重金属离子的沉淀反萃取

ＺｉｅｌｉｎｓｋｉＳ．等人在《Ｈｙｄｒｏｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ》１９９８年４８卷３期上撰文介绍重金属离子的沉淀反萃取工艺过程。Ｄ２ＥＨＰＡ煤油可从弱酸性溶液中几乎完全萃取锌、铅、铜、镉和镍。负载有机相用草酸、草酸加草酸铵或草酸钠溶液一段或多段沉淀反萃取，金属的沉淀反萃取率取决于反萃取剂的组成和ｐＨ值。所有被萃取金属几乎都可用３０ｇ／Ｌ草酸完全反萃取沉淀回收，一段反萃取率＞９０％。铅用硫酸溶液反萃取分离。添加草酸铵不能改善金属的沉淀反萃取效果，即使采用二段或三段反萃取，且各段ｐＨ最佳，其沉淀反萃取率…     

TBP-N_(235)协同萃取铜电解液中的砷

采用TBP+N_(235)协同萃取铜电解液中的砷,研究了萃取过程中各工艺参数对砷萃取率的影响。结果表明,当有机相组成为60%TBP+15%N_(235)+25%煤油,萃取时间为2 min,萃取相比为1时,砷单级萃取率为33.51%,五级错流萃取砷综合萃取率为72.82%。负载砷有机相经洗涤-二级逆流反萃工艺后砷综合反萃率为95.79%。     

TBP萃取铋电解液中的锑

研究用TBP从铋电解液中萃取分离锑铋,考察了溶液中锑铋以单组分存在时,初始水相酸度、TBP浓度和相比对锑铋萃取分离的影响,绘制了锑铋的萃取等温线。结果表明,有机相组成为25%TBP-7%辛醇-磺化煤油,初始水相酸度为6 mol/L,萃取相比O/A=1∶1时,锑的萃取分配比最大,铋的分配比较小。对于实际铋电解液中萃取分离锑铋,铋电解液盐酸浓度为4 mol/L,相比O/A=1∶1,有机相组成为25%TBP-7%辛醇-磺化煤油时,锑的萃取率为65%;经过3级逆流萃取,锑的萃取率达94.2%。     

某钼镍钒多金属矿石镍钒浸出液萃钒试验

以P204为萃取剂、硫酸溶液为反萃剂,在室温下对贵州某钼镍钒多金属矿石的镍钒浸出液进行钒的萃取-反萃取试验,确定了萃取时适宜的工艺参数为母液pH=2.5,有机相中P204、TBP、磺化煤油的体积比=20∶5∶75,相比（O/A）=1∶2,萃取时间5 min,反萃取时适宜的工艺参数为硫酸溶液浓度2 mol/L、相比（O/A）=2∶1、反萃时间4 min。在所确定的工艺参数下进行5级萃取-反萃取,钒的总萃取率达98.7%、总反萃率达99.8%、总回收率达98.5%。     

从稀土废水中回收制备氧化稀土试验研究

稀土冶炼废水中含有一定浓度的稀土元素,如不加以回收,会造成稀土资源的浪费。为使回收稀土废水中的稀土,试验采用化学沉淀-萃取反萃-草酸精制的工艺回收废水中的稀土。化学沉淀试验表明,以氢氧化钠为沉淀剂,废水中稀土的沉淀率可达97.51%;沉淀经酸溶,水解除铁后进行稀土萃取试验,萃取级数2级,稀土元素的萃取率为97.33%;萃取后的稀土富集有机相经3级反萃,草酸精制后获得氧化稀土产物。整个工艺流程中稀土总回收率为90.93%。      

盐湖老卤中硼的萃取工艺研究

以某盐湖老卤为原料,开展了异辛醇/磺化煤油体系萃取提硼工艺研究。考察了萃取剂浓度、卤水pH值、萃取相比、萃取时间和反萃相比、反萃时间等因素对硼萃取、反萃的影响。结果表明,在有机相组成50%异辛醇+50%磺化煤油、卤水pH=1.5、萃取相比O/A=1/3、萃取时间6 min条件下,硼单级萃取率为82.48%,经三级逆流萃取,硼萃取率可达99.45%。纯水作为反萃剂,在反萃相比O/A=1/1、室温反萃6 min条件下,硼单级反萃率为78.31%,经五级逆流反萃,硼反萃率达99.56%。反萃液经蒸发结晶,可获得优等品硼酸产品。     

韶冶真空炉锗渣氧压浸出液中锗的分离与富集

以韶关冶炼厂真空炉渣氧压浸出液为原料,以P204及Rex t-32为萃取剂萃取分离与富集锗组分,考察萃取有机相组成、酸度pH、萃取时间、相比等因素,对锗分离与富集效果的影响．研究结果表明：pH＝2．0,相比V （O）/V （W）＝1∶1,萃取10 min ,一次萃取锗萃取率达96．89,;富锗有机相用4mol/L氢氧化钠溶液反萃锗,相比V （O ）/V （W ）＝3∶1,反萃15 min ,经3级反萃后反萃液中锗含量为7．81 g/L,反萃率为95．37,（以渣计）;锗反萃液用1∶1硫酸中和,控制终点pH为8．0～8．5,可得到品位为37．62,的富锗料,锗沉淀率为90．51,．     

