PL220893B1 - Sposób odzysku telluru w postaci koncentratu z roztworów wieloskładnikowych - Google Patents
Sposób odzysku telluru w postaci koncentratu z roztworów wieloskładnikowychInfo
- Publication number
- PL220893B1 PL220893B1 PL397606A PL39760611A PL220893B1 PL 220893 B1 PL220893 B1 PL 220893B1 PL 397606 A PL397606 A PL 397606A PL 39760611 A PL39760611 A PL 39760611A PL 220893 B1 PL220893 B1 PL 220893B1
- Authority
- PL
- Poland
- Prior art keywords
- solution
- tellurium
- copper
- concentrate
- ion exchanger
- Prior art date
Links
- 229910052714 tellurium Inorganic materials 0.000 title claims description 66
- PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N tellurium atom Chemical compound [Te] PORWMNRCUJJQNO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 57
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims description 35
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 33
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 107
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims description 66
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims description 48
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 44
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 claims description 33
- 229910052797 bismuth Inorganic materials 0.000 claims description 31
- JCXGWMGPZLAOME-UHFFFAOYSA-N bismuth atom Chemical compound [Bi] JCXGWMGPZLAOME-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 28
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Chemical compound [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 25
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 25
- 238000010828 elution Methods 0.000 claims description 23
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 claims description 22
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims description 20
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 15
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 14
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 claims description 13
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 12
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 12
- 229910002909 Bi-Te Inorganic materials 0.000 claims description 11
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 7
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 claims description 7
- 238000005342 ion exchange Methods 0.000 claims description 7
- NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 1,2-bis(ethenyl)benzene;1-ethenyl-2-ethylbenzene;styrene Chemical compound C=CC1=CC=CC=C1.CCC1=CC=CC=C1C=C.C=CC1=CC=CC=C1C=C NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- NWZSZGALRFJKBT-KNIFDHDWSA-N (2s)-2,6-diaminohexanoic acid;(2s)-2-hydroxybutanedioic acid Chemical compound OC(=O)[C@@H](O)CC(O)=O.NCCCC[C@H](N)C(O)=O NWZSZGALRFJKBT-KNIFDHDWSA-N 0.000 claims description 5
- MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N Hydrogen peroxide Chemical compound OO MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 230000029087 digestion Effects 0.000 claims description 5
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims description 5
- IKDUDTNKRLTJSI-UHFFFAOYSA-N hydrazine monohydrate Substances O.NN IKDUDTNKRLTJSI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 5
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonium chloride Substances [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- -1 tellurium ions Chemical class 0.000 claims description 4
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 3
- 239000003929 acidic solution Substances 0.000 claims description 3
- 239000003957 anion exchange resin Substances 0.000 claims description 3
- 239000003729 cation exchange resin Substances 0.000 claims description 3
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 239000011707 mineral Substances 0.000 claims description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 3
- 239000010865 sewage Substances 0.000 claims description 3
- MGRVRXRGTBOSHW-UHFFFAOYSA-N (aminomethyl)phosphonic acid Chemical compound NCP(O)(O)=O MGRVRXRGTBOSHW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 claims description 2
- 150000007513 acids Chemical class 0.000 claims description 2
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 2
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 claims 1
- 239000012493 hydrazine sulfate Substances 0.000 claims 1
- 239000012071 phase Substances 0.000 claims 1
- 239000011734 sodium Substances 0.000 claims 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 claims 1
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 claims 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 6
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 6
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 5
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 5
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000003456 ion exchange resin Substances 0.000 description 3
