一种从高碲渣料中回收碲的方法

摘要

本发明公开了一种从高碲渣料中高效绿色回收碲的方法，将高碲渣料破碎，缓慢加入盐酸和双氧水，控制温度，不断搅拌进行氧化浸出；待渣料溶解完全后，进行液固分离，主元素氧化碲进入浸出液中，Pb、Ag等有价金属以氯化盐的形式进入浸出渣中，铅银渣返回铅冶炼系统回收有价金属；含碲浸出液用片碱配溶液调节pH为5.0～6.0，得到TeO2沉淀，TeO2经煅烧除硝后进行造液，返回电积工序直接回收金属碲。本发明采用盐酸双氧水直接浸出高碲渣料回收碲，碲的直收率可达到95％以上，实现了碲的高效回收，银回收率达到99.0％以上，铅回收率达到97.6％以上。同时本发明具有工艺流程简单、所需设备少、生产成本低、绿色环保、综合回收程度高等特点，因此具有一定的应用前景。

权利要求

1.一种从高碲渣料中回收碲的方法，其特征在于，包括以下步骤：

a、将高碲渣料破碎后倒入反应罐内，然后向反应罐内缓慢加入盐酸和双氧水，不断搅拌进行氧化浸出，待高碲渣料溶解完全后进行固液分离，得到含碲浸出液和浸出渣；所述高碲渣料破碎后的粒度≤10mm，所述氧化浸出的温度为50～90℃，所述盐酸为工业用浓盐酸，所述盐酸与所述高碲渣料的质量比为1.1～2.5:1，所述双氧水为含量为20～40％的工业双氧水，所述双氧水与所述高碲渣料的质量比为1.5～3:1；

b、浸出渣返回铅冶炼系统回收Pb、Ag有价金属，含碲浸出液加入中和试剂，达到中和终点后进行液固分离，得到二氧化碲沉淀；所述中和试剂为氢氧化钠溶液，所述中和终点的pH值为5.0～6.0；

c、二氧化碲沉淀经煅烧除硝脱硒后，进行氢氧化钠造液，再进入常规电积工序，得到碲锭；所述二氧化碲沉淀经煅烧除硝脱硒的条件为：控制温度350～450℃，保温时间5～8h，二氧化碲呈白色；

所述高碲渣料的成分含量为：Te 70～75％，Pb 0.5～1.0％，Ag 0.05～0.10％。

说明书

一种从高碲渣料中回收碲的方法

技术领域

[0001] 本发明涉及有色金属湿法冶金技术领域，特别涉及一种从高碲渣料中回收碲的方法。

背景技术

[0002] 在碲冶炼过程中会产生一种含碲较高的渣料，其中的碲绝大部分以金属碲的形式存在，另含有部分铅、银、锑等有价元素，如碲铸型渣就是这样一种渣料。大部分企业通常是将此渣料直接返回银冶炼氧化精炼火法工序，后期造碲渣阶段进行富集回收，由于碲金属在高温时极容易挥发、分散的特性，若直接返回银冶炼火法工序其金属碲回收率达不到40％，不仅造成原材料浪费、回收率低等，同时此方法还存在工序长、生产成本高、操作条件恶劣、经济效益差等缺点。另外，世界有色金属第1期《含碲冶炼废渣直接高效回收新工艺》提到利用硝酸直接对碲铸型渣进行氧化浸出，浸出液加入硫化钠除杂，除杂后加片碱中和得二氧化碲，二氧化碲经造液返回常规电积工序。此工艺原理上可行，但碲金属较难被氧化，此工艺存在反应速度慢、周期长且除杂不彻底容易导致碲产品不合格等问题。因此开发一种从碲铸型渣中直接高效回收碲的工艺具有重要的现实意义。