高镁低品位铜镍矿氧压硫酸浸出液综合回收研究

针对高镁低品位铜镍矿氧压硫酸浸出液特点,提出“Lix984萃取提铜-MgO中和黄钠铁矾法沉淀除铁-MgO中和沉镍”综合回收工艺。结果表明,采用Lix984可选择性萃取99.79%的铜,其他金属离子基本不萃取,经模拟工业贫铜电解液反萃,铜反萃率达98.13%,得到富铜电解液,可电积制备金属铜; 萃铜余液通过MgO中和黄钠铁矾法沉淀除铁,铁沉淀率达99.20%,镍损失率仅0.60%; 沉铁后液通过MgO中和沉淀回收镍,镍沉淀率为99.91%,并得到镍含量24.13%的氢氧化镍粗产品; 沉镍后的高浓度硫酸镁沉淀后液,可用于回收镁。     

淋萃流程在内蒙某地浸矿山的应用研究

以内蒙某酸法地浸铀矿山生产实际为例,研究了以P204为萃取剂、TBP为改良剂从硫酸淋洗合格液中萃取六价铀的"淋萃流程"。试验考察了萃取剂和改良剂的体积分数、接触时间、相比、水相pH等因素对萃取铀的影响;对比了Na_2CO_3、NaOH+Na_2CO_3反萃取剂适用性,明确了现场灵活运行条件。结果表明:5%P204+10%TBP+磺化煤油组成的有机相完全能够满足酸法地浸淋萃工艺的生产需要,贫有机相中铀质量浓度≤100 mg/L,萃余水铀质量浓度≤10 mg/L;Na_2CO_3、NaOH+Na_2CO_3均可作为反萃取剂进行反萃取,且根据现场试验及生产需求,可灵活调整萃取一反萃取运行级数,工艺参数可控。     

含铋高锑冶炼渣浸出液梯级分离回收砷、锑、铋

针对传统锑、铋分离过程中,砷、锑、铋分离不彻底,有价元素回收率不够高等问题,采用还原沉砷、水解沉锑、中和除氯、中和沉铋等方法对含铋高锑冶炼浸出液进行处理,对温度,反应时间等影响条件进行了考察。结果表明,在最佳条件下,通过加入次亚磷酸钠将砷酸根还原为砷单质,最后砷以氧化砷的形式被回收,回收率达到了91.99%;沉砷后液加水进行水解沉淀,锑以SbOCl的形式沉淀下来,沉淀率在95%左右;将SbOCl加入氨水中进行除氯,锑以氧化锑的形式沉淀分离,除氯率达到了96%;沉锑后液加入一定量的氨水来中和,铋以BiOCl沉淀的形式分离出去,沉淀率达到99%左右,实现了砷与锑、铋的梯级分离与回收。     

溶剂萃取-铵盐沉钒法从石煤酸浸液中提取五氧化二钒的研究

采用D2EHPA-TBP-磺化煤油混合体系萃取-硫酸反萃-酸性铵盐沉钒方法从石煤酸浸液中分离、回收五氧化二钒。结果表明:在酸性介质中钒萃取率取决于溶液pH值,当溶液初始pH值≤2.5,钒萃取率高,杂质离子不发生水解沉淀,利于钒的分离、富集。以10%D2EHPA、5%TBP、85%磺化煤油的有机相做萃取剂,在相比为1∶1,溶液初始pH值2.45的条件下,经7级逆流萃取,钒的萃取率为96.7%。以1.5mol/L的硫酸溶液做反萃取剂,在相比(O/A)为5∶1的条件下,负载有机相经3级逆流反萃取,钒的反萃率大于99%,采用酸性铵盐沉钒,在550℃条件下煅烧脱氨后得到的五氧化二钒产品纯度为99.01%。     

TBP-D2EHPA协萃体系分离盐湖卤水中锂镁

针对磷酸三丁酯(TBP)-FeCl3萃取体系从镁锂比高的盐湖卤水分离锂镁的工艺中存在的反萃酸度高、再生有机相试剂消耗大等问题,筛选出添加二(2-乙基己基)磷酸(D2EHPA)的协萃体系。探究了有机相组成、Fe/Li摩尔比、萃取相比等因素对盐湖卤水中锂镁萃取分离效果的影响。在有机相组成为40%TBP-20%D2EHPA-40% 260#溶剂油、Fe/Li摩尔比为1.5、相比O/A=2的优化萃取条件下,单级Li⁺萃取率达78.56%,锂镁分离系数达46.26。使用水作为洗涤剂及反萃剂,优选了洗涤相比O/A=60及反萃相比O/A=20,单级洗涤及反萃阶段锂镁分离系数分别为46.26和22.97,取得了较好的锂镁分离效果,可为后续扩大试验与工业设计提供依据。     

