一种铜阳极泥处理过程中的含硒、碲混合溶液的分离方法
技术领域
[0001] 本
发明涉及硒、碲提取技术领域，尤其涉及一种铜阳极泥处理过程中的含硒、碲混合溶液的分离方法。
背景技术
[0002] 铜精矿中的硒和碲在铜
冶炼过程中富集于
电解精炼阳极泥中，在铜阳极泥选冶联合流程处理工艺中，铜阳极泥经氯化处理后，硒、碲等稀散金属与贵金属分离，富集于氯化后的溶液中，其中含硒20 40g/L，含碲1 3g/L，传统的分离技术中，产出的粗硒平均含硒75~ ~ ~80%左右，含碲1 2%，含铜2 3%。硒碲
合金平均含硒20 30%，含碲20 25%，含铜25 30%。现有的~ ~ ~ ~ ~
技术中存在粗硒含碲过高，不利于后续碲的回收、硒碲合金的杂质铜含量过高、还原剂消耗量过大等问题。
发明内容
[0004] 鉴于上述现有技术的不足，本发明的目的在于提供一种铜阳极泥处理过程中的含硒、碲混合溶液的分离方法，旨在解决现有的分离技术存在粗硒含碲过高，不利于后续碲的回收、硒碲合金的杂质铜含量过高、还原剂消耗量过大等问题。
[0005] 本发明的技术方案如下：
[0006] 一种铜阳极泥处理过程中的含硒、碲混合溶液的分离方法，其中，分两步对含硒、碲混合溶液进行还原：
[0007] 第一步进行一次还原，在氯离子浓度为120 150g/L的含硒、碲混合溶液中，添加二~
氧化硫对含硒、碲混合溶液中的硒进行还原，控制含硒、碲混合溶液中
硫酸浓度为220~
300g/L，还原一段时间后过滤分离得到粗硒和一次还原后液；
[0008] 第二步进行二次还原，取一次还原后液，继续添加二氧化硫，对一次还原后液中的碲和残留的硒进行还原，还原一段时间后过滤分离得到硒碲合金和二次还原后液。
[0009] 所述的铜阳极泥处理过程中的含硒、碲混合溶液的分离方法，其中，采用往含硒、碲混合溶液中添加NaCl的方式补充混合溶液中的氯离子。
[0010] 所述的铜阳极泥处理过程中的含硒、碲混合溶液的分离方法，其中，一次还原的反应时间为3 4h，二次还原的反应时间为1 1.5h。~ ~
[0011] 所述的铜阳极泥处理过程中的含硒、碲混合溶液的分离方法，其中，一次还原和二次还原的过滤分离方式采用板框压滤的方式。
[0012] 所述的铜阳极泥处理过程中的含硒、碲混合溶液的分离方法，其中，一次还原和二次还原过程中添加的二氧化硫为液态二氧化硫。
[0013] 所述的铜阳极泥处理过程中的含硒、碲混合溶液的分离方法，其中，一次还原终点判定以含硒、碲混合溶液中加入亚硫酸钠后无红色絮状物产生为判定方式；二次还原终点判定以一次还原后液中加入亚硫酸钠后无黑色沉淀产生为判定方式。
[0014] 有益效果：本发明通过在高酸、高氯根环境下，采用二氧化硫作为还原剂分两步对含硒、碲溶液进行还原，所产出的粗硒含硒量提高了4%，粗硒中的碲含量降低了72%，杂质铜含量降低了51%，硒碲合金中碲含量增加了15%，硒碲合金中的杂质铜降低了80%，大大降低了产品中的杂质含量，也使物料中的碲更集中于硒碲合金中，有利于后续的回收工作。
附图说明
[0015] 图1为本发明一种铜阳极泥处理过程中的含硒、碲混合溶液的分离方法的
流程图。
具体实施方式
[0016] 本发明提供一种铜阳极泥处理过程中的含硒、碲混合溶液的分离方法，为使本发明的目的、技术方案及效果更加清楚、明确，以下对本发明进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体
实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。
[0017] 本发明提供的铜阳极泥处理过程中的 含硒、碲混合溶液的分离方法分两步对含硒、碲溶液进行还原：
[0018] 如图1所示，第一步进行一次还原，往含硒、碲混合溶液中加入工业盐（NaCl），控制氯离子浓度在120 150g/L范围内，添加二氧化硫对硒进行还原，还原一段时间后过滤分离~产出粗硒和一次还原后液。
[0019] 第二步进行二次还原，取一次还原后液，继续添加二氧化硫还原其中的碲和残留的硒，还原一段时间后产出硒碲混合物（硒碲合金）和二次还原后液。
[0020] 一次还原后产出的粗硒通过
真空熔炼精制，可生产出高纯硒。
[0021] 二次还原后液中还含有大量的铜，浓度约为20g/L左右，可对其置换回收铜，回收后液送废
水处理系统。
[0022] 二次还原后产出的硒碲混合物，含硒、碲量较高，可进行后续的分离提纯从而提取金属硒、碲。
[0023] 在还原过程中，为补充氯离子，需要往反应釜中添加工业盐来控制氯离子浓度在120 150g/L范围。一次还原与二次还原采用的还原剂均为二氧化硫（液态）。
~
[0024] 本发明一次还原优选时间为3 4h，二次还原时间为1 1.5h。一次还原和二次还原~ ~的过滤分离方式均采用板框压滤的方式。
