本发明涉及稀散金属回收,具体为一种粗硒精炼过程中分离硫的方法。
背景技术:
1、硒的应用广泛,静电复印、电子工业、玻璃工业、医学环境、化工等都对其有重要的用途。在冶金工业中,硒用作金属的添加剂,能改进金属的机械加工性能;二氧化硒作为电解锰的添加剂,能显著提高电流效率,改善电解锰质量;硒作为电镀添加剂能明显提高镀件的防腐能力。
2、目前市场上存在的粗硒提纯办法主要有硫酸化焙烧法、硫化-亚钠浸出法和硒化氢热分解法。硫酸化焙烧法具有工艺简短,利用工艺过程中产生的so2还原h2seo3得单体硒,成本低,且能综合利用金和银等优点。但是该方法单体硒精馏过程中损失量大,回收率低。硒化氢热分解法虽然显在硒化氢提纯后进行热分解,能够高效回收精硒,但是硒化氢为剧毒气体,此法只适用于少量制备高纯硒,不适用与大规模工业生产。硫化-亚钠浸出法具有工艺成本低、回收率高等特点,但是对于高硫矿中产生的杂质硫难以除去,因此需要研究开发一种在粗硒精炼过程中分离硫的方法。
技术实现思路
1、本发明的目的在于提供一种粗硒精炼过程中分离硫的方法,解决粗硒中杂质硫难分离的技术问题。
2、为实现上述目的,本发明提供如下技术方案:
3、一种粗硒精炼过程中分离硫的方法,包括如下步骤:
4、s1)在所述粗硒中加入水进行浆化得到浆化粗硒;s2)在所述浆化粗硒中先加入抑制剂,再加入氧化剂进行选择性浸出,过滤得到浸出浆液;s3)在所述浸出浆液中加入氧化剂和沉淀剂,过滤得到脱硫后液;s4)在所述脱硫后液中加入还原剂还原,得到精硒。
5、进一步的,所述步骤s1中所述粗硒与所述水的比例为1:1~2。
6、进一步的,所述步骤s2中的所述抑制剂为盐酸,所述氧化剂为双氧水,所述选择性浸出温度为75~80℃,所述选择性浸出时间为2.5~3h。
7、进一步的,所述盐酸的加入量以溶液ph值为1~2,所述双氧水的加入重量与粗硒量的比为1:3~4。
8、进一步的,所述步骤s3中对所述浸出浆液进行稀释。
9、进一步的,所述步骤s3中的所述氧化剂为氯酸钠,所述沉淀剂为氯化钡。
10、进一步的,所述氯酸钠的加入量为5g/l,所述氯化钡的加入量为20g/l。
11、进一步的,所述步骤s4中的所述还原剂为二氧化硫,所述还原温度为30℃。
12、进一步的,所述二氧化硫的加入量为理论量的1.5~2倍。
13、本发明提供了一种粗硒精炼过程中分离硫的方法,其首先将粗硒浆化后再加入抑制剂与氧化剂进行选择性浸出,在抑制4价硒氧化为6价硒的同时使硒与杂质硫得到氧化浸出,即抑制了6价硒的产生且实现了硒的高效浸出、杂质硫的氧化,再通过加入氯酸钠进一步充分氧化杂质硫,使加入沉淀剂氯化钡后杂质硫可充分生成硫酸钡沉淀有效分离,最后通过二氧化硫还原沉硒,得到高纯度的脱硫精硒。因此,本发明主要通过在粗硒浆液中加入抑制剂与氧化剂,使浸出、氧化与脱杂三步合一,由此实现了硒与其硫的有效分离,提高了硒的品位和回收率。
1.一种粗硒精炼过程中分离硫的方法,包括如下步骤:
2.根据权利要求1所述粗硒精炼过程中分离硫的方法,其特征在于,所述步骤s1中所述粗硒与所述水的比例为1:1~2。
3.根据权利要求1所述粗硒精炼过程中分离硫的方法,其特征在于,所述步骤s2中的所述抑制剂为盐酸,所述氧化剂为双氧水,所述选择性浸出温度为75~80℃,所述选择性浸出时间为2.5~3h。
4.根据权利要求3所述粗硒精炼过程中分离硫的方法,其特征在于,所述盐酸的加入量以溶液ph值为1~2,所述双氧水的加入重量与粗硒量的比为1:3~4。
5.根据权利要求1所述粗硒精炼过程中分离硫的方法,其特征在于,所述步骤s3中对所述浸出浆液进行稀释。
6.根据权利要求1所述粗硒精炼过程中分离硫的方法,其特征在于,所述步骤s3中的所述氧化剂为氯酸钠,所述沉淀剂为氯化钡。
7.根据权利要求6所述粗硒精炼过程中分离硫的方法,其特征在于,所述氯酸钠的加入量为5g/l,所述氯化钡的加入量为20g/l。
8.根据权利要求1所述粗硒精炼过程中分离硫的方法,其特征在于,所述步骤s4中的所述还原剂为二氧化硫,所述还原温度为30℃。
9.根据权利要求8所述粗硒精炼过程中分离硫的方法,其特征在于,所述二氧化硫的加入量为理论量的1.5~2倍。