CN109775670B - 一种从含硒碲物料除硒制备二氧化碲的方法 - Google Patents
一种从含硒碲物料除硒制备二氧化碲的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN109775670B CN109775670B CN201910112670.5A CN201910112670A CN109775670B CN 109775670 B CN109775670 B CN 109775670B CN 201910112670 A CN201910112670 A CN 201910112670A CN 109775670 B CN109775670 B CN 109775670B
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- selenium
- tellurium
- tellurium dioxide
- dioxide
- slurry
- 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.)
- Active
Links
- BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N Selenium Chemical compound [Se] BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 115
- 239000011669 selenium Substances 0.000 title claims abstract description 109
- 229910052711 selenium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 108
- 229910052714 tellurium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 81
- LAJZODKXOMJMPK-UHFFFAOYSA-N tellurium dioxide Chemical compound O=[Te]=O LAJZODKXOMJMPK-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 56
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 43
- 239000000463 material Substances 0.000 title claims abstract description 31
- PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N tellurium atom Chemical compound [Te] PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 53
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims abstract description 41
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 40
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims abstract description 26
- 239000000126 substance Substances 0.000 claims abstract description 21
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 16
- 239000003513 alkali Substances 0.000 claims abstract description 15
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 15
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 14
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims abstract description 13
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 9
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 8
- 238000006555 catalytic reaction Methods 0.000 claims abstract description 7
- 230000003301 hydrolyzing effect Effects 0.000 claims abstract description 4
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 32
- 230000007062 hydrolysis Effects 0.000 claims description 21
- 238000006460 hydrolysis reaction Methods 0.000 claims description 21
