料中分别加入氢氧化钠溶液及双氧水,搅拌反应完,再经固液分离,得到滤渣a;滤渣a在温度为650~700℃间进行真空蒸馏,挥发收集后得到物料b;物料b经熔化加入硝酸钠和碳酸钠的混合盐,进行熔析精炼反应,经除渣并冷却后得到3N硒产品;针对85%~90%粗硒原料,采用“复合除杂+真空蒸馏+熔析精炼”的“三段式”集成硒提纯方法,可有效批量地获得高品质的3N硒产品;“复合除杂”和“熔析精炼”是本发明粗硒提纯的关键所在,其大幅缩短了工艺流程,且提高了出硒纯度,降低了工艺难度,对工业化提取高纯度硒具有较高的经济价值,利用推广。

Description

一种用粗硒制备3N硒的方法
技术领域
本发明属于冶金领域,具体涉及一种用粗硒制备3N硒的方法。
背景技术
世界90%的硒产自铜电解后的阳极泥原料,由于铜阳极泥综合回收工艺的不同,过程产出的含硒物料成分性质有很大区别。开发一种清洁高效的方法将阳极泥中提取到的粗硒进一步提纯到高纯度的精硒,如3N(含硒量99.9%以上)硒等,是目前铜冶炼行业急需解决的问题。
粗硒进一步提纯的方法主要有真空蒸馏法、离子交换法、硒化物热分解及二氧化硒气相氨还原法或联合法等;目前,工业领域中采用真空蒸馏技术,以85%~90%硒含量的粗硒为原料仅能提纯到96%~98%硒含量的粗硒。主要原因是真空蒸馏提硒存在与硒挥发温差不大的碲很难有效分离出来,故要制备更高品位的硒,真空蒸馏前或后能实现硒碲有效分离成为技术的关键。虽然在如中国发明专利“一种除去粗硒中碲制备高纯硒的方法”,公开号CN113003548B,包括将粗硒加入自制的密闭反应器内,排出空气后通入氧化性气体,保持一定正压,密闭反应器不断旋转,使粗硒中的碲在氧化性气氛中充分氧化,得到初级产品,所述初级产物进行真空蒸馏处理,使所述粗硒中的硒挥发,碲氧化物不挥发,从而回收得到含碲低的高纯硒产品,该方法即为比较典型的氧化真空蒸馏法,所得高纯硒的碲含量可以低于10ppm;但该方法通入气体进行氧化的时间较长,最短也要几天的时间,且氧化时间越长,碲的脱除效果才越好,不利于批量化的脱碲制备高纯硒产品。又如中国发明专利“一种用粗硒产品制备高纯硒的方法”,公开号CN 110316705B,将粗硒物料破碎至粒度3mm以下,置入石英管式炉中氧化蒸馏,炉温控制在550~600℃;冷凝后在炉中进行升华再冷凝,炉温控制在500~600℃;然后,将物料送入搪玻璃反应釜中,加入去离子水进行水溶反应;溶液经袋式过滤器后再置入搪玻璃反应釜,滴加浓度为10~15%的水合肼,收集产生的浆状物沉淀即为高纯硒产品;虽然该技术方案也能实现硒碲有效分离,但它是采取“火法氧化+湿法还原”方法针对制备5N硒的一种技术。
发明内容
针对上述问题,本发明提供一种用粗硒制备3N硒的方法,包括如下步骤:
S1:在粗硒原料中同时加入氢氧化钠溶液及双氧水,在温度为60~100℃之间搅拌反应完,再经固液分离,得到滤渣a。
在本发明中采取氢氧化钠溶液及双氧水同时加入的方式,加快了反应效率,保证了硒大概率的进到滤渣a中。
氧化方程式:
Te+2H2O2=TeO2+H2O;
Cu2Te+4H2O2=2CuO+TeO2
化学方程式:
TeO2+2NaOH=Na2TeO3+H2
进一步,在步骤S1中粗硒原料质量百分含量为85%~90%,氢氧化钠浓度10~15g/L,双氧水浓度为5~10g/L,粗硒原料和氢氧化钠溶液及双氧水溶液的固液比为1kg:1.5~2L:1.5~2L。
S2:将S1步骤中的滤渣a在温度为650~700℃间进行真空蒸馏,挥发经收集得到物料b。
进一步,在步骤S2中真空蒸馏的压强为1~20Pa。
S3:将S2步骤中的物料b融化,加入硝酸钠和碳酸钠的混合盐,在温度为290~320℃之间搅拌均匀进行熔析精炼反应,经除渣并冷却后得到3N硒产品。
进一步,在步骤S3中硝酸钠和碳酸钠的料比是1.8~2kg:0.3~0.5kg。
进一步,在步骤S3中物料b与混合盐的料比是0.8~1kg:0.08~0.1kg。
本发明S2和S3步骤,先蒸馏,最后再来熔析精炼。即先完成与饱和蒸气压低的金属如铜、铅、铁、金、银等杂质组元的分离,最后再来熔析精炼除去剩余杂质碲,除碲的效果会更好。在粗硒原料中分别加入氢氧化钠溶液及双氧水,搅拌反应完,再经固液分离,得到滤渣a;滤渣a在温度为650~700℃间进行真空蒸馏,挥发收集后得到物料b;物料b经熔化加入硝酸钠和碳酸钠的混合盐,进行熔析精炼反应,经除渣并冷却后得到3N硒产品。
本发明基于粗硒物料(85%~90%粗硒)预先复合除杂思路提出了基本工艺流程包括复合除杂、压滤、浸出渣、真空蒸馏、熔析精炼出3N硒(纯度≥99.9%硒)等工艺步骤。