[0025] 本发明一次还原时，以溶液中加入亚硫酸钠后无红色絮状物产生判定为反应终点；二次还原时以溶液中加入亚硫酸钠后无黑色沉淀产生为反应终点，需要注意的是，一次、二次还原终点需尽可能准确，若加入的二氧化硫过多，则会导致粗硒中含碲过高、硒碲合金中含铜量升高。
[0026] 实施例1
[0027] 含硒、碲混合溶液，其中含硒22.35g/L，含碲2.542g/L，含铜24.32g/L，氯离子浓度13g/L。先补充氯离子浓度至130g/L，采用本发明的方法分两次对溶液进行还原。在一次还原中，在硫酸浓度220g/L时，加入液态二氧化硫对溶液进行还原，反应3h后，经板框压滤后产出粗硒和一次还原后液，粗硒中含硒75.78%，含碲0.443%，含铜1.121%。比原工艺的平均含硒72.041%，含碲1.615%，含铜2.165%有明显改善。在二次还原中，继续添加液态二氧化硫，反应1.4h，二次还原后产出的硒碲合金含硒42.830%，含碲37.543%，含铜5.613%，而原工艺平均含硒28.304%，含碲22.940，含铜27.533%也有明显改善。
[0028] 实施例2
[0029] 含硒、碲混合溶液，其中含硒22.35g/L，含碲2.542g/L，含铜24.32g/L，氯离子浓度13g/L。先补充氯离子浓度至120g/L，采用本发明的方法分两次对溶液进行还原。在一次还原中，控制硫酸浓度为250g/L，通过液态二氧化硫对溶液进行还原，反应4h后，经板框压滤后产出粗硒和一次还原后液，粗硒中含硒76.772%，含碲0.452%，含铜1.006%。比原工艺的平均含硒72.041%，含碲1.615%，含铜2.165%有明显改善。在二次还原中，继续添加液态二氧化硫，反应1.3h，二次还原后产出的硒碲合金含硒43.067%，含碲36.456%，含铜4.997%，而原工艺平均含硒28.304%，含碲22.940，含铜27.533%也有明显改善。
[0030] 实施例3
[0031] 含硒、碲混合溶液，其中含硒22.35g/L，含碲2.542g/L，含铜24.32g/L，氯离子浓度13g/L。先补充氯离子浓度至140g/L，采用本发明的方法分两次对溶液进行还原。在一次还原中，控制硫酸浓度为240g/L，通过液态二氧化硫对溶液进行还原，反应3.2h后，经板框压滤后产出粗硒和一次还原后液，粗硒中含硒77.633%，含碲0.478%，含铜0.993%。比原工艺的平均含硒72.041%，含碲1.615%，含铜2.165%有明显改善。在二次还原中，继续添加液态二氧化硫，反应1.2h，二次还原后产出的硒碲合金含硒43.112%，含碲38.985%，含铜5.982%，而原工艺平均含硒28.304%，含碲22.940，含铜27.533%也有明显改善。
[0032] 实施例4
[0033] 含硒、碲混合溶液，其中含硒22.35g/L，含碲2.542g/L，含铜24.32g/L，氯离子浓度13g/L。先补充氯离子浓度至150g/L，采用本发明的方法分两次对溶液进行还原。在一次还原中，控制硫酸浓度为270g/L，通过液态二氧化硫对溶液进行还原，反应3.6h后，经板框压滤后产出粗硒和一次还原后液，粗硒中含硒76.054%，含碲0.448%，含铜1.114%。比原工艺的平均含硒72.041%，含碲1.615%，含铜2.165%有明显改善。在二次还原中，继续添加液态二氧化硫，反应1 h，二次还原后产出的硒碲合金含硒41.981%，含碲37.082%，含铜4.870%，而原工艺平均含硒28.304%，含碲22.940，含铜27.533%也有明显改善。
[0034] 实施例5
[0035] 含硒、碲混合溶液，其中含硒22.35g/L，含碲2.542g/L，含铜24.32g/L，氯离子浓度13g/L。先补充氯离子浓度至135g/L，采用本发明的方法分两次对溶液进行还原。在一次还原中，控制硫酸浓度为300g/L，通过液态二氧化硫对溶液进行还原，反应3.8h后，经板框压滤后产出粗硒和一次还原后液，粗硒中含硒76.345%，含碲0.489%，含铜1.088%。比原工艺的平均含硒72.041%，含碲1.615%，含铜2.165%有明显改善。在二次还原中，继续添加液态二氧化硫，反应1.5h，二次还原后产出的硒碲合金含硒43.224%，含碲37.821%，含铜5.437%，而原工艺平均含硒28.304%，含碲22.940，含铜27.533%也有明显改善。
[0036] 综上所述，本发明通过高酸、高氯对碲和铜的抑制作用，采用二氧化硫分两次对硒和碲进行还原，使粗硒产品的含硒量增加了4个百分点，碲的含量大幅降低，使碲集中于硒碲合金中，方便了碲的回收。另外杂质铜在粗硒和硒碲合金中的含量均大大降低，这为后续的硒、碲的提纯创造了便利条件。
[0037] 应当理解的是，本发明的应用不限于上述的举例，对本领域普通技术人员来说，可以根据上述说明加以改进或变换，所有这些改进和变换都应属于本发明所附
权利要求的保护范围。