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 18
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 16
- GEHJYWRUCIMESM-UHFFFAOYSA-L sodium sulfite Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])=O GEHJYWRUCIMESM-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 14
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims description 13
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 10
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 10
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 claims description 8
- 235000010265 sodium sulphite Nutrition 0.000 claims description 7
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 230000003197 catalytic effect Effects 0.000 claims description 6
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L sodium carbonate Substances [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 6
- 230000035484 reaction time Effects 0.000 claims description 5
- HRZFUMHJMZEROT-UHFFFAOYSA-L sodium disulfite Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S(=O)S([O-])(=O)=O HRZFUMHJMZEROT-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 4
- 229940001584 sodium metabisulfite Drugs 0.000 claims description 4
- 235000010262 sodium metabisulphite Nutrition 0.000 claims description 4
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 235000010269 sulphur dioxide Nutrition 0.000 claims description 3
- 238000004537 pulping Methods 0.000 claims 1
- 230000008569 process Effects 0.000 abstract description 19
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 6
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 abstract description 3
- 230000006872 improvement Effects 0.000 abstract description 3
- 239000000047 product Substances 0.000 description 13
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 13
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 9
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 8
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 6
- 239000003054 catalyst Substances 0.000 description 5
- 239000004615 ingredient Substances 0.000 description 5
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 5
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 4
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000004070 electrodeposition Methods 0.000 description 4
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000003556 assay Methods 0.000 description 3
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 3
