从含碲冶炼渣中提取二氧化碲的工艺

一、工艺概述

从含碲冶炼渣中提取二氧化碲的工艺；包含以下步骤：碲渣 的球磨水浸、还原碱浸、硫化和脱硅净化、中和沉淀碲。本方法 不但提高了碲的浸出率， 而且减少了浸出工序中碱的用量， 降低 了生产成本。 本方法还有一个亮点是在碱性体系中， 采用亚硫酸 钠作为转型剂， 使难溶的高价碲转型为低价碲， 从而增加碲的浸 出率。在适宜的工艺条件下，碲的总浸出率可达

90%以上；通过

中和回收碲，其 TeO2 的品位可达 50%以上，中和后废液中含碲 为0.1〜0.3g/L。而且浸出渣中的铜、铅、铋、锑、贵金属进一步 得到了富集，实现资源的再利用，降低了生产成本，节省了能源 无论从资源回收还是环境保护方面来说都具有十分重要的意义。 二、工艺特征和步骤

从含碲冶炼渣中提取二氧化碲的工艺，其特征在于包含以下 步骤: ① 渣的球磨

水浸出通过湿法球磨将碲渣磨至 0.075mm 以下，将碲渣按液 固质量比 3〜 6:1 加入水进行调浆，浆化后进行水浸；碲被浸出 的同时，铅和硒分别以 Na2PbO2和Na2SeO3的形式进入溶液； 铜、铋、银和金，以及它们的氧化物留在渣里；控制浸出温度为 70〜90C,水浸时间1〜

4h，粒度200目以下；

② 碲渣的还原碱浸 向浸出渣中加入氢氧化钠和亚硫酸钠进行搅拌浸出，

1

反应完全 后，悬浊液进行液固分离；滤饼含铜、铋、银和金，以及它们的 氧化物进入贵铅回收工序， 含碲浸液转下一工序； 控制氢氧化钠 为15〜50g/L，亚硫酸钠为10〜20g/L，液固比为3〜6:1,浸出 温度75〜

95C,浸出时间1〜3h;

③ 硫化、脱硅净化向含碲浸出液中加入饱和的

Na2S溶液沉淀铜、

铅等重金属，在加入 Na2S的同时，加入CaCI2溶液除硅；控制 温度在

40〜80 C；过滤后得净化渣和净化液，净化渣转重金属 回收工序，净化

液转下一工序；

④ 中和沉碲净化液中加入 H2SO4中和至pH=5.5〜6.5，其中有

90%以上的硒留在中和后液中被除去； 控制温度为75〜95C,水

解，过滤得到TeO2从含碲冶炼渣中提取二氧化碲的工艺 三、工艺技术原理

碲，位于第五周期，第W族，是一种非金属元素。碲属于稀 散元素，在自热界的含量极低。据相关文献报道，其在地壳中的 含量为

0.0006ppm，分散于地壳各处，很难形成矿床。碲的用途 十分广泛，主

要用来作合金添加剂、电镀液中的光亮剂、石油裂 化的催化剂、海底电缆防护套等。随着科学技术的发展，碲的用 途越来越广泛的应用于新能源、新材料。故被誉为“现在工业、 国防与尖端技术的维生素” ，“是当代高技术新材料的支撑材料” 。 在现阶段，碲主要是在铜、铅、锌等冶金的过程所产生的含碲物

料中富集回收。该含碲物料的成分为：含碲

2〜10%，含铋30〜

2

50%,含铜2〜15%%,含铅1〜10%，含砷0.01〜1%,含锑0.5〜 2.5%，

含硒 0.01〜 1.5%含银 0.5〜 2%，含金 1 〜2g/t ，含二氧化 硅 1 〜

2%的原料。 传统的碲提取方法主要是碱浸法。 就是在一定 温度下使用

氢氧化钠对含碲物料浸出后经净化中和水解而得到 二氧化碲的流程。 传统的碱浸法存在技术缺陷, 碲的挥发量较大, 损失率高,且能耗高；在碱浸过程中,耗碱量大；碲的浸出率不 高,未浸出的碲分散于各后续冶炼工序产物中,影响后续工序, 有的方法主要包含以下步骤： 无机酸氧化浸出、 铜板置换贵金属、 硫化钠沉淀铜、中和沉淀碲、粗 TeO2的碱性浸出、