- 229920003303 ion-exchange polymer Polymers 0.000 description 3
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 3
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N Palladium Chemical compound [Pd] KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N Selenium Chemical compound [Se] BUGBHKTXTAQXES-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L Sodium Sulfate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])(=O)=O PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 2
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 2
- 239000011669 selenium Substances 0.000 description 2
- 229910052711 selenium Inorganic materials 0.000 description 2
- JHJLBTNAGRQEKS-UHFFFAOYSA-M sodium bromide Chemical compound [Na+].[Br-] JHJLBTNAGRQEKS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 2
- 239000004128 Copper(II) sulphate Substances 0.000 description 1
- 229910002651 NO3 Inorganic materials 0.000 description 1
- NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N Nitrate Chemical compound [O-][N+]([O-])=O NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- MZEWONGNQNXVKA-UHFFFAOYSA-N [Cu].[Cu].[Te] Chemical compound [Cu].[Cu].[Te] MZEWONGNQNXVKA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 1
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 1
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000006555 catalytic reaction Methods 0.000 description 1
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 1
- BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N copper monosulfide Chemical compound [Cu]=S BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- ALKZAGKDWUSJED-UHFFFAOYSA-N dinuclear copper ion Chemical compound [Cu].[Cu] ALKZAGKDWUSJED-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000002848 electrochemical method Methods 0.000 description 1
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 description 1
- 239000004615 ingredient Substances 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910021652 non-ferrous alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052763 palladium Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 description 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 1
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 1
- 229910052938 sodium sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000011152 sodium sulphate Nutrition 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000003786 synthesis reaction Methods 0.000 description 1
- 229910052713 technetium Inorganic materials 0.000 description 1
- GKLVYJBZJHMRIY-UHFFFAOYSA-N technetium atom Chemical compound [Tc] GKLVYJBZJHMRIY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- LAJZODKXOMJMPK-UHFFFAOYSA-N tellurium dioxide Chemical compound O=[Te]=O LAJZODKXOMJMPK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
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)
Description
Przedmiotem wynalazku jest sposób odzysku telluru z wieloskładnikowych kwaśnych roztworów zawierających głównie miedź, platynę i bizmut, w postaci wysokoprocentowego koncentratu telluru, z wykorzystaniem metody wymiany jonowej.
Tellur jest pierwiastkiem rzadkim; występuje w postaci minerałów oraz w rudach siarczkowych miedzi. Pierwiastek ten znalazł zastosowanie w wielu różnych dziedzinach, na przykład w produkcji żelaza i stali, katalizie i syntezie chemicznej oraz jako dodatek do stopów metali nieżelaznych. Tellur odzyskuje się głównie ze szlamu anodowego powstającego w elektrolitycznej rafinacji miedzi.
W literaturze znanych jest wiele doniesień na ten temat.
W publikacji z 2003 roku (S. Wang, Copper2003-Cobre2003 Santiago Chile, V, 273.) doniesiono, że tellur można odzyskać ze szlamu anodowego poprzez ługowanie kwasem siarkowym(VI) w autoklawie z dostępem tlenu gazowego i kolejno wydzielić z powstałego roztworu, poprzez dodatek metalicznej miedzi, w postaci Cu2Te.
Podobny sposób odzysku telluru ze szlamów opisano w 1995 roku (E. Hoffmann, K.E. Sutliff,
B.A Wells, D.B. George w Copper95-Cobre95, Montreal, Kanada, 21,4.). W publikacji tej doniesiono, że tellur ługuje się ciśnieniowo w kwasie siarkowym(VI) z dodatkiem tlenu gazowego, a z powstałego roztworu wytracą się go przez redukcję z dodatkiem odpadów miedzi.
W literaturze opisano również sposób odzysku telluru w postaci tellurku miedzi(I), ługując szlam anodowy w kwasie siarkowym(VI) z dodatkiem tlenu z powietrza, w podwyższonej temperaturze, z intensywnym mieszaniem i kolejno strącając tellur z powstałego roztworu proszkiem metalicznej miedzi (R. Ramirez, G. Rios, A. Martin, Copper2007-Cobre2007, Toronto Kanada, V, 2007,125.).
W patencie WO 2011001245 opisano metodę odzysku telluru z kwaśnych roztworów w postaci mieszaniny tlenku telluru(IV) i telluru metalicznego, stosując cukier, jako czynnik redukujący.
Z kolei w japońskim patencie JP 2997266 z 2000 roku ujawniono możliwość rozdziału platynowców, telluru, selenu i technetu z roztworów azotanowych, przy użyciu metody elektrochemicznej.