- 238000000151 deposition Methods 0.000 description 3
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 3
- 125000003748 selenium group Chemical group *[Se]* 0.000 description 3
- 239000010936 titanium Substances 0.000 description 3
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 description 3
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 2
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 2
- GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N Nitric acid Chemical compound O[N+]([O-])=O GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 1
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 1
- 238000010531 catalytic reduction reaction Methods 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 1
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 description 1
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 1
- 238000009776 industrial production Methods 0.000 description 1
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 229910017604 nitric acid Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- 230000020477 pH reduction Effects 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- 239000000779 smoke Substances 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- 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
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明提供了一种从含硒碲物料除硒制备二氧化碲的方法，包括以下步骤：S1、采用还原剂，将含可溶性硒和六价碲的含硒碲浆液在酸性且氯离子存在的催化条件下进行反应，得到含单质硒和二氧化碲的沉硒浆液；S2、将所述沉硒浆液与碱性物质混合后进行反应，经固液分离，得到高硒渣和碱浸后液；S3、将所述碱浸后液进行水解除硒，得到二氧化碲产品。本发明工艺流程简短，工艺稳定性好，相比传统工艺占地面积更小，使用设备更少，节约成本，环境友好，并有效的提高了碲回收率。通过本发明两段除硒制备二氧化碲，对硒脱除彻底，除硒率可达到99.5％以上；所产二氧化碲纯度高，二氧化碲品位可在99.95％以上，含硒小于0.001％。
Description
技术领域
本发明属于碲电积精炼技术领域，尤其涉及一种从含硒碲物料除硒制备二氧化碲的方法。
背景技术
碲(Te)是一种稀有金属，在工业领域中有广泛的应用。碲一般从铜冶炼阳极泥中回收，回收工艺主要是碱浸，浸出液经净化、中和后，再配制电解液进行不溶阳极电积。在碲电积精炼过程中，含碲物料中的部分杂质如硒(Se)随着碱浸的化学溶解而跟随进入碱浸液中。随着生产的进行，碱浸液中的硒不断富集，在水解过程中难以与二氧化碲分离，从而进入到电积液中，给碲的生产带来了较高的硒杂质，影响碲的品质。为了使碲产品的杂质含量小于下限，就必须对碱浸液进行脱硒除杂，以保证电积过程的正常运行。
现有技术中，对含硒碲物料碱浸除硒制备二氧化碲的传统工艺流程为：含硒碲物料→碱浸分碲→水解沉碲→煅烧除硒→二氧化碲。现有传统除硒方法的工艺稳定成熟，但是对硒的脱除率仍有待提高。
发明内容
有鉴于此，本申请提供一种从含硒碲物料除硒制备二氧化碲的方法，本申请方法对硒脱除彻底，所产二氧化碲纯度高，碲回收率高。
本申请提供一种从含硒碲物料除硒制备二氧化碲的方法，包括以下步骤：
S1、采用还原剂，将含可溶性硒和六价碲的含硒碲浆液在酸性且氯离子存在的催化条件下进行反应，得到含单质硒和二氧化碲的沉硒浆液；
S2、将所述沉硒浆液与碱性物质混合后进行反应，经固液分离，得到高硒渣和碱浸后液；
S3、将所述碱浸后液进行水解除硒，得到二氧化碲产品。
优选地，步骤S1具体为：
将含可溶性硒和六价碲的含硒碲物料与水混合，浆化，然后加入还原剂，得到预处理浆液；
将所述预处理浆液在酸性且氯离子存在的催化条件下进行反应，得到含单质硒和二氧化碲的沉硒浆液。
优选地，步骤S1中，所述还原剂为亚硫酸钠、焦亚硫酸钠和二氧化硫中的一种或多种。
优选地，步骤S1中，所述反应的pH值为1～3，温度为75～95℃。
