The invention discloses a separation and extraction method for tellurium and bismuth in low-grade bismuth tellurite, which is characterized by the following steps: 1) leaching Bismuth Tellurite from Bismuth Tellurite ore: crushing and grinding bismuth tellurite, leaching Bismuth Tellurite from Bismuth Tellurite in leaching solution with sulfuric acid and ferric chloride solution, filtering and obtaining leaching solution containing tellurium and bismuth and leaching residue; leaching solution can chlorinate Bismuth Tellurite before leaching. Leaching treatment to improve the concentration of tellurium and bismuth in the leaching solution; 2) Reducing the leaching solution once: using Na2SO3 to reduce the leaching solution to obtain crude tellurium, filtering to get crude tellurium precipitation and reduced liquid; 3) Replacement treatment of the reduced liquid: using reduced iron powder to replace bismuth in the reduced liquid, filtering to get crude bismuth precipitation and replacement liquid; or using iron sheets and other metal sheets in micro-current. Under the action of replacement deposition, sponge bismuth with high purity can be effectively separated from replacement solution; 4) chlorination treatment: chlorination of replacement solution and leaching treatment of raw ore, recyclable waste liquid.
【技术实现步骤摘要】
一种低品位碲铋矿中碲、铋的分离提取方法
本专利技术涉及有色金属的湿法提取的
,具体是一种低品位碲铋矿中碲、铋的分离提取方法。
技术介绍
碲是稀散金属元素,属准金属,化学性质特殊,具有明显的两性特征和特殊的物理性能,被誉为现代工业和国防的维生素。碲及其产品被广泛应用于冶金、橡胶、石油、电子和电气、玻璃陶瓷、航天、军事和医药等高科技领域。碲在地壳中的含量为0.0006ppm,在地幔中为0.01ppm,地核中为0.52ppm,一般难于形成独立矿床,常以伴生的形式赋存于金银铜铅镍等矿物中且碲品味较低,如铜、铅、锌矿中平均含量在0.002%以下,而且并不是全部的铜、铅、锌矿石中都含有碲。目前,世界上所产生的碲金属均是从有色金属冶炼过程的副产物即废渣中综合回收而获得,因此碲的综合回收十分困难。随着碲产量的需求及消费的增长,碲资源及其综合回收受到了越来越多的关注。铋金属是一种可安全使用的“绿色金属”,由于其具有优良的物理化学性质,被广泛的应用于医疗、半导体、化妆品、电子陶瓷等行业。铋金属主要来自铋矿,其中辉铋矿和硫化铋矿是提铋的主要原料。还有较大部分的铋金属来自有色金属冶 ...
【技术保护点】
1.一种低品位碲铋矿中碲、铋的分离提取方法,其特征在于,包括以下步骤:1)进行碲铋矿浸出1.1)将所述碲铋矿进行破碎和磨矿处理后,得到碲铋矿粉;所述碲铋矿粉的粒度为120~320目;1.2)将硫酸和氯化铁溶液混合后,得到浸液;所述H2SO4的浓度为80~200g/L;所述Fe
【技术特征摘要】
1.一种低品位碲铋矿中碲、铋的分离提取方法,其特征在于,包括以下步骤:1)进行碲铋矿浸出1.1)将所述碲铋矿进行破碎和磨矿处理后,得到碲铋矿粉;所述碲铋矿粉的粒度为120~320目;1.2)将硫酸和氯化铁溶液混合后,得到浸液;所述H2SO4的浓度为80~200g/L;所述Fe3+的浓度为30~150g/L;1.3)在水浴加热的条件下,将步骤1.1)中得到的碲铋矿粉加入到步骤1.2)中得到的浸液中,进行浸出处理;所述浸出温度为50~95℃,浸出时间为40~240min;所述浸液与碲铋矿粉的体积重量比(mL︰g)为4︰1~10︰1;1.4)将步骤1.3)中得到的浸出处理后混合液进行固液分离,得到含碲、铋的浸出液和浸出渣;2)对浸出液进行一次还原处理向步骤1.4)中得到的含碲、铋的浸出液中加入Na2SO3,反应完成后进行过滤,得到粗碲和还原后液;所述反应过程中:温度为25~95℃,时间为40~240min;所述Na2SO3的质量为还原浸出液的碲所需理论量的0.8~2.0倍;3)对还原后液进行置换处理所述置换处理包括方法一和方法二;所述方法一为:向步骤2)中得到的还原后液中加入还原铁粉,反应完成后进行过滤,得到粗铋和置换后液;所述还原铁粉的质量为还原浸出液的碲、铋所需理论量的0.8~2.0倍;所述反应过程中:温度为25~80℃,时间为40~240min;所述方法二为:使用铁片作为阳极、石墨作为阴极、步骤2)中的还原后液作为电解液,在微电流作用下进行反应,所述阳极析出海绵铋。所述反应温度为40~80℃,反应时间为60~150min;4)氯化处理向步骤3)中得到的置换后液中通入氯气进行氯化,置换后液中的亚铁离子转化为三价铁离子,进行循环使用。2.根据权利要求1所述的一种低品位碲铋矿中碲、铋的分离提取方法,其特征在于,包括以下步骤:1)进行碲铋矿浸出1.1)将碲铋矿进行破碎和磨矿处理后,得到...
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