W innym patencie WO 9507375 z 1995 roku opisano elektrochemiczny odzysk telluru, platyny, palladu oraz srebra, ołowiu i miedzi z roztworów o niskiej zawartości tych metali.
Z polskiego opisu patentowego nr 199993 z 2001 roku znany jest sposób odzyskiwania platynowców i innych metali, w tym telluru i bizmutu z wieloskładnikowych roztworów odpadowych. Ujawniono w nim, że z wieloskładnikowych roztworów odpadowych można redukcyjnie wytrącać koncentrat metali zawierający metale szlachetne, bizmut i tellur oraz część miedzi.
W literaturze przedmiotu Zhang L. i jego współpracownicy (Talanta 83, 2, 2010, 344-350) opisali możliwość sorpcji Te(IV) na nano-TiO i elucji zasorbowanego na tym nośniku telluru 0,5-2 3 mol/dm wodnym roztworem NaOH.
Inną metodę odzysku telluru, tym razem z roztworów siarczanu(VI) miedzi(II) ujawnili chińscy naukowcy (w Journal of Central South University, z roku 2010). Metoda ta polega na redukcji telluru i miedzi z zastosowaniem SO2 z dodatkiem NaCI, NaBr lub KI, w podwyższonej temperaturze.
Z przytoczonych rozwiązań wynika, że najczęściej tellur odzyskiwany jest kompleksowo z innymi składnikami, takimi jak: miedź, platynowce, selen czy bizmut.
Zgodny z wynalazkiem sposób odzysku telluru w postaci kon centratu z roztworów wieloskładnikowych, z wykorzystaniem metody wymiany jonowej charakteryzuje się wysoką wydajnością odzysku telluru w postaci koncentratu i selektywnym rozdziałem pozostałych składników roztworu, czyli: miedzi, bizmutu i platyny, jak również zagospodarowaniem roztworów odpadowych.
Sposób odzysku telluru z wieloskładnikowych roztworów w postaci wysokoprocentowego koncentratu telluru (>95% Te) według wynalazku, polega na tym, że kwaśny roztwór zawierający miedź, bizmut, platynę i tellur, neutralizuje się 40% wodnym roztworem NaOH do uzyskania pH wynoszącego 4 i strąca się z niego >99% telluru, >95% bizmutu oraz <20% miedzi w postaci koncentratu Cu-Bi-Te, natomiast w roztworze powstałym po strąceniu znajduje się >95% platyny oraz pozostała miedź. Powstały po strąceniu roztwór kieruje się do odzysku platyny i miedzi znanymi sposobami, a uzyskany koncentrat Cu-Bi-Te dwustopniowo ługuje się, stosując w każdym stopniu ługowania roztwór wody amoniakalnej w zakresie stężeń wynoszących od 1 do 35% korzystnie 12,5%, z 0-5% dodatkiem wodnego roztworu nadtlenku wodoru korzystnie 3%, w stosunku objętościowym fazy stałej do wodnej mieszczącym się w zakresie od 1:3 do 1:7 korzystnie 1:5, w temperaturze pokojowej, przez 1-3 h, korzystnie dwie godziny. Uzyskane roztwory i popłuczyny po dwustopniowym ługowaniu, korzystnie łączy się z pozostałymi roztworami kierowanymi do odzysku miedzi znanymi sposobami. W wyniku
PL 220 893 B1 amoniakalnego ługowania do roztworu przechodzi >80% miedzi pochodzącej z koncentratu, a cały bizmut i tellur pozostają w częściowo odmiedziowanym koncentracie Cu-Bi-Te. Koncentrat ten kolejno roztwarza się w kwasach mineralnych, korzystnie w 10% kwasie siarkowym(VI) z 1% dodatkiem H2O2, stosując na każde 100 g koncentratu 0,50-2,0 dm kwasu, korzystnie 1 dm . Roztwarzanie prowadzi się w temperaturze 20-60°C, korzystnie w 40°C. Powstający w wyniku roztwarzania roztwór zawierający tellur i bizmut oraz miedź kieruje się do odzysku bizmutu z wykorzystaniem metody wymiany jonowej, przy użyciu słabo kwaśnej