Na2S除杂、

浓缩、电积。本方法既具有碲回收率高的优点,又可综合有效地 回收其它有价金属；适合处理湿法冶金过程中产生的含水分高、 粒度小的含碲废渣。

其中有关 “从铜阳极泥中提取碲的工艺” ,的工艺技术中包括 以下步骤： (1) 将铜阳极泥置入硫酸溶液,并向硫酸溶液中通入 氧气进行氧化硫酸浸出,进行固液分离得到含铜和碲的浸出液, 浸出过程在密闭高压装置内完成； (2)向上述浸出液加入铜粉, 置 换除去浸出液中的银或硒,进行固液分离；

(3)向步骤 (2)固液分

离后所得的浸出液中通入二氧化硫还原沉碲, 进行固液分离得到 粗碲；

(4)将粗碲按常规方法处理提取纯碲。 它采用一段氧化酸浸 将铜、碲浸

出,铜粉置换除银硒等杂质,二氧化硫还原沉碲

到二氧化碲 ),二氧化碲沉淀碱溶后电解碲。流程简单,且铜粉 消耗显著减少；工艺的简化，有利于提高碲的回收率，碲回收率

3

(得

可达 90％以上。 四、工艺技术内容详解

本方法试验在于提供从含碲冶炼渣中提取二氧化碲的工艺， 具有碲回收率高，降低碱的用量的优点，亮点是在碱性体系中， 采用亚硫酸钠作为转型剂， 使难溶的高价碲转型为低价碲， 从而 增加碲的浸出率； 也可综合有效地回收其它有价金属。 该工艺流 程简单，原料适应性强，成本低，更加提高生产效率。 工艺技术包含以下步骤 : ① 渣的球磨水浸出

通过湿法球磨将碲渣磨至 0.075mm 以下，将碲渣按液固质量 比3〜6:1加入水进行调浆，浆化后进行水浸；碲被浸出的同时， 铅和硒分别以Na2PbO2和Na2SeO3的形式进入溶液；铜、铋、 银和金， 以及它们的氧化物留在渣里， 由于渣中还有少量碲未浸 出则需二次浸出；控制浸出温度为

70〜90C，水浸时间1〜4h,

65〜75%，脱铋率 TeO2+NaOH —

粒度 200 目以下；该步骤结果，碲的浸出率

90%以上，脱铜率 92%以上；浸出反应如下： Na2TeO3+H2OSeO2+NaOHR Na2SeO3+H2O

② 碲渣的还原碱浸 向浸出渣中加入氢氧化钠和亚硫酸钠进行搅拌浸出， 反应完全

后，悬浊液进行液固分离；滤饼含铜、铋、银和金，以及它们的 氧化物进入贵铅回收工序， 含碲浸液转下一工序； 控制氢氧化钠 为15〜50g/L，亚硫酸钠为10〜20g/L，液固比为3〜6:1,浸出 温度75〜95C,浸出时间

4

1〜3h;该步骤结果，碲的浸出率50% 以上，浸出反应如下 : TeO2+NaOH — Na2TeO3+H2O

TeO3+Na2SO3+2NaOHH Na2TeO3+Na2SO4+H2O

③ 硫化、脱硅净化

向含碲浸出液中加入饱和的 Na2S溶液沉淀铜、铅等重金属， 在加入

Na2S的同时，加入CaCI2溶液除硅；控制温度在40〜80C; 过滤后得净

化渣和净化液， 净化渣转重金属回收工序， 净化液转 下一工序； 该步骤结果， 脱铅率 92%以上，脱硅率达到 90%以上， 终点Cu2+=0.05〜0.15g/L，反应如下：

Na2PbO2+Na2S+2H2O— PbS J + 4NaOH Na2SiO3+CaCI2 — CaSiO3 J +2NaCl

④ 中和沉碲

净化液中加入 H2SO4,中和至pH=5.5〜6.5，其中有90%以上 的硒留在中和后液中被除去；控制温度为

75〜95 C，水解、过

滤得到TeO2该步骤结果，TeO2的品位达50%以上，脱硒率90% 以上，中和后废液中含碲为 0.1〜0.3g/L。其中发生的反应如下:

Na2TeO3+H2SO—4 TeO2 J +Na2SO4+H2O

Na2SeO3+H2SO—4 H2SeO3J +Na2SO4 上述湿法球磨的磨矿时间越

长， 产物粒度越细， 与溶剂的接触面 积就越大，从而可以增加碲的浸出率。 上述步骤②中的还原碱浸， 通过添加新碱， 可以使溶液保持一定碱度， 避免已溶解的亚碲酸 钠水解；在碱性的条件下，采用亚硫酸钠作为转