优选地，步骤S1中，所述催化条件采用加入硫酸、盐酸和氯化钠中的一种或多种实现。
优选地，步骤S2中，所述碱性物质为氢氧化钠和碳酸钠中的一种或多种；所述与碱性物质混合的温度为50～65℃。
优选地，步骤S2中，所述碱性物质的用量为沉硒浆液中碲含量的1.3～1.5倍，保证混合体系中有20～90g/L的游离碱。
优选地，步骤S2中，所述碱性物质以溶液形式加入；所述反应的温度为90～95℃，时间为0.5～3小时。
优选地，步骤S3具体为：
将所述碱浸后液加入酸进行水解，脱除硒，得到二氧化碲产品；所述酸的浓度控制为30～75％。
优选地，步骤S3中，所述水解的温度为50～85℃，水解直到pH值为1～5，经固液分离，得到二氧化碲产品和水解后液
与现有技术相比，本申请方法先在酸性且氯离子存在的条件下，使含硒碲浆液中的可溶性硒和六价碲被催化还原成单质硒、二氧化碲，得到沉硒浆液；然后，本发明将含单质硒和二氧化碲的沉硒浆液与碱性物质混合，反应，在此过程中单质硒不被浸出，而二氧化碲易溶于碱性环境中，从而实现硒和碲的分离，分别得到高硒渣、碱浸后液；其中，所述碱浸后液还含有少量硒，通过下一步的水解进一步脱除，进而得到二氧化碲产品。本发明工艺流程简短，工艺稳定性好，相比传统工艺占地面积更小，使用设备更少，节约成本，环境友好，并有效的提高了碲回收率。通过本发明两段除硒制备二氧化碲，对硒脱除彻底，除硒率可达到99.5％以上；所产二氧化碲纯度高，二氧化碲品位可在99.95％以上，含硒小于0.001％。
附图说明
图1为本发明实施例提供的从含硒碲物料除硒制备二氧化碲的工艺流程示意图。
具体实施方式
下面对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
本发明提供了一种从含硒碲物料除硒制备二氧化碲的方法，包括以下步骤：
S1、采用还原剂，将含可溶性硒和六价碲的含硒碲浆液在酸性且氯离子存在的催化条件下进行反应，得到含单质硒和二氧化碲的沉硒浆液；
S2、将所述沉硒浆液与碱性物质混合后进行反应，经固液分离，得到高硒渣和碱浸后液；
S3、将所述碱浸后液进行水解除硒，得到二氧化碲产品。
本申请提供的从含硒碲物料除硒制备二氧化碲的方法对硒脱除彻底，所产二氧化碲纯度高，碲回收率高。
参见图1，图1为本发明实施例提供的从含硒碲物料除硒制备二氧化碲的工艺流程示意图。本发明实施例以含硒碲物料为原料，所述含硒碲物料的主要成分包括六价碲、可溶性硒、铜和其他杂质成分，一般采用硒碲渣；其中，碲质量含量可为40-65％，而硒1-10％、铜0-10％。
本发明实施例先将固态的含硒碲物料(含有可溶性硒和六价碲)进行预处理，即将含硒碲物料例如硒碲渣与水混合，浆化，然后加入还原剂，控制微还原环境，使硒碲渣中的可溶性硒和六价碲进入液相，发生一定程度的还原反应，得到预处理浆液。
在本申请的实施例中，所述浆化的固液比可为1:3，固液比一般为g：mL。并且，所述浆化优选在搅拌条件下进行，搅拌过程中可控制一定的搅拌速度、温度。例如，浆化时搅拌速度控制在150r/min以上，优选160～1600r/min；温度控制在75～95℃之间。渣全部浆化后加入还原剂，所述还原剂优选为亚硫酸钠、焦亚硫酸钠和二氧化硫中的一种或多种，更优选为亚硫酸钠或焦亚硫酸钠。该还原剂要以少量多次的方式加入；在本申请中，所述还原剂的加入量一般为含硒碲物料中硒含量的1.5-2.5倍。所述加入还原剂进行反应的温度可在90-99℃之间，反应时间为30分钟-90分钟。
得到预处理浆液后，本发明实施例进行酸化沉硒，也就是在酸性且氯离子存在的催化条件下，将所述预处理浆液进行反应，使其中的可溶性硒还原成单质硒，而六价碲还原成二氧化碲，得到含单质硒和二氧化碲的沉硒浆液，为后续的硒碲分离做准备。
在本申请的实施例中，所述催化条件可采用加入硫酸、盐酸和氯化钠中的一种或多种实现，但不能采用硝酸等氧化性酸性物质。本发明一些实施例加入催化剂(硫酸、盐酸、氯化钠和硫酸的配比溶液)，完成还原除杂反应。其中，该催化剂要以少量多次的方式加入，加入氯量为含硒碲物料重量的0.5-1.5％。在本发明的具体实施例中，采用氯化钠和硫酸的配比溶液催化还原反应，两者质量比可为1:2、3:4或1.3:2等。所述反应的pH值可控制为1～3之间；反应温度优选控制在75～95℃之间，反应时间为30分钟-60分钟，得到沉硒浆液。
得到含单质硒和二氧化碲的沉硒浆液后，本发明实施例进行碱浸分碲。具体地，将所述沉硒浆液与碱性物质混合后进行反应，经固液分离，得到高硒渣和碱浸后液。
其中，所述碱性物质一般为氢氧化钠和碳酸钠中的一种或多种。本发明实施例采用碱性物质与沉硒浆液进行混合反应(可称为碱浸)，在此碱浸过程中，其中的单质硒不被浸出，而二氧化碲易溶于碱中，进而实现硒碲的分离。本发明实施例中所述碱性物质可按照沉硒浆液中碲含量的1.3～1.5倍加入，保证混合体系中有20～90g/L的游离碱。加碱时温度不宜太高，50～65℃的温度为宜。另外，可把碱性物质先用水溶成溶液再加入，效果更好。与碱性物质混合后反应的温度优选控制在90～95℃，反应时间为0.5小时～3小时；经过滤等本领域常用的固液分离方式，得到高硒渣(也称碱浸渣)和碱浸后液。
所得的的碱浸后液主要含二氧化碲，也有少量硒进入碱浸后液。本发明实施例将所述碱浸后液进行水解除硒，使硒脱除彻底，从而产出高纯度的二氧化碲产品。
其中，本发明实施例向所述碱浸后液加酸进行水解，所述酸可为硫酸或盐酸。所述酸的浓度优选控制在30～75％之间；水解温度控制在50～85℃。并且，水解时要充分搅拌，间断性测pH值，直到稳定到pH值1～5之间；经固液分离例如常规的过滤等方式，可得到品位99.95以上的高纯二氧化碲和水解后液。