复合除杂:粗硒物料中的碲在一定的碱度条件下,并加入双氧水,生成亚碲酸钠进入浸出液,而硒等作为渣于浸出渣中,实现第一次硒碲分离。
真空蒸馏:在真空条件下,硒的饱和蒸气压较高更容易蒸发到气相,从而完成与饱和蒸气压低的金属如铜、铅、铁、金、银等杂质组元的分离,实现第二次硒提纯。
熔析精炼:将粗硒料熔化,通过加入氧化剂和熔融态的粗硒料进行精炼,使大部分碲、铅、铜等杂质进入熔渣中而除去,熔渣与硒分离,从而实现第三次硒提纯的目的。
本发明的有益效果:针对85%~90%粗硒原料,采用“复合除杂+真空蒸馏+熔析精炼”的“三段式”集成硒提纯方法,可有效批量化制备高品质的3N硒产品;“复合除杂”和“熔析精炼”是本发明粗硒提纯的关键所在,其大幅缩短了工艺流程,且提高了出硒纯度,降低了工艺难度,对工业化提取高纯度硒具有较高的经济价值,利用推广。
附图说明
图1是本发明的工艺流程示意图;
具体实施方式
为了使本发明所解决的技术问题、技术方案更加清楚明白,以下结合附图及实施例,对本发明进一步详细说明。应当理解,此处所描述的具体实施例仅仅用于解释本发明,并不用于限定本发明。
实施例1:
S1:粗硒原料质量百分含量为85%,氢氧化钠浓度10g/L,双氧水浓度为5g/L,粗硒原料和氢氧化钠溶液及双氧水溶液的固液比为1kg:1.5L:1.5L;
在粗硒原料中分别加入氢氧化钠溶液及双氧水,在温度为60~62℃之间搅拌反应完,再经固液分离,得到滤渣a。
S2:将S1步骤中的滤渣a在温度为650℃间进行真空蒸馏,挥发得到物料b,真空蒸馏的压强为20Pa。
S3:将S2步骤中的物料b融化,加入硝酸钠和碳酸钠的混合盐,硝酸钠和碳酸钠的料比是1.8kg:0.3kg;物料b与混合盐的料比是0.8kg:0.08kg;
在温度为290~295℃之间搅拌均匀进行熔析精炼反应,经除渣并冷却后得到3N硒产品。
经检测,所得的3N硒纯度为99.93%,杂质如下表1所示。
表1,实施例1检测的主要杂质:
Cu Hg As Sb Te Fe Pb Ni
0.0005% 0.0003% 0.001% 0.0005% 0.004% 0.002% 0.0008% 0.0005%
实施例2:
S1:粗硒原料质量百分含量为87%,氢氧化钠浓度12g/L,双氧水浓度为8g/L,粗硒原料和氢氧化钠溶液及双氧水溶液的固液比1kg:1.8L:1.5~2L;
在粗硒原料中分别加入氢氧化钠溶液及双氧水,在温度为65℃左右之间搅拌反应完,再经固液分离,得到滤渣a。
S2:将S1步骤中的滤渣a在温度为675℃间进行真空蒸馏,挥发得到物料b,真空蒸馏的压强为1Pa。
S3:将S2步骤中的物料b融化,加入硝酸钠和碳酸钠的混合盐,硝酸钠和碳酸钠的料比是2kg:0.4kg;滤渣a与混合盐的料比是1kg:0.09kg;
在温度为300℃之间搅拌均匀进行熔析精炼反应,经除渣并冷却后得到3N硒产品。
经检测,所得的3N硒纯度为99.97%,杂质如下表2所示。
表2,实施例2检测的主要杂质:
Cu Hg As Sb Te Fe Pb Ni
0.0001% 0.0001% 0.0005% 0.0001% 0.001% 0.0007% 0.0003% 0.0002%
实施例3:
S1:粗硒原料质量百分含量为90%,氢氧化钠浓度15g/L,双氧水浓度为10g/L,粗硒原料和氢氧化钠溶液及双氧水溶液的固液比为1kg:2L:2L;
在粗硒原料中分别加入氢氧化钠溶液及双氧水,在温度为70℃之间搅拌反应完,再经固液分离,得到滤渣a。
S2:将S1步骤中的滤渣a在温度为700℃间进行真空蒸馏,挥发得到物料b,真空蒸馏的压强为12Pa。
S3:将S2步骤中的物料b融化,加入硝酸钠和碳酸钠的混合盐,硝酸钠和碳酸钠的料比是2kg:0.5kg,滤渣a与混合盐的料比是1kg:0.1kg;
在温度为320℃之间搅拌均匀进行熔析精炼反应,经除渣并冷却后得到3N硒产品。
经检测,所得的3N硒纯度为99.95%;杂质如下表3所示。
表3,实施例3检测的主要杂质:
Cu Hg As Sb Te Fe Pb Ni
0.0002% 0.0002% 0.0008% 0.0004% 0.003% 0.0009% 0.0007% 0.0003%
以上通过具体的和优选的实施例详细的描述了本发明,但本领域技术人员应该明白,本发明并不局限于以上所述实施例,凡在本发明的精神和原则之内,所做的任何修改、等同替换等,均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (5)