N1923萃取回收钛白水解废酸中的钛--反萃取参数的研究

研究了N1923萃取回收钛白水解废酸中的钛时负钛有机相的反萃取。选择以硫酸和双氧水的混合溶液为反萃剂的络合反萃方法对负钛有机相进行反萃取，考察了硫酸浓度、双氧水用量、相比、平衡时间等对钛反萃的影响，测出了反萃等温线并进行了串级逆流反萃取模拟试验。试验结果表明，硫酸和双氧水的混合溶液是钛的良好反萃剂，控制适当的操作条件，可以有效地实现负载有机相中钛的反萃；经5级逆流反萃取，钛的反萃率达90％以上，回收的反萃液TiO2浓度达38g／L以上。     

高镁锂比盐湖老卤萃取提锂工艺研究

根据盐湖老卤萃取提锂工艺特点及现有工艺与产业化实施过程中暴露的问题, 利用“70%TBP-30%200^#溶剂油”萃取体系设计了“5级逆流萃取-3级逆流洗涤-2级逆流反萃”盐湖卤水提锂工艺流程。在该工艺下, Li/Mg分离系数达到了141.42。反萃液中Li浓度达到25.35 g/L, 萃余液中Li含量低于0.05 g/L。原液中的锂被充分提取, 镁被有效排除, 达到了在高镁锂比盐湖卤水中高效提锂的目的。     

P204-TOPO混合萃取体系从湿法炼锌含铟硫酸锌溶液中萃取回收铟

为解决湿法炼锌硫酸锌溶液中传统溶剂萃取回收铟过程需使用高浓度盐酸反萃,且反萃后贫有机相中夹带氯离子危害湿法炼锌的难题.采用P204-TOPO混合萃取体系从含铟浸出液中选择性萃取铟,载铟有机相采用硫酸反萃,实现无氯体系回收铟.研究发现,混合体系萃取铟过程属于阳离子交换,TOPO与P204发生缔合作用,减弱了P204与铟离...     

烷基叔胺萃取处理氰化浸金贫液的研究 (Ⅰ)萃取体系的选择及工艺实验

采用烷基叔胺（Ｎ２３５）－异辛醇－磺化煤油体系从氰化浸金贫液萃取铜、锌，以ＮａＯＨ溶液为反萃取剂从负载有机相中反萃铜、锌。考察了有机相质子化酸度、添加剂浓度、萃取温度、萃取时间、平衡水相的ｐＨ值等对萃取铜锌的影响以及ＮａＯＨ浓度对反萃铜、锌的影响，并确定了合适的工艺参数。用该萃取体系净化氰化浸金贫液的工艺流程简单易行，技术经济性能好，适宜于推广到工业生产中。     

石煤酸浸提钒浸出液萃取试验研究

以湖北某地石煤为原料,对提钒酸浸液萃取过程的工艺技术参数进行了研究。结果表明：用Na₂SO₃对酸浸液进行预处理可以高效排除Fe³⁺对V⁴⁺萃取的影响,提高相同萃取级数下的萃取率;萃取适宜的萃原液pH=2,水相与有机相相比为3∶1,萃取时间为8 min,5级萃取下的总萃取率为99.29%;反萃适宜的有机相与水相相比为10∶1,反萃剂硫酸溶液的体积浓度为8%,8级反萃下的总萃取率为99.70%。     

大洋多金属结核低温氢还原-湿法冶金联用回收有价金属

以大洋多金属结核为原料, 采用低温氢还原-湿法冶金联用工艺回收有价金属, 湿法冶金过程包括硫酸浸出、M5640萃取铜、针铁矿法除铁、P204萃取除锌、HBL110萃取回收镍。在HBL110萃取回收镍过程中, 考察了平衡pH值、相比O/A等因素对萃取镍的影响, 并绘制了镍萃取与反萃平衡等温线。结果表明, 采用50%HBL110+50%磺化煤油组成的有机相, 经过6级逆流萃取-4级逆流洗涤, 镍萃取率达99.85%, 除钴外, 杂质金属Mn、Ca、Mg、Al基本不被萃取。负载有机相经5级逆流反萃, 镍反萃率达98.53%。     

Thorium and uranium extraction from rare earth elements in monazite sulfuric acid liquor through solvent extraction

This paper describes the process of extraction of thorium and uranium from the sulfuric liquor generated in the chemical monazite treatment through a solvent extraction technique. The influence of the extractant type and concentration, contact time between phases, type and concentration of the stripping solution and aqueous/organic volumetric ratio were investigated. The results indicated the possibility of extracting, simultaneously, thorium and uranium from a solvent containing a mixture of Primene JM-T and Alamine 336. The stripping was carried out with a hydrochloric acid solution. After selecting the best conditions for the process, a continuous experiment was carried out in a mixer-settler circuit using four stages in the extraction step, five stages of stripping and one stage of the solvent regeneration. A loaded stripping solution containing 29.3 g/L of ThO₂ and 1.27 g/L of U₃O₈ was obtained. The metals content in the raffinate was below 0.001 g/L, indicating a thorium extraction of over 99.9% and a uranium extraction of 99.4%. The rare earths content in the raffinate was 38 g/L of RE₂O₃.