综上所述，与现有技术相比本发明的优点在于：(1)本发明工艺流程简短，占用资源较少，成本较低；(2)本发明完全不依赖余火法脱硒，较为灵活，不需要太多设备，可以在小面积地方完成工业生产；(3)本发明生产过程中没有烟气产生，为环境友好型生产工艺；(4)本发明一次性脱硒率比传统工艺高，可达到99.8％以上，具有重要的现实意义。
为了便于理解本发明，下文将结合实验较佳的实施例，做更全面细致的描述，但本发明的保护范围并不限于以下具体实施例。除非另有定义，下文所使用的所有专业术语与本领域其他技术人员通常理解含义相同。本文中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。除非另有特别说明，本发明中用到的各项原材料、试剂、仪器、设备均可通过市场购买得到或者可通过现有方法制备得到。
实施例1
(1)预处理：将600g的含硒碲物料(成分参见表1)加入1800mL的水后，在钛桶中搅拌浆化，温度控制在85℃，搅拌速度控制在160r/min；等渣全部浆化，把82g亚硫酸钠溶解，分10次加入，加入时间间隔5分钟，全部加完后反应30分钟。
(2)酸化沉硒：预处理结束后，加入催化剂氯化钠和硫酸的配比溶液(配比是质量比1:2)，加入氯量为上述含硒碲物料的1％，进行催化沉碲，加入硫酸调节溶液PH1.5，温度控制75℃，反应时间为55分钟，得到沉硒浆液。
(3)碱浸分碲：按照沉硒浆液中碲含量的1.3倍加入氢氧化钠，加碱时温度控制55℃，加碱后温度升至90℃，反应1小时；1h后过滤，得到高硒渣(也称碱浸渣)和碱浸后液(也称碱浸滤液，成分参见表2)。
(4)水解除硒：向所述碱浸后液加硫酸进行水解，酸的浓度控制在50％；水解温度控制在75℃。充分搅拌，间断性测pH值，直到稳定到pH值4，过滤，得到二氧化碲产品，其成分参见表3。
表1实施例1中含硒碲物料化验成分结果(质量百分比)
表2实施例1中碱浸后液成分
表3实施例1中二氧化碲产品成分(质量百分比)
实施例2
(1)预处理：将600g的含硒碲物料(成分参见表4)加入1800mL的水后，在钛桶中搅拌浆化，温度控制在80℃，搅拌速度控制在1000r/min；等渣全部浆化，把97.2g亚硫酸钠溶解，分10次加入，加入时间间隔4分钟，全部加完后反应45分钟。
(2)酸化沉硒：预处理结束后，加入催化剂氯化钠和硫酸的配比溶液(配比是质量比3:4)，加入氯量为上述含硒碲物料的1.5％，进行催化沉碲，加入硫酸调节溶液PH1.0，温度控制70℃，反应时间为50分钟，得到沉硒浆液。
(3)碱浸分碲：按照沉硒浆液中碲含量的1.3倍加入氢氧化钠，加碱时温度控制56℃，加碱后温度升至95℃，反应1.5小时；1.5h后过滤，得到高硒渣和碱浸后液(成分参见表5)。
(4)水解除硒：向所述碱浸后液加硫酸进行水解，酸的浓度控制在40％；水解温度控制在70℃。充分搅拌，间断性测pH值，直到稳定到pH值5，过滤，得到二氧化碲产品，其成分参见表6。
表4实施例2中含硒碲物料化验成分结果(质量百分比)
表5实施例2中碱浸滤液成分
表6实施例2中二氧化碲产品成分
实施例3
(1)预处理：将600g的含硒碲物料(成分参见表7)加入1800mL的水后，在钛桶中搅拌浆化，温度控制在75℃，搅拌速度控制在1600r/min；等渣全部浆化，把46.5g亚硫酸钠溶解，分12次加入，加入时间间隔4分钟，全部加完后反应50分钟。
(2)酸化沉硒：预处理结束后，加入催化剂氯化钠和硫酸的配比溶液(配比是质量比1.3:2)，加入氯量为上述含硒碲物料的1.3％，进行催化沉碲，加入硫酸调节溶液PH1.0，温度控制75℃，反应时间为55分钟，得到沉硒浆液。
(3)碱浸分碲：按照沉硒浆液中碲含量的1.5倍加入氢氧化钠，加碱时温度控制58℃，加碱后温度升至90℃，反应2小时；2h后过滤，得到高硒渣和碱浸后液(成分参见表8)。
(4)水解除硒：向所述碱浸后液加硫酸进行水解，酸的浓度控制在70％；水解温度控制在75℃。充分搅拌，间断性测pH值，直到稳定到pH值3，过滤，得到二氧化碲产品，其成分参见表9。
表7实施例3中含硒碲物料化验成分结果(质量百分比)
表8实施例3中碱浸滤液成分
表9实施例3中二氧化碲产品成分
由以上实施例可知，通过本发明两段除硒制备二氧化碲，对硒脱除彻底，除硒率可达到99.5％以上；所产二氧化碲纯度高，二氧化碲品位可在99.95％以上，含硒小于0.001％。本发明工艺流程简短，工艺稳定性好，相比传统工艺占地面积更小，使用设备更少，节约成本，环境友好，并有效的提高了碲回收率。
以上所述仅是本发明的优选实施方式，应当指出，对于使本技术领域的专业技术人员，在不脱离本发明技术原理的前提下，是能够实现对这些实施例的多种修改的，而这些修改也应视为本发明应该保护的范围。
Claims (7)
1.一种从含硒碲物料除硒制备二氧化碲的方法，包括以下步骤：
S1、采用还原剂，将含可溶性硒和六价碲的含硒碲浆液在酸性且氯离子存在的催化条件下进行反应，得到含单质硒和二氧化碲的沉硒浆液；所述还原剂为亚硫酸钠、焦亚硫酸钠和二氧化硫中的一种或多种；所述反应的pH值为1~3，温度为75~95℃；
S2、将所述沉硒浆液与碱性物质混合后进行反应，经固液分离，得到高硒渣和碱浸后液；所述碱性物质为氢氧化钠和碳酸钠中的一种或多种；所述与碱性物质混合的温度为50~65℃；
S3、将所述碱浸后液进行水解除硒，得到二氧化碲产品。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S1具体为：
将含可溶性硒和六价碲的含硒碲物料与水混合，浆化，然后加入还原剂，得到预处理浆液；
将所述预处理浆液在酸性且氯离子存在的催化条件下进行反应，得到含单质硒和二氧化碲的沉硒浆液。