makroporowatej żywicy kationowymiennej, zawierającej chelatujące grupy kwasu aminometylofosfonowego. Sorpcję bizmutu prowadzi się, w temperaturze pokojowej, przy stosunku objętościowym jonitu do roztworu sorpcyjnego wynoszącym od 1:1 do 4:1 korzystnie 2:1, w kolumnie jonitowej, w której stosunek wysokości do średnicy złoża, korzystnie wynosi powyżej 6, a roztwór kontaktuje się ze złożem jonitu 60-120 minut, korzystnie 90 minut. Po odmyciu jonit z zasorbowanym bizmutem, kieruje się do elucji przy użyciu 15-35% wodnego roztworu kwasu chlorowodorowego korzystnie 20%, stosując czas kontaktu roztworu eluującego ze złożem jonitu wynoszący od 30 do 180 minut, korzystnie przez 120 minut. Elucję bizmutu prowadzi się w temperaturze pokojowej, przy stosunku objętościowym roztworu do jonitu mieszącym się w zakresie od 1:2 do 1:6, korzystnie 1:4. Powstały po elucji roztwór kieruje się do odzysku bizmutu znanymi sposobami. Roztwór uzyskany po myciu jonitu po sorpcji korzystnie łączy się z innymi roztworami kierowanymi do odzysku miedzi i wydziela się z nich miedź znanymi sposobami. Natomiast roztwór powstały po myciu jonitu po elucji zawraca się do etapu roztwarzania odmiedziowanego koncentratu. Do powstałego - po sorpcji bizmutu - roztworu dodaje się 35% roztwór kwasu chlorowodorowego, w ilości 1-2 g HCl na każdy gram telluru zawartego w tym roztworze i kolejno kieruje się go do odzysku telluru, przy użyciu słabo zasadowej żywicy anionowymiennej. Kolejną sorpcję prowadzi się w temperaturze pokojowej, w kolumnie jonitowej o stosunku wysokości do średnicy złoża, korzystnie wynoszącym powyżej 4, stosując czas kontaktu roztworu ze złożem jonitu od 60 do 180 minut, korzystnie przez 120 minut i przy stosunku objętościowym roztworu do jonitu wynoszącym od 1:2 do 1:4, korzystnie 1:3. Zasorbowane w trakcie sorpcji na jonicie jony miedzi i telluru wymywa się, w temperaturze pokojowej, ko3 rzystnie dwuetapowo najpierw miedź, 10% roztworem wody amoniakalnej, stosując na każdy 1 dm jonitu od 100 do 200 cm czynnika eluującego, najkorzystniej 160 cm , a następnie po odmyciu wodą 3 wymywa się tellur 10% roztworem kwasu siarkowego(VI), używając od 150 do 50 cm roztworu ko33 rzystnie 100 cm na każde 1 dm jonitu. Roztwory powstałe po sorpcji i pierwszym etapie elucji oraz popłuczyny uzyskane z pierwszego etapu elucji łączy się z innymi roztworami kierowanymi do odzysku miedzi znanymi sposobami. Roztwór powstały po myciu po drugim stopniu elucji, korzystnie zawraca się do roztworu wyjściowego. Roztwór uzyskany po drugim stopniu elucji redukuje się, roztworami wodzianu hydrazyny lub siarczanu(IV) sodu, korzystnie 40% roztworem wodzianu hydrazyny stosując
3 3 od 1 cm do 2 cm , korzystnie 1,6 cm tego czynnika na każdy gram obecnego w roztworze telluru. W wyniku redukcji wydziela się koncentrat telluru, który rozdziela się od roztworu poprzez filtrację, przemywa wodą i suszy się w temperaturze poniżej 40°C. Uzyskuje się tym samym koncentrat telluru zawierający powyżej 95% Te oraz <0,5% Cu. Pozostały po redukcji roztwór kieruje się do oczyszczalni ścieków. Stosowanie opisanej metody umożliwia odzysk telluru z wysoką wydajnością wynoszącą powyżej 95% w postaci wysokoprocentowego koncentratu telluru i selektywny rozdział pozostałych składników roztworu, czyli: bizmutu, platyny oraz miedzi.