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型剂，使难浸出 的高价碲转型为低价碲。 与传统的碱浸法相比， 本方法的第一次 水浸和二次碱浸不但提高了碲的浸出率， 而且减少了浸出工序中 碱的用量， 降低了生产成本。 本方法还有一个亮点是在碱性体系 中，采用亚硫酸钠作为转型剂，使难溶的高价碲转型为低价碲， 从而增加碲的浸出率。 在适宜的工艺条件下， 碲的总浸出率可达 90%以上；通过中和回收碲，其 TeO2 的品位可达 50%以上，中 和后废液中含碲为0.1〜

0.3g/L。而且浸出渣中的铜、铅、铋、锑、 贵金属进一步得到了富集， 实

现资源的再利用， 降低了生产成本， 节省了能源， 无论从资源回收还是环境保护方面来说都具有十分 重要的意义。

五、附图 附图是结合具体的工艺试验方法，详细的说明了工艺走向 , 图

1 是工艺流程图。

六、具体试验方法 试验方法 1: 含碲冶炼渣的成分 : 碲：6.35%，铋：

43.38%，铜： 11.43%，铅： 8.54%，砷： 0.06%， 锑： 1.27%，

硒： 0.05%，银： 1.4253%，金： 1.5g/t ，二氧化硅： 1〜2%。

(1) 取含碲冶炼渣100g,按液固质量比3:1加入水进行调浆，温度

控制在75 C，反应2h，粒度为200目；立即过滤分离一次水浸 液和富铋、铜、银、金的浸出渣；得到浸出渣

88.2g,浸出渣中

含碲量为 2.46%，含铋量为 40.27%，含铜量为 11.02%，含银量 为

1.367%；

(2) 将以上所得的一次水浸渣加入包含氢氧化钠 10g/L的混合溶液，控制液固比为

30g/L、亚硫酸钠

3:1条件下，温度为90C，反

应3h，过滤分离还原碱浸液和二次浸出渣；得到二次浸出渣 85.62g,浸出

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渣中含碲量0.992%,得到还原碱浸液490ml,还原碱 浸液中碲的浓度为

2.759g/L；

(3) 将以上得到的含碲浸出液先后加入适量饱和的 Na2S CaCI2除 去浸

出液中的铅、铜、硅。过滤后得到净化渣 11.7g,渣中含铅为 66.27%，渣中含硅量为 12.05%。

(4) 将上诉的净化液用硫酸中和， 控制终点的pH=5,温度为85C,

还原得到中和后废液和

TeO2;中和后废液中碲的浓度降至

0.15g/L。

(5) 按已有的技术进行TeO2的干燥处理，从第1步可得碲的浸出

率为 65.83%，铋的一次入渣率为

81.87%，铜的一次入渣率为

84.96%，银的一次入渣率为 84.6%；从第 2 步可 知碲的浸出率为 60.86%，碲的总的浸出率 86.63%。

试验方法 2： 含碲冶炼渣的成分 :

碲：6.35%，铋：43.38%，铜： 11.43%，铅： 8.54%，砷： 0.06%， 锑： 1.27%，硒： 0.05%，银： 1.4253%，金： 1.5g/t ，二氧化硅：

1 〜2%。

(1) 取含碲冶炼渣100g,按液固质量比4:1加入水进行调浆，温度

控制在90 C，反应3h，粒度为260目；立即过滤分离一次水浸 液和富铋、铜、银、金的浸出渣；得到浸出渣

84.5g,浸出渣中

含碲量为 1.96%，含铋量为 46.48%，含铜量为 12.67%，含银量 为

1.514%；

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(2) 将以上所得的一次水浸渣加入包含氢氧化钠 50g/L、亚硫酸钠

20g/L的混合溶液，控制液固比为 4:1条件下，温度为90C，反 应3h，

过滤分离还原碱浸液和二次浸出渣；得到二次浸出渣 82.76g，浸出渣中含碲量为 0.67%;得到还原碱浸液 475ml，还 原碱浸液中碲的浓度为

2.398g/L；

(3) 将以上得到的含碲浸出液先后加入适量饱和的 Na2S CaCI2除

去浸出液中的铅、铜、硅。过滤后得到净化渣 为 69.38%，渣中含硅量为 12.19%。

11.2g,渣中含铅

(4) 将上诉的净化液用硫酸中和，控制终点的

pH=6,温度为85C, 还原得到中和后废液和 TeO2;中和后废液中碲的浓度

降至

0.21g/L；

(5) 按已有的技术进行TeO2的干燥处理，从第1步可得碲的浸出 率为 73.92%，铋的一次入渣率为 90.54%，铜的一次入渣率为 93.67%，银

的一次入渣率为 89.76%从第 2 步可知碲的浸出率为 66.52%，碲的总浸出率为 91.27%。

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附图

二氧化碼 中讯后液 （返回擾

出）

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