3.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，步骤S1中，所述催化条件采用加入硫酸、盐酸和氯化钠中的一种或多种实现。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S2中，所述碱性物质的用量为沉硒浆液中碲含量的1.3~1.5倍，保证混合体系中有20~90g/L的游离碱。
5.根据权利要求1或4所述的方法，其特征在于，步骤S2中，所述碱性物质以溶液形式加入；所述反应的温度为90~95℃，时间为0.5~3小时。
6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S3具体为：
将所述碱浸后液加入酸进行水解，脱除硒，得到二氧化碲产品；所述酸的浓度控制为30~75%。
7.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，步骤S3中，所述水解的温度为50~85℃，水解直到pH值为1~5，经固液分离，得到二氧化碲产品和水解后液。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201910112670.5A CN109775670B (zh) | 2019-02-13 | 2019-02-13 | 一种从含硒碲物料除硒制备二氧化碲的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201910112670.5A CN109775670B (zh) | 2019-02-13 | 2019-02-13 | 一种从含硒碲物料除硒制备二氧化碲的方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN109775670A CN109775670A (zh) | 2019-05-21 |
| CN109775670B true CN109775670B (zh) | 2022-08-12 |
Family
ID=66504180
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN201910112670.5A Active CN109775670B (zh) | 2019-02-13 | 2019-02-13 | 一种从含硒碲物料除硒制备二氧化碲的方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN109775670B (zh) |
Families Citing this family (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN113564622B (zh) * | 2021-08-09 | 2022-10-28 | 安徽工业大学 | 一种从碲化铜物料高效分离铜碲的方法 |
Citations (9)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN101648702A (zh) * | 2009-09-16 | 2010-02-17 | 四川阿波罗太阳能科技有限责任公司 | 以粗碲为原料制备二氧化碲的方法 |
| CN101928834A (zh) * | 2010-08-30 | 2010-12-29 | 中南大学 | 从溶液中回收稀贵金属的一种方法 |
| WO2011001245A2 (en) * | 2009-06-29 | 2011-01-06 | Pacific Rare Specialty Metals & Chemicals, Inc. | A process for the recovery of tellurium from minerals and/or acidic solutions |
| CN102745657A (zh) * | 2012-07-30 | 2012-10-24 | 阳谷祥光铜业有限公司 | 一种从碲铜渣中提取碲的方法 |
| CN102992280A (zh) * | 2011-09-13 | 2013-03-27 | 郴州市金贵银业股份有限公司 | 一种从含碲冶炼渣中提取二氧化碲的工艺 |
| CN103407975A (zh) * | 2013-08-16 | 2013-11-27 | 云南铜业股份有限公司 | 一种高硒低碲溶液分离提取硒、碲的方法 |
| CN106006572A (zh) * | 2016-05-12 | 2016-10-12 | 云南驰宏资源综合利用有限公司 | 一种从碲阳极泥回收回用碲的方法 |
| CN106542506A (zh) * | 2016-12-08 | 2017-03-29 | 湖南水口山有色金属集团有限公司 | 一种从沉碲废液中回收硒的方法 |
| CN108545706A (zh) * | 2018-05-31 | 2018-09-18 | 阳谷祥光铜业有限公司 | 一种含碲废液的处理方法 |
-
2019
- 2019-02-13 CN CN201910112670.5A patent/CN109775670B/zh active Active
Patent Citations (9)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2011001245A2 (en) * | 2009-06-29 | 2011-01-06 | Pacific Rare Specialty Metals & Chemicals, Inc. | A process for the recovery of tellurium from minerals and/or acidic solutions |