Zaletą przedstawionego rozwiązania jest zagospodarowanie roztworów odpadowych poprzez zawracane ich do obiegu.
Sposób według wynalazku jest przedstawiony w przykładzie wykonania.
Do 400 dm3 roztworu zawierającego 36,8 g/dm3 Cu, 0,68 g/dm3 Te, 0,14 g/dm3 Bi, 0,21 g/dm3 3
Pt ciągle mieszając dodano 3,2 dm 40% roztworu NaOH, uzyskując pH roztworu wynoszące 4. Po3 wstały osad oddzielono od roztworu przez filtrację i przemyto uzyskując 423 dm3 roztworu zawierającego: 28,1 g/dm3 Cu, <0,001 g/dm3 Te, <0,001 g/dm3 Bi, 0,19 g/dm3 Pt i 15 kg osadu, o wilgotności wynoszącej 60% i o następującym składzie przeliczonym na masę suchą: 47,2% Cu, 4,52% Te, 0,92% Bi oraz 0,058% Pt. Z powstałego roztworu zawierającego głównie platynę i miedź, odzyskano znanymi sposobami platynę i miedź. Koncentrat Cu-Bi-Te ługowano dwustopniowo, w temperaturze 3 pokojowej, stosując po 75 dm 12,5% roztworu wody amoniakalnej z 3% dodatkiem nadtlenku wodoru, 3 przez dwie godziny. Po pierwszym stopniu ługowania roztwór zdekantowano i otrzymano 70 dm3 roz3 3 3 tworu zawierającego: 15,2 g/dm Cu, <0,001 g/dm Te oraz <0,001 g/dm Bi, natomiast po drugim stopniu ługowania roztwór od osadu oddzielono przez filtrację, a powstały częściowo odmiedziowany koncentrat Cu-Bi-Te przemyto na filtrze 10 dm wody, uzyskując kolejne 80 dm roztworu zawierającego:
PL 220 893 B1
15,9 g/dm3 Cu, <0,001 g/dm3 Te, <0,001 g/dm3 Bi i 10,3 dm3 popłuczyn o następującym składzie:
33
2,5 g/dm Cu, <0,001 g/dm Te, <0,001 g/dm Bi, jak również 4 kg częściowo odmiedziowanego koncentratu Cu-Bi-Te, zawierającego 50% wilgoci oraz w przeliczeniu na masę suchą 23,5% Cu, 13,5% Te, 2,75% Bi. Roztwory uzyskane w wyniku ługowania i popłuczyny łączono i kolejno odzyskiwano z nich miedź znanymi sposobami. Natomiast częściowo odmiedziowany koncentrat Cu-Bi-Te roztwo33 rzono w 40 dm 10% H2SO4 z 1% dodatkiem H2O2, w temperaturze 40°C, uzyskując 40,2 dm roztwo3 3 3 ru zawierającego: 11,65 g/dm3 Cu, 6,7/dm3 Te oraz 1,36/dm3 Bi, który kierowano do sorpcji bizmutu. 3
Sorpcję prowadzono przy użyciu 80 dm3 słabo kwaśnej żywicy kationowymiennej, umieszonej w kolumnie jonitowej o średnicy 2 dm. Czas kontaktu roztworu z jonitem wynosił 90 minut. Po sorpcji
3 3 3 otrzymano 40,5 dm roztworu zawierającego: 10,74 g/dm Cu, 6,64 g/dm Te, <0,001 g/dm Bi oraz
3 3 3 dm popłuczyn o następującym składzie: 1 g/dm Cu, <0,001 g/dm Te oraz <0,001 g/dm Bi. Roztwór po sorpcji kierowano do odzysku telluru, natomiast popłuczyny powstałe po sorpcji połączono z innymi roztworami zawierającymi miedź i kierowano do jej odzysku znanymi sposobami.