发明内容

[0003] 有鉴于此，本发明的目的在于提出一种从高碲渣料中回收碲的方法，该方法具有流程简单、生长周期短、成本低、综合回收程度高、过程强化等特点。

[0004] 基于上述目的，本发明提供的一种从高碲渣料中回收碲的方法，包括以下步骤：

[0005] a、将高碲渣料破碎后倒入反应罐内，然后向反应罐内缓慢加入盐酸和双氧水，不断搅拌进行氧化浸出，待高碲渣料溶解完全后进行固液分离，得到含碲浸出液和浸出渣；

[0006] b、浸出渣返回铅冶炼系统回收Pb、Ag有价金属，含碲浸出液加入中和试剂，达到中和终点后进行液固分离，得到二氧化碲沉淀；

[0007] c、二氧化碲沉淀经煅烧除硝脱硒后，进行氢氧化钠造液，再进入常规电积工序，得到碲锭。

[0008] 在本发明中，优选的，所述高碲渣料的成分含量为：Te 70～75％，Pb 0.5～1.0％，Ag 0.05～0.10％。

[0009] 在本发明中，优选的，步骤a中所述高碲渣料破碎后的粒度≤10mm。

[0010] 在本发明中，优选的，步骤a中所述氧化浸出的温度为50～90℃。

[0011] 在本发明中，优选的，步骤a中所述盐酸为工业用浓盐酸，所述盐酸与所述高碲渣料的质量比为1.1～2.5:1。

[0012] 在本发明中，优选的，步骤a中所述双氧水为含量为20～40％的工业双氧水，所述双氧水与所述高碲渣料的质量比为1.5～3:1。

[0013] 在本发明中，优选的，步骤b中所述中和试剂为氢氧化钠溶液，所述中和终点的pH值为5.0～6.0。

[0014] 在本发明中，优选的，步骤c中所述二氧化碲沉淀经煅烧除硝脱硒的条件为：控制温度350～450℃，保温时间5～8h，二氧化碲呈白色。

[0015] Se和Te同属于VIA主族，它们在性质上有许多方面相似，因此硒是金属碲生产中最难分离的杂质。脱硒采用先中和后煅烧的方法。中和法是利用TeO2和SeO2在水中溶解度的差异(SeO2在水中溶解度很大，而TeO2在水中的溶解度很小)。中和时碱性溶液要缓慢加入，pH要调准。用中和法可除掉总量70％的硒。中和沉碲时，溶液中部分Se也会以SeO2形态沉淀，需要进行煅烧脱硒。煅烧脱硒的原理为：二氧化硒的熔点为340℃，315℃开始升华，而TeO2在450℃以上才开始挥发，因此控制温度350～450℃，保温时间5～8h，使SeO2挥发除去。煅烧脱硒温度控制非常重要，太低硒难以挥发，太高TeO2会软化粘结或熔化，硒及其氧化物扩散受阻，硒难以挥发。煅烧脱硒工艺简单，效果明显，煅烧后99％左右的硒被去除，二氧化碲硒含量在0.006％以下，达到了提纯氧化碲的目的。

[0016] 碲电积工序以不锈钢板作阴、阳极，在直流电作用下，TeO32-在阴极得到电子析出金属碲，OH-在阳极放出电子析出氧气，电解液为亚碲酸钠溶液，反应方程式如下：

[0017] 阴极：TeO32-+3H2O+4e＝Te+6OH-

[0018] 阳极：4OH-—4e＝2H2O+O2↑

[0019] 本发明利用盐酸双氧水处理高碲渣料的工艺技术思路为：高碲渣料经破碎后在反应罐内直接用盐酸双氧水浸出，利用双氧水在酸性条件下的强氧化性将高碲渣料中的金属碲氧化成Te4+选择性进入浸出液中，铅、银等有价元素以氯化物的形式进入渣中，浸出渣返回铅冶炼系统回收Ag、Pb等有价元素，浸出液通过中和调节pH至5.0～6.0得到二氧化碲沉淀，二氧化碲沉淀经煅烧除硝脱硒，其煅烧阶段的优化条件为：控制温度350～450℃，保温时间5～8h，二氧化碲呈白色方可进行碱性造液，再进入常规电积工序。过程中涉及的反应原理如下：