| CN101648702A (zh) * | 2009-09-16 | 2010-02-17 | 四川阿波罗太阳能科技有限责任公司 | 以粗碲为原料制备二氧化碲的方法 |
| CN101928834A (zh) * | 2010-08-30 | 2010-12-29 | 中南大学 | 从溶液中回收稀贵金属的一种方法 |
| CN102992280A (zh) * | 2011-09-13 | 2013-03-27 | 郴州市金贵银业股份有限公司 | 一种从含碲冶炼渣中提取二氧化碲的工艺 |
| CN102745657A (zh) * | 2012-07-30 | 2012-10-24 | 阳谷祥光铜业有限公司 | 一种从碲铜渣中提取碲的方法 |
| CN103407975A (zh) * | 2013-08-16 | 2013-11-27 | 云南铜业股份有限公司 | 一种高硒低碲溶液分离提取硒、碲的方法 |
| CN106006572A (zh) * | 2016-05-12 | 2016-10-12 | 云南驰宏资源综合利用有限公司 | 一种从碲阳极泥回收回用碲的方法 |
| CN106542506A (zh) * | 2016-12-08 | 2017-03-29 | 湖南水口山有色金属集团有限公司 | 一种从沉碲废液中回收硒的方法 |
| CN108545706A (zh) * | 2018-05-31 | 2018-09-18 | 阳谷祥光铜业有限公司 | 一种含碲废液的处理方法 |
Non-Patent Citations (3)
| Title |
|---|
| 二氧化硫还原沉淀粗碲的研究;董竑君等;《有色金属（冶炼部分）》;20140930(第9期);第55-58页 * |
| 从碲渣中浸出和分离碲的工艺研究;马辉;《中国优秀硕士学位论文全文数据库 工程科技Ⅰ辑》;20100415(第4期);第10页 * |
| 从高品位硒、碲废料中分离回收硒和碲;蔡世兵等;《湿法冶金》;20080331;第27卷(第1期);第35-37页 * |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN109775670A (zh) | 2019-05-21 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US11316208B2 (en) | Process for recycling cobalt and nickel from lithium ion batteries | |
| CN106904667B (zh) | 从含锰废弃物中回收提纯镍钴的方法 | |
| CN104445101B (zh) | 一种从碲化铜渣中提取铜和碲的方法 | |
| CN103305699A (zh) | 一种从铜阳极泥中提取铂钯的方法 | |
| HU231497B1 (hu) | Eljárás nikkel-kobalt-mangán kimosóoldat tisztítására | |
| WO2015057189A1 (en) | Recovery of high purity lead oxide from lead acid battery paste | |
| CN108545706B (zh) | 一种含碲废液的处理方法 | |
| CN108336426A (zh) | 一种硫酸氧钒的制备方法及其制得的硫酸氧钒晶体 | |
| US8715615B2 (en) | Recovery of high purity lead oxide from lead acid battery paste | |
| CN109628746A (zh) | 一种分银渣中锡的提取方法 | |
| CN116598636B (zh) | 废旧三元锂离子电池正极材料中有价金属分离回收的方法 | |
| RO126480B1 (ro) | Procedeu de obţinere a aurului şi argintului | |
| CN108199106B (zh) | 一种镍钴锰三元前驱体生产过程废料的回收工艺 | |
| CN109775670B (zh) | 一种从含硒碲物料除硒制备二氧化碲的方法 | |
| JP2000226214A (ja) | 高純度錫酸アルカリ化合物の製造方法 | |
| CA1042179A (en) | Production of zirconium carbonate | |
| CN102534257A (zh) | 一种铋冶炼分离新方法 | |
| CN108220615B (zh) | 一种金的提纯工艺 | |
| CN110468275A (zh) | 除去稀土沉淀物中硫酸根的方法及由该方法得到的产品 | |
| CN114921654A (zh) | 一种含钌物料的富集回收方法 | |
| US4737351A (en) | Process for the recovery of tin | |
| CN113184917A (zh) | 一种钛白副产物中硫酸铁的回收方法 | |
| CN113511677A (zh) | 一种砷滤饼的处理方法 | |
| CN113621993B (zh) | 一种锌电解液的净化方法 | |
| JPH0475291B2 (zh) |
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 | ||
| GR01 | Patent grant | ||
| GR01 | Patent grant |