3
Po odmyciu jonit z zasorbowanym bizmutem eluowano, w temperaturze pokojowej, 20 dm 20% roztworu kwasu solnego, stosując czas kontaktu roztworu z jonitem wynoszący 120 minut. Tą drogą
3 3 uzyskano roztwór zawierający <0,001 g/dm Cu, <0,001 g/dm Te oraz 2,7 g/dm Bi. Z powstałego po 3 elucji roztworu odzyskano bizmut znanymi sposobami. Natomiast 30 dm3 popłuczyn zawierających
3 3
0,11 g/dm Cu, <0,001 g/dm Te oraz 0,003 g/dm Bi, powstałych po elucji zawrócono do roztwarzania odmiedziowanego koncentratu. Do 40,5 dm3 roztworu powstałego po sorpcji bizmutu dodano 300 cm3 stężonego kwasu chlorowodorowego i sorbowano tellur przy użyciu słabo zasadowej żywicy anionowymiennej. Sorpcję telluru prowadzono, w temperaturze pokojowej, przy czasie kontaktu roztworu 3 z jonitem wynoszącym 120 minut, na 120 dm złoża, umieszczonego w kolumnie jonitowej o średnicy
3 3 dm. Po sorpcji uzyskano 41 dm roztworu zawierającego: 6,2 g/dm Cu, <0,001 g/dm Te oraz
3 3 dm popłuczyn po sorpcji o następującym składzie: 0,05 g/dm Cu, <0,001 g/dm Te. Zasorbowane na jonicie jony miedzi i telluru wymyto dwuetapowo, w temperaturze pokojowej, najpierw zasorbowaną 3 na jonicie miedź 20 dm 10% roztworu wody amoniakalnej, a po odmyciu jonitu wodą, eluowano tellur 3 dm 10% roztworu kwasu siarkowego(VI) i ponownie jonit odmyto wodą. W wyniku elucji uzyskano
3 3 następujące roztwory: 20,4 dm roztworu amoniakalnego zawierającego: 8,3 g/dm Cu, <0,001 g/dm
3 3
Te i 12,7 dm roztworu siarczanowego zawierającego: 0,05 g/dm Cu, 20,7g/dm Te, jak również
3 3
10,2 dm popłuczyn powstałych po elucji miedzi zawierających: 0,97 g/dm Cu, <0,001 g/dm Te oraz
3 3 dm popłuczyn uzyskanych po elucji telluru o następującym składzie: <0,001 g/dm Cu, 0,1 g/dm Te. Roztwór powstały po sorpcji telluru połączono z roztworem i popłuczynami powstałymi po elucji miedzi, a następnie z roztworami kierowanymi do odzysku miedzi znanymi sposobami. Natomiast popłuczyny powstałe po elucji telluru zawrócono do etapu wytrącania koncentratu Cu-Bi-Te. Roztwór 3 powstały po drugim stopniu elucji zawierający tellur zredukowano 425 cm3 40% roztworu wodzianu hydrazyny, w temperaturze pokojowej. Wydzielony osad oddzielono od roztworu przez filtrację i przemyto wodą i wysuszono w temperaturze 30°C. Otrzymano 276 g koncentratu telluru zawierającego 95% Te i 0,2% Cu oraz 20 dm3 roztworu zawierającego: <0,001 g/dm3 Cu, <0,001 g/dm3 Te, który kierowano do oczyszczalni ścieków. Poniższy schemat obrazuje zaproponowany sposób według wynalazku.