[0020] 盐酸双氧水氧化阶段：Te+4H++4H2O2＝Te4++6H2O+O2↑

[0021] 过程除杂阶段：Pb2++2Cl-＝PbCl2↓

[0022] Ag++Cl-＝AgCl↓

[0023] 片碱中和阶段：Te4++4OH-＝TeO2↓+2H2O

[0024] 碱性造液阶段：TeO2+NaOH＝Na2TeO3+H2O

[0025] 与现有技术相比，本发明的方法具有以下有益效果：

[0026] (1)本发明采用盐酸双氧水直接浸出高碲渣料回收碲，工艺流程短、原料消耗低、无环境污染、绿色环保，碲的直收率可达到95％以上，实现了碲的高效回收。同时本发明的方法产生的浸出渣可以返回铅冶炼系统回收Pb、Ag等有价金属，银回收率达到99.0％以上，铅回收率达到97.6％以上。

[0027] (2)本发明具有工艺流程简单、所需设备少、对原料适应性强、生产成本低、综合回收程度高、过程强化、不产生废气等特点，因此具有显著的经济效益及一定的应用前景。

附图说明

[0028] 附图是结合具体的工艺实施方式，详细的说明了工艺走向。

[0029] 图1是本发明从高碲渣料中回收碲的方法流程图。

具体实施方式

[0030] 为使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚明白，以下结合具体实施例，并参照附图，对本发明进一步详细说明。

[0031] 实施例1

[0032] 本实施例从高碲渣料中回收碲的方法流程图如图1所示，具体步骤如下：

[0033] 将5000g高碲渣料(Te 73.18％，3659g；Pb 0.64％，32g；Ag 0.055％，2.75g)破碎至粒度≤10mm，将事先配好的16L盐酸双氧水混合溶液缓慢加入反应罐内并不断搅拌，进行氧化浸出；其中，在氧化浸出阶段，盐酸为工业用浓盐酸，双氧水为含量为20～40％的工业双氧水，盐酸与高碲渣料的质量比为1.1:1，双氧水与高碲渣料的质量比为1.5:1；控制温度70～80℃，待高碲渣料溶解完全后进行液固分离得含碲浸出液及浸出渣，浸出渣返火法炼铅系统回收Ag、Pb等有价元素。浸出液用氢氧化钠溶液进行中和至终点pH为6，液固分离后得到二氧化碲沉淀，经煅烧除硝脱硒后得到二氧化碲重4665.85g，取样分析碲含量77.3％(碲金属量3606.7g)，其碲回收率高达98.57％，银回收率＞99.4％，铅回收率＞97.6％。所得二氧化碲进入常规造液、电积工序。

[0034] 实施例2

[0035] 本实施例从高碲渣料中回收碲的方法流程图如图1所示，具体步骤如下：

[0036] 将5000g高碲渣料(Te 71.08％，3554g；Pb 0.79％，39.5g；Ag 0.062％，3.1g)破碎至粒度≤10mm，将事先配好的12L盐酸双氧水混合溶液缓慢加入反应罐内并不断搅拌，进行氧化浸出；其中，在氧化浸出阶段，盐酸为工业用浓盐酸，双氧水为含量为20～40％的工业双氧水，盐酸与高碲渣料的质量比为2.5:1，双氧水与高碲渣料的质量比为3:1；控制温度70～80℃，待高碲渣料溶解完全后进行液固分离得含碲浸出液及浸出渣，浸出渣返火法炼铅系统回收Ag、Pb等有价元素。浸出液用氢氧化钠溶液进行中和至终点pH为6，液固分离后得到二氧化碲沉淀，经煅烧除硝脱硒后得到二氧化碲重4598.7g，取样分析碲含量74.12％(碲金属量3408.56g)，其碲回收率达95.91％，银回收率＞99.0％，铅回收率＞98.1％。所得二氧化碲进入常规造液、电积工序。