1.一种用粗硒制备3N硒的方法,其特征在于,包括如下步骤:
S1:在粗硒原料中分别加入氢氧化钠溶液及双氧水,在温度为60~100℃之间搅拌反应完,再经固液分离,得到滤渣a;
S2:将S1步骤中的滤渣a在温度为650~700℃间进行真空蒸馏,挥发经收集得到物料b;S3:将S2步骤中的物料b熔化,加入硝酸钠和碳酸钠的混合盐,在温度为290~320℃之间搅拌均匀进行熔析精炼反应,经除渣并冷却后得到3N硒产品。
2.根据权利要求1所述的一种用粗硒制备3N硒的方法,其特征在于,步骤S1中粗硒原料质量百分含量为85%~90%,氢氧化钠浓度10~15g/L,双氧水浓度为5~10g/L,粗硒原料和氢氧化钠溶液及双氧水溶液的固液比为1kg:1.5~2L:1.5~2L。
3.根据权利要求1所述的一种用粗硒制备3N硒的方法,其特征在于,步骤S2中真空蒸馏的压强为1~20Pa。
4.根据权利要求1所述的一种用粗硒制备3N硒的方法,其特征在于,步骤S3中硝酸钠和碳酸钠的料比是1.8~2kg:0.3~0.5kg。
5.根据权利要求1所述的一种用粗硒制备3N硒的方法,其特征在于,步骤S3中物料b与混合盐的料比是0.8~1 kg:0.08~0.1kg。
CN202311109392.0A 2023-08-30 2023-08-30 一种用粗硒制备3n硒的方法 Pending CN117049482A (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202311109392.0A CN117049482A (zh) 2023-08-30 2023-08-30 一种用粗硒制备3n硒的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202311109392.0A CN117049482A (zh) 2023-08-30 2023-08-30 一种用粗硒制备3n硒的方法

Publications (1)

Publication Number Publication Date
CN117049482A true CN117049482A (zh) 2023-11-14

Family

ID=88655252

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN202311109392.0A Pending CN117049482A (zh) 2023-08-30 2023-08-30 一种用粗硒制备3n硒的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN117049482A (zh)

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN111039265B (zh) 一种高纯硒的制备方法
CN113308606B (zh) 一种富银金蒸硒渣浸出分离有价金属的方法
CN106893864A (zh) 一种从黑铜泥中回收砷的方法
CN107287432B (zh) 一种从湿法炼锌的铜镉渣中回收锌、铜、镉的方法
CN110963515B (zh) 一种从粉煤灰中回收氧化铝的方法
CN110745789A (zh) 一种粗硒提纯方法
CN111996383B (zh) 一种搭配高砷物料分离铜渣中砷的方法
CN112063854B (zh) 一种以贵铅为原料综合回收铋、银、铜金属的方法
CN109055719A (zh) 一种从含硒酸泥中回收有价金属的方法
CN112359209A (zh) 一种铅阳极泥中贵金属的富集和回收方法
CN109913653B (zh) 一种真空硫化分离铟锡的方法
CN108588424B (zh) 一种分离电解锰阳极渣中锰和铅的方法
CN117049482A (zh) 一种用粗硒制备3n硒的方法
CN111074076A (zh) 一种冶金固体废弃物的综合利用系统及方法
CN115011804B (zh) 一种高砷锑铅阳极泥空气和水蒸汽协同焙烧脱砷方法
CN114231762A (zh) 一种高纯铟的提纯方法
JP4574826B2 (ja) テルルを回収する方法
CN111268655A (zh) 一种粗碲粉自净化生产二氧化碲的方法
JPH05306419A (ja) 含砒ドロス中の砒素の除去方法
CN116161629B (zh) 一种提纯硒的方法
CN114774681B (zh) 一种含锌烟灰的回收利用方法
CN111977618B (zh) 一种粗硒粉脱除杂质碲的方法
CN115181855B (zh) 含锗冶炼渣富集锗产合金方法
US20240110259A1 (en) Method for co-producing blister copper by enriching germanium and indium from a copper sulfide ore
JP2004307885A (ja) 金属の不純物低減方法

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