Claims (4)
1. Sposób odzysku telluru w postaci wysokoprocentowego koncentratu (95% Te) z kwaśnych roztworów zawierających głównie miedź, bizmut i platynę polegający na strąceniu koncentratu Cu-Bi-Te poprzez dodawanie 40% roztworu NaOH do osiągnięcia pH wynoszącego 4, znamienny tym, że powstały koncentrat ługuje się dwustopniowo stosując w każdym stopniu ługowania roztwór wody amoniakalnej w zakresie stężeń wynoszących od 1 do 35%, korzystnie 12,5%, z 0-5% dodatkiem wodnego roztworu nadtlenku wodoru, korzystnie 3%, w stosunku objętościowym fazy stałej do fazy ciekłej mieszczącym się w zakresie od 1:3 do 1:7 w temperaturze pokojowej, przez 1-3 h, korzystnie przez dwie godziny, uzyskane roztwory po dwustopniowym ługowaniu kieruje się do odzysku miedzi, a częściowo odmiedziowany nowy koncentrat Cu-Bi-Te roztwarza się w kwasach mineralnych, korzystnie w 10% kwasie siarkowym(VI) z 1% dodatkiem H2O2, stosując na każde 100 g koncentratu
0,50-2,0 dm kwasu, korzystnie 1 dm , w temperaturze 20-60°C, roztwór ten kieruje się do odzysku bizmutu, do powstałego po oddzieleniu bizmutu roztworu dodaje się 35% roztwór kwasu chlorowodoPL 220 893 B1 rowego, w ilości 1-2 g HCI na każdy gram telluru zawartego w tym roztworze i kolejno kieruje się go do odzysku telluru, przy użyciu słabo zasadowej żywicy anionowymiennej, prowadząc sorpcję w temperaturze pokojowej, w kolumnie jonitowej o stosunku wysokości do średnicy złoża wynoszącym powyżej 4, stosując czas kontaktu roztworu ze złożem jonitu wynoszący od 60 do 180 minut, korzystnie 120 minut przy stosunku objętościowym roztworu do jonitu mieszącym się w granicach od 1:2 do 1:4, korzystnie 1:3, zasorbowane na jonicie jony miedzi i telluru wymywa się w temperaturze pokojowej 3 dwuetapowo, najpierw miedź 10% roztworem wody amoniakalnej, stosując na każdy 1 dm jonitu od
100 do 200 cm czynnika eluującego, najkorzystniej 160 cm , a następnie po odmyciu wodą wymywa 3 się tellur 10% roztworem kwasu siarkowego(VI) używając od 50 do 150 cm roztworu, korzystnie
100 cm na każde 1 dm jonitu, z kwaśnego roztworu powstałego po drugim stopniu elucji redukuje się tellur roztworami wodzianu hydrazyny lub siarczanu(IV) sodu, korzystnie 40% roztworem wodzianu 3 hydrazyny, stosując 1-2 cm tego czynnika na każdy gram telluru obecnego w roztworze, wydzielony koncentrat telluru rozdziela się od roztworu poprzez filtrację, przemywa wodą i suszy się w temperaturze poniżej 40°C, uzyskując koncentrat telluru zawierający powyżej 95% Te oraz <0,5% Cu, a pozostały po redukcji roztwór kieruje się do oczyszczalni ścieków.
2. Sposób według zastrz. 1, znamienny tym, że roztwór powstały po roztworzeniu częściowo odmiedziowanego koncentratu Cu-Te-Bi kieruje się do odzysku bizmutu z wykorzystaniem metody wymiany jonowej, przy użyciu słabo kwaśnej makroporowatej żywicy kationowymiennej, zawierającej chelatujące grupy kwasu aminometylofosfonowego, prowadząc sorpcję bizmutu w temperaturze pokojowej, w kolumnie jonitowej, w której stosunek wysokości do średnicy złoża wynosi powyżej 6, stosując czas kontaktu roztworu ze złożem jonitu wynoszący od 60 do 120 minut, korzystnie 90 minut i stosunek objętościowy jonitu do roztworu mieszczący się w granicach od 1:1 do 4:1, najkorzystniej 2:1, po odmyciu jonit z zasorbowanym bizmutem kieruje się do elucji przy użyciu 1 5-35% wodnego roztworu kwasu chlorowodorowego korzystnie 20%, stosując czas kontaktu roztworu ze złożem jonitu wynoszący od 30 do 180 minut, korzystnie 120 minut, w temperaturze pokojowej, przy stosunku roztworu do jonitu mieszącym się w zakresie od 1:2 do 1:6, korzystnie 1:4, natomiast powstałe po elucji roztwory kieruje do odzysku bizmutu, a roztwory powstałe po myciu jonitu po elucji zawraca się do etapu roztwarzania odmiedziowanego koncentratu.