[0037] 实施例3

[0038] 本实施例从高碲渣料中回收碲的方法流程图如图1所示，具体步骤如下：

[0039] 将5000g高碲渣料(Te 70.01％，3501g；Pb 0.85％，42.5g；Ag 0.071％，3.55g)破碎至粒度≤10mm，将事先配好的14L盐酸双氧水混合溶液缓慢加入反应罐内并不断搅拌，进行氧化浸出；其中，在氧化浸出阶段，盐酸为工业用浓盐酸，双氧水为含量为20～40％的工业双氧水，盐酸与高碲渣料的质量比为2.0:1，双氧水与高碲渣料的质量比为2.5:1；控制温度50～70℃，待高碲渣料溶解完全后进行液固分离得含碲浸出液及浸出渣，浸出渣返火法炼铅系统回收Ag、Pb等有价元素。浸出液用氢氧化钠溶液进行中和至终点pH为5，液固分离后得到二氧化碲沉淀，经煅烧除硝脱硒后得到二氧化碲重4552.5g，取样分析碲含量74.60％(碲金属量3396.6g)，其碲回收率达97.01％，银回收率＞99.2％，铅回收率＞
97.9％。所得二氧化碲进入常规造液、电积工序。

[0040] 对比例1

[0041] 本对比例在氧化浸出阶段采用浓硝酸(市售)代替盐酸双氧水混合溶液，其余步骤均同实施例1。经煅烧除硝脱硒后得到二氧化碲重4522.2g，取样分析碲含量72.9％(碲金属量3296.7g)，其碲回收率高达90.1％，银回收率＞97.4％，铅回收率＞95.1％。所得二氧化碲进入常规造液、电积工序。

[0042] 对比例2

[0043] 本对比例在氧化浸出阶段采用浓硝酸(市售)代替盐酸双氧水混合溶液，其余步骤均同实施例2。经煅烧除硝脱硒后得到二氧化碲重4148.8g，取样分析碲含量71.7％(碲金属量2974.7g)，其碲回收率高达83.7％，银回收率＞92.3％，铅回收率＞90.3％。所得二氧化碲进入常规造液、电积工序。

[0044] 对比例3

[0045] 本对比例在氧化浸出阶段采用浓硝酸(市售)代替盐酸双氧水混合溶液，其余步骤均同实施例3。经煅烧除硝脱硒后得到二氧化碲重4113.5g，取样分析碲含量72.6％(碲金属量2986.4g)，其碲回收率高达85.3％，银回收率＞91.8％，铅回收率＞92.5％。所得二氧化碲进入常规造液、电积工序。

[0046] 由实施例1-3和对比例1-3的对比结果可以看出，本发明采用盐酸双氧水直接浸出高碲渣料回收碲，碲的直收率可达到95％以上，远远高于对比例1-3中采用浓硝酸直接浸出高碲渣料时碲的直收率，同时银和铅的回收率也远远高于对比例1-3中银和铅的回收率。而且本发明采用盐酸双氧水直接浸出高碲渣料回收碲，对环境无污染、绿色环保、综合回收程度高。

[0047] 综上所述，本发明采用盐酸双氧水直接浸出高碲渣料回收碲，工艺流程短、原料消耗低、无环境污染、绿色环保，碲的直收率可达到95％以上，实现了碲的高效回收。同时本发明的方法产生的浸出渣可以返回铅冶炼系统回收Pb、Ag等有价金属，银回收率达到99.0％以上，铅回收率达到97.6％以上。本发明具有工艺流程简单、所需设备少、对原料适应性强、生产成本低、综合回收程度高、过程强化、不产生废气等特点，因此具有显著的经济效益及一定的应用前景。

[0048] 所属领域的普通技术人员应当理解：以上任何实施例的讨论仅为示例性的，并非旨在暗示本公开的范围(包括权利要求)被限于这些例子；在本发明的思路下，以上实施例或者不同实施例中的技术特征之间也可以进行组合，并存在如上所述的本发明的不同方面的许多其它变化，为了简明它们没有在细节中提供。因此，凡在本发明的精神和原则之内，所做的任何省略、修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。