3. Sposób według zastrz. 1 i 2, znamienny tym, że powstałe po dwustopniowym amoniakalnym ługowaniu koncentratu Cu-Bi-Te roztwory zawierające miedź, popłuczyny powstające po ługowaniu koncentratu, popłuczyny uzyskane z mycia jonitu po sorpcji bizmutu oraz roztwory powstałe po sorpcji telluru i elucji miedzi, jak również popłuczyny uzyskane po elucji miedzi łączy się i wydziela się z nich miedź znanymi sposobami.
4. Sposób według zastrz. od 1 do 3, znamienny tym, że popłuczyny powstałe po elucji telluru zawraca się do roztworu wyjściowego i kolejno kieruje do wytrącania nowego koncentratu Cu-Bi-Te.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PL397606A PL220893B1 (pl) | 2011-12-28 | 2011-12-28 | Sposób odzysku telluru w postaci koncentratu z roztworów wieloskładnikowych |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PL397606A PL220893B1 (pl) | 2011-12-28 | 2011-12-28 | Sposób odzysku telluru w postaci koncentratu z roztworów wieloskładnikowych |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| PL397606A1 PL397606A1 (pl) | 2013-07-08 |
| PL220893B1 true PL220893B1 (pl) | 2016-01-29 |
Family
ID=48748750
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| PL397606A PL220893B1 (pl) | 2011-12-28 | 2011-12-28 | Sposób odzysku telluru w postaci koncentratu z roztworów wieloskładnikowych |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| PL (1) | PL220893B1 (pl) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN106987706A (zh) * | 2017-04-13 | 2017-07-28 | 成都理工大学 | 一种碲铋矿的浸出方法 |
-
2011
- 2011-12-28 PL PL397606A patent/PL220893B1/pl unknown
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN106987706A (zh) * | 2017-04-13 | 2017-07-28 | 成都理工大学 | 一种碲铋矿的浸出方法 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| PL397606A1 (pl) | 2013-07-08 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Quinet et al. | Recovery of precious metals from electronic scrap by hydrometallurgical processing routes | |
| JP4144311B2 (ja) | 白金族元素の分離回収方法 | |
| US10544481B2 (en) | Method for the recovery of precious metal | |
| EP3093354A1 (en) | Scandium recovery method | |
| JP2005097695A (ja) | 白金族元素の相互分離方法 | |
| CA2660226C (en) | Method of recovering silver using anion-exchange resin | |
| CN103343239A (zh) | 一种分离提纯铑的方法 | |
| CN112501438A (zh) | 一种从银钯合金废料中分离回收银、钯的方法 | |
| CN102168175A (zh) | 一种提纯千足金铂钯锇银的方法 | |
| CN107779599A (zh) | 一种新型稀贵金属复合还原剂的制备及其使用方法 | |
| JP3122948B1 (ja) | 高純度コバルトの製造方法 | |
| JP5339967B2 (ja) | 酸性液中の塩素の除去方法 | |
| PL220893B1 (pl) | Sposób odzysku telluru w postaci koncentratu z roztworów wieloskładnikowych | |
| KR101037655B1 (ko) | 산화몰리브덴 정광에 함유된 불순물의 침출방법 | |
| KR20090106067A (ko) | 치기공소 폐금에서 귀금속을 회수하는 방법 | |
| WO2014158043A1 (ru) | Способ регенерации рения из отходов никельсодержащих суперсплавов | |
| JP6222469B2 (ja) | 白金族の回収方法 | |
| JP5502178B2 (ja) | 銀の回収方法 | |
| CN106119567B (zh) | 一种提纯金属金的方法 | |
| JP5786661B2 (ja) | 白金族元素の分離回収方法 | |
| JP7525340B2 (ja) | 貴金属の回収方法 | |
| JP4470749B2 (ja) | ロジウムの回収方法、および金属ロジウムの製造方法 | |
| RU2444573C2 (ru) | Способ производства концентрата драгоценных металлов из сульфидного медно-никелевого сырья | |
| JP2011195935A (ja) | 白金族元素の分離回収方法 | |
| JP2007270255A (ja) | 銅粉を用いたセレンを含む廃液中の白金